Справочник по обогащению углей - Благов И.С., Коткин А.М., Зарубин Л.С.

Автор: Благов И.С. Коткин А.М. Зарубин Л.С.
Теги: отрасли горной промышленности по виду добываемых минералов, руд, нерудных ископаемых полезные ископаемые горное дело коксохимическая промышленность горная промышленность
Год: 1984
Похожие
Техника и технология обогащения углей
Исследование углей на обогатимость
Справочник механика рудообогатительной фабрики
Применение полимеров в добыче нефти
Текст
                    
ПО ОБОГАЩЕНИЮ УГЛЕЙ
Под редакцией кандидатов техн, наук
И. С. БЛАГОВА, А.М. КОТКИНА,
д-ра техн, наук Л.С. ЗАРУБИНА
Издание второе, переработанное и дополненное
*-I 	41 » .* III I	I*	*
’ Гос r:apc.7‘3'v л.*;* и::-*'-’ г
Гидр-' «я т . .чнг
Москва ’’Недра” 1984
УДК [622.7:622.33] (035)
Справочник по обогащению углей. Под ред. И. С. Благова, А. М. Коткина,
Л. С. Зарубина. 2-е изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1984, 614 с.
Приведены физические свойства углей, их классификация. Освещены во-
просы теории, технологии и техники обогащения углей по основным техноло-
гическим процессам. Рассмотрены технологические схемы фабрик для обога-
щения коксующихся и энергетических углей. Описаны методы оценки и кон-
троля технологических операций и качества продуктов обогащения.
Во втором издании (1-е изд. — 1974) отражены значительные изменения,
происшедшие в технологии и технике обогащения за последние годы.
Для специалистов-обогатителей, работающих на предприятиях по обогаще-
нию углей, в научно-исследовательских и проектных организациях.
Табл. 203, ил. 352, список лит. — 45 назв.
Авторы:
3. Ш. Беринберг, И. С> Благов, Af. А. Борц, Ю. Н. Бочков, Ю. М. Го-
ловнин, Г, В. Жовтюк, Л. С. Зарубин, А- М, Коткин, А. Р- Мелявко.
В, М. Назаренко, О. П. Паршин, Ю. М. Рубин, Н. А. Самылин, П. Т. Скляр,
В. А. Филиппов, Г. Г- Фоменко, В. И. Хайдакин, М. Н- Нм польский
2505000060—456
043(01)—84
346—84
© Издательство «Недра», 1984
ПРЕДИСЛОВИЕ
В решениях XXVI съезда КПСС важное место отводится развитию топливно-
энергетического комплекса, в котором существенную роль будет играть твердое
топливо.
Наряду с увеличением добычи нефти и газа, развитием атомной энергетики
предусматривается последовательное наращивание темпов добычи углей.
Угли служат и еще продолжительное время будут служить технологическим
сырьем и топливом для важнейших видов производства, а также одним из основ-
ных источников тепловой и электрической энергии.
В настоящее время около половины добываемых каменных углей исполь-
зуется для производства металлургического кокса, значительная часть добывае-
мых антрацитов — для производства электродной продукции, агломерации
железных руд, производства карбида и других технологических нужд. Примерно
половина добываемого твердого топлива служит для производства электроэнер-
гии. В удовлетворении коммунально-бытовых нужд этому виду топлива отво-
дится также значительное место.
Возможности получения из углей жидкого топлива, ценных химических
продуктов, газа и других продуктов реализуются еще в недостаточной степени.
Усилия инженеров и ученых все больше концентрируются на изыскании
экономичной технологии переработки и комплексного использования углей.
Как показывает отечественная и мировая практика, наиболее рационально угли
могут быть использованы после специальной подготовки, осуществляемой ме-
тодами механического обогащения с последующей рассортировкой.
Обогащение углей в условиях непрерывного роста технического уровня уголь-
ной промышленности и широкой комплексной механизации всех процессов яв-
ляется обязательной стадией в производстве топлива, удовлетворяющего требо-
ваниям народного хозяйства.
Повышенное засорение добываемых углей балластными примесями обусло-
вило необходимость последовательного увеличения объема обогащения путем
строительства новых фабрик, повышения мощности и технического перевоору-
жения действующих предприятий и применения процессов и аппаратов, позво-
ляющих при минимальных потерях получать продукты обогащения заданного
качества.
После выхода в свет первого издания Справочника по обогащению углей
(1974 г.) были введены в эксплуатацию такие крупные углеобогатительные фаб-
рики, как ЦОФ «Восточная» мощностью 6 млн. т в год в Карагандинском уголь-
ном бассейне; ЦОФ «Червоноградская» мощностью 9,6 млн. т в год во Львовско-
Волынском угольном бассейне; ЦОФ «Комсомольская» мощностью 4,5 млн. т
в год, ЦОФ «Ворошиловградская» мощностью 3 млн. т в год, ЦОФ «Обуховская»
мощностью 3 млн. т в год, ЦОФ «Свердловская» мощностью 6,8 млн. т
в год в Донецком бассейне; ЦОФ «Касьяновская» мощностью 4,1 млн. т в год
в Восточной Сибири. Завершается строительства ОФ разреза «Нерюнгринский»
мощностью 9*6 млн. т в год; ЦОФ «Т*аспадская»; ЦОФ «Печорская» и др.
'"'"'Наряду с вводом новых фабрик проводилось техническое перевооружение
и реконструкция действующих, что обусловило повышение на этой основе об-
щего технического уровня и технологической эффективности обогащения углей.
При этом значительное развитие как по объемам обогащения, так и по техниче-
скому совершенству получило обогащение антрацитов и энергетических углей.
Научно-исследовательскими и проектно-конструкторскими институтами в сод-
ружестве с работниками производства были разработаны и освоены новые, более
прогрессивные схемы и режимы технологических процессов, новое эффективное
оборудование большой единичной мощности для основных и вспомогательных
процессов обогащения, характеризуемое повышенной технологической
тивностью, высокой производственной мощностью, улучшенными эксплуата-
ционными качествами и оснащенное элементами автоматического регулирования.
Значительная часть аппаратов и агрегатов соответствует лучшим мировым об-
разцам.
3
Отечественной промышленностью освоен выпуск высокопроизводитель-
ных отсадочных и флотационных машин, двух- и трехпродуктовых сепараторов
для обогащения крупных углей в минеральных суспензиях, классификационных
и обезвоживающих грохотов, вакуум-фильтров, фильтрующих и осадительных
центрифуг для обезвоживания мелких углей. Эти машины и аппараты, отве-
чающие современным требованиям, являются эффективными средствами улуч-
шения качества продуктов обогащения, сокращения потерь углей с отходами и
увеличения фондоотдачи обогатительных фабрик.
Подготовлена научно-экспериментальная и производственная база для ши-
рокого применения на углеобогатительных фабриках систем автоматического
контроля и регулирования технологических процессов, средств механизации
операций по опробованию и контролю качества продуктов обогащения, ряда
аппаратов и устройств вспомогательного назначения.
Для выбора технологических схем, процессов и оборудования широко при-
меняются математическое моделирование и основанная на нем методика поиска
с помощью ЭВМ оптимальных вариантов обогащения при проектировании, а также
режимов обогащения при эксплуатации действующих фабрик.
Значительные изменения в технологии и технике обогащения углей, проис-
шедшие после выхода в свет первого издания Справочника по обогащению углей,
привели к необходимости второго издания Справочника. Большая часть мате-
риала Справочника обновлена, некоторые разделы и главы написаны заново.
При подготовке материала учтены замечания и пожелания специалистов,
приславших свои отзывы на первое издание Справочника.
По инициативе Технологического управления по обогащению углей Мин-
углепрома СССР, научных работников и специалистов — обогатителей угольной
промышленности был организован авторский коллектив, которым при напи-
сании Справочника были использованы данные исследований, проектные и кон-
структорские разработки ПОТТ, УкрНИИУглеобогащения, КузНИИУглеобо-
гащения, Гипромашуглеобогащения, Гипромашобогащения, Южгипрошахта,
Гипрошахта, Сибгипрошахта, Донецкого политехнического института, Днепро-
петровского горного института и других организаций, а также опыт инженеров
и передовиков производства углеобогатительных предприятий.
В написании настоящего Справочника приняли участие: кандидаты техн,
наук А. М. Коткин (раздел I), И. С. Благов, А. М. Коткин (раздел II),
М. Н. Ямпольский (глава 2 раздела II), Г. В. Жовтюк, 3. Ш. |Беринберг (раз-
дел III), Т. Г. Фоменко (разделы IV и X—-главы 1, 3—6), В. [И. Хай-
дакин, д-р техн, наук Л. С. Зарубин (раздел V), инж. Н. А. Самылин (раз-
дел VI), кандидаты техн, наук И. С. Благов, А. Р. Молявко (раздел VII),
В. М. Назаренко (раздел IX), д-ра техн, наук Ю. Н. Бочков (раздел X,
глава 2), М. А. Борц (раздел XI), В. А. Филиппов, кандидаты техн, наук
Ю. М. Рубин (раздел XII), П. Т. Скляр (раздел XIII, главы 2 и 3), А. М. Кот-
кин (раздел XIII, глава 1), Ю. М. Головнин, О. П. Паршин (раздел VIII).
Раздел I
УГЛИ, ИХ СВОЙСТВА И КЛАССИФИКАЦИЯ
Глава 1
ФИЗИЧЕСКИЕ И ХИМИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА УГЛЕЙ
Ископаемые угли — это твердые горючие вещества органического проис-
хождения.
Угольное вещество представляет собой сложные высокомолекулярные соеди-
нения, образовавшиеся из продуктов превращения растительных остатков в ре-
зультате процессов полимеризации и конденсации, имевших место на всех ста-
диях углеобразования.
Угли отличаются большим разнообразием свойств, зависящих от состава
исходных растительных остатков, условий их накопления, процессов разложе-
ния и превращения, геологических факторов и др.
Между торфами, бурыми, каменными углями и антрацитами существует
генетическая связь, т. е. они являются последовательными стадиями процесса
преобразования растительного материала. Каждая стадия этого процесса харак-
теризуется увеличением накопления углерода в органической массе или, как
принято это называть, определенной степенью углефикации.
Однако бурые угли не обязательно являются промежуточной стадией про-
цесса углеобразования. В зависимости от условий генезиса они могут быть и
конечным продуктом.
Добытые (рядовые) угли являются многокомпонентной смесью органической
и неорганической частей углей и различных минеральных примесей, попадающих
в рядовые угли из прослойков и вмещающих пород в процессе добычи.
§ 1.	Петрографический состав
Ископаемые угли неоднородны по своему составу и строению. Макроскопи-
чески различаемые составные части углей, имеющие однородный блеск и строе-
ние, в углепетрографии получили название ингредиентов, или макро-
литотипов в международной классификации.
Витрен — один из главнейших ингредиентов углей. Он является носи-
телем основных свойств их и встречается в виде линз, слоев, а иногда целых
пачек угольного пласта. Характерные признаки: сильный блеск, однородность
состава, монолитная стекловатая структура, раковистый или сглаженный из-
лом, трещиноватость поперек напластования. Витрен по сравнению с другими
ингредиентами обычно наименее зольный.
Кларен имеет сильный блеск и неоднородный состав, что придает ему
полосчатую текстуру. В строении прослойков чередуются полосы блестящего
и более тусклого углей. В этом ингредиенте преобладают блестящие составляю-
щие.
Дюрен о-к ларе и образует прослойки до нескольких десятков сан-
тиметров. Для него характерно тонко- и широкослойчатос строение, чередование
блестящих и матовых полос, но с более высоким содержанием матовой состав-
ляющей. В полублестящих углях часто встречаются мелкие прослойки и линзы,
состоящие из глинистых минералов, карбонатов кальция и железа.
Кларен о-д ю р е н характеризуется мелкозернистым строением и лин-
зовидным, линзовидно-слойчатым сложением, иногда переходящим в монолит-
ное. В матовой основной массе расположены редкие блестящие полосы.
Дюрен — твердый уголь с зернистым или неровным изломом и неинтен-
сивным блеском, обычно содержит включения тонкодисперсного минерального
вещества, В пластах углей дюрен иногда образует мощные пачки,
5
Таблица 1.1
Характеристика петрографических составляющих
некоторых каменных углей Донбасса (по Л. Л. Нестеренко)
Угли		Действи- тельная плот- ность, кг/м3	4^, %	0/ /О	cdaf. о/ /0	ndar, %	Спекае- мость по методу ИГИ
Донецкий, марка	Г:					5,50	
рядовой		1	6,15	38,87	80,06		19,7
витрен		1250	1,24	34,09	80,08	5,30	20,8
фюзен		1430	4,97	15,71	89,00	3,15	0
споры (80 %) Донецкий, марка	Ж:	1220	2,20	56,30	82,60	6,90	45,9
рядовой		— 	5,31	34,33	84,28	5,18	17,9
витрен		1220	0,26	32,67	83,27	5,35	19,7
фюзен		1420	3,71	14,51	90,39	3,20	0
споры (57 %) Донецкий, марка	ОС:	1250	1,01	50,43	84,16	5,96	38,4
рядовой		1	8,65	12,38	90,80	4,40	0
витрен		1317	2,19	12,13	90,03	4,14	0
фюзен		1591	10,88	5,52	95,53	2,56	0
Ф ю з е н имеет характерный шелковистый блеск и волокнистое или сажи-
стое сложение. Он наблюдается в виде линз, гнезд, прослойков. Пористый, мяг-
кий и хрупкий фюзен по внешнему виду напоминает древесный уголь и обычно
содержит большое количество минеральных включений.
Характеристика некоторых петрографических составляющих каменных уг-
лей приведена в табл. 1.1.
Микроскопически однородные составные части углей, образовавшиеся в ос-
новном из одинакового исходного материала и претерпевшие дальнейшие изме-
нения в примерно одинаковых условиях, называют микрокомпонен-
тами.
Микрокомпоненты каменных углей по ряду генетических и физических
признаков объединены в группы витринита Vt, семивитринита Sv, фюзинита F,
лейптинита L, альгинита Alg, микстинита М, минеральных примесей Ml.
Основной характеристикой микрокомпонентов являются их отражательная
способность и структура.
Наименьшую отражательную способность имеют микрокомпоненты группы
лейптинита, наибольшую — группы фюзинита. Остальные микрокомпоненты
по отражательной способности занимают промежуточное положение. Поскольку
микрокомпоненты группы витринита однородны и обычно количественно преоб-
ладают над компонентами группы лейптинита, их отражательную способность
принимают за основу при микроскопических исследованиях углей. Таким обра-
зом, отражательная способность определяется по витриниту.
В генетическом отношении микрокомпоненты групп витринита, семивитри-
нита и фюзинита являются остатками растений — углеобразователей, претер-
певших различные изменения под воздействием водной среды, газов атмосферы
и биохимических факторов. Микрокомпоненты группы лейптинита представляют
собой различно измененные споры растений, покровные ткани, смоляные тельца
и другие аналогичные вещества. Микрокомпоненты группы альгинита аналогичны
микрокомпонентам группы лейптинита, но они образовались из материала водо-
рослевых тканей.
Все микрокомпоненты отличаются друг от друга физическими и химиче-
скими свойствами (плотностью, химическим составом, теплотой сгорания, спе-
каемостью, выходом летучих веществ и другими показателями). Так, микроком-
поненты группы витринита характеризуются повышенным выходом летучих ве-
ществ, тогда как микрокомпоненты группы фюзинита — минимальным.
6
У коксующихся углей микрокомпоненты группы витринита хорошо спе-
каются; микстинит и семивитринит слегка размягчаются, фюзинит не спекается.
Микрокомпоненты последних трех групп ведут себя при коксовании как отс-
тающая примесь. Поэтому одинаково метаморфизованные угли, имеющие раз-
личный петрографический состав, заметно отличаются друг от друга по техноло-
гическим свойствам.
Различия свойств микрокомпонентов связаны как с исходным материалом
растительных остатков, так и с условиями химического преобразования органи-
ческого вещества на торфяной стадии, определяющими степень восстановлен-
ности углей.
Различают угли маловосстановленные (тип а), средневосстановленные (тип б),
и сильновосстановленные (тип вв). Изометаморфные витриниты углей различ-
ных групп восстановленности отличаются друг от друга спекаемостью, выходом
летучих веществ, отражательной способностью и другими физическими и хими-
ческими свойствами.
В результате метаморфизма химические и физические свойства микроком-
понентов углей изменяются. Наиболее значительные изменения проявляются
у группы витринита. Микрокомпоненты группы лейптинита заметно изменяют
свои свойства лишь до середины метаморфического ряда, а затем эти изменения
затормаживаются. Микрокомпоненты группы фюзинита изменяются незначи-
тельно. Различия в первичном растительном материале, микрокомпонентном
составе, типах восстановленности и стадии метаморфизма обусловили появление
обширной гаммы углей, представленных месторождениями СССР и зарубежных
стран.
Близкие по свойствам и происхождению микрокомпоненты объединены
в основные группы (ГОСТ 9414—77), названия которых и характерный состав
соответствуют международной номенклатуре.
Петрографический состав углей необходимо учитывать при определении
оптимальных пределов их дробления и обогащения и способов технологической
переработки.
§ 2.	Физические свойства
Физические свойства углей и минеральных примесей существенно влияют
на выбор и эффективность процессов обогащения. Механическая прочность обус-
ловливает гранулометрический состав и шламообразование.
Плотность угольного вещества зависит от его петрографического состава,
стадии метаморфизма и насыщения минеральными включениями, а дисперсность
последних является основным показателем при выборе методов и схем обога-
щения. Электрические и диэлектрические свойства определяют способы элек-
трофизического контроля и возможность применения электрофизических методов
обогащения.
Действительная плотность представляет собой количе-
ственное выражение массы единицы объема углей без пор и трещин. Действи-
тельная плотность, пересчитанная на сухое беззольное вещество, называется
плотностью органической массы углей.
р0 = (100р£ — 2700Д</)/( 100 — Л**),
где р() — действительная плотность органической массы углей, кг/м3; pd — оп-
ределенная в пикнометре действительная плотность сухих углей, кг/м3; 2700—
условно принятая средняя действительная плотность минеральных примесей
в углях, кг/м3; Ad — зольность угольной пробы на сухую массу, %.
Плотность органической массы и других компонентов углей зависит от ста-
дии метаморфизма, его природы и петрографического состава (табл. 1.2).
Действительную плотность сухих углей при фактической зольности приб-
лиженно можно определить по формуле
Рд = 100 [(100- ГЫД/ро h 1,14d/2700]-'.
7
Таблица 1.2
Действительная плотность основных компонентов рядовых углей, кг/м3
Компоненты рядовых углей
Донецкий
бассейн
Кузнецкий
бассейн
Органическая масса углей марок:
Д
Г
Ж
к
ОС
т
А
Минеральные примеси:
глинистые минералы
кварц
сульфиды железа
карбонат кальция
доломит CaMg[CO3]2
анкерит Ca(MgFe)[CO3]a
сидерит FeCO3
1160	
1230	1240
1250	1265
1250	1265
1280	1285
1310	1335
1590	
2700	2700
2650	2650
5000	5000
2800	2800
2900	2900
3000	3000
3900	3900
Кажущаяся плотность представляет собой количественное
выражение отношения массы пористого (натурального) тела к единице его объема.
Кажущаяся плотность рк всегда меньше действительной и для каменных углей
находится в пределах 1200—1350 кг/м3.
Так как рядовые угли состоят из органической массы и минеральных при-
месей, входящих в различных соотношениях не только в его насыпную массу,
но и в каждый составляющий ее кусок, то показатель плотности компонента
характеризует степень концентрации в нем органической массы или минераль-
ных примесей.
Содержание минеральных примесей в угольных продуктах принято харак-
теризовать косвенным показателем — зольностью. Зола, образующаяся
при сжигании углей, состоит в основном из окислов золообразующих элементов
(кремния, алюминия, железа, кальция), содержащихся в минеральных приме-
сях и некоторых других элементов, химически связанных с органической массой
углей.
Для каменных углей установлена тесная связь между плотностью и золь-
ностью:
Р71 = Р7' - о>о1*м (рГ1 - Рм *) (А“ - 4in)-
где Км—коэффициент, определяющий соотношение между составом минераль-
ных примесей в углях и их зольностью (Ам « 91); рм — средняя плотность ми-
нерального компонента.
Для инженерных расчетов может быть использована графическая зависи-
мость (рис. 1.1).
Насыпная плотность углей является количественным выраже-
нием отношения их массы к объему, заполненному свободной или уплотненной
насыпкой, т. е. насыпкой в штабеле, вагоне, бункере или в других емкостях.
Она изменяется в довольно широких пределах и зависит от плотности, размера
кусков, гранулометрического состава и влажности углей (рис. 1.2), а также
от способов заполнения емкостей. Насыпная плотность углей зависит главным
образом от угла естественного откоса при свободной засыпке, который обуслов-
лен коэффициентом трения между угольными зернами.
Угол естественного откоса для рядовых антрацитов колеблется в пределах
27—30°, для углей средней стадии метаморфизма 35—40°, для мелких углей
45—50° и для шлама — 70—75°.
8
Рис, 1.1. Зависимость между плот-
ностью и зольностью фракции
Рис. 1.2, Зависимость насыпной
плотности углей рн от влажности W t
и крупности:
/ — 0 — 4 мм (исходный); 2 — 1-2 мм;
3 — 2— 4 мм; 4 — 0,5—1 мм; 5 — 0,25 —
0,5 мм; 6 — 0,12 — 0,25 мм
Пористость. Поры в углях можно разделить на макропоры со сред-
ним диаметром 500-10“10 м и микропоры с диаметром (5—15)» 10“10 м. Макропоры
имеют площадь внутренней поверхности в пределах 1 м2/г; микропоры — в пре-
делах 200 м2/г.
На ранних стадиях углеобразован и я угли содержат много полярных групп
и имеют разветвленную систему крупных пор, с чем связана их высокая влаго-
адсорбирующая способность. С ростом метаморфизма содержание полярных
групп и крупных пор уменьшается, образуется новая система микропор. Микро-
пористость играет основную роль в поведении углей при химических реакциях
с газом и жидкостями. Пористость углей влияет па их взаимодействие с углево-
дородными реагентами и на эффективность воздействия этих реагентов на физико-
химические свойства угольной поверхности, что важно учитывать при опреде-
лении режимов флотации угольных шламов.
Механическая прочность (крепость) углей характеризуется
дробимостыо, хрупкостью, твердостью, временным сопротивлением сжатию,
а также термической устойчивостью (для антрацитов).
Дробимость углей показывает их способность сопротивляться раз-
рушению под действием напряжений, передаваемых углям непосредственно
дробящими устройствами (молотками, шарами, зубьями и т. п.). Количественно
дробимость выражается удельной работой, затраченной на образование новой
поверхности, или отношением размеров кусков углей до и после дробления.
Дробимость углей различной стадии метаморфизма резко изменяется (рис. 1.3).
Она увеличивается по мере перехода к углям средней стадии метамор-
физма.
Хрупкость углей — свойство разрушаться при механическом воз-
действии на них без применения специальных дробящих тел и устройств (молот-
ков, шаров и др.). Для определения хрупкости уголь испытывают в закрытых
стальных барабанах без дробящих элементов в соответствии с ГОСТ 15490—70.
Резко выраженной зависимости хрупкости от стадии метаморфизма не наблю-
9
Рис. 1.3, Зависимость дробимости D
донецких углей от выхода летучих
веществ Vda^
дается. Она зависит от петрографиче-
ского состава: наиболее хрупкие фюзен
и витрен, наименее — дюрен и кларен.
Твердость характеризует спо-
собность углей противодействовать про-
никновению в них другого, более твер-
дого тела. Твердость каменных углей по
шкале Мооса изменяется от 2 до 5.
В Советском Союзе для определения
крепости (прочности) углей применяют
метод толчения, разработанный М. М. Про-
тодьяконовым. Толчению подвергают
угли, предварительно раздробленные до
крупности 10—30 мм, путем пятикрат-
ного сбрасывания на них гири стандарт-
ной массы с определенной высоты. По
выходу пыли крупностью 0—0,5 мм опре-
деляют коэффициент крепости. Подсчет
коэффициента крепости (для пяти пор-
ций) производят по формуле
Люк - 103/7,
где / — высота столбика пыли в обьемомере, мм; 103 — эмпирический коэффи-
циент.
При большом выходе пыли после толчения мягких углей число испытывае-
мых порций уменьшают до 3 и коэффициент крепости определяют по формуле
/пок = 62/7.
За окончательный результат принимают среднее арифметическое значение
коэффициента крепости /ф пяти г: х) порций.
Класс крепости определяют п- ш дле М. М. Протодьяконова.
Класс крепости
I
II
III
IV
V
VI
VII
1 HvK
<0,4
0,4-0,6
0,6—1,0
1 — 1,5
1,5 —2,3
2,3 —3,5
>3,5
0,3
0,5
0,8
1,2
1,8
2,8
4,3
Для условий механического обогащения углей наиболее характерным их
свойством является твердость, которая определяется работой, затрачиваемой
на диспергирование при истирании, шлифовании или царапании.
Крепость углей и породных примесей значительно изменяется с изменением
стадии метаморфизма (рис. 1.4, 1.5). Твердость углей изменяется с изменением
стадии их метаморфизма. Она достигает максимума при содержании углерода 84%,
затем при содержании углерода 90 % падает до минимума и с дальнейшим ро-
стом содержания углерода снова увеличивается. При выходе летучих веществ
на горючую массу 5 % твердость начинает быстро уменьшаться и становится
минимальной при выходе летучих веществ в пределах 15 %, затем она устой-
чиво растет с увеличением выхода летучих веществ до 40—44 %.
Твердость углей обычно определяют методами Роквелла, Бринелля или
Викерса, которые применяют для измерения сопротивления углей раздавлива-
нию при статических нагрузках.
Твердость может быть определена с помощью склероскопического анализа
(метод Шора), при котором потеря кинетической энергии падающего металли-
ческого предмета при столкновении с испытываемым образцом определяется по
высоте отскакивания. Эта твердость называется склерометрической.
Если склерометрическую твердость для углей средней стадии метаморфизма
принять за единицу, то для антрацита она составит 1,7—1,75, для кальцита —
1,92, для пирита — 5,71.
10
Рис. 1.4. Зависимость крепости
пород f по шкале профессора
М. М. Протодьяконова от стадии
их метаморфизма:
/—песчаники; 2—глинистые сланцы
Рис. 1.5. Зависимость крепости углей
по копру Пк от стадии их метамор-
физма
Угли характеризуются также микротвердостью, которую опре-
деляют по отпечатку алмазной пирамидки, вдавливаемой в уголь под постоян-
ной нагрузкой, выражаемой в ньютонах на 1 мм2. При определении микротвер-
дости поверхность измерения очень мала, что важно, так как угли неоднородны.
Микротвердость витрена донецких углей составляет 195 Н/мм2, дюрена —
150 Н/мм2.
Для определения твердости часто применяют метод Викерса (алмазная пи-
рамидка) (табл. 1.3).
Упругие свойства углей характеризуют временным модулем
Юнга, модулем упругости, который можно определить статическим методом
(сопротивлением изгибу или сжатию), а также динамическим — наложением
механических вибраций (табл. 1.4).
Таблица 1.3
Динамическая твердость витреновых прослойков углей и других материалов
(по данным Хонды и Сакады)
Материал	Выход летучих веществ на без- зольную массу, %	Показатель твердости	
		по Шору	по Викерсу
Антрацит Угли:	До 6	122	54
коксовые и жирные	21—36	44—65	9—16
газовые (спекающиеся)	40—44	105—107	22—26
длиннопламенные (неспекаю- щиеся)	41—42	107—109	24—29
бурые	43	94—96	23—24
Лигниты	45	53	8
Бакелитовый битум	X	102	43
Битум		26	9
Твердый битум	1	27	3
Модуль Юнга для некоторых углей, ГН/м2
Таблица 1.4
Статические методы
Угли
Направление напряжений
Временное
сопротивление
сжатию
о
н
ф
Е
Я
Я
Q
ст
£
И
S
Средней стадии
метаморфизма
Антрацит
Параллельно напластованию
Перпендикулярно напластова-
нию
Параллельно напластованию
Перпендикулярно напластова-
нию
4,13 3,77	3,35 2,70	3,36	4,03 3,27
4,43	4,04	4,69	5,42
4,61	3,77	—	4,59
Коэффициент трения (табл. 1.5) является одной из важных
характеристик при выборе углов наклона желобов и транспортных трактов для
рядового и обогащенного углей.
Оптические свойства — цвет, блеск, прозрачность, прелом-
ление света, отражательная способность — тесно связаны с молекулярной струк-
турой органического вещества углей и закономерно изменяются в зависимости
от изменения этой структуры под влиянием факторов метаморфизма.
Отражательная способность является одной из наиболее важных опти-
ческих характеристик, применяемых для диагностики компонентов углей. Она
измеряется отношением отраженного света Jo к падающему Jn
R - 100JoUn.
Различные микрокомпоненты углей имеют различную отражательную спо-
собность, возрастающую от лейптинита к витриниту и фюзиниту. В ряду мета-
морфизма значительно изменяется R витринита и мало — R фюзинита.
Таблица 1.5
Коэффициенты трения покоя для донецких углей и породы
крупностью 20—25 мм (по данным УкрН И И Углеобогащения)
	Конструкционный материал					
	Шлакоситалл С-700				Сталь марки Ст.З	
Марка угля, порода	в водной среде		в воздушной среде		в водной среде	в воздушной среде
		Класс	чистоты (шероховатость поверхности)			
	5	7	5	7	7	7
д	0,335	0,289	0,335	0,291	0,358	0,364
г	0,376	0,271	0,386	0,328	0,333	0,349
ж	0,367	0,338	0,354	0,299	0,370	0,354
к	0,391	0,289	0,396	0,342	0,361	0,370
ОС	0,347	0,315	0,367	0,318	0,418	0,431
т	0,299	0,276	0,331	0,296	0,361	0,351
А	0,320	0,200	0,321	0,219	0,302	0,352
Аргиллит	0,403	0,309	0,416	0,349	0,370	0,390
12
Отражательную способность углей исследуют в воздушной (/?а) и иммер-
сионных /?0 средах.
Отражательная способность витринитовых углей в метаморфическом ряду,
полученная И. И. Аммосовым и другими исследователями, следующая:
Стадия метаморфизма
Буроугольная ............
Каменноугольная . . . .
Антрацитовая ............
До 70
70—130
130 и более
До 0,5
0,5 —2,5
Более 2,5
Электрические свойства углей определяют по проводи-
мости ими электрического тока. Ископаемые угли могут быть отнесены к полу-
проводникам. На электрическое сопротивление углей заметно влияют химиче-
ский и минеральный составы, влажность, температура, поэтому этот показатель
для данного угля нельзя считать постоянным. Удельное электрическое сопро-
тивление каменных углей и антрацитов, определеннее в порошке при
комнатной температуре и атмосферном давлении, составляет: для доне-
цких углей марок Г и Ж Ю10 — 2J010 Ом*см, для антрацитов — 5-Ю5 —
2-10е Ом-см.
В результате термической обработки каменных углей и антрацитов элек-
трическое сопротивление изменяется в широких пределах, достигая минималь-
ных значений при температуре 1000—1300 °C.
Особое влияние на электрическое сопротивление углей оказывают влажность
и содержание солей, растворенных в воде. Сопротивление чистой воды значи-
тельно ниже сопротивления сухих углей. Более резко эта разница проявляется
при растворении в воде минеральных солей. Чем больше в минеральных приме-
сях углей растворимых в воде солей и чем выше влажность, тем значительнее
£
12
10
8
6
Ч
2
Рис. 1.6. Зависимость ди-
70	80 Cdaf.°/0
снижается электрическое сопротивление.
Диэлектрические свойства углей характеризуются диэлек-
трической проницаемостью, которая различна для влажных и сухих углей и
зависит от стадии метаморфизма (рис. 1.6), Повы-
шение влажности углей приводит к увеличению
диэлектрической проницаемости.
По магнитным свойствам угли относятся
к неферромагнитным (диамагнитным) веществам,
для которых интенсивность намагничивания про-
порциональна напряженности поля. Удель-
ная магнитная восприимчивость / (см3/г)
диамагнитных веществ отрицательна, порядок ее
составляет 10-6 см3/г; для парамагнитных веществ
она положительна и изменяется в диапазоне 10“6—
10“3 см3/г. Угольное вещество является диама-
гнитным, минеральные примеси угля характери-
зуются парамагнитными свойствами. Магнитная
восприимчивость углей закономерно возрастает
с увеличением их стадии метаморфизма.
Угли по своим тепловым свойствам прибли-
жаются к теплоизоляторам. Основными термиче-
скими показателями, характеризующими тепловые
свойства углей, являются коэффициенты
теплопроводности К [Вт/(м-°С) ], тем-
пературопроводности а (ма/с) и теп-
лоемкость С [Дж/(кг-°С) ]. Эти показатели
связаны между собой уравнением
X — яСрн,
где рн — насыпная плотность материала, кг/м3.
Коэффициент теплопроводности углей опре-
деляется теплопроводностью угольного вещества,
его пористостью, зольностью и влажностью. Кроме
электрической проницае-
мости е влажного и сухого
углей от содержания уг-
лерода Cda^:
1	— воздушно-сухие угли;
2	—* абсолютно сухие угли
13
Рис. 1.7. Зависимость
коэффициента тепло-
проводности угля и
антрацита от насыпной
плотности
того, X является функцией температуры. С ростом количества минеральных
включений и влажности теплопроводность и температуропроводность углей
увеличиваются. Общая зависимость теплопроводности л углей от насыпной
плотности рн показана на рис. 1.7.
Таблица 1.6
Результаты испытаний на абразивность углей и их фракций
различной плотности (США)
Шахта	Плотность фракции, кг/м3	Выход, %	Зольность, %	Потеря мас- сы, мг	Суммарные		
					Выход» о/ /о	Золь- ность, %		Потеря массы, мг 1
«Кош-Крик»	Рядовой уголь	100	9,6	12	100	9,6	12
	<1600	92,9	5,6	6	92,9	5,6	6
	>1600	7,1	62,1	351	100	9,6	30
«Уилксон-Уни-	Рядовой уголь	100	28,9	42	100	28,9	42
гейт»	<1300	11,5	4,9	4	11,5	4,9	4
	1300—1400	37,4	10,9	5	48,9	9,5	6
	1400—1500	12,6	19,1	30	61,5	11,5	10
	1500—1600	5,3	25,9	54	66,8	12,6	13
	>1600	33,2	61,6	28,9	100	28,9	105
«Тоно»	Рядовой уголь	100	12,7	45	100	12,7	45
	<1300	41,0	5,9	17	41,0	5,9	17
	1300—1400	45,9	11,6	38	86,9	8,9	28
	1400—1500	8,7	27,8	54	95,6	10,6	39
	>1500	4,4	56,6	175	100	12,7	45
«Монтур» № 10	Рядовой уголь	100	22,9	172	100	22,9	172
	<1600	79,3	9,1	43	79,3	9,1	43
	>1600	20,7	75,9	618	100	22,9	216,7
«Касл Гейт»	Рядовой уголь	100	9,4	212	100	9,4	212
	<1600	95,2	6,7	147	95,2	6,7	147
	>1600	4,8	63,7	1517	100	9,4	212,7
«Ленгли» № 9	Рядовой уголь	100	13,8	234	100	13,8	234
	<1600	90,7	9,3	45	90,7	9,3	45
	>1600	9,3	58,3	1515	100	13,8	181,7
«Энтресайт»	Рядовой уголь	100	19,8	686	100	19,8	686
	<1800	81,1	7,6	63	81,1	7,6	63
	>1800	18,9	71,9	2847	100	19,8	589,2
14
Теплоемкость углей линейно уменьшается с ростом стадии метаморфизма и
линейно увеличивается с повышением влажности угля. С увеличением зольности
теплоемкость углей снижается. Средняя удельная теплоемкость минеральных
примесей при 20 °C составляет около 0,8 кДж/(кг-°С), а углей 1,04—
5,43 кДж/(кг-°С).
Средняя удельная теплоемкость углей [кДж/(кг-°С) ] при обычных темпе-
ратурах может быть определена по формуле
С - 4,18 [0,00242 (1 + 0,008И)В' + 0,19AJ +
где Vd — выход летучих веществ на сухую массу, %;	— содержание органи-
ческой массы в исходных углях, %; Art —зольность исходных углей, %; W’J —
содержание влаги в исходных углях, о/о.
Абразивность углей является важным фактором, определяющим
долговечность оборудования и правильный выбор материала для его рабочих
поверхностей.
Исследованиями, проведенными в угольной научно-исследовательской ла-
боратории Горнорудного управления США (г. Сиэтл), были установлены коли-
чественные параметры абразивности отдельных углей и входящих в них ком-
понентов. Метод, примененный в этих исследованиях, заключался в определении
потери массы металлических лопастей после их вращения в испытуемых углях
в течение заданного времени и в стандартных условиях. Исследования показали,
что степень абразивности углей в большей мере обусловлена минеральными при-
месями, чем природой самих углей. Вместе с тем абразивности угольных компо-
нентов разных углей значительно различаются (табл. 1.6).
§ 3.	Химические свойства
Общепринятой характеристикой органической массы углей является ее
элементный состав (содержание углерода, водорода, кислорода и
азота), по которому с достаточной степенью точности можно определить теплоту
сгорания, теоретическую температуру горения и состав продуктов горения,
выход продуктов термического разложения и степень углефикации. Однако угле-
род, водород и кислород входят не только в состав органической части углей,
но и в состав минеральных примесей, которые при химическом анализе частично
разлагаются. В связи с этим элементный состав определяют не совсем точно
(ГОСТ 2408.1—75, ГОСТ 2408.2—75, ГОСТ 2408.3—75, ГОСТ 6389—81) и он
не отражает полностью истинный состав органической массы. Результаты эле-
ментного анализа обычно пересчитывают на беззольную массу по формуле
Х‘1а!  100Ха/[ 100 —	+ Л4а)],
где X13—содержание элемента, %; \\',а—влажность угля, %; Л1а — содер-
жание минеральных веществ, %.
Более близкие к истинному составу органической массы данные получают
при отнесении всей серы к минеральным примесям. Тогда пересчет производят
по формуле
Х° = 100Х7[100- (Г° + 4° ь sf)j,
где — общее содержание серы, %.
Угли, нагретые до высоких температур без доступа воздуха, разлагаются
с образованием жидких и газообразных продуктов (в основном углеводородов),
называемых летучими веществами. Твердый продукт, получаемый
в результате термического разложения углей, называют коксовым остат-
ком (корольком).
Содержание и состав летучих веществ зависят от условий термического воз-
действия (температуры и времени нагрева), поэтому определение выхода лету-
чих веществ регламентировано стандартными условиями (ГОСТ 6382—80).
15
Таблица 1.7
Выход летучих веществ, теплота сгорания и элементный состав
органической массы различных марок донецких углей
Марка углей	ydaf	Qdal. Дж/кг	с° °/ /о	н° °/ но’ /о	№, %	0°, %
д	35 и более	31 977—33 858	76—86	5-	-6	1,4-	•1,8	10—17,5
г	35 »	»	33 022—34 694	78—89	4.5-	-5,5	1,1-	-1.8	6,8—16
ж	27—35	34 694—36 366	84—90	4“**"	-5,4	1,1-	4,8	5—10,5
к	18—27	35 112—36 575	87—92	4—	-5,2	1,1-	•1,7	3—8
ОС	14—22	35 321—36 784	89—94	3,8—	-4,9	1,1-	1,7	2—5
т	17—8	35 112—34 694	90—95	3,4-	-4,4	1,1-	1,7	1,6-4,5
А	Менее 8	35 112 и менее	93,5—97	7,6-	-2,9	0,7-	1,6	0,4—2,2
Для получения сравнимых результатов, характеризующих свойства углей,
выход летучих веществ (%) принято относить на беззольную массу:
Vdal == 100V"7[100 — (r° + ла)].
Выход летучих веществ зависит от стадии метаморфизма. Во многих дей-
ствующих классификациях его используют в качестве параметра, характери-
зующего стадию метаморфизма и промышленную марку угля (табл. 1.7).
Удельная теплота сгорания углей изменяется в ши-
роких пределах и зависит как от свойств угольного вещества, так и от его влаж-
ности и зольности. С увеличением влажности и зольности углей их удельная
теплота сгорания резко снижается, так как уменьшается содержание в них го-
рючей массы.
На практике пользуются показателем удельной теплоты сгорания рабочей
массы или горючей массы топлива. Показатель служит не только
теплотехническим параметром, но и характеристикой стадии метаморфизма и
состава органической массы углей. При определении удельной теплоты сгора-
ния углей в калориметрической бомбе (ГОСТ 147—74) влага, содержащаяся
в топливе и образующаяся при его сжигании, удаляется в виде пара и конден-
сируется, выделяя тепло. Поэтому различают низшую Qi и высшую Qs удельные
теплоты сгорания (кДж/кг), которые связаны уравнением
Q' .. Q' _ 24,62 (Wrt + 8,94НГ).
Высшая удельная теплота сгорания включает в себя теплоту образования
азотной и серной кислот.
Низшая удельная теплота сгорания отличается от высшей расходом тепла
на испарение влаги топлива и влаги, образующейся при его горении.
Для определения высшей удельной теплоты сгорания (кДж/кг) по элемент-
ному составу углей широкое распространение получила формула, предложенная
Д. И. Менделеевым,
Qs - 4,18 [81С/ 4- ЗООН, - 26 (О — S)z].
Более точные результаты могут быть получены при расчете удельной теплоты
сгорания (кДж/кг) по формуле
Qi = 4,18 81 С/
io) +57-io + 345 (bl/
0/0	\
' 25S/- 6 (1F/	9Н/) .
Рассчитанная по приведенным формулам удельная теплота сгорания углей
дает лишь приближенные'зиачения по сравнению с экспериментальными данными.
16	'
§ 4. Неорганические компоненты углей
В состав углей как рядовых, так и обогащенных входят в различном соот-
ношении неорганические составляющие — влага и минеральные примеси. Они
снижают эффективность использования углей или делают невозможным их ис-
пользование без предварительного обогащения.
Влага, содержащаяся в углях, снижает теплоту их сгорания. При повышен-
ной влажности ухудшается транспортабельность углей, а в зимних условиях они
смерзаются в железнодорожных вагонах и штабелях. Влага отрицательно влияет
также на технологию переработки углей. Большие трудности возникают при
сухом грохочении влажных углей.
Влажность углей зависит от их стадии метаморфизма, степени окисления,
петрографического состава и других факторов.
П. А. Ребиндер классифицирует влагу по интенсивности энергии связи
ее с пористым твердым телом на химически связанную, адсорбционную, капил-
лярную и поверхностную (механически связанную и заполняющую пористое
пространство).
Химически связанная влага не может быть удалена существующими ме-
тодами. Адсорбционная влага, удерживаемая в углях силами адсорбции, может
быть удалена термической сушкой. Содержание адсорбционно-связанной влаги
в углях составляет, %: в бурых до 17, в длиннопламенных 8—10, в коксую-
щихся 2—4.
Капиллярная и поверхностная влага удаляется методами механического и
термического обезвоживания. Содержание ее находится в пределах 4—7 %
для углей различной крупности. Поверхностная влага оказывает наиболее
отрицательное влияние на транспортабельность, смерзаемость, грохотимость
углей.
Содержание влаги в углях определяется весовым методом по
ГОСТ 11014-81 и стандарту СЭВ 751—77.
Содержание гигроскопической влаги в воздушно-сухой пробе определяется
по ГОСТ 8719—70.
Сера * в углях находится в виде различных минеральных соединений (пи-
рита, марказита, сульфатов железа и кальция). Некоторая часть серы входит
в состав сложных органических соединений углей. В отечественных углях преоб-
ладает колчеданная сера, представленная пиритом, который находится в виде
прослойков, тончайших вкраплений и отдельных зерен.
Содержание сульфатной серы (солей серной кислоты) незначительно и ко-
леблется в пределах 0,1— 0,2%. В органическом веществе углей иногда нахо-
дится невысокое содержание топкодисперсной элементарной серы.
При сжигании углей значительная часть сернистых соединений превращается
в двуокись серы (сернистый газ), которая вредно действует на здоровье человека,
отравляет атмосферу, вызывает коррозию металлов. Сера снижает народнохо-
зяйственную ценность технологического топлива, ухудшает качество конечных
продуктов его переработки. Вместе с тем некоторые сернистые соединения, вы-
деленные из углей перед их использованием, могут быть применены в других
отраслях народного хозяйства (например, колчеданная сера может быть исполь-
зована в качестве сырья для сернокислотного производства).
В углях различных бассейнов содержание серы неодинаково: в кузнецких —
0,5—1%, в карагандинских — 0,5—3 %, в кизеловских — 3,5—9,4 % (высо-
кое содержание). Смешанным месторождением с преобладанием высокосерни-
стых углей является Донецкий бассейн (содержание серы от 0,4 до 9,5 %). Угли
с относительно малым содержанием серы (1—2 %) залегают в основном в цен-
тральном и западном районах, с большим содержанием серы (4 % и более) —
в северном районе бассейна.
Обычно сернистость углей, как и зольность, возрастает с увеличением плот-
ности фракций, а при обогащении можно получить концентраты с пониженным
содержанием серы. Однако имеются угпт^тя^еляя Дикция которых представлена
2;институт г
(г побега|
имесыо в у поэтому она выделяется ₽ от-
х частей.	1	лИ’-12СК*Я	“
( РИЗЛИОТЕКА $ 17
•	п Луганск	8
Таблица 1.8
Содержание серы в образцах углей Донецкого бассейна
Плотность фракций, кг/м3	Обогатимость по сере					
	легкая		средняя		трудная	
	Золь- ность, %	Содер- жание серы, %	Золь- ность, /о	Содер- жание серы, %	Золь- ность, 0/ /0	Содер- жание серы, %
<1300	3,8	1.3	5,9	1,8	4,6	3,1
1300—1400	11,0	1,5	10,9	2,3	9,8	4,7
1400—1500	21,0	1,4	17,0	3,6	19,3	7,6
1500—1600	30,8	1,5	27,0	3,8	28,0	8,5
1600—1800	39,3	2,7	44,4	3,4	34,0	9,7
>1800	74,4	4,2	76,3	2,5	85,5	5,5
Исходная фракция	18,6	1,8	49,6	2,8	41,1	5,0
малосернистыми минералами, а серосодержащие компоненты, например сульфиды
железа, представлены тонкодисперсными включениями в органическую часть.
При обогащении таких углей содержание серы в концентратах не ниже, а иногда
и выше, чем в рядовых углях. Наиболее часто это наблюдается при обогащении
сравнительно малосернистых углей с примесями, представленными глинистыми
сланцами, например, малосернистых газовых углей Донецкого бассейна.
Сравнительно равномерно распределяется сера между продуктами флотации
шламов.
В табл. 1.8 для примера приведено содержание серы в некоторых углях
Донецкого бассейна.
Содержание общей серы в углях определяется по ГОСТ 8606—72,
Минеральные компоненты ископаемых углей представлены различными
минералами. Для углей большинства месторождений Советского Союза основными
являются следующие классы минералов: силикаты, окислы, карбонаты, суль-
фиды. Реже встречаются сульфаты, галогениды и др.
Минеральные компоненты, содержащиеся в углях, имеют различное проис-
хождение и могут быть подразделены па четыре основные группы:
минералы, принесенные в торфяник с близлежащей суши в виде обломков,
листочков, ила. К ним относятся кварц, слюда, полевые шпаты, пироксены,
амфиболы, глинистые минералы, каолинит, гидрослюды, хлориты и смешанно-
слойные силикаты). Для большинства углей наиболее характерными являются
глинистые минералы и кварц;
минералы, выделившиеся из растворов, насыщающих торфяник, на ранних
и поздних этапах преобразования осадка в твердую породу. Наиболее характер-
ными минералами этой группы являются сернистые соединения железа (пирит,
марказит), карбонаты кальция, магния и железа (кальцит, доломит, анкерит,
сидерит);
минералы, попавшие в уже сформировавшиеся угольные пласты из раство-
ров вмещающих пород. К минералам этого типа относятся гипс, мелантерит
(водный сульфат железа), эпсомит (водный сульфат магния), галит (поваренная
соль), вторичные сульфиды железа, меди, цинка, кварц;
минералы в виде обломков вмещающих пород, попавшие в уголь при добыче.
Это различные глинистые минералы (каолинит, гидрослюды, см еш ан но-слой -
ные силикаты, монтмориллонит, хлориты), кварц, слюды, полевые шпаты. При
карбонатной кровле возможно попадание в уголь кальцита и доломита.
Происхождение минералов определяет их морфологические особенности
залегания в угольном пласте. Так, минералы первой группы встречаются обычно
в виде прослойков, линзочек или равномерно распределяются в органическом
18
веществе, образуя высокозольный уголь. Трудность обогащения углей, содержа-
щих минеральные вещества в таком виде, различна. В каждом конкретном слу-
чае она зависит от частоты и мощности породных прослойков и дисперсности
включений минерального вещества в угле.
Минералы второй группы распределяются в самом органическом веществе
углей, часто в тонкодисперсном виде, например пирит, трудно извлекаемый
при обогащении.
Минералы третьей группы приурочены к трещинкам в углях или образуют
почки и стяжения. При определенном измельчении углей происходит раскрытие
таких минералов, благодаря чему становится возможным их эффективное извле-
чение.
Минералы четвертой группы не связаны с угольным веществом. Обломки
почвы и кровли, попадающие в угли, представляют собой агрегаты из нескольких
минералов. Обогащение углей, засоренных минералами этого типа, обычно не
является трудным, однако в случае повышенной размокаемости глинистых пород,
содержание илистых шламов, усложняющих регенерацию оборотной воды,
достаточно велико.
Содержание минеральных примесей в углях принято характеризовать кос-
венным показателем — зольностью, определяемой сжиганием угольной
пробы определенной массы в стандартных условиях. Зола состоит в основном из
окислов кремния, алюминия, железа, содержание которых для различных углей
изменяется в широких пределах. Кроме окислов указанных элементов в золе
углей присутствуют окислы кальция, магния и ряда других элементов. Зольность
является основным показателем качества при обогащении и переработке углей.
Этим показателем оцениваются угли, поступающие с шахт; полученная шихта;
продукты обогащения и угли, используемые для коксования и энерге-
тические. Зольность определяется по ГОСТ 11022—75, 11055—78 и стан-
дарту СЭВ 750—77.
При определении зольности методом сжигания происходит изменение массы
минеральных примесей, которое обусловлено удалением химически связанной
влаги силикатов, потерей углерода карбонатами, выделяющимися в виде дву-
окиси углерода, окислением пирита до окиси железа и связыванием окислов
серы такими основаниями, как окислы кальция и магния.
Получаемая в процессе анализа масса золы меньше массы минеральных ком-
понентов, содержащихся в анализируемом угле.
Для определения содержания в углях минеральных веществ по зольности и
другим аналитическим данным используют эмпирическую формулу Парра
М = l,08Xd + 0.55S?,
где М — содержание минеральных веществ.
Чаще для практических расчетов применяют формулу Парра следу-
ющего вида:
М = 1.1 + o.isf.
Формулу Парра можно применять при малом содержании карбонатов, суль-
фатной серы и окислов железа. Следовательно, при оценке содержания органи-
ческих компонентов в углях и продуктах их обогащения необходимо учитывать
указанные соотношения. Содержание органических компонентов можно опре-
делить по формуле
Ор = 100—1,ЫЙ—0,15?.
19
Глава 2
КЛАССИФИКАЦИЯ УГЛЕЙ
§ 1. Промышленная классификация
Промышленная классификация углей предусматривает деление углей на
различные марки и группы в зависимости от их физико-химических свойств и
возможности использования для технологических или энергетических целей.
В качестве основных классификационных параметров приняты выход лету-
чих веществ на беззольную массу Vdaf (%), толщина пластического слоя Y (мм)
и влага общая Wrt (%). Дополнительными параметрами для отнесения некоторых
углей к определенной марке являются характеристика тигельного коксового
остатка, объемный выход летучих веществ на беззольную массу (м3/кг),
удельная теплота сгорания Qda^ (кДж/кг), показатель РОГА (7?/), выход
первичной смолы .
Угли каждого бассейна разделяют на марки и группы, причем угли одно-
именных марок и групп различных бассейнов имеют неодинаковые пределы клас-
сификационных параметров. Поэтому угли разных бассейнов, характеризуемые
одинаковыми классификационными параметрами, при технологическом исполь-
зовании могут давать различный по физико-механическим свойствам продукт.
Технологические классификации углей различных угольных бассейнов при-
ведены в табл. 1.9—1.21.
Таблица 1.9
Угли Донецкого бассейна (ГОСТ 8180—75)
Марка	Обозначение		Vdai, %	Y, мм	я/	Qdaf, кДж/кг
	мар’ ки	груп- пы				
Длиннопла-	д		35 и более	Менее 6	I  I	I	 III-»
менный						
Г азовый	г	Гб	35 »	»	От 6 до 10 вкл.		1	
		ГН	35 »	»	» 11 » 25 »		
Г азовый	гж	ГЖ6	От 27 до 35	» 6 » 10 »	—	
жирный		гжн	» 27 » 35	» 11 » 16 »		
Жирный	ж	Ж17	» 27 » 35	» 17 » 20 »		  И
		Ж21	» 27 » 35	21 и более		
Коксовый	к	К21	» 18 » 27	21»	»	—	МЧ. !
		К14	» 18 » 27	От 14 до 20 вкл.		
Отощенный	ОС	ОС6	» 14» 22	» 6 » 13 »	13	W4 4'
спекающий-			вкл.		и более	
ся		ОС	От 14 до 22	Менее 6		
			вкл.			
Тощий	т	- ,	От 8 до 17	—	Менее	От 35 112
			вкл.		13	и более
Антрацит	А	-	Менее 8	11 II		Менее
						35 112
Примечания: 1. Цифры, входящие в условное обозначение групп, указывают
нижний предел спекаемости углей, выраженный толщиной пластического слоя. 2. При
выходе летучих веществ 35 % и более и толщине пластического слоя более 25 мм угли
относят к группе Ж21. 3. При выходе летучих веществ от 22 до 27 % и толщине пла-
стического слоя менее 14 мм угли относят к марке ОС. 4. При выходе летучих веществ
менее 8 % и удельной теплоте сгорания 35 112 кДж/кг и более угли относят к марке Т.
20
Таблица 1.10
Угли Львовско-Волынского бассейна (ГОСТ 8931—76)
Марка	Обозначение		Vdat, %	У, мм	Характеристика нелетучего остатка
	мар- ки	груп- пы			
Более 33
Менее 6
Порошкооб-
разный, слип-
шийся, слабо-
спекшийся
Длинно-
пламен-
ный
Газовый
Гб
Г12
Газовый ГЖ
жирный
Жирный Ж
»	33
в 33
»	33
От 27 до 33 вкл.
От 6 до И вкл.
» 12 » 17 в
» 18 в 24 в
10 и более
Примечания. 1. Цифры, входящие в условное обозначение групп, указывают
нижний предел спекаемости углей, выраженный толщиной пластического слоя. 2. При
толщине пластического слоя менее 6 мм и спекшемся нелетучем остатке угли относят
к марке Г (Гб). 3. При толщине пластического слоя, равной 25 мм и более, угли неза-
висимо от выхода летучих веществ относят к марке Ж.
Таблица 1.11
Угли Кавказа (ГОСТ 6869—74)
Обозначение
Марка
мар-
ки
груп-
пы
Vdai, %
У, мм
Характеристика
нелетучего остатка
Длиннопла-
менный
Г азовый
Жирный
Коксовый
—	36	»	в
Ж18	27	в	»
жзо	27	в	в
— Менее 27
36 и более
От	6	до	17	вкл.
»	18	в	29	в
»	30	и более
»	14	»	»
Порошкообраз-
ный, слипшийся,
слабоспекшийся
При Y менее 6 мм,
спекшийся
Примечание. Цифры, входящие в условное обозначение группы, указывают
нижний предел толщины пластического слоя.
Таблица 1.12
Угли Печорского бассейна (ГОСТ 6991—74)
Марка	Обозначение		vdaf, %	У, мм	Характеристика нелетучего остатка
	мар- ки	груп- пы			
Длиннопла- менный	д	——.	37 и более	 1	Порошкообраз- ный, слипшийся, слабоспекшийся
Газовый	г	по Гб	37 »	» 35 »	в	10 и более От 6 до 9 вкл.	——
Жирный	ж	Ж18 жю	От 27 до 37 в 27 в 37	» 18 и более » 10 до 17 вкл.	
Коксовый	к	- 	Менее 27	14 и более	
21
Продолжение табл. 1.12
Марка	Обозначение		Vdaf, %	Y, мм	Характеристика нелетучего остатка
	мар- ки	груп- пы			
Отощенный спекающий- ся	ОС		Менее 27	От 6 до 13 вкл.	—« ।
Тощий	т	1 	»	17		Порошкообраз- ный, слипшийся, слабоспекшийся
Примечания. 1. Цифры, входящие в условное обозначение гру пп, указывают
нижний предел спекаемости углей, выраженный толщиной пластического слоя. 2. При
толщине пластического слоя менее 6 мм и спекшемся нелетучем остатке угли относят
соответственно к марке Г (Гб) или ОС.
Угли Урала (ГОСТ 7050—76)
Таблица 1.13
Марка	Обозн мар- ки	ачение груп- пы	Vdah %	Y, мм	V'. %
Г азовый Жирный Бурый	г ж Б	Гб Ж13 Ж18 Б1 Б2 БЗ	37 и	более 37 »	» 37 »	» 40 »	» 40 »	» 40 »	»	От 6 до 12 вкл. » 13 » 17 » » 18 и более	Более 40 От 30 до 40 вкл. До 30 вкл.
6
мм и спекшемся не-
Примечани
летучем остатке угли
е. При толщине пластического слоя менее
относят к группе Гб.
Таблица 1.14
Угли Карагандинского бассейна (ГОСТ 8150—66)
Марка
Обозна- чение марки	ИЧ %	Yt мм
Г азовый
Жирный
Коксовый жирный
Коксовый
Коксовый второй
Отощенный спекающийся
Бурый
г	Более 33	От 6 до 24 вкл.
ж	23 и более	» 25 и более
кж	33 и менее	» 19 до 24 вкл.
к	33 »	»	» 12 » 18 »
к2	От 22 до 33 вкл.	» 6 » 11 »
ОС	Менее 22	» 6 » 11 »
Б	37 и более	 1 ™
(группа		
БЗ)		
Примечания. 1. Угли марки Г введены для оценки перспективных запасов.
2. При Y менее 6 мм и спекшемся нелетучем остатке угли в зависимости от выхода лету-
чих веществ относят соответственно к маркам К2 или ОС. 3. Wr^ составляет для бурых
углей до 30 % включительно.
22
Таблица 1.15
Угли Средней Азии (ГОСТ 7049—80)
Марка	Обозначение		ydaf, %	wr(, %	Характеристика нелетучего остатка	Месторождение
	мар- ки	груп- пы				
Бурый	Б	Б2 БЗ	28 и более 26 и более	30—40 18—30	.  ।	Ангренское, Шу* рабское Сулюктинское, Шурабское, Кы- зыл-Кийское, Ал- малыкское, Согу- тинское, Минкуш- ское
Длиннопла- менный	д		33 и более		Порошкооб- разный, слип- шийся, слабо- спекшийся	Кок-Янгакское, Ташкумырское, Джергаланское
Слабоспе- кающийся	ОС		От 17 до 33		Порошкооб- разный, слип- шийся, слабо- спекшийся	Шаргуньское
Таблица 1.16
Угли Кузнецкого бассейна (ГОСТ 8162—79)
Обозначение
Марка
vdaf. %
марки группы
Длиннопламенный	д	
Газовый	г	Гб
		Г7
Газовый жирный	гж	———
Жирный	ж	1Ж26
		2Ж26
Коксовый жирный	кж	КЖ14
		КЖ6
Коксовый	к	К13
		кю
Коксовый второй	К2	 
Отощенный спекаю-	ОС	
щийся		
Слабоспекающийся	СС	ICC
		2СС
Тощий	т	—
Антрацит	А	—
Более 37
»	37
»	37
Более 31 до 37
вкл.
Более 33
33 и менее
От	25	до	31	вкл.
»	25	»	31	»
Менее 35
От	17	до	25	вкл.
в	17	в	25	»
Менее 17
Более 25 до 37
вкл.
От 17 до 25 вкл.
Менее 17
»	17
От	6	до	16	вкл.
в	17	в	25	в
»	6	»	25	»
» 26 и более
» 26 в в
в	14	до	25	вкл.
в	6	в	13	в
в	13	в	25	в
в	10	в	12	в
в	6	в	9	в
в	6	в	9	в
Примечания. 1. Выход летучих веществ v^af для антрацита менее 220 см3/г.
2. В обозначении групп цифры, стоящие перед буквами, указывают порядковый номер:
цифры стоящие после букв — нижний предел спекаемости углей, выраженный толщиной
пластического слоя. 3. При толщине пластического слоя менее 6 мм и спекшемся неле-
тучем остатке угли относят соответственно к маркам Г (Гб), ГЖ, КЖ (КЖ6), К2 и ОС
и при порошкообразном, слипшемся, слабоспекшемся нелетучем остатке — соответ-
ственно к маркам Д. СС и Т. Отнесение углей к маркам К2, ОС, СС и Т при толщине пла-
стического слоя менее 6 мм дополнительно уточняется показателем РОГА • 4) ПРИ
соотношении угля и антрацитовой добавки 2 : 4. Для марки К2 показатель РОГА дол-
жен иметь значение 18 и более, для марки ОС — 16 и более, для марки СС — 17 и менее,
дл я марки Т — 15 и менее.
23
Таблица 1.17
Угли Дальнего Востока (ГОСТ 9478—81)
Марка	Обозначение		vdaf, %	У, мм	Wrt, %	Характеристика нелетучего остатка	Месторожден и я
	марки	группы					
Длиннопла-
менный
Газовый
Жирный
Коксовый
второй
Тощий
Бурый
К2
Гб
Ж6
Ж13
Б1
Б2
БЗ
37 и более
35 »	»
25—менее 35
25— »	35
20— »	25
8—20 вкл.
40 и более
40 »	»
40 »	»
6 и более
6—12 вкл.
13 и более
6 »	»
Более 40
Более 30
до 40 вкл.
До 30 вкл.
Порошкообразный,
слипшийся, слабо-
спекающийгя
Порошкообразный,
слипшийся, слабо-
спекающийся
Липовецкое
Уральское и Сучанское
Сучанское
То же
»
Сучанское и Подгороднен-
ское
Бикинское, Реттиховское и
Чихезское
Кивдо-Райчихинское, Арха-
ро-Богучанское и Майхин-
ское
Артемовское, Тавричанское
и Хасанское
Примечания. 1. При толщине пластического слоя менее 6 мм и спекшемся нелетучем остатке угли относят к маркам К2, Г (Гб),
Ж (Ж6). 2. Настоящая классификация по маркам и группам не распространяется на бурые окисленные угли Кивдо-Райчихинского и Архаро-
Богучанского месторождений.
Таблица 1.18
Угли Восточной Сибири (ГОСТ 9477—79)
Марка	Обо: марки	значение группы	%	У, мм
Wrt,
Длиннопла-
менный
Газовый
Жирный
Коксовый
жирный
Бурый
д	—	37 и более		 1 ——
г	Гб	37 »	»	От 6 до 12 вкл.	
	Г13	37 »	»	» 13» 25 »	
ж	1Ж26	Более 37	26 и более	ч
	2Ж26	37 и менее	26 »	»	। 
кж	КЖ6	37 »	»	От 6 до 13 вкл.	 1
	КЖ14	37 »	»	» 14 » 25 »	
Б	Б1	От 40 и более		Более 40
	Б2	» 40 »	»	!	Более 30
				до 40 вкл.
	БЗ	» 40 »	»		До 30 вкл.
Примечание. При толщине пластического слоя менее 6 мм и спекшемся не-
летучем остатке угли относят соответственно к маркам Г (группа Гб) и КЖ (группа КЖ6),
а при порошкообразном слипшемся, слабоспекшемся нелетучем остатке и выходе лету-
чих веществ более 37 % — к марке Д.
Таблица 1.19
Угли Южно-Якутского бассейна (ГОСТ 10101—79)
Марка
Обозначение		vdah %	У, мм
марки	группы		
Газовый
Жирный
Первый коксовый
жирный
Второй коксовый
жирный
Коксовый
Отощенный спе-
кающийся
Слабоспе кающийся
Тощий
Г
Ж
1КЖ
2КЖ
К
ОС
СС
Т
Г17
Гб
Ж21
Ж6
1КЖ17
1КЖ6
2КЖ13
2КЖ6
К9
Кб
ICC
2СС
ЗСС
Более 40
»	40
»	33	до	40	вкл.
»	33	»	40	»
»	27	»	33	»
»	27	»	33	»
»	22	»	27	»
»	22	»	27	»
От 17	до	22	вкл.
» 17 » 22 »
Менее 17
Более 33
»	22 до 33 вкл.
От 17 до 22 вкл.
Менее 17
От 17 и более
» б до 16 вкл.
» 21 и более
» 6 до 20 вкл.
» 17 и более
» 6 до 16 вкл.
» 13 и более
» 6 до 12 вкл.
» 9 и более
» 6 до 8 вкл.
»	6	и более
Примечание. При толщине пластического слоя менее 6 мм и спекшемся не-
летучем остатке угли относят соответственно к маркам Г (Гб), Ж (Ж6), 1КЖ(1КЖ6),
2КЖ (2КЖ6). К (Кб) и ОС; при порошкообразном, слипшемся, слабоспекшемся неле-
тучем остатке — соответственно к маркам СС и Т.
25
Таблица 1.20
Угли Сахалина (ГОСТ 7026—80)
Марка
Обозначение		Vdaf, %
марки	группы	
У, мм
Длиннопламенный
Газовый
Жирный
Коксовый
Тощий
Бурый
Г14
Гб
К14
Кб
БЗ
Более 37
»	37
»	37
»	27	до	37	вкл.
Более 17 до 27 вкл.
»	17	»	27	»
Менее 18
От 14 и более
»	6	до	13 вкл.
» 18 и более
» 14 »	»
» б до 13 вкл.
Примечания. 1. При толщине пластического слоя менее 6 мм и спекше мся
нелетучем остатке угли относят соответственно к маркам Г (Гб), К (Кб), а при порошко-
образном, слипшемся, слабоспекшемся — соответственно к маркам Д и Т. 2. Wrt для
бурых углей составляет до 30 % включительно.
Таблица 1.21
Угли Норильского угленосного района (ГОСТ 9588—61)
Марка	Обозначение		Vdaf, %	У, мм
	марки	группы		
Газовый жирный	гж		Более 31	6—25
Коксовый жирный	кж	КЖ14 КЖ6	25—31 25—31	14—25 6—13
Коксовый второй	К2	1 ™	17—25	6—9
Отощенный спе- кающийся	ОС		Менее 17	6—9
Слабоспекающий- ся	СС	2СС	17—25	—
Тощий	Т		Менее 17	
Характеристика
нелетучего остатка
Порошкообраз-
ный, слипшийся,
слабоспекшийся
То же
Примечание. При
кам ГЖ. К2, ОС и к группе
Y менее 6 мм и спекшемся остатке угли относят к мар-
КЖ6 в зависимости от выхода летучих веществ.
§ 2. Классификация по крупности
Энергетические угли и антрациты характеризуются размерами
кусков.
Основная масса углей, потребляемых коксохимической промышленностью,
отгружается в нерассортированном виде. Иногда путем грохочения углей выде-
ляют крупные классы для энергетических целей, а отсевы используют для кок-
сования.
26
В нашей стране принята следующая классификация углей по крупности
(ГОСТ 19242—73):
Наименование класса
Обозначение
Размер кусков, мм
Плитный	П	100 — 200 (300)
Крупный	К	50— 100
Орех	О	25 — 50
Мелкий	М	13 — 25
Семечко	С	6—13
Штыб	Ш	0 — 6
Рядовой	Р	0 — 200 (300)
Допускаются классы с заменой соответственно верхнего и нижнего пределов
крупности 100 мм на 80 мм, 50 мм на 40 мм, 25 мм на 20 мм, 13 мм на 10 мм
и 6 мм на 5 (8) мм, а также совмещенные классы ПК, КО, ОМ, МС при условии
соотношения между нижним и верхним пределом не более 1 : 4 и классы ОМСШ,
МСШ и СШ.
Верхний предел 300 мм в плитном и рядовом углях распространяется только
на предприятия с открытым способом добычи. Определенные классы по размеру
кусков и содержание в них мелочи и кусков с размерами верхнего предела в углях
должны устанавливаться стандартами технических требований по видам потреб-
ления.
Примеры условных обозначений классов по размеру кусков с указанием
марки угля приведены в табл. 1.22.
§ 3. Классификация по генетическим
и технологическим параметрам
На основе петрографических, химических, физико-химических исследова-
ний углей различных бассейнов и месторождений Советского Союза, проведен-
ных ИГИ, ИОТТ, Укр НИИ Углеобогащением, КузНИИУглеобогащением-
ВУХИНом, УХИНом, ВТИ им. Дзержинского, ВНИИГРИуглем и геологиче-
скими объединениями, а также на основе их генетических особенностей и тех-
нических свойств разработана единая классификация углей по генетическим и
технологическим параметрам, которая представляет собой единую систему коди-
рования бурых, каменных углей и антрацитов и дает комплексную оценку их
генетических и технологических характеристик. Она может быть применена для
учета запасов и определения направлений геологоразведочных работ, разработки
народнохозяйственных балансов, добычи, переработки и определения направле-
ний рационального использования углей и антрацитов, определения объектов
нового строительства предприятий по добыче, обогащению и технологической
переработке углей и антрацитов, разработки рациональных сырьевых баз про-
мышленных предприятий и новых технологических процессов по переработке
углей и эффективной их подготовки к использованию в народном хо-
зяйстве.
В качестве генетических параметров для бурых, каменных углей и антра-
цитов приняты средний показатель отражательной способности витринита и
сумма фюзенизированных компонентов, которые отражают молекулярную струк-
туру, состав и природные особенности углей.
В качестве технологических параметров приняты:
для бурых углей максимальная влагоемкость на беззольное топливо и выход
смолы полукоксования на сухое беззольное топливо;
для каменных углей выход летучих на беззольную массу, толщина пласти-
ческого слоя и показатель РОГА;
для антрацитов объемный выход летучих веществ на беззольную массу и
анизотропия отражательной способности витринита.
Ископаемые угли в зависимости от среднего показателя отражательной спо-
собности витринита (/?, %), теплоты сгорания на влажное беззольное состояние
27
Сорта каменных углей и антрацитов,
Угли
Восточной Сибири
Дальнего Востока
Кавказа
Карагандинского бассейна
Кузнецкого бассейна
Львовско-Волынского бассейна
Норильского угленосного района
Печорского бассейна
Средней Азии
Урала
Донецкого бассейна
Сахалина
Южно-Якутского бассейна
100	50— 100		25 — 50		13-25		6-13		0 — 6		
Плит- ный (П)	Круп- ный (К)		Орех (О)		Мел- кий (М)		Се- мечко (С)		Штыб (Ш)		
				—*			+ +				
1 j								н			
.—					•—		н		.—		
(V*V/o)
МДж/кг) и выхода летучих веществ на сухое беззольное состояние
разделяют на бурые, каменные и антрациты (табл. 1.23).
Угли бурые, каменные и антрациты подразделяют на классы в зависимости
от среднего показателя отражения витринита (табл. 1.24) и типы — в зави-
симости от содержания фюзенизированных компонентов на чистый уголь ОК.
Тип
У, ок. %
20 и менее
3	От	21	до	35	вкл.
4	»	36	»	50	»
6	>	51	»	65	»
Свыше
65
В зависимости от максимальной влагоемкости 1Гтах на беззольное состоя-
ние для бурых углей, выхода летучих веществ Vda^ на сухое беззольное состоя-
ние для каменных углей и объемного выхода летучих веществ на сухое
беззольное состояние для антрацитов, их подразделяют на группы
(табл. 1.25).
В зависимости от выхода смолы полукоксования на сухое беззольное
состояние для бурых углей, толщины пластического слоя Y и показателя РОГА
RI для каменных углей, анизотропии отражательной способности витринита
для антрацита их подразделяют на подгруппы (табл. 1.26).
На основе информации о классе, типе, группе и подгруппе угли бурые,
каменные и антрациты классифицируют по кодовой системе, комплексную оценку
свойств отдельного угля выражают семизначным кодовым числом. Семизначное
кодовое число формируют следующим образом.
23
Таблица 1,22
выпускаемых в угольных бассейнах СССР
Класс, мм
50 — 250	25—100	13 — 50	6 — 25	0—50	0—25	0—13
Плитный крупный (ПК)	Крупный орех (КО)	Орех мелкий (ОМ)	Мелкий с семечком (МС)	Орех с мелким семечком и штыбом (ОМСШ)	Мелкий с семечком и штыбом (МСШ)	Семечко со штыбом (СШ)
Первые две цифры, составляющие одно двузначное число, обозначают
класс и характеризуют среднее значение показателя отражательной способ-
ности витринита 7? для данного класса, увеличенное в 10 раз в соответствии
с табл. 1.24.
Третья цифра обозначает тип и характеризует среднее значение суммы фю-
зенизированных компонентов (интернита) S ОК, увеличенное в 10 раз.
Четвертая и пятая цифры, составляющие одно двузначное число, обозначают
группу и характеризуют: для бурых углей среднее значение максимальной вла-
гоемкости U7max на беззольное состояние; для каменных углей среднее значение
выхода летучих веществ Vda^ на сухое беззольное состояние; для антрацитов
среднее значение объемного выхода летучих веществ на сухое беззольное
состояние для данной группы в соответствии с табл. 1.25.
Шестая и седьмая цифры, составляющие одно двузначное число, обозначают
подгруппу и характеризуют: для бурых углей среднее значение выхода смолы
полукоксования Td$ на сухое беззольное состояние; для каменных углей среднее
значение толщины пластического слоя Y или показатель РОГА /?/; для антра-
цитов среднее значение анизотропии отражения витринита для данной подгруппы
в соответствии с табл. 1.26.
В зависимости от технологических свойств закодированные угли бурые,
каменные и антрациты объединяются в марки.
Бурые угли с различными кодовыми числами подразделяются на 5 марок
(табл. 1.27),
Каменные угли с различными кодами подразделяются на 18марок (табл. 1.28).
Антрациты с различными кодовыми числами подразделяются на 6 марок
(табл. 1.29).
Объединение углей и антрацитов в марки осуществлено в единой класси-
фикации на основе идентичности их поведения при технологической переработке
и использовании.
29
Таблица 1.23
Подразделение углей на виды
Вид угля	R, %	($, МДж/кг о	vdaf, %
Бурый Каменный Антрацит	Менее 0,5 От 0,5 до 2,39 вкл. 2,4 и более	23,87 и менее Свыше 23,87	9 и более Менее 9
Примечание. Угли с показателем отражения витринита R менее 0,5 % и
теплотой сгорания свыше 23,87 МДж/кг относят к каменным; угли с отражательной
способностью витринита, равной 0,5 % и более, и теплотой сгорания равной
23,87 МДж/кг и менее, относят к бурым.
Подразделение углей на классы
Таблица 1.24
Вид угля	Класс	Я. %
Бурый	02 03 04	Менее 0,3 От 0,3 до 0,39 вкл. » 0,4 » 0,49 »
Каменный	06 07 08 09 11 12 14 16 19 22	От 0,5	до	0,64	вкл. » 0,65	»	0,74	» » 0,75	»	0,84	» » 0,85	»	0,99	» » 1	»	1,14	» » 1,15	»	1,29	» >1,3	»	1,49	» >1,5	»	1,74	> » 1,75	»	1,99	» » 2	»	2,39	»
Антрацит	27 33 40 60	От	2,4	до	2,99	вкл. »	3	»	3,59	» »	3,6	»	4,49	» »	4,5	и	более
Таблица 1.25
Подразделение углей на группы
Бурый уголь		Каменный уголь		Антрацит	
Груп- па	^шах’ %	Груп- па	vdaf, %	Груп- па	Vo6f- СМ>/Г
20	Менее 30	42	40 и более	26	Более 220 *
40	От 30 до 45 вкл.	37	От 35 до 40	16	От 100 до 220 вкл.
50	Свыше 45	32	» 30 » 35	07	Менее 100
		29	» 27 » 30		
		26	» 25 » 27		
		23	» 22 » 25		
		19	» 17 » 22		
		15	» 13 » 17		
		10	» 9 > 13		
* При Vda> менее 9 %.
30
Таблиц а'1.26
Бурый уголь
Подразделение углей на подгруппы
Каменный уголь
Антрацит
•pdaf о/
1 sk ’ /о
У, мм
%
27
23
17
13
05
Более 25
Свыше 20
до 25 вкл.
Свыше 15
до 20 вкл.
Свыше 10
до 15 вкл.
10 и более
29	26 п более		25	Менее 35
23	От 22		35	От 35
	до 25 вкл.			до 40 вкл.
19	От 13		45	Свыше 40
	до 21 вкл.			до 50 вкл.
15	От 13		55	Свыше 50
	до 17 вкл.			до 60 вкл.
11	От 10		65	Свыше 60
	до 12 вкл.			до 70 вкл.
07	От 6 до 9 вкл.		75	Более 70
01	Менее 6	13 и более		
00	»	6	Менее 13		
Т а б л и ц а 1.27
Марки бурых углей
Марка	Обозна- чение	Кодовое число
Бурый мягкий	БМ	0215027	0235023 0215023	0235017 0215017	0235013 0215013	0235005 0215005
Бурый плотный витринитовый	БПВ	0234013	0314027	0334013 0314023	0334005 0314017 0314013 0314005
Бурый плотный фюзикитовый	БПФ	0344013	0364005	0444005 0344005	0374005
Бурый твердый витринитовый	Б ТВ	0412017	0432013 0412013	0432005 0412005
Бурый твердый фюзинитовый	БТФ	0442005	0462005	0472005
31
Таблица 1.28
Марки каменных углей
Разряд марки		Марка		Генетическая группа		Код	Примечание
Наименова- ние	Обо- зн а- чение	Наименова- ние	Обозна- чение	Наименование	Обозна- чение		
Длинно- пламенный	д	Длинно- пламенный	д	Длиннопламенный витринитовый	дв	0414201 0614201 0713700 0414200 0614200 0733700 0613701 0613700 0634201 0634200 0633701	Коды 0414201 0414200 при	равном 23,87 МДж/кг и более
				Длиннопламенный фюзинитовый	ДФ	0643700 0743700 0743200 0763200 0772900	
		Длинно- пламенный газовый	дг	Длиннопламенный газовый витринито- вый	ДГВ	0614207 0714207 0613707 0713707 0634207 0734207 0633707 0733707	
				Длиннопламенный газовый фюзинитовый	ДГФ	0743707 0743207	
		Газовый	г	Газовый витринито- вый	ГВ	0614211 0814211 0613711 0813711 0813211 0714211 0834211 0713711 0833711 0734211 0833211 0733711	
Г азовый
Г
Заказ 77
Газовый фюзинито-
вый
Газовый
спекаю-
щийся
Газовый
жирный
отощенный
Газовый
жирный
слабоспе-
кающийся
гжс
Жирный
гжо
ж
Газовый
жирный
отощенный
Газовый
жирный
гжо
ГЖ
Газовый жирный
слабоспекающийся
витринитовый
Газовый жирный
слабоспекающийся
фюзинитовый
ГФ
0743211 0843711
0843211
0614215 0814215
0714215 0813715
0713715 0834215
0734215 0833715
0733715
Коды 0814215
0813715
0834215
0833715
при Y менее
17 мм
гжсв
0813207 0913207
0813707 0933207
0833207
0833707
ГЖСФ
0843207 0943211
0863207 0943207
0862907 0963211
0913211 0933711
0913215 0933715
0913711 0933211
0913715 0933215
0932911
Коды 0913715
0913215
0933715
0933215
0614229 0814223 0913723
0614223 0814219 0913719
0614219 0814215 0934219
0714229 0813723
0714223 0813719
0714219 0813715
0713723 0834219
0733719 0834215
0833715
Коды 0814215
0813715
0834215
0833715
при ¥ = 17 мм
Продолжение табл. 1.28
Разряд марки		Марка		Генетическая группа		Код	Примечание
Наименова- ние	Обо- зна- чение	Наименова- ние	Обозна- чение	Наименование	Обозн а- чение		
Жирный	Ж	Жирный	Ж	_	1		0814229 0913729 1113729 0813729 0913229 1113229 0913223 1113223 0913219 1113219 0933223 1133729 0933219 1133229 1133223 1133219	
		Жирный второй	жв	Жирный второй ви- тринитовый	жвв	0913715 1113215 0913215 1112915 0912915 1112615 0934215 1133215 0933715 1132915 0933215 1132615 0932915 0932615	Коды 0913715 0913215 0933715 0933215 при Y 14— 17 мм
				Жирный второй фю- зинитовый	ЖВФ	0942915 1142915 0942615 1142615	
		Коксовый жирный	кж			0912929 1112929 1212929 0912923 1112923 1212923 0912919 1112919 1212919 0932919 1112629 1212629 0942919 1112623 1212623 1112619 1212619 1132919 1232923 1132619 1232623 1232619	
Коксовый
Отощенный
коксовый
ОК
Коксовый
Отощенный
коксовый
Отощенный
спекаю-
щийся
ОС
Коксовый витринито-
вый
Коксовый фюзи н ито-
вый
кв
1132915
1132615
1132315
1212615
1212329
1212323
1212319
1211923
1211919
1211915
1212315
1232615
1232319
1232315
1412629
1412623
1412619
1412615
1412329
1412323
1412319
1412315
1411929
1411923
1411919
1411915
1432319
1432315
1431915
1612329
1612323
1612315
1611929
1611923
1611919
1611915
1611519
1611515
1631915
1142915 1242615 1442315
1142615 1242315 1441915
1142315 1241915
ОК
Отощенный коксовый витринитовый	окв	1132911 1232611 1132611 1232311 1132311 1231911	
Отощенный коксовый фюзинитовый	ОКФ	0942911 1142911 1242611 0942611 1142611 1242311 0962911 1142311 1241911 0942311 1162611 1262311 0962611 1162311 1261911 0962311	
Отощенный спекаю-
щийся витрин итовый
ОСВ
1411911
1432311
1431911
1431511
1611911
1611511
1631911
1631511
1911515
1911911
1911915
1911907
1911507
Продолжение табл. 1.28
Разряд марки		Марка		Генетическая группа		Код	Примечание
Наименова- ние	Обо- зна- чение	Наименова- ние	Обозна- чение	Нам мен о ван и е	Обозна- чение		
Отощенный коксовый	ок	Отощенный спекаю- щийся	ОС	Отощенный спекаю- щийся фюзинитовый	и	1442311 1641911 1441911 1641511 1441511 1461911	
Коксовый слабоспе- кающийся	КС	Коксовый слабоспе- каюгцийся	КС	Коксовый слабосле- кающийея витрини- товый	ксв	1431907 1611907 1611507 1631907	
				Коксовый слабоспе- кающийся фюзинито- вый •	КСФ	1242307 1442307 1641907 1262307 1441907 1641507 1261907 1441507 1661907 1461907 1661507 1461507	
		Коксовый слабоспе- кающийся низкомета- морфизо- ванный	ксн	Коксовый елабоспе- кающийся низкомета- морфизованный ви- тринитовый	ксн в	0932907 0932607	
				Коксовый слабоспе- кающийся низкомета- морфизова н н ы й фю- зинитовый	КСНФ	0942907 0962607 1132907 1162607 0942607 0962307 1132607 1162307 0942307 0972307 1142907 1172307 1142607 1142307	
Слабоспе-
кающийся
СС
Слабоспе-
кающийся
СС
'Тощий

Слабоспекающийся
низкометаморфизо-
ванный витринито-
вый
Слабосп е кающи й ся
низкометаморфизо-
ванный фюзинитовый
Слабоспекающийся
фюзинитовый
л
ССНВ
ССНФ
ССФ
0813700 0833700
0813200 0833201
0833200
0843200 0863200 0962901 1162601
0842901 0862900 0962900 1162600
0842900 0862901 0962600
0872600 0972600
0962301 1241900 1441901 1641901
0962300 1262301 1441900 1641900
1162301 1262300 1461901 1661901
1162300 1261901 1461900 1661900
1161901 1261900 1471900
1161900 1271901
1172301 1271900
1172300
1171900
Тощий спекаю- щийся	тс	Тощий спекающийся витрин итовый	тсв •	1611501 1631501 1911501 1611500 1631500 1911500	
		Тощий спекающийся фюзинитовый	ТСФ	1441501 1641501 1661501 1941500 1441500 1641500 1661500 1961500 1461501	1671500	1971500 1461500	
Тощий	т *	Тощий витринитовый	ТВ	1611000 1911000 2211000 2231000 1631000 1931000 2211500 2231500	
		Тощий фюзинитовый г-	ч ТФ 1	1641000 1941000 2241000 1661000 1961000 2261000 1671000 1971000 2271000	
Таблица 1.29
Марки антрацитов
Марка	Обо- зна- чение	Кодовое		ЧИСЛО
Антрацит низкоме- таморфизованный витринитовый *	АНВ	2212635 2232635 2212625 2232625	2712655 2712645 2712635 2712625	2732655 3312655 3332665 2732645 3312645 3332655 2732635	3332645 2732625
Антрацит низкоме- таморфизованный фюзинитовый *	АНФ	2242635 2262635 2242625	2742645 2742635 2742625	2762645 3342665 3362665 2762635 3342655 3362655 2762625 3342645 3362645
Антрацит витрини- товый	АВ	4011675 4011665 4011655		4031675 4031665 4031655
Антрацит фюзини- товый *	АФ	4041675 4041665 4041655		4061675 4061665 4061655
Антрацит высоко- метаморфизован- ный витринитовый	АВВ	6010775 6010765 6010755		6030775 6030765 6030755
Антрацит высоко- метаморфизован- ный фюзинитовый	АВФ	6040775 6040765 6040755		6060775 6060765 6060755
• При более 220 см’/г» но при Vda^ не более 9%.
§ 4. Международная классификация углей
Международная классификация углей принята в 1954 г. Комитетом по углю
Европейской экономической комиссии ООН.
/ Классификация охватывает каменные угли и антрациты и производится по
| следующим параметрам: выходу летучих веществ на сухую беззольную массу Vdaf,
I теплоте сгорания Qda? для углей с высоким выходом летучих веществ (>33 %),
*1 спекаемости и коксуемости углей.
Согласно международной классификации угли с высшей теплотой сгорания
влажной беззольной массы до 23826 кДж/кг относятся к бурьпй. Угли с теплотой
сгорания более 23826 кДж/кг делятся на 10 классов (табл. 1.30), из них шесть
(№ 0—5) определяются по выходу летучих веществ и четыре (№ 6—9) — по теп-
лоте сгорания. Классы углей делятся по спекаемости на 4 группы. Спекаемость
определяется показателем РОГА или индексом свободного вспучивания королька
при тигельном коксовании в стандартных условиях. Использование одного или
другого альтернативного (взаимозаменяемого) показателя возможно благодаря
построению классификации по принципу кода.
По показателям коксуемости угли разбиваются на 6 подгрупп. Для опреде-
ления коксуемости приняты взаимозаменяемые параметры Одибера—Арну (мац-
38
симальнос расширение по дилатометру в процентах) или Грей — Кинга (тип
кокса).
Всего по международной классификации установлен 61 тип углей, которые
объединены в 11 статистических групп или торговых марок, а именно: I, II,
Ш, IV, VA, VB, VC, УД, VIA, VIB и VII (см. табл. 1.30).
Каждый уголь характеризуется трехзначным числом (кодовым номером):
первая цифра этого числа обозначает класс угля, вторая — группу, третья —
подгруппу. ’
В соответствии с международной классификацией каменные угли, обозна-
ченные по коду, подразделяются на статистические группы. Они обозначены рим-
скими цифрами (от I до VII); группа V включает подгруппы VA, VB, VC, УД;
группа VI включает подгруппы VIA и VIB (границы отдельных статистиче-
ских групп обозначены жирными линиями) (см. табл. 1.30).
Достоинством международной классификации каменных углей является то,
что она построена по принципу кода с использованием альтернативных (взаимо-
заменяемых) показателей.
Приведенная классификация проста в построении и удобна при пользова-
нии. Существенным недостатком ее является выбор методов Одибера—Арну
и Грей—Кинга для оценки коксуемости углей. Этими методами фактически кос-
венно характеризуют спекаемость угля, а не его коксуемость.
Экспериментальные исследования каменных углей бассейнов СССР пока-
зали, что в ряде случаев приведенная классификация не позволяет разграничи-
вать угли по их способности давать кокс того или иного качества.
Эта классификация применяется для оценки и сравнения углей при разра-
ботке новых месторождений с целью более рационального их использования,
а главное в торговых отношениях между странами при оценке поставляемых углей.
Пример кодирования. Заданный уголь имеет Vda^ — 35,5 %.
По табл. 1.30 угли, имеющие Vdal 33 %, могут относиться к классам № 6, 7, 8,
9, поэтому необходимо использовать вспомогательный показатель — высшую
теплоту сгорания Qs. В данном случае = 35 070 кДж/кг. По табл. 1.30 нахо-
дим, что уголь относится к классу № 6.
Спекаемость данного угля по показателю РОГА RI — 80, т. е. уголь сильно
спекающийся и относится к группе № 3.
Коксуемость угля по параметру Одибера—Арну колеблется от 40 до 50 %,
т. е. заданный уголь умеренно коксующийся и относится к группе № 3.
Следовательно, код данного угля 633.
§ 5. Классификация углей по обогатимости
Обогатимость характеризует способность углей к разделению на соответ-
ствующие продукты. К оценке обогатимости имеются разные подходы: в одних
случаях, обогатимость рассматривается как способность исходного сырья к раз-
делению любыми методами, в других — учитываются особенности выбранных
методов обогащения.
В настоящее время оценку обогатимости углей и классификацию по этому
признаку регламентирует ГОСТ 10100—75.
По этому стандарту показатель обогатимости Т представляет собой отноше-
ние суммарного выхода промежуточных фракций (1400—1800 кг/м3 для камен-
ных углей и 1800—2000 кг/м3 для антрацитов) к выходу беспородной массы
100Тпр/(100-711),
где Тпр — содержание промежуточных фракций, %; уп — содержание пород-
ных фракций (плотностью более 1800 кг/м'3 для каменных углей и более 2000 кг/м3
для антрацитов). В зависимости от значения Т каменные угли и антрациты от-
носят к следующим категориям обогатимости.
т о/
* » /о
До 4 вкл.
Свыше 4 до 10 вкл.
»	10 » 17	»
>	17
Категория обогатимости
1
2
3
Степень обогатимости
Легкая
Средняя
Трудная
Очень трудная
39
Группа по спекающей способности
№ подгруппы
и характер
спекания
Альтерн ати вн ые параметры	
Индекс	Показа-
вспучи-	тель
вания	РОГА
Международная классификация каменных
Число
Первая цифра числа по коду указывает класс
чих веществ если его значение не более
зольного влажного угля кДж/кг, при
Вторая цифра числа по коду указывает труп
Третья цифра числа по коду указывает под
Номера классов
О
Параметры клас
сов
Выход летучих
веществ на сухой
беззольный уголь
Vdaf, %
>3—10
>3—6,5
>3—10
>6,5-10
Высшая теплота —	—	—	—	—
сгорания без*
зольного угля
(кДж/кг), влаж-
ность которого
находится в рав-
новесии с влаж-
ностью окружаю-
щего воздуха в
атмосфере 96%-ной
относительной
влажности при
30 °C
Примечания. 1. Пробы углей, подвергаемых анализу, должны иметь золь
тельно обогащены. 2. 332а — выход летучих веществ >14 —16 %; 332в — выход лету
40
Таблица 1.30
углей по типам и статистическим группам
по коду
Подгруппы по коксуемости
угля, определяемый по выходу лету-
33 %, и по теплоте сгорания без-
выходе летучих более 33 %.
пу угля по спекающей способности.
группу угля по коксуемости
№ подгрупп
и характеристика
Альтерн ати вн ые
параметры
по дилато-
метру,
%
по Грей—
Кингу (тип
кокса) GK
533	633 	 V	733 д		—— 	
532	632	732	832	
523	623 	 V	_723 IA		823	‘———
522	622	722	822			—
521	62 J_ 	 V	721 IB		821	
512	612	712	812	« 1	-
511	611_ 	| V	_zn II 		811	!
500	600	700	800	900
5, чрезмерно кок-
сующиеся
4, коксующиеся
3, умеренно кок-
сующиеся
2, слабо коксую-
щиеся
3, умеренно кок-
сующиеся
2, слабо коксую-
щиеся
1, весьма слабо
коксующиеся
2, слабо коксую-
щиеся
1, весьма слабо
коксующиеся
0, не коксующиеся
>50—140
>0—50
>0—50
Только
сжатие
Только
сжатие
Не размяг-
чающиеся
>Gg
GB—<J8
E-- G
Gi-A
E—G
B—D
E—G
B—D
A
Примерный выход летучих веществ
нижеуказанных классов составляет, %
Класс № 6
То же 7
»	8
»	9
>33—41
>33—44
35—50
42-50
ность не более 10 %; если зольность превышает 10 %, пробы должны быть предвари-
чих веществ >16 — 20 %.
41
ы оценки осно-
использовании кри-
фракционного ана-
Показатель обогатимо-
сти по ГОСТ 10100—75 не
отражает основных характе-
ристик углей — зольности
и выхода легких фракций,
которые определяют возмож-
ное количества и выход
концентрата и режимы раз-
деления.
Кроме того, при зна-
чительном и резко колеб-
лющемся засорении углей
породой, обусловленном при-
меняемой техникой добычи,
этот фактор оказывает суще-
ственное влияние на харак-
теристику углей как объекта
обогащения, а рассматривае-
мым показателем обогати-
мости он не учитывается.
Предложено большое
число графических и ана-
литических методов оценки
обогатимости.
Все
метод
ваны на
вых обогатимости, которые строятся по результатам
лиза. К кривым обогатимости (рис. 1.8) относятся: 1 — кривая элементарных
зольностей, показывающая зависимость между выходом и зольностью элемен-
тарных слоев; р — кривая плотностей, показывающая зависимость между вы-
ходом отдельных фракций и их плотностью; р — кривая средних зольностей
концентрата, показывающая зависимость между выходом всплывших фракций
(концентрата) и их зольностью; 0 — кривая средних зольностей отходов, по-
казывающая зависимость между выходом потонувших фракций (отходов) и их
зольностью.
Результаты фракционного анализа для построения кривых обогатимости,
показанных на рис. 1.8, приведены в табл. 1.31.
С помощью кривых обогатимости устанавливают теоретические выходы
продуктов гравитационного обогащения при заданной зольности, определяют
теоретические условия раздельного обогащения угля нескольких классов круп-
ности с целью установления наибольшего возможного выхода общего концентрата,
находят теоретическую плотность разделения и др.
Многие исследователи занимались изучением кривых обогатимости и их
усовершенствованием для практического использования. Так, Бэрд предложил
характеризовать обогатимость угля содержанием материала, в известных пре-
делах выше и ниже принятой плотности разделения данного угля на состав-
ляющие компоненты.
Пределы отклонения от плотности разделения приняты равными ±100 кг/м3,
при этом свободная порода из расчета исключается (фракции плотностью выше
2000 кг/м3). Кривая Бэрда строится графическим или аналитическим путем по
результатам фракционного анализа (рис. 1.8).
Французские исследователи в качестве показателя обогатимости используют
тангенс угла наклона сс кривой плотностей при соответствующем содержании
смежных фракций (плотностью ±100 кг/м3 от плотности разделения). Например,
при содержании смежных фракций 3 % tg а = 0,25, что характеризует хорошую
обогатимость, а при содержании этих фракций 6 % tg а — 0,5 — обогатимость
трудная.
Г. И. Прейгерзон предложил показатель, аналогичный показателю Бэрда.
Характеристика обогатимости зависит от выхода материала зольностью в пре-
делах ±5 % от зольности слоя на демаркационной линии. Выход материала опре-
42
Таблица 1.31
Результаты фракционного анализа
р, кг/м3 .	V, %	д d о/	Суммарные всплывшие фракции, %		Суммарные потонувшие фракции, %	
			V	Ad	V	Ad
<1300	52,2	3,2	52,2	3,2	100,0	22,0
1300—1400	14,6	10,1	66,8	4,7	47,8	42,5
1400—1500	6,5	19,7	73,3	6,0	33,2	56,7
1500— 1600	4,0	27,4	77,3	7,1	26,7	65,8
1600— 1800	3,6	38,2	80,9	8,5	22,7	72,5
>1800	19,1	79,0	100,0	22,0	19,1	79,0
Абсцисса		Абсцис-	Ордината	Абсцис-	Ордината	Абсцисса
для кри-		са для	для кри-	са для	для кри-	для кри-
вой р		кривой X	вых р, р, л	кривой ₽	вой 0	вой 0
деляется по кривой X. Т. Г. Фоменко обогатимость определяет по кривой X и
характеризует ее коэффициентом обогатимости Д', представляющим собой отно-
шение величины прогиба / кривой X к максимально возможному ее значению F
(см. рис. 1.8) (Д' = /7Д).
Кривая среднего значения обогатимости Л4, по Майеру, отличается от кри-
вой Хтем, что по оси абсцисс откладываются не зольности элементарных фракций,
а число зольных единиц во всплывшем материале (рис. 1.9). Каждая хорда,
проведенная через две определенные точки кривой, представляет собой соответ-
ствующую фракцию, длина ординаты которой показывает выход фракций, а длина
абсциссы — число зольных единиц в этой фракции.
Степень обогатимости угля по кривой М определяется величиной «поло-
винного линейного рассеяния» (см. рис. 1.9, отрезок SS'), которая соответствует
длине абсциссы между точкой S' и точкой S касания прямой, параллельной
лучу Д, а, к кривой М,
Рис. 1.9, Кривые обогатимости по Майеру
43
Приведенные выше методы основаны на результатах подробного фракцией*
кого анализа, что связано с большой затратой времени и труда, к тому же гра*
фическое построение иногда приводит к существенным погрешностям.
К аналитическим методам * оценки обогатимости
углей относится метод С. И. Панченко, по которому категория обогатимости
углей оценивается отношением теоретического выхода концентрата плотностью
менее 1400 кг/м3 к его зольности. В. Я. Топорковым предложен общий индекс
обогатимости Тн, представляющий отношение теоретически достижимого вы-
хода Р концентрата при плотности разделения 1500 кг/м3 к теоретически дости-
жимой зольности А концентрата в этих же условиях
/Th-рм.
/ |В тех случаях, когда в угле содержится много породных фракций, автор
предлагает применять индекс
I |ГВ == 100Р/(АВ),
где В — выход фракции плотностью >1800 кг/м3.
Чем выше значение Тв, тем лучше обогатимость.
По методу Л. И. Улицкого обогатимость оценивается тремя основными
показателями: выходом промежуточных фракций, зольностью концентрата и
удельными потерями органической массы при обогащении. Названные показа-
тели определяются при плотности разделения 1500 кг/м3.
Аналитически учесть одним показателем все факторы, характеризующие
уголь, практически невозможно, так как математическое выражение будет
громоздким, а подсчет трудоемким.
В связи с этим УкрНИИУглеобогащением предлагается проводить предва-
рительную классификацию углей по общим показателям, наиболее полно отве-
чающим требованиям практики обогащения. В данном случае обогатимость
исходных углей оценивают выходам и зольностью легких фракций, так как по
этим показателям судят о выходе и качесТве-ггродуктов обогащсния, которые по-
тенциально можно получить из сырья. Эти показатели также корреляционно
связаны с остальными показателями фракционного состава углей.
При методе, основанном на выходе и зольности легких фракций, индекс
обогатимости То определяется из уравнения
100 —Ул
Adrp AAd')
где Ad и у —соответственно зольность и выход легких фракций, %; Ad—
•	vl	Г*
параметр, определяемый целью использования угля, %; Ay/AArf—параметр,
характеризующий степень вкрапленности и дисперсности минеральных при-
месей в угле.
Произведя замену а=(1/Л^р)2 и Ь —
можно привести к виду
Го = aAd2 + ь (WO-Ул)2-
лгр	J ’
уравнение
Значения параметров а и b для углей различных бассейнов следующие:
Донецкий:
каменный уголь . ................
антрацит ....................
Кузнецкий .......................
Печорский .......................
Карагандинский...................
Львовско-Волынский...............
Южно-Якутский....................
Приморский край .................
0,055
0,040
0,055
0,012
0,011
0,016
0,020
0,004
0,0011
0,0016
0,0011
0,0004
0,0003
0,0002
0,0003
0,0006
♦ Предложено множество различных аналитических методов оценки обогатимости.
Здесь в качестве примера коротко описаны некоторые из них.
44
а	b
Ё зависимости от значения показателя обогатимости Т() произведена кл£С*
сификация донецких углей, связанная с технологическим направлением исполь-
зования обогащенного угля:
Категория обогатимости
Получаемые концентраты
I (0 < т0 < 1)
II (1 < То < 2)
III	(2 < То < 3)
IV	(2 < То < 4)
V	(То > 4)
Чистые и сверхчистые
Для производства металлургического кокса
То же, при пониженном его выходе
Для использования в энергетических целях
Продукты обогащения, которые можно использовать в энер-
гетических целях и для коммунально-бытовых нужд
Для более полной оценки углей как сырья для обогащения целесообразно
использовать цифровое кодирование комплекса показателей, включающих, кроме
выхода и зольности легких фракций, содержание серы в легких фракциях, со-
держание породных фракций, а также крупных и шламовых классов.
Раздел II
ВЫБОР ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК И ИХ ОЦЕНКА
Глава 1
АНАЛИЗ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
Основное назначение обогащения заключается в разделении рядовых углей
на полезную и балластную части для повышения эффективности их использо-
вания. При этом на современном этапе развития технологии и техники обогаще-
ния должно быть обеспечено максимальное извлечение горючих компонентов
в товарные продукты.
Полнота извлечения полезной части обогащаемых углей в товарные продукты
и наиболее экономичный ассортимент последних могут быть достигнуты при
наиболее полном соответствии применяемых для обогащения процессов и обору-
дования, характеристике обогащаемых углей и требованиям к качеству и ассор-
тименту товарных продуктов.
Различные сочетания технологических операций и их аппаратурное осна-
щение, а также принятую последовательность и взаимосвязь представляют
технологическими схемами фабрики, схемами цепи аппаратов и схемами отдель-
ных технологических комплексов, например, водно-шламовой схемой или схемой
флотации.
В практике углеобогащения используют различные формы графического
представления технологических схем и схем цепи обогатительных аппаратов,
отличающихся различным объемом и содержанием информации.
§ 1. Способы представления схем цепи аппаратов
и технологических схем
Схема цепи аппаратов (рис. II. 1) — изображение аппаратурного оснащения
обогатительной фабрики, отражающее последовательность установки (располо-
жения) машин и аппаратов.
Технологическая схема (рис, 11.2) — изображение последо-
вательности технологических операций и движения потоков продуктов перера-
ботки, отражающее технологические функции машин и аппаратов, предусмотрен-
ных в схеме.
Качественно-количественная технологическая
схема (рис. П.З) —изображение технологической схемы с качественной и
количественной характеристикой потоков исходного материала, промежуточ-
ных и конечных продуктов переработки.
Кроме технологических схем фабрики, в инженерной и исследовательской
практике принято составление технологических схем отдельных комплексов
углеобогатительной фабрики. К таким схемам относятся: водно-шламовая схема;
технологическая схема отсадки; технологическая схема флотации; технологи-
ческая схема обогащения крупного (мелкого) угля в тяжелых средах, отражаю-
щая, кроме потоков продуктов обогащения, также потоки и результаты обработки
разделительной среды; схема вакуумного фильтрования шламов (рис. II.4),
отражающая, кроме потоков и качества твердых продуктов фильтрования, ком-
муникационные связи и параметры потоков воздуха и жидкости.
Составляются также технологические схемы других комплексов и узлов обо-
гатительной фабрики, например, углеприема и дозировки.
Схемы углеобогатительной фабрики могут представлять как планируемую
или проектируемую последовательность установки оборудования и результаты
работы примененной техники и технологии, так и фактическое положение на
46
Уголь класса 0~13мм
Рис. II.1. Схема цепи аппаратов:
1 — грохот классификационный (отверстия сит 25 и 13 мм); 2 — грохот обесшламли-
вающий (отверстия сита 13 мм); 3 — сепаратор тяжелосредный; 4, 6 — грохот для
обезвоживания и промывки соответственно концентрата и отходов; 5 ~ сепаратор
электромагнитный; 7 — обогатительно-обезвоживающий комплекс; 8 — багер-зумпф;
9 — центрифуга фильтрующая; 10, 14 — радиальный сгуститель; 11 — гидроциклон
сгустительный; 12 — воронка сгустительная; 13 — вакуум-фильтр ленточный; 15 —
илонакопитель
Рис. II.2. Технологическая схема:
1 — яма привозных углей (вместимость 420 т); 2 — грохот предварительной классифи-
кации (отверстия сит 150 мм); 3 — дробилка двухвалковая зубчатая; 4 — грохот подго-
товительной классификации (отверстия сит 13 и 3 мм); 7,8 — машина отсадочная; 9 —
дробилка молотковая; 5,10 — грохот для обезвоживания соответственно крупного и мел-
кого концентратов (отверстия сит 1 мм); 6, 14 — центрифуга фильтрующая вертикальная;
11 — гидроциклон сгустительный; 12 — аппарат для подготовки флотационной пульпы;
13 — грохот обезвоживающий шламовый; 15 — флотационная мащина; 16 — вакуум-
фильтр; 17 — илонакопитель	’ '
-13 мм
У -33
О =115,5
w = 13
Рядовой уголь
у =100
0=350
Оборотная вода (на брызгала}
+ 13 мм
(ГИС л 72, отверстия сит
25 и 13 мм)
О =234,5
W~12^
Обесшла мли вание
fl =*5
Ad=45
Ш-150
4=300
Оборотная
вода
нный
икт
0=55
Сгущение
(Нижний радиальный
сгуститель ), 072м
Слив
+ 13 мм
4=33,8
0=133,3
Ad=40,6
Обогащение в тяжелых средах
-13 мм
4=42,2
0 = 147,7
Ad=37,4
4=364.
Концентрат (Сепаратор,, Дрюбой ”J Отходы
(ГИСЛ 72,отверстия сит 13мм}
4 = 40,1
0 = 140,2
Ad=>37
4 = 314,0 ,
Обогащение отсадкой
Ad=45
18 = 150
4=50
Сгущенный
продукт
Ш~265
4=207
Сгл
^ГЦ 630)
0=22,8
АЛ=24Д
4=57' V
Обезвоживание
щение
0=52,2
А* =48
4=150
0=25,5
Ш=150
4=170
у* 23
О =80,5
О-58 Л
Отходы
Обезвоживание
5 Обезвоживание
ООК
Концентрат
(ГИСЛ 72,отверстия
сит 13 и 1мм)	§

Концентрат
У =22
0’77
Ad=13,5
W=11
Кондиционная сус-
пензия в систему.
Уголь
0-13 мм
4=54
0=183 -
W =14,5
Ai=?s 1^. У
А 25	|	Ad=50
Регенерация
магнетита (Iста дия)
1ГИСЛ 72, отверстия
сит 13 и 1мм)
4=0,8	4=16
О =56
Аа=7в,4
[ЗБМ-80/250)
Хвосты
§
$
tj
Регенерация
§ магнетита (Лстадия}
&
(ЗОН-80/f 70}
Переливу
Отходы
4=22
0 = 77
Ad=76,3
W = 12
Хвосты
0=6,3
Ad=36,1
4 = 40 1
fl =21
Ad = 73
4=4
0’125,7
V=3S
4 =3в,5
(ленточный фильтр
лую)
Обезвожен-
ный шлам
0 =21
Ad =24.3
W=25
Фильтрат
Q=34
Ad=47,1
4=200
Концентрат
4 = 15,5
0=54,3
Ad=l8,1
Ш=337
I У -410
Обезвоживани е
багер-
Овезвоживоние
(центрифуга
НВШ 1000)
Фугат
4 = 0,5
Ad=22
4 = 10
зумпф Слив
4=23
О =80,5
Ad=40,5
18=213 I____
4=377
Концентрат
W=14
0 = 1,8
Ad=30
4=50
Сгущение
(Верхний радиаль-
ный сгуститель,
9 12м)
Рис. IL3. Каче-
ственно-количе-
ственная схема
8 нако-
Илы
пителъ
Ad=55J
4=20
Слив
0=27
18=150
4=180
Оборотная
вода
баланс продуктов
обогащения
Продукты	Выхов, %	Зольности
Концентрат	22	13,5
Уголь (0-13мм)	54	29,1
Отходы	22	76,3
Илы	2	55,3
Итого (исходный материал}	100	36,7
0=52,5
Ad=45
Ш=150
4=350
Сжатый воздух
В оборот
35~40м3/ч
Фильтрованная
умягченная вода
В наружные шламо-
вые отстойники
Горячая вода
в сборник
умягченная
вода

б~7м3/ч
Фильтрованная
8500~9000м5/ч Саку ум
Обезвоженный фло-
токонаентрат №21 1247*
Горячая вода
6 сборник
Рис. II.4. Схема вакуумного фильтрования шламов:
1 — вакуум-фильтр дисковый; 2 — вакуум-насос водокольцевой; 3 • - гидрозатвор; 4 —
насос; 5 — воздуходувка водокольцевая
фабрике по результатам обследования и уточнения перечня действующего обо-
рудования, последовательности его установки и технологических параметров и
показателей его работы.
Исходной информацией для составления схем углеобогатительных фабрик
являются:
последовательность процессов и аппаратов; техническая характеристика
оборудования; гранулометрический и фракционный составы исходного угля и
продуктов обогащения; характеристика (количественная и качественная) потоков
исходного угля и продуктов его переработки; объем воды в потоках продуктов
переработки во всех узлах технологической схемы.
При исполнении технологических схем и схем цепи аппаратов используют
условные обозначения машин и аппаратов углеобогатительных фабрик.
В практике применяют различные обозначения, которые отличаются нагляд-
ной информативностью. Одной из распространенных форм условных изображений
является «палочное», при котором все машины и аппараты обозначаются отрез-
ком линии. В литературе, проектах обогатительных фабрик и изображении ма-
шин и аппаратов на мнемосхемах щитов управления нашли применение различ-
ные условные обозначения их. Международной организацией по стандартиза-
ции- (ИСО) рекомендованы обозначения, представленные па рис. II.5. Отрасле-
вым стандартом Минуглепрома СССР (ОСТ 12.19.003—77) для графического изоб-
ражения оборудования и производственных объектов фабрик, в том числе и мне-
мосхем в системах диспетчеризации, приняты типовые символы (рис. П.6).
Широкое распространение в схемах, помещенных в литературе и в проектах
углеобогатительных фабрик, получили условные изображения оборудования и
производственных объектов фабрик, показанные на рис. II.7.
Схемы, отражающие баланс воды или продукта (компонента), могут быть
представлены в виде замкнутого либо разомкнутого контура в зависимости от
характера потока (циркулирующий или разомкнутый) (рис. II.8).
В связи с тем, что продукты обогащения характеризуются не только извлече-
нием в них отдельных компонентов, но и удельным содержанием этих компонентов
в данном продукте, а также общим выходом каждого продукта, графики, пред-
ставляющие распределение данного компонента и его массовую долю в получен-
цом продукте, должны это отражать. Наряду с различными количественными
49
Рис. 11.5. Условные обо-
значения для технологи-
ческих схем, принятые
стандартом ИСО (число
стрелок соответствует чи-
слу подаваемых компонен-
тов):
1 — конвейер; 2 — элева-
тор; 3 — вагон; 4 — вагонет-
ка (до 0,7 м3); 5 — опроки-
дыватель вагонов; 6 — оп-
рокидыватель вагонеток (до
0,7 м3); 7 — подвесная ка-
натная дорога; 8 — насос;
9 — вентилятор; 10 — ком-
прессор; 11 — питатель; 12 —
грохот; 13 — грохот двух-
дечный; 14 — брызгальное
устройство; 15 — механиче-
ский классификатор; 16 —
циклон - классификатор;
17 — обеспыливатель; 18 —
породоотборный конвейер;
19 — породоотборный стол;
20 — дробилка «Брэдфорд»;
21 — отсадочная машина;
22 — аппарат для пневмати-
ческого Обогащения; 23 —
тяжелосредный сепаратор;
24 — тяжелосредный- цик-
лон; 25 — моечный желоб;
26	— концентрационный
стол; 27 — флотома iii ина:
28 — контактный чан; 29 —
магнитный сепаратор для
регенерации суспензии; 30 —
магнитный сепаратор для
извлечения случайных кус-
ков железа; 31 — бункер
дренажный; 32 — центри-
фуга; 33 — вакуум-фильтр;
34 — фильтр-пресс; <35 —
обезвоживающий грохот;
36 — пирамидальный от-
стойник; <37 — сгуститель;
38 — конический сгуститель
(воронка); 39 — сгуститель-
ный циклон; 40 — насосный
зумпф; 41 — смесительный
чан; 42 — пруд-отстойник;
43 — термическая сушилка;
44 — точка отсоса пыли; 45—
пылеуловитель; 46 ~ дро-
билка крупного дробления;
47	— дробилка среднего
дробления; 48 — дробилка
тонкого дробления; 49 —
смеситель; 50 — бункер;
51 — весы; 52 — механиче-
ский пробоотборник
СЛ
1 ’/z	16	.1	31	1 1 ° 1 1	46 t юн 1 С^У	61 [®]	ОООО оооо	83 OQ J°%o	I
2	17 	32	¥7	62 л» *%?	7S о о ОрО	90 ооооо	I
3 ^7	18	<30 1 i	48 ГГ	63	77 4S5	S1
ч	,3 и	JV	Г--, <??	49	64	7в i Ъ±1	9г 1	1 у~с5Г
5	м	35 и	50 iSJtJ.		73	|	93
	21	ЗБ	„ {1	i^gj-j	(^7	П Z)
7 г	22	37 (£)	52 0	67	81 /^\	95
8	23 д	38	 м	5J	68 с_э	82	9S У
Рис. II.6. Типовые символы графического изображения оборудования и производственных объектов углеобо-
гатительных фабрик, принятые в отраслевом стандарте Минуглепрома СССР:

(Продолжение подписи см. на 54)
1 — дробилка щеКовая; 2 — сепаратор барабанный; 3 — сепаратор электромагнитный;
4 — гидроцпклон сгустительный; 5 — фильтр-пресс; 6 — бассейн шламовый; 7 — эле-
ватор; S — питатель качающийся; 9 — питатель дисковый; 10 — дозатор реагента; 11 —
конвейер скребковый; 12 — концентрация метана; 13 — машина для разделения проб;
14 — ремонт; 15 — ремонт электрической части; 16 — дробилка конусная; 17 — сепара-
тор тяжелосредный колесный двухпродуктовый; 18 — железоотделитель; 19 — пылеуло-
витель-циклон; 20 — электрофильтр; 21 — воронка сгустительная; 22 — элеватор обез-
воживающий; 23 — кран мостовой; 24 — питатель вибрационный; 25 — форсунка оро-
шения; 26 — конвейер пластинчатый; 27 — задвижка водопроводная; 25—бункер угля;
29 — самосвал; 30 - ремонт механической части; 31 — дробилка одновалковая; 32 —
сепаратор тяжелосредный колесный трехпродуктовый; 33 — машина отсадочная пневма-
тическая; 34 — пылеуловитель мокрый; 35 — фильтр рукавный; 36 — сушилка бара-
банная; 37 — плотномер; 38 — кран козловой; 39 — пеногаситель; 40 — вибратор: 41 —
конвейер ленточный 1; 42 — вакуум-насос; 43 — питатель под бункер; 44 — станция
насосная; 45 - ремонт средств автоматики; 46 — дробилка молотковая; 47 — аэро-
суспензионный сепаратор; 48 — машина отсадочная двухступенчатая; 49 — центрифуга
осадительная; 50 — сгуститель радиальный; 51 — труба-сушилка; 52 — влагомер; 53 —
вагоноопрокидыватель; 54 — аппарат для кондиционирования флотационной пульпы;
55 — машина водокольцевая (вакуум-насос); 56 — конвейер ленточный 2; 57 — котель-
ная; 58 — склад угольный; 59 — локомотив для железнодорожных вагонов; 60 — эле-
мент изображения загруженного транспортного оборудования; 61 — мельница барабанная;
62 — сито дуговое; 63 — машина отсадочная трехступенчатая; 64 — центрифуга филь-
трующая; 65 — сгуститель пирамидальный; 66 — сушилка с кипящим слоем; 67 — зо-
ломер; 68 — бак с внутренним давлением выше атмосферного; 69 — мешалка; 70 — воз-
духодувка; 71 — бункер-конвейер; 72 - - емкость аккумулирующая с затвором; 73 —
комплекс погрузки угля; 74 — весы вагонные; 75 — грохот двухситный; 76 — грохот
барабанный; 77 — машина флотационная; 78 — фильтр дисковый вакуумный; 79 — от-
стойник секционный; 80 — установка приточная; 81 — пробоотборник; 82 — бак с вну-
тренним давлением ниже атмосферного; 83 — шибер перекидной; 84 — вентилятор; 85 —
весы конвейерные; 86 — грохот; 87 вагон железнодорожный; 88 — комплекс загрузки
автомашин; 89 — грохот трехситный; 90 — грохот обезвоживающий; 91 — гидроциклон
обогатительный; 92 — фильтр ленточный; 93 — отстойник с элеватором; 94 — конвейер
катучий; 95 — емкость для пульпы; 96 — бункер обезвоживающий; 97 — двигатель
пульпы; 98 — насос; 99 — установка компрессорная; 100 — сбрасыватель плужковый;
101 — устройство маневровое железнодорожных вагонов; 102 — породный отвал
оценками распределения и удельного содержания компонентов в продуктах обо-
гащения, кроме определения их извлечения, в практике углеобогащения нашли
применение коэффициенты, отражающие отношение массовой доли компонента
в исходном угле и продуктах обогащения. Например, коэффициент остаточной
серы в продуктах обогащения и исходном угле
ьост к ' исх
Этот коэффициент, получивший широкое применение, удобен для прогноз-
ной оценки качества концентрата, несмотря на то, что он не отражает извлечения
серы в продукты обогащения и ее распределения.
§ 2. Применяемые технологические схемы
Обогатительные фабрики как действующие, так и проектируемые значительно
отличаются друг от друга применяемыми технологическими схемами и их аппа-
ратурным оснащением, что обусловлено характеристикой обогащаемого угля и
требованиями к качеству и ассортименту выпускаемых продуктов обогащения.
Основными отличительными признаками технологических схем являются:
охват механическим обогащением классов крупности исходного угля; качество
и ассортимент товарных продуктов обогащения.
По охвату механическим обогащением классов крупности можно выделить
следующие технологические схемы:
обогащение только крупных классов размером более 25 (13) мм с раздель-
ной отгрузкой продуктов обогащения и необогащенных отсевов. Эта же схема
может быть осуществлена при совместной отгрузке смеси крупного концентрата
и необогащенного отсева (рис. II.9);
обогащение крупных и средних классов размером более 6 (3) мм с совмест-
ной или раздельной отгрузкой продуктов обогащения и необогащенных отсевов
с использованием для обогащения процесса отсадки (рис. 11.10) или обогащения
в тяжелых средах (рис. 11.11);
54
обогащение зернистых углей без обогащения шламов крупностью менее
0,5 мм с совместной отгрузкой продуктов обогащения и нсобогащепных шламов
(рис. II. 12);
обогащение всех классов крупности (рис. 11.13);
В последнее время для эффективной регенерации оборотной воды применяют
флотацию шламов в схемах обогатительных фабрик, предусматривающих обо-
гащение только крупных классов, например, на обогатительной фабрике при
ш. «Комсомолец Донбасса» (рис. 11.14).
По качеству концентрата и ассортименту^продуктов обогащения техноло-
гическиё'"схемы бывают:	-	-• —-
с выпуском одного товарного продукта. Схема получила распространение
при обогащении энергетических углей таких марок, из которых не выделяются
сорта по классам крупности (например, угли марки Т Донецкого бассейна);
с выпуском одного товарного продукта и разделением его на сорта по клас-
сам крупности. Схема получила распространение при обогащении антрацитов
и энергетических углей, выделение сортов по классам крупности из которых
является целесообразным, например, при обогащении углей марок Г и Д
(рис. 11.15). Одним из вариантов схемы с выделением крупного и мелкого обо-
гащенного углей при переработке энергетических углей марок Г и Д является
применение операции частичного сухого отсева мелкого класса (<13 мм) и при-
садка его к обогащенному углю этого класса. Такая схема реализована на ЦОФ
«Червоноградская»;
с выпуском двух товарных продуктов (концентрата и промпродукта). Схема
получила широкое распространение при обогащении углей для коксования и
для других технологических целей. Применяется в случае, если к концентрату
предъявляются повышенные требования по качеству, что предопределяет обо-
гащение всего рядового угля (крупного, мелкого и шламов) (рис. 11.16). Одной
из разновидностей такой схемы может быть выпуск концентрата двух сортов —
для технологических нужд, отвечающего повышенным требованиям по зольности
и технологическим свойствам, и для энергетических целей, допускающих повы-
шенное (по сравнению с зольностью концентрата для технологических целей)
засорение его балластными компонентами (в основном за счет сростков п шла-
мовых классов);
с выпуском двух товарных продуктов и разделением одного из них на сорта
по классам крупности. Схема получила распространение при обогащении газовых
углей для коксования, если целесообразным является выделение крупного класса
для коммунально-бытовых или специальных нужд (рис. 11.17), а также при глу-
боком обогащении антрацита с выпуском концентрата для технологических
целей, что связано с выделением промпродукта.
При современных условиях добычи, характеризуемых повышенным содер-
жанием породных примесей в добываемых углях, особенно в крупных классах,
широкое распространение получили технологические схемы, в которых для
обогащения крупных классов применены тяжелые среды, мелких классов — от-
садка, шламов — флотация (рис. 11.18 и 11.19).
При обогащении коксующихся углей трудной обогатимости с высоким вы-
ходом промежуточных фракций нашло применение переобогащение промпро-
дукта в циклонах с тяжелой средой (рис. 11.20). Новое направление в техноло-
гических схемах, связанное с применением в качестве основного обогатительного
аппарата циклонов с тяжелой средой, осуществлено в проекте обогатительной
фабрики разреза «Нерюнгринский» (рис. II.21).
Изменение качества рядовых углей, необходимость сокращения потерь с от-
ходами, повышение требований к охране окружающей среды, ассортименту и
качеству товарных продуктов обогащения, а также увеличение мощности фабрик
и стремление к однопоточности определили направления развития технологи-
ческих схем, аппаратурного оснащения углеобогатительных фабрик и примене-
ния обогатительного и вспомогательного оборудования большой производи-
тельности.
Одно из таких направлений — устранение существенного различия в тех-
нологических схемах фабрик для обогащения коксующихся и энергетических
углей в отношении охвата механическим обогащением классов крупности. При
этом сохраняется отличие в схемах, определяемое режимами разделения и заклю-
55
56
Рис. 11.7. Условные обозначения технологического и транспортного оборудования в отечественных схемах
углеобогатительных фабрик:
1 — вагоноопрокидыватель роторный; 2 — дробилка; 3 — грохот цилиндрический (барабанный); 4 — отсадочная машина
двухступенчатая; 5 — стол концентрационный; 6 —сгуститель конусный; 7 — питатель реагентный; 8 — циклон-пылеуло-
витель батарейный; 9 — воздуходувка; 10 — вагоноопрокидыватель боковой; 11 — мельница; 12 — барабанный грохот-
дробилка; 13 — отсадочная машина трехступенчатая; 14 — гидроциклон обогатительный двухпродуктовый; 15 — гидро-
классификатор; 16 — агрегат для кондиционирования пульпы; 17 — циклон-пылеуловитель с орошением; 18 — ком-
прессор; 19 — яма привозных углей; 20 — конвейер ленточный; 21 — грохот односитный; 22 — машина флотацион-
ная; 23 — гидроциклон обогатительный трехпродуктовый; 24 — гидроциклон сгустительный (классификационный); 25 —
делитель пульпы; 26 — фильтр-пылеуловитель; 27 — вентилятор; 28 — бункер: 29 — конвейер ленточный с разгрузочной
тележкой; 30 — грохот двухситный; 31 — желоб моечный; 32 — центрифуга обогатительная; 33 — центрифуга осадитель-
ная; 34 — мешалка; 35 — сбрасыватель плужковый; 36 — шламовый бассейн; 37 — питатель; 38 — конвейер катучий;
39 — грохот гидравлический; 40 — отсадочная машина пневматическая; 41 — багер-зумпф; 42 — центрифуга фильтру-
ющая; 43 — пеногаситель; 44 — пробоотборник на конвейере; 45 — наружные шламовые отстойники (механизированные);
46 — металлоуловитель электромагнитный; 47 — конвейер для породовыборки; 48— дуговое сито; 49 — сепаратор пневма-
тический; 50 — емкость (сборник технологического назначения); 51 — вакуум-фильтр дисковый; 52 — сепаратор элек-
тромагнитный; 53 — пробоотборник на перепаде; 54 — илонакопитель; 55 — весы ленточные; 56 — конвейер скребковый;
57 — тяжелосредный сепаратор двухпродуктовый; 58 — сепаратор суспензионный; 59 — отстойник пирамидальный; 60 —
вакуум-фильтр ленточный; 61 — сушилка термическая с топкой; 62 — насос; 63 — брызгало; 64 — весы вагонные; 65 —
элеватор; 66 — тяжелосредный гсепаратор трехпродуктовый; 67 — сепаратор шнековый; 68 — сгуститель радиальный;
69 — фильтр-пресс; 70 — циклон-пылеуловитель; 71 — вакуум-насос
Отходы
Отсадка
6
68
8
Обезвоживание
38
Промпродукт
104
—
~ 75 ~
-1500
-_1.55в-_
- 43 —
Концентрат
Чистая вода
_ 269
-—1625 _
х. 1832 —
\ 147	______
| Обезвоживание
300
135
365
820
Обезвоживание
176
104
365
нт
234
10
37
10
2
106
^-33
660
685
43
10
93
200
50
Рядовой
30
88
34
СУ„„ \Класси
зии
30
103
950
150 733
Обесшламливание
На обога-
щение 8
тяжелой
- уголь
-435

450
874
1220.
370-
191 '
259
бахи оборотной воды
^_~^_118 ~
— 2353
2443-------
— 43-------
— 153
-1604
-1726
—32
Сгущение
17
542
5551-
30
6
14
19
320
107
278
360
297
1114
262
269
\9лавлив. шлама\ \Фильтрование

16
540
552	.
29 \Осветление I 3
390м3 ГЙ
Отходы
16
150
162
100
Флотационный
концентрат
103
Рис. II.8. Баланс продуктов водно-шламового хозяйства: первая цифра сверху —
производительность, т/ч; вторая — расход воды, м3/ч; третья — расход пульпы,
м3/ч; четвертая — содержание твердого, г/л
58
Рис. II.9. Схема цепи аппаратов установки, обогащающей только крупный класс
(ОФ им. Абакумова ПО «Донецкуголь»):
1 — грохот предварительного грохочения (отверстия сит 80 и 25 мм); 2 — сепаратор тяже-
лосредный двухпродуктовый (с наклонным колесом); 3 — грохот для обезвоживания и
промывки соответственно концентрата и отходов (отверстия сит 10 и 1 мм); 4 — регуля-
тор плотности суспензии; 5 — делитель; 6 и 7 — сборник соответственно кондиционной
и некондиционной суспензии; 8 — сепаратор электромагнитный; 9 —- кран козловой с
грейфером; 10 — наружный шламовый отстойник
Рис. 11.10. Схема цепи аппаратов фабрики, обогащающей крупные и средние
классы угля (ЦОФ «Кондратьевская» ПО «Донецкуглеобогащение»):
1 — яма привозных углей; 2 — грохот предварительной классификации (отверстия сита
150 мм); 3 — дробилка двухвалковая зубчатая; 4 — грохот подготовительной классифи-
кации (отверстия сит 13 и 3 мм); 5, 14 — центрифуга фильтрующая вертикальная; 6,
10 — грохот для обезвоживания соответственно крупного и мелкого концентрата (отвер-
стия сит 1 мм); 7, 8— машина отсадочная; 9 — дробилка молотковая; 11 — гидроциклон
сгустительный; 12 — аппарат для подготовки флотационной пульпы; 13 — грохот обез-
воживающий шламовый; 15 — флотомашина; 16 — вакуум-фильтр дисковый; 17 — ило-
накопитель
69
Рядовой уголь 0-150мм
-13мм
Классификация
ГИСЛ 72
Оборотная вода
на брызгала
+13мм У------------
Обесш ламливание
Оборотная
вода
* 13мм |
Обогащение 8
тяжелых средах
Сепаратор,, Л рыбий* 1
/	Отходы^
ГИСЛ 72
Обогащение отсадкой
Сгущение
Нижний радиаль-
\ный сгуститель
Сгущение
'гущенный Г""—
продукт I 1 4 взи
Обезвоживание
Сгущенный
продукт
Слив
Слив
Концентрат, f	Отходы^
Обезвоживание Обезвоживание
ГИСЛ 72
ГИСЛ 72
Отходы
Концентрат
Концентрат
13~50мм
Кондицион-
ная суспен-
зия а сис-
тему
Некондиционная
сцепензия
Обезвоживание
Багер -
^Уголь
*кл. О- 13мм
Регенерация
ЭБМ 80/250
Отходы
Концентрат^у^ф
' Отходы
11 Регенерация
80/170
Шлам
Обезвоживание 
Слив
Концентрат
НВШ 1000
Фугат
Ленточный
фильтр ЛУ10
Фильтрат
Обезвожен-
ный шлам
Сгущение
верхний ра-
диальный
сгуститель
Слив
Илонакопитель
Оборотная ।
вода *
j
Рис. 11.11. Технологическая схема обогатительной фабрики с применением про-
цесса обогащения в тяжелых средах (на примере ЦОФ «Кураковская» ПО «До-
нецкуглеобогащение»)

Рис. 11.12. Схема цепи аппаратов фабрики для обогащения зернистых углей
без обогащения шламов (ГОФ «Обуховская» ПО «Гуковуголь»):
1 — яма привозных углей; 2 — грохот предварительного грохочения; 3 —дробилка двух-
валковая зубчатая; 4 — грохот классификационный (отверстия сит 25 и 13 мм); 5 — се-
паратор тяжелосредный; 6 — грохот обезвоживающий; 7 — сепаратор электромагнит-
ный; 8 — устройство загрузочное; 9 — машина отсадочная; 10 — грохот (отверстия сит 10
и 6 мм); 11 -— багер-зумпф; 12 — центрифуга вертикальная; 13 — вакуум-фильтр диско-
вый; 14 — сгуститель; 15 — вакуум-фильтр ленточный; 16 — грохот подсевной (отвер-
стия сита 13 и 25 мм); 17 — труба-сушилка; 18 — грохот (отверстия сит 50 и 70 мм)
60
Рис. 11.13. Схема цепи аппаратов фабрики, обогащающей все классы крупности
(ОФ «Нагольчанская» ПО «Антрацитуглеобогащепие»):
1 — вагоноопрокидыватель; 2 — грохот цилиндрический; <3 — дробилка двухвалковая
зубчатая; 4 — грохот мокрой классификации (отверстия сит 13 мм); 5, 13 — багер-зумп-
фы; 6 — машина отсадочная; 7 — грохот для обезвоживания мелкого концентрата (от-
верстия сита 6 мм); 8, 14 — центрифуга вертикальная фильтрующая; 9 — сепаратор
электромагнитный; 10 — сепаратор тяжелосредный двухпродуктовый; 11 — грохот для
обезвоживания и промывки отходов и концентрата (отверстия сита 1 мм); 12, 18 — гидро-
циклон сгустительный; 15, 16 — сгуститель радиальный; 17 — вакуум-фильтр ленточ-
ный; 19 — сушилка пневмосопловая; 20 — вакуум-фильтр дисковый; 21 — флотомашина;
22 — аппарат для кондиционирования флотационной пульпы; 23, 24 — грохот для рассор-
тировки концентрата на классы (отверстия сит 50 и 25 мм, 25 и 13 мм); 25 — сгуститель;
26 — фильтр-пресс; 27 — смеситель отходов
Рис. 11.14, Схема цепи аппаратов фабрики с обогащением только крупных клас-
сов и регенерацией оборотной воды методом флотации (ОФ при шахте «Комсо-
молец Донбасса» ПО «Шахтерскантрацит»):
1 ~~ грохот цилиндрический; 2 — дробилка двухвалковая зубчатая; 3 — грохот обес-
шламливающий (отверстия сит 25 и 13 мм); 4 — сепаратор тяжелосредный двухпродук-
товый; 5 грохот для обезвоживания концентрата и отходов; 6 — сепаратор электромаг-
нитный; 7 — багер-зумпф; 8 — центрифуга обезвоживающая фильтрующая; 9 — гидро-
циклон сгустительный; 10 — сушилка барабанная; 11 — аппарат для кондиционирова-
ния флотационной пульпы; 12 — флотомашина; 13 — вакуум-фильтр дисковый; 14 —
сгуститель радиальный; 15 — гидроотвал
61
21
Рис. 11.15. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики с выпуском одного
товарного продукта и разделением его на сорта по классам крупности (ЦОФ
«Ворошиловградская» ПО «Ворошиловградуглеобогащение»):
1 — вагоноопрокидыватель; 2 — грохот цилиндрический; 3 — дробилка двухвалковая
зубчатая; 4 — грохот классификационный (отверстия сит 13 мм); 5 — сепаратор тяжело-
средный; 6 — грохот обезвоживающий; 7 — сепаратор электромагнитный; 8 — устрой-
ство загрузочное; 9 — машина отсадочная; 10 --- багер-зумпф; 11 • • гидроклассификатор;
12, 13, 15 — гидроциклон диаметром 1000, 630, 350 мм; 14 — грохот шламовый; 16 —
вакуум-фильтр ленточный; 17 — флотомашина; 18 — аппарат для кондиционирования
пульпы; 19 — центрифуга вертикальная; 20 — вакуум-фильтр дисковый; 21 — барабан
сушильный; 22 — сгуститель радиальный
флотации.
Рис. 11,16. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики с выпуском двух то-
варных продуктов (ЦОФ «Суходольская» ПО «Ворошиловградуглеобогащение»):
1 — опрокидыватель; 2 — грохот предварительного грохочения; 3 — дробилка двух-
валковая зубчатая; 4 — грохот классификационный (отверстия сит 25 и 13 мм); 5 — сепа-
ратор тяжелосредный двухпродуктовый (I стадия); 6 — сепаратор тяжелосредный двух-
продуктовый (II стадия); 7, 9, 10 — грохот для обезвоживания и промывки соответствен-
но концентрата, промпродукта и отходов; 8 — регулятор плотности суспензии; 11 — дро-
билка молотковая; 12 — сепаратор электромагнитный; 13 — устройство загрузочное;
14 — машина отсадочная (I стадия); 15 — гидроциклон классификационный; 16 — от-
стойник пирамидальный; 17 — грохот обезвоживающий (отверстия сит 6 и 1 мм); 18 —
центрифуга вертикальная фильтрующая; 19 — машина отсадочная (II стадия); 20 — сгу-
ститель радиальный; 21 — аппарат кондиционирования пульпы; 22 — флотомашина;
23 — вакуум-фильтр дисковый; 24 — сгуститель радиальный (для флотации отходов);
25 — сушилка барабанная; 26 — кран козловой с грейфером; 27 — наружный шламовый
отстойник
63
Концентрат 25 ~1 00 мм
\	Отходы флотации
РиА 11.17. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики с выпуском двух
товарных продуктов и разделением одного из них на сорта по классам крупности
(ГОФ «Комсомольская» ПО «Донецкуглеобогащение»):
1 — вагоноопрокидыватель; 2 — грохот цилиндрический; 3 — дробилка двухвалковая
зубчатая; 4 — грохот мокрой классификации (отверстия сит 25 и 13 мм); 5 — сепаратор
тяжелосредный двухпродуктовый (с наклонным колесом); 6 — грохот для обезвоживания
и промывки соответственно концентрата и отходов; 7 — грохот классификационный (от-
верстия сита 25 мм); 8 — сепаратор электромагнитный; 9 — машина отсадочная; 10 —
сито дуговое; 11 — багор-зумпф; 12 — центрифуга вертикальная фильтрующая; 13 —
гидроциклон классификационный; 14 — отстойник наружный; 15 — сушилка барабан-
ная; 16 — сгуститель радиальный; 17 — делитель; 18 — аппарат кондиционирования
пульпы; 19 — флотомашина (основная стадия); 20 — флотомашина (перечистная стадия);
21 — вакуум-фильтр дисковый; 22 -• сгуститель радиальный (для отходов флотации);
23 — гидроотвал
Рис. 11.18, Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики с высоким содержа-
нием породных примесей в рядовом угле (ЦОФ «Сибирь» ПО «Южкузбассуголь»):
1 — грохот цилиндрический; 2 — дробилка двухвалковая зубчатая; 3 — грохот мокрой
классификации (отверстия сита 13 мм); 4 — сепаратор тяжелосредный двухпродуктовый
(СКВ32); 5, 7 — грохот для обезвоживания, соответственно отходов и промпродукта (от-
верстия сит 13 и 1 мм); 6 — делитель; 8 — сепаратор тяжелосредный двухпродуктовый;
9, И — грохот для обезвоживания и промывки соответственно промпродукта и кон-
центрата (отверстия сит 13 и 1 мм); 10 — сепаратор электромагнитный; 12 — сито дуговое;
13 — машина отсадочная; 14 — грохот для дополнительного обезвоживания мелких
отходов (отверстия сита 1 мм); 15 — грохот для дополнительного обезвоживания мелкого
промпродукта (отверстия сита 1 мм); 16 сушилка барабанная; 17 — багер-зумпф;
18 — центрифуга вертикальная фильтрующая; 19 — гидроклассификатор; 20 — сгусти-
тель радиальный: 21 — аппарат кондиционирования флотационной пульпы; 22 — фло-
тационная машина; 23 — вакуум-фильтр дисковый; 24 — сгуститель радиальный (для
отходов флотации); 25 — гидроотвал
63
Рис. 11.19. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики с высоким содержа-
нием породных примесей в рядовом антраците (ЦОФ «Свердловская» ПО «Антра-
цитуглеобогащение»):
1 — вагоноопрокидыватель роторный; 2 — грохот цилиндрический; 3 — дробилка щеко-
вая; 4 — грохот мокрой классификации (отверстия сит 25 и 13 мм); 5 — сепаратор тяже-
лосредный двухпродуктовый; 6,7 — грохоты для обезвоживания и промывки концентра-
та и отходов (отверстия сит 13 и 1 мм); 8 — машина отсадочная; 9 — грохот конусный;
10 — гидроциклон сгустительный; 11 — багер-зумпф; 12 — центрифуга горизонтальная
фильтрующая; 13 — грохот обезвоживающий (отверстия сита С мм); 14 — сепаратор
электромагнитный; 15 — сгуститель радиальный; 16 — аппарат кондиционирования пуль-
пы; 17 — флотационная машина; 18 — вакуум-фильтр дисковый; 19 - - сушилка кипя-
щего слоя; 20 — сгуститель; 21 — грохот для рассортировки концентрата (отверстия сит
25; 13 и 50 мм)
чающееся в том, что при обогащении углей для коксования, как правило, пре-
дусматриваются выделение товарного промпродукта и обязательное применение
флотации шламов. При обогащении антрацитов и энергетических углей марок Г
и Д предусматривается разделение на отходы и обогащенный уголь, который
подвергается рассортировке и раздельной отгрузке по классам крупности, а при
обогащении углей марки Т — отделение части мелких классов сухим способом
и присадка его к обогащенному углю после выделения отходов.
Увеличение содержания мелких и тонких классов в рядовых углях вызвало
значительное увеличение образования шламовых продуктов, в том числе шламов
с зернами размером 0,5—2 мм, получивших название крупнозернистый шлам.
Это обусловило реализацию тенденций по четкому обесшламливанию углей перед
отсадкой и классификацию их перед флотацией для обеспечения максимального
извлечения из обогащаемых углей перед отсадкой транспортной воды и частиц
размером менее 0,5 мм, а перед флотацией — частиц крупностью более 0,5 мм.
В технологических схемах и аппаратурном оснащении фабрик реализуется
направление на максимальное сокращение объема емкостей для шламовых вод
и сокращение времени контакта угля, особенно шламов с водой. Низкая эффек-
тивность отделения мелких классов сухим грохочением вследствие высокой
влажности рядовых углей определила широкое применение перед обогащением
мокрой классификации. При обогащении углей низкой стадии метаморфизма
(марки Г и Д), характеризуемых содержанием легкоразмокаемых пород, возни-
кают большие трудности и резко падает эффективность обогащения шламов
флотацией и их обезвоживания из-за наличия большого количества тонких вы-
сокозольных илов. Практика показала, что для таких углей в схемах целесооб-
разно применение операции обезыливания шламов перед флотацией методами
гидравлической классификации.
Особенностью технологических схем проектируемых фабрик является осу-
ществление замкнутого цикла по воде и шламам путем применения фильтр-
прессов для обезвоживания отходов фильтрования. Новым направлением по за-
вершению замкнутого цикла шламов является термическая сушка обезвоженных
отходов флотации для превращения их в товарный продукт — топливно-сырье-
вую добавку при производстве керамических стеновых материалов.
Практика подтвердила эффективность подготовки углей к обогащению при
рациональном выборе машинных классов. Исследования результатов разделения
64
Заказ 77
Концентрат
1 Концентрат
Отходы
в отдал
Сгущенный продукт
из шламового бассейна
Концентрат
Конц ентрат
в отгрузку
Промпродукт
д отгрузку
8 систему высокой
плотности (1600 кг/м3)
8 систему низкой
плотности(1Ч00кг/н3) *
Посторонние V
предметы_______у
-150мм^
+13мм
-13мм
Рассортиров-
ка на классы
60-150 и
13-50мм, пог-
рузка В ж-д.
Вагоны
Рассортиров-
ка на классы
50-150 и
13 ~50мм>пог-
рузка д ж-д.
вагоны
1Б
18
8 сборник
кондицион-
ной суспензии
20

Рис. 11.20. Схема цепи аппаратов фабрики, обогащающей коксующиеся угли трудной обогатимости
« К а р а га н да у го л ь»):
флотации, илы
(ЦОФ «Восточная» ПО
1 — грохот цилиндрический; 2 — дробилка двухвалковая зубчатая; 3 — грохот мокрой классификации (отверстия сит 13 мм); 4 - сепапатор
тяжелосредный двухпродуктовый (СКВ32); 5, 6 — грохоты для обезвоживания соответственно промпродукта и отходов (отверстия сит 13
и 1 мм); 7 — сепаратор .тяжелосредный двухпродуктовый (СКВ20); 8, 9 — грохоты для обезвоживания и промывки концентратов I и II
(отверстия сит 13 и 1 мм); 10 — сепаратор электромагнитный; 11 — делитель; 12 — сито дуговое; 13 — машина отсадочная; 14 — багер-
зумпф; 15 — грохот обесшламливающий (отверстия сита 0,5 мм); 16 — бак распределительный; 17— грохот для обезвоживания мелких отходов
(отверстия сита 1 мм); 18 — аппаратура автоматического управления РУТА; 19 — смеситель; 20 — гидроциклон тяжелосредный двухпродук-
товый; 21, 23 — грохоты для обезвоживания и промывки мелких соответственно промпродукта и концентрата (отверстия сит 0,5 мм); 22 — сито
дуговое; 24 — центрифуга вертикальная фильтрующая; 25 — сушилка барабанная; 26 — вакуум-фильтр дисковый; 27 — машина флотационная
четырехкамерная (перечистная стадия); 28 — машина флотационная четырехкамерная (перечистная стадия); 29 — бак-смеситель; 30 — центр»-
си фуга вертикальная фильтрующая; 31 —гидроклассификатор; 32, 33 — гидроциклон классификационный; 34 — сгуститель радиальный; 35 —
сгуститель радиальный (для отходов флотации и илов); 36 — гидроотвал
Рис. 11.21. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики с применением тяже-
лосредных трехпродуктовых гидроциклонов в качестве основного обогатительного
аппарата (ОФ разреза «Нерюнгринский» ПО «Якутуголь»):
1 — грохот колосниковый (щель 200 мм); 2 — дробилка щековая; 3 — грохот цилиндри-
ческий; 4 — дробилка двухвалковая зубчатая; 5 — грохот вибрационный (отверстия сит
30 мм); 6 — багер-зумпф; 7 — центрифуга; 8 — сито дуговое; 9  - гидроциклон тяжело-
средный трехпродуктовый; 10 — смеситель; 11 — грохот обесшламливающий (щель
0,5 мм); 12 — бак регулирующий; 13 — сепаратор электромагнитный; 14 — аппаратура
автоматического управления; 15 — гидроциклон сгустительный; 16 — делитель; 17 —
грохот обезвоживающий; 18 — аппарат кондиционирования пульпы; 19 — флотомашина
(I стадия); 20 — вакуум-фильтр дисковый; 21 —флотомашина (II стадия); 22 — сгусти-
тель; 23 — сушилка «кипящего» слоя; 24 — пресс-фильтр
0,2 0,5 1,0	8 10	16	25
Граничные крупности машинных классов, мм
Рис. 11.22. Зоны эффективного обогащения в углеобогатительных машинах
углей различных классов крупности
<66
Рядовой уголь
Рис. 11.23. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики при ш. «Лоберг»
(ФРГ):
1 — грохот предварительной классификации: 2 — конвейер ленточный плоский для по-
родовыборки; 3 — дробилка двухвалковая зубчатая; 4 — усреднительный склад рядо-
вого угля; 5 — грохот подготовительной классификации (типа «Ливел»); 6 — машина
отсадочная (типа «Батак»); 7 — грохот обезвоживающий; 8 - дробилка молотковая;
9 - - обеспыливатель центробежный; 10 — грохот обесшламливающий; 11 — машина от-
садочная; 12, 14 — центрифуга вибрационная, горизонтальная фильтрующая; 13 — гро-
хот обезвоживающий; 15 •- сгуститель радиальный с коническим днищем; 16 — флота-
ционная машина (типа «Денвер»); 17 — вакуум-фильтр барабанный; 18 — вакуум-фильтр
ленточный (фирма «Делькор — Везерхютте»); 19 — сгуститель цилиндроконический;
20 — сгуститель радиальный с коническим днищем; 21 ~ фильтр-пресс (фирма «Анд-
риц»)
каменных углей и антрацитов Донецкого бассейна различной крупности в обо-
гатительных машинах и аппаратах показали, что максимальной эффективности
можно достигнуть при соответствии размеров машинных классов применяемому
процессу (рис. 11,22).
Основные технические направления для технологических схем и их аппа-
ратурного оснащения, реализуемые в СССР, характерны и для зарубежных стран.
Одной из особенностей, получивших распространение в практике проекти-
рования и строительства обогатительных фабрик в ряде зарубежных стран, яв-
ляется применение модулей, представляющих собой технологически связанную
группу оборудования, например для обогащения крупных углей в тяжелых сре-
дах. Применение модулей при сооружении фабрик позволяет сравнительно легко
приспосабливать технологическую схему и аппаратурное оснащение к изменив-
шимся условиям путем дополнительного включения отдельных модулей либо их
соответствующих модификаций.
Стремление повысить эффективность обогащения, улучшить использование
установленного оборудования обусловило включение в схемы фабрик операции
усреднения углей (рис. 11.23).
В связи с большим содержанием породы в поступающих на обогащение углях
в технологических схемах находит применение предварительное (до усреднения
и аккумулирования рядовых углей) удаление крупной породы в тяжелосред-
ных сепараторах. Такая схема применена на обогатительной фабрике «Ной Мо-
нополь» в ФРГ (рис. 11.24).
Повышенные требования к качеству обогащенных углей по сере привели
к применению технологических операций, обеспечивающих высокую эффектив-
ность обогащения по сере. В технологических схемах отдельных фабрик для
операции обогащения мелких углей применяют концентрационные столы.
3*	67
Отходы
Отходы
~21
22 Флотация
лилама газо-
вого угля
Отходы
Обогащение мелкого
газового угля на кон-
центрационных столах
\\ в ого угля н
Отходы
25
32300
Усредне-
ние газо-
' Вог о угля
< . Н
30 29
Жирный уголь
Газовый уголь
“ йОмм Дерево
Железо
Промежуточное i
складирование	I Т иоогащение
ржирногоугля	ft ^жирного угля
2 2
Предваритель ное
удаление породы
ie породы
ого угля
10
//
Обогащение газо-
ого угля 8 цик-
лоне
1k
15
16
18
пенчатое сгущение отходов
флотации
Отходы
Рис. 11.24. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики при ш. «Ной Моно-
поль» (ФРГ):
1 — грохот предварительной классификации; 2 — конвейер ленточный плоский для вы-
борки посторонних предметов; 3 — сепаратор тяжелосредный (типа «Дрюбой»); 4 —- гро-
хот для обезвоживания продуктов обогащения; 5 — дробилка молотковая; 6 — дробилка
двухвалковая; 7 — усреднительно-аккумулирующий склад; 8 — машина отсадочная
(типа «Батак», 24 м2); 9 — грохот обезвоживающий; 10 — дробилка молотковая; 11 —
бак-смеситель; 12, 17 — центрифуга вибрационная фильтрующая; 13 — гидроциклон
тяжелосредный двухпродуктовый; 14 — грохот дренажно-обезвоживающий; 15 — дро-
билка молотковая; 16, 19 — приемно-регулирующая емкость; 18 — концентрационный
стол (I стадия); 20 — концентрационный стол (II стадия); 21 — центрифуга осадительно-
фильтрующая; 22 — машина флотационная; 23 — сгуститель цилиндроконический; 24 —
сгуститель радиальный; 25 — центрифуга осадительно-фильтрующая; 26 — машина фло-
тационная; 27 — грохот обезвоживающий; 28 — центрифуга вибрационная фильтрую-
щая; 29 — дробилка двухвалковая; 30 — машина отсадочная (типа «Батак», 36 м2)
В технологических схемах зарубежных углеобогатительных фабрик, постро-
енных в последние годы наряду с использованием разделения в тяжелых средах
крупного и мелкого углей применено обезыливание шламов перед флотацией.
Такая схема применена на углеобогатительной фабрике «Виндзор» (США) фирмы
«Америкен Электрик Пауэр» (рис. 11,25), которая является высоко автоматизи-
рованным предприятием. Фабрика обогащает 600 т/ч энергетического угля. Круп-
ный уголь 15,9—152,4 мм обогащается в тяжелосредном сепараторе «Вемко»
с получением трех продуктов. Уголь крупностью 0,6—15,9 мм вместе с дробле-
ным промпродуктом тяжелосредного сепаратора обогащается в двух тяжелосред-
ных циклонах диаметром 762 мм. Уголь крупностью менее 0,6 мм после удаления
из него сверхтонких частиц 0,044 мм в обесшламливающем сгустителе поступает
в шестикамерную флотационную машину с камерой объемом 14 м3.
Технологические схемы действующих обогатительных фабрик имеют общие
недостатки, основные из которых следующие: многопоточность; наличие цирку-
ляции продуктов и повторных операций; многократные подъемы и перекачки
продуктов, особенно в виде пульпы; незавершенность операций по обработке
шламов и отходов флотации. Это создает трудности в обслуживании и выпол-
нении требований по охране окружающей среды, качеству и ассортименту товар-
ных продуктов обогащения, а также обусловливает повышенную энергоемкость
и материалоемкость обогащения углей.
Обогатительное оборудование большой единичной мощности в сочетании
с высокопроизводительными транспортными устройствами позволяет применять
68
Рис. 11.25. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Виндзор» (США):
7 — грохот для угля, добытого подземным способом; 2 — дробилка; 3 — грохот для угля, добытого открытым способом (проект); 4 — породный
отвал; 5 — бункер (проект); 6 —бункер для привозного угля; 7 — напорный бак первой стадии регенерации магнетита; 8 — магнитный сепа-
ратор первой стадии регенерации; 9 — магнитный сепаратор второй стадии регенерации; 10 — напорный бак с водой для отмыва магнетита:
11 — напорный бак с осветленной водой; 12 — сгуститель диаметром 15,2 м; 13 — регулятор давления; 14 — бак с питьевой водой; 15 — бак
с водой для технологических целей; 16 — флотационная машина; 17 — фильтрующая центрифуга; 18 — контактный чан; 19 — грохот для
отходов; 20 — центрифуга для мелких отходов; 21 — дуговое сито; 22 — тяжелосредный циклон; 23 — дуговое сито; 24 ~ грохот для кон-
центрата; 25 — центрифуга для мелкого концентрата; 26— делитель циркулирующей магнетитовой суспензии; 27 — зумпф для дробленого пром-
продукта; 28 — двухбарабанный магнитный сепаратор; 29 —грохот для отходов; 30 — дробилка для промпродукта; 31 — грохот для пром-
продукта; 32, 43 — соответственно напорный бак и зумпф с суспензией высокой плотности; 33, 40 — соответственно напорный бак и зумпф
с суспензией низкой плотности; 34 — сепаратор «Вемко»; 35 — дробилка для концентрата; 36 — грохот для крупного концентрата; 37 — грохот
для подготовительной классификации; 38 — дуговое сито; 39 — сбесшламливающий грохот; 41 — зумпф для немагнитного материала; 42 — воз-
душный компрессор; 44 — зумпф для магнетита; 45, 46 — зумпф для некондиционной суспензии; 47 — зумпф для отходов магнитных сепарато-
ров; 48 — труба> текшею нассса тяжелосреднего циклона; 49 — зумпф магнетитовой суспензии для циклонов; 50 — бункер для хранения маг-
нетита; 51 — конвейер для концентрата; 52 — штабелеукладчик; 53 — пункт опробования концентрата; 54 — емкость для сгущенного про-
дукта; 55 — конвейер; 56 — сгуститель диаметром 30,4 м; 57 — пресс-фильтр; 58 — бункер
рациональные технологические схемы, обеспечивающие сокращение протяжен-
ности трактов, числа единиц оборудования, энергоемкости и трудоемкости произ-
водственных процессов на углеобогатительных фабриках.
Перспективными технологическими схемами для реализации этих направ-
лений являются: при обогащении углей для коксования трудной
обогатимости — технологические схемы с обогащением всего угля в циклопах
с тяжелой средой, раздельной регенерацией суспензии и флотацией шламов;
при обогащении углей легкой и средней обогатимости —
технологическая схема с раздельным аккумулированием машинных классов,
разделение крупного класса в тяжелых средах на три продукта, отсадка и фло-
тация мелких классов с обогащением дробленого крупного промпродукта сов-
местно с мелким углем. В этих схемах должен быть узел обработки отходов фло-
тации до товарной топливно-сырьевой добавки при производстве стеновых ма-
териалов, включающий фильтр-прессы, сушилку для обезвоженных отходов и
погрузочный пункт; при обогащении антрацитов и энергетиче-
ских углей с выделением крупных и средних классов — технологические
схемы с применением тяжелых сред для крупных классов, циклонов для обога-
щения мелких классов антрацитов и двухпродуктовых отсадочных машин для
мелких классов каменных углей; при обогащении и обработке тонких классов,
обеспечивающих замкнутый цикл, — флотация и фильтрационное обезвожива-
ние концентрата флотации и крупнозернистого шлама и термическая сушка вла-
гоемких продуктов, обработка отходов флотации и высокозольных илов в фильтр-
прессах с последующей подсушкой обезвоженного продукта для отгрузки его
на производство стеновых керамических изделий.
Глава 2
МЕТОДЫ ОЦЕНКИ И ВЫБОРА ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
Технологические схемы современных углеобогатительных фабрик отлича-
ются большим разнообразием. Они представляют собой сложные системы со зна-
чительным числом взаимосвязанных технологических операций и факторов,
влияющих на конечные результаты обогащения. Выбор оптимальной технологи-
ческой схемы и режимов обогащения, максимально соответствующих характе-
ристике обогащаемого угля, возможен на основе исследования и оптимизации
математической модели, адекватно описывающей всю совокупность технологи-
ческих схем углеобогатительных фабрик.
Система оптимизации схем и режимов обогащения угля включает получение
необходимой исходной информации об угле как объекте обогащения, построение
математических моделей отдельных технологических процессов и всей схемы
фабрики, выбор методов оптимизации последней, режимов и результатов обо-
гащения.
Для прогноза результатов обогащения необходим подробный фракционный
состав угля с интервалом плотностей расслоения 100 кг/м3 и 100—200 кг/м3 для
более высоких плотностей расслоения. Для прогноза результатов разделения
по крупности необходим гранулометрический состав угля со шкалой классифи-
кации не более 2. Расчет гранулометрического и фракционного составов угля
с любой степенью дробимости по минимальному объему данных можно произ-
водить по методам, которые в Госфонде алгоритмов и программ обозначены
ПОО 3057 «Расчет фракционного состава каменных углей и антрацитов по данным
расслоения проб в двух тяжелых жидкостях и более» и № ПОО 3693 «Расчет фрак-
ционного состава каменных углей и антрацитов по данным рассева на двух си-
тах и более».
Формализация технологической схемы углеобогатительной фабрики осуще-
ствляется таким образом, чтобы каждой технологической операции реальной
технологической схемы соответствовал определенный элемент формализованной
схемы (математической модели). Выполнение той или иной технологической опе-
70
Таблица 11.1
Параметры, характеризующие кривую разделения
соответствующего обогатительного аппарата
Аппарат
Отсадочная ма-
шина
Тяжелосредный
сепаратор
Тяжелосредный
циклон
Флотационная
машина
ДР1	0	0	К1	к2	к
0	0	Арз	к2	К2	к
0	0	0	Ki	0	к
APi	0	Лрз	К1	к2	к
Api	Лр2	0	Ki	0	к
О
О
О
О
О
О
О
О
^2
О
о
Ьз
О
О
рации обязательно связано с изменением характеристики участвующего в опе-
рации продукта, т. е. с изменением его гранулометрического или фракционного
состава. В противном случае операция не считается существенной для технологи-
ческой схемы.
Каждая технологическая операция рассматривается как преобразователь,
определяющий разделение исходного угля на два продукта или более и из-
менение характеристик этих продуктов по отношению к исходному углю.
Характеристикой эффективности механических методов обогащения и клас-
сификации угля является кривая разделения и параметры, которые ее опреде-
ляют. Кривая разделения отражает извлечение элементарных фракций или клас-
сов крупности в соответствующие продукты.
Расчет ожидаемых результатов разделения угля в соответствующем аппарате
производится в следующем порядке.
Определяется показатель
(К2 Ку)	(II  О
где Д/у, Kv — параметры, определяющие характер кривой разделения (Ку —
параметр четкости разделения угля для соответствующего У-го участка кривой
разделения); Д/о — параметр, характеризующий экономичность изменения нор-
мированных отклонений, а следовательно, и кривой разделения для различных
обогатительных аппаратов; Apvbv — параметры кривой разделения данного
обогатительного аппарата; /\2 — коэффициент,
В табл. II.1 приведены параметры Kv, Лру, bv, посредством которых может
быть охарактеризована кривая разделения соответствующего аппарата.
Параметры управления (II. 1) для отсадочных машин, тяжелосредных се-
параторов и тяжелосредных циклонов приведены в таблицах соответственно
II.2—II.4.
Уравнения, с помощью которых производится дальнейший расчет резуль-
татов разделения углей следующие:
Hj =- - [Р/ log2 Pi + (1 - Pi) log2 (1 - Р,)Ь	(11.2)
где Hj — энтропия при делении фракции или класса крупности на две части;
Pj --- доля рассматриваемой j-й фракции (класса крупности), извлекаемая в один
из продуктов разделения;
где tj — нормированное отклонение плотности фракции от плотности разделения
или крупности класса от граничной крупности разделения;
j “ Ку (ру рр) д-	(11.4)
где ру и рр — средняя плотность фракции или крупность класса и плотность
разделения.
По уравнению (П.4) определяют нормированные отклонения для каждой
фракции (класса крупности). Подставляя эти значения в уравнение (II.3), полу-
71
Таблица 11.2
Параметры уравнений (II.1) и (И.4) для расчета нормированных отклонений
при обогащении углей в отсадочных машинах
Машин- ный класс	Тип от- садочной машины	Ступень обогащения	APi	Др2	Дрз		К2	Кз
	ОМ12	Отделение пород-	0	0	100	0,0055	0,0005	0,002
		ное						
		То же промпро-	0	0	100	0,01	0,01	0,002
		дуктовое						
	ОМ18	То же породное	100	0	0	0,003	0,009	0,009
		То же промпро-	0	0	100	0,0095	0,0095	0,0012
		дуктовое						
Круп-	0МА8	Два продукта	0	0	125	0,012	0,012	0,0025
ный	ОМА 10	То же	0	0	125	0,0075	0,0075	0,0035
уголь		Отделение пород-	0	0	100	0,0065	0,0065	0,001
		ное						
	БОМК8	То же промпро-	0	0	100	0,01	0,01	0,0025
		дуктовое						
		Два продукта	100	0	0	0,0042	0,01	0,01
		Отделение пород-	0	0	0	0,004	0,004	0,004
		ное						
	ОМ8	То же промпро-	0	0	100	0,01	0,01	0,002
		дуктовое						
		Два продукта	0	0	0	0,005	0,003	0,003
		Отделение пород-	0	0	100	0,006	0,006	0,0012
		ное						
	ОМ12	То же промпро-	0	0	100	0,008	0,008	0,001
		дуктовое						
Мелкий		То же породное	0	0	100	0,004	0,004	0,002
уголь	ОМ18	То же промпро-	0	0	50	0,02	0,02	0,001
		дуктовое						
		Два продукта	100	0	0	0,0038	0,0078	0,0078
		Отделение пород-	0	0	0	0,004	0,0013	0,0013
		ное						
	БОММЮ	То же промпро-	0	0	100	0,007	0,007	0,001
		дуктовое						
		Два продукта	100	0	0	0,003	0,01	0,01
		Отделение пород-	0	0	100	0,0044	0,0044	0,0016
	БОММ16	ное						
		То же промпро-	0	0	100	0,006	0,006	0,0012
		дуктовое						
		То же породное	0	0	0	0,006	0,0033	0,0033
	пик	То же промпро-	0	0	0	0,0098	0,0033	0,0033
		дуктовое						
чают энтропии каждой фракции, с помощью которых по уравнению (II.2) опре-
деляют извлечение фракции в соответствующий продукт разделения.
Затем определяют!
содержание /-й фракции в данном продукте обогащения (классе крупности)
Т/ пр — РгТ/ пит!
(II.5)
выход продукта обогащения
Тпр 2 Ту пр’
72
Таблица IL3
Параметры уравнений (II. 1) и (II.4) для расчета нормированных отклонений
при обогащении углей в тяжелосредных сепараторах
Тип сепаратора	*1	к»	bi	ьа
СК20
СКВ20
СКВ32
СКВД32
«Дрюбой»
СТТ20 I ступень
II »
0,0064	0,0064	-1,4	0,3
0,0041	0,0041	-1,4	0,3
0,0085	0,0085	— 1,05	0,3
0,0058	0,0058	—0,6	0,3
0,0059	0,0059	-1,4	0,3
0,004	0,004	—0,6	1,15
0,009	0,004	-0,75	0
Таблица II.4
Параметры уравнений (ПЛ) и (II.4) для расчета нормированных отклонений
при обогащении углей в тяжелосредных циклонах
Т ип циклона	Ступень обогащения	ДР1	Дрз			к»
ГТ-630/500	I ступень II »	—200 —200	200 200	0,001 0,002	0,01 0,01	0,001 0,002
ГТ-630	Два продукта То же	—200 —50	200 50	0,0016 0,006	0,0094 0,032	0,0016 0,006
ГТ-500	То же	0	160	0,012	0,012	0,0016
Таблица II.5
Фракционный состав питания отсадочных машин
Плотность фракции, кг/м3	Выход, %		Зольность Д^, %
	к питанию	к рядовому углю	
<1400	52,4	24,05	5,0
1400—1500	18,0	8,26	12,0
1500—1600	4,00	1,84	14,8
1600—1700	1,5	0,69	30,0
1700—1800	0,5	0,23	46,5
1800—1900	1,6	0,73	54,9
1900—2000	2,0	0,92	70,1
>2000	20,0	9,18	79,0
Исходная фракция	100	45,9	24,1
73
зольность продукта обогащения
где у. пит — содержание /-й фракции в питании; Лу пр — зольность /*-й фракции
в продукте обогащения; п — число фракций в питании.
П р и м е р. Рассчитать ожидаемые результаты обогащения мелкого угля
марки Г на ЦОФ «Ворошиловградская» ПО «Ворошиловградуглеобогащение»
в отсадочных машинах ОМ18 с получением двух конечных продуктов. Фрак-
ционный состав угля крепостью 0,5—13 мм, поступающего для обогащения в от-
садочные машины ОМ18, приведен в табл. II.5. Плотность органической массы
угля 1270 кг/м3, плотность породы 2800 кг/м3.
I. Определяются нормированные отклонения для каждой фракции в соот-
ветствии с табл. II.2 для отсадочной машины ОМ18, обогащающей мелкий уголь
с получением двух продуктов, и уравнениями (II. 1)—(II.4):
для р/'ДРр
100
tj = 0,0038 (pj — рр) — 100 (0,0078 — 0,0038) = 0,0038 (pj — рр) — 0,4;
для Qj > рр — 100
/у = 0,0078 (ру Рр)*
1. Для плотности разделения рр = 2000 кг/м3:
/1 = 0,0038 [(1270 4- 1400) :
/,= 0,0038 [(1400 4- 1500)
t3 = 0,0038 [(1500 4- 1600)
/4 = 0,0038 [(1600 4- 1700)
= 0,0038 [(1700 + 1800)
4= 0,0038 [(1800 4- 1900)
/7 = 0,0038 [(1900 4- 2000)
te = 0,0078 [(2000 4- 2800)
2. Определяются энтропии
//j = е~*—2,627)2/2 = 0,0138
2 — 2000] — 0,4 = —2,927;
2 — 2000] — 0,4 = —2,49;
2 — 2000] — 0,4 = —2,11;
2 — 2000] — 0,4 = —1,73;
2 — 2000] — 0,4 = —1,35;
2 — 2000] — 0,4 = —0,97;
2 — 2000]—0,4= —0,59;
2 — 2000] = 3,12.
каждой фракции:
; я2 == е"^2,49)2/2 = 0,045;
/73 = е-(2’11)2/2 = 0,108;	= е“с~’173)2/2 = 0,2239;
Ht = e-(-i*ss)2/2 = 0 402. Нв = е- (-0.97)72 = 0,6247;
Н, = е-(-0.59)72 = 0,8403; Н3 е-(3,12)2/2 = 0,0077.
3.	Извлечение фракций в отходы определяется из уравнения (II.2):
Р4 = 0,001; Р2 = 0,005; Р3 = 0,014; Р4 = 0,036;
Ръ = 0,08; Р3 = 0,156; Р, = 0,269; Р8 = 0,999.
4.	Содержание каждой фракции в отходах и концентрате, %:
Тютх= 0,001 X 24,05 = 0,2;
Т8отх = 0,005 X 8,26 = 0,04;
Тзотх = 0,014 X 1,84 = 0,03;
у4отх = 0,036 X 0,69 = 0,02;
?1К = 24,05 — 0,02 = 24,03;
Тб отх = 0,080 X 0,23 = 0,02;
Те отх = 0,156 X 0,73 = 0,11;
Т? отх = 0,269 X 0,92 = 0,25;
Те отх = 0,999 X 9,18 = 9,17;
Т2к = 8,26 - 0,04 = 8,22;
74
Тзк =	1,84 —	0,03	=	1,81;	у4к	=	0,69 — 0,02 —	0,67;
Т5к =	0,23 —	0,02	—	0,21;	убК	-	0,73-0,11 -	0,62;
Т7К -	0,92 —	0,25	=	0,67;	у8К	=	9,18 — 9,17 —	0,01.
5.	Зольность	фракций в отходах А°тх и	концентрате %• Зольность
самой легкой (/ — 1) элементарной фракции в отходах:
^1отх “ 1,2Л^П = 1,2-5 ^=6, где А^п— зольность самой легкой элементар-
ной фракции в питании;
в концентрате:
< = (*’2- 0,2 ?1п/у1кХ=[1,2- 0,2 (24,05/24,03)] 5 = 5, где ?1л-
выход самой легкой фракции в питании.
Зольность самой тяжелой фракции (v = 9) в отходах:
4отх =- [°'98 + 0>02 (Твп+отх)] < = [0.98 + 0,02 (9,18/9,17)].79 = 79.
Зольность остальных фракций в отходах и концентрате, %:
Д<1	_.	Д^	.	Д(!	__	In.	д(1	д(1	_	Д(1	|д	а.
+отх — л2к	--	У12п	—	?13отх	~	?13к	-	я3п	“
дЛ _ дЛ	_	дй	ОА.	дй	д(1	—	лЛ	_	4fi	к.
/14отх — Я4к	—	я4п	—	би’	Я5отх	“	Я5к	“	Л5п
Д‘1	.....	ЕД Q. дЛ — 4^	._	_7А 1
?|6отх “ н6к “ ^бп “	У17отх ” ^7к — Я7п “ /и’ь
6.	Выход, %:
отходов
Тотх= 0.02 + 0,04 + 0,03 + 0,02 + 0,02 + 0,11 + 0,25+ 9,17 = 9,66;
концентрата
ук = 45,9 __ 9,66 - 36,24.
7.	Зольность, %:
отходов
ЛдТХ = (0,02 X 6 + 0,04 X 12 4- 0,03 X 14,8 + 0,02 X 30 + 0,02 X
X 46,5	0,11 X 54,9 -I- 0,25 X 70,1 + 9,17 X 79)/9,66 = 77,7;
концентрата
= (45,9 — 9,66 X 77,7)/36,24	9,8.
Расчет ожидаемых результатов обогащения угля с получением трех продук-
тов выполняется аналогично расчету, приведенному выше, для каждого отделе-
ния отсадочной машины. Таким же образом выполняется расчет ожидаемых ре-
зультатов разделения угля в других технологических аппаратах с принятием
значений соответствующих параметров из табл. II.2—П.4.
Результаты таких расчетов могут служить оценками выхода полезного про-
дукта любой операции на каждой фабрике, оценками потерь, качественных ха-
рактеристик продуктов как каждой операции, так и общих товарных продуктов.
Объективный метод расчета ожидаемых результатов каждой технологической
операции в зависимости от ее особенностей и характеристики обогащаемого
сырья, расчет общего баланса продуктов обогащения позволяют не только по-
лучать количественную оценку отдельных технологических процессов и всей
технологической схемы фабрики, но и сравнивать различные схемы и выбирать
оптимальные варианты, в максимальной степени соответствующие характери-
стике сырья и требованиям к продуктам обогащения.
Математическая модель схемы углеобогатительной фабрики, как совокуп-
ность формализованных операций, представляет собой последовательность опе-
раторов (математических моделей отдельных технологических операций),пере-
75
рабатывающих информацию о характеристиках угля на различных стадиях его
обработки. При этом каждая технологическая операция характеризуется мат-
рицей входных параметров (исходный уголь для каждой операции), матрицами
выходных параметров (например, концентрата, промпродукта и отходов), опе-
ратором преобразования и целевой функцией данного преобразования. Матрицы
как входных, так и выходных параметров содержат данные гранулометрического
и фракционного составов соответствующего продукта, которые являются наиболее
общими определяющими характеристиками угля на всех стадиях его обработки.
Обогащение углей предусматривает получение таких качественных и коли-
чественных показателей, которые являются приемлемыми для определенного
потребителя и соответствуют максимальной полноте извлечения полезных про-
дуктов из обрабатываемой смеси.
Система отношений, соответствующая условиям, которые являются общими
для различных технологических операций, может быть записана следующим об-
разом:
Vy
* u
Z
д » Л	л , Д
TKV kv г к к. норм’
V--:l
норм min
пп v п
норм max’
(П-в)
(II.7)
(П.8)
(П.9)
2
Z
2
£ Тотх V^OTX V Тот? (^отх)норм*
V— 1
(II.10)
где у — выход продукта обогащения; — выход р-го конечного продукта,
полученного на v-й технологической операции (р - - 1,2, ..., nv); nv ~ число
конечных продуктов v-й операции; z — число операций в технологической схеме;
Ad — зольность продукта обогащения.
Индексы к, пп, отх обозначают принадлежность показателей соответственно
концентрату, промпродукту или отходам. Уравнение (П.6) выражает то обстоя-
тельство, что выход продукта не может быть отрицательным. Согласно урав-
нению (11.7) выход р-го продукта равен сумме выходов этого продукта на каждой
v-й операции. Ограничения, накладываемые на зольность продуктов обогащения
(концентрат, промпродукт и отходы), выражены отношениями (II.8)—(11.10).
Для каждой конкретной технологической операции при необходимости вводят
дополнительные ограничения, учитывающие природу этой операции. Например,
согласно нормам обогащения крупных (более 10 мм) углей в тяжелосредных
сепараторах содержание в них углей крупностью менее 1 мм не должно пре-
вышать 2 %.
Это требование может быть обеспечено ограничением
где yj1 — выход С го класса крупности в надрешетном продукте v-й технологи-
v
ческой операции, который является питанием тяжелоср ед ного сепаратора; I —
номер класса, верхняя граничная крупность которого равна 1 мм; т — число
классов крупности в матрице исходных данных.
Важным этапом разработки и исследования математической модели техно-
логической схемы фабрики является выбор критерия оптимальности. В общем
случае оптимальность*схемы определяется совокупностью нескольких разнород-
ных показателей, например, выходом товарных продуктов, их качеством, экс-
76
плуатационными и капитальными затратами. Так как эти показатели непосред-
ственно несопоставимы, их соизмерение наиболее удобно производить с помощью
экономического критерия, в качестве которого может быть принята прибыль
от обогащения углей на углеобогатительной фабрике. Целевая функция, опре-
деляющая прибыль от обогащения, отнесенную к 1 т рядового угля, следующая:
п - о,ощк
+ 0.01^пп
h	h
(1	Укб — Ск
6=1	61
h	h
1 “Ь ^пп^опп)	д Cjin Ynn д^пп 5
д-1	д-1
z
— £} 3V — Z/p. у -> max,	(II.И)
V--1
где //к, Цт1 — соответственно цена 1 т концентрата или промпродукта (по дей-
ствующему прейскуранту); Ск, СпП — коэффициенты, учитывающие снижение
(увеличение) отпускной цены концентрата или промпродукта на каждый про-
цент отклонения их зольности от прейскурантной нормы; Л°к, Л^пп— прейску-
рантная норма зольности соответственно концентрата и промпродукта; 3V —
приведенные затраты на каждой операции; ун6, Тпп6, — выход и зольность
соответствующего продукта на 6-м участке обработки угля определенной круп-
ности; Яр. у — цена 1 т рядового угля.
Оптимизация с применением изложенного метода возможна лишь при нали-
чии экономически обоснованной зависимости отпускных цен на продукты обо-
гащения от их качества. Существующий прейскурант цен, устанавливающий
линейную зависимость цен на угли и продукты обогащения от их зольности,
несколько условно определяет дополнительные затраты, связанные с повыше-
нием качества обогащаемых углей, так как не полностью учитывает реальный
экономический эффект, к которому приведет изменение качества углей в сфере
их использования. В связи с этим приведенная оптимизация правомерна лишь
для сравнительно узкого диапазона изменения качества обогащаемых углей
в пределах заданной нормы на зольность концентрата. Поэтому в качестве кри-
терия оптимальности целесообразным может оказаться реальный экономический
эффект от обогащения углей с учетом влияния качественных показателей обо-
гащения на эффективность различных направлений его использования.
В качестве целевой функции может быть принята чистая продукция. Так
как в углеобогащении чистая продукция принимается равной сумме прибыли,
заработной платы и начисления на заработную плату, то для ее вычисления можно
использовать уравнение (11.11), определяя удельные затраты без заработной платы
и начисления на заработную плату.
В конкретных условиях оптимизация технологической схемы фабрики может
преследовать более узкие цели. В этом случае можно ограничиться одной из
следующих функций, являющихся частными формами критерия прибыли;
максимальная реализационная стоимость продуктов обогащения
Р = 0,01Дк
(1 -ЬСк^ок) S Ткв - Ск S ТквЛкв
6=1	6=1
+ 0,0Щ11П (1
h	h
"Ь ^пп^опп) ?ПП 6 ^ПП Vnn д^пп 6
6 1	6 1
минимальные затраты на передел
min;
max;
77
минимальное засорение продуктов обогащения
h s Д	т
h xv
где 6 — номер участка обработки угля; h — число участков обработки угля;
Xv, ~~ номер и число ступеней данной технологической операции; v — индекс
технологической операции;	— доля фракции (класса), извлекаемого
в один из продуктов разделения при осуществлении v-й операции на 6-м участке
обработки угля.
Величина Р находится в сложной зависимости от фракционного и грануло-
метрического составов углей йот определяющего признака разделения на дан-
ной операции.
Эти зависимости представлены уравнениями (II. 1)—(II.4), описывающими
процесс разделения на каждой технологической операции.
Реализация требования, выраженного уравнением (11.11), приводит к оп-
тимальным граничным значениям признака деления исходного угля на концент-
рат, промпродукт и отходы и обеспечивает полноту извлечения определенных
элементарных фракций, составляющих механическую смесь, в соответствующие
продукты разделения.
В связи со сложностью структуры технологической схемы фабрики и боль-
шим объемом исходной информации выбор ее оптимального варианта рацио-
нально осуществлять в два этапа.
На первом этапе для каждой исследуемой технологической схемы опреде-
ляются оптимальные технологические параметры каждой операции (при раз-
делении по крупности — граничная крупность разделения, при разделении по
плотности — плотность разделения на каждой ступени). Полученные параметры
должны обеспечить заданное качество продуктов обогащения при максимальном
выходе общего товарного концентрата. На втором этапе производится технико-
экономическое сравнение различных вариантов технологических схем фабрик
с учетом полученных оптимальных технологических параметров и затрат на обо-
гащение. При этом устанавливают определенную последовательность требований,
выраженных различными целевыми функциями, сам поиск ведут поочередно,
удовлетворяя вначале критерию оптимальности для каждого варианта схемы,
а затем общему критерию оценки всех вариантов.
Функцией цели для каждого варианта технологической схемы может быть
принят максимальный выход общего концентрата при соблюдении приведенных
выше ограничений (II.6)—(II. 10)
2
У Ykv max.
v—1
Для выявления оптимального сочетания технологических параметров каж-
дого варианта схемы фабрики можно использовать метод случайного поиска со
скольжением. Этот метод позволяет, не перебирая все возможные сочетания ис-
следуемых параметров, выбирать такие направления их изменения, которые
ведут к увеличению функции цели, в нашем случае выхода концентрата.
Идея метода заключается в обзоре вокруг принятого центра со случайным
шагом изменения исследуемых параметров целевой функции
При удачном изменении целевой функции, если она увеличивается, а огра-
ничения (II.8)—(11.10) выполняются, центр поиска перемещается в эту точку
78
многомерного пространства, и в дальнейшем параметры изменяются по отношению
к новому центру в том же направлении. При неудачном изменении целевой функ-
ции либо несоблюдении ограничений происходит возврат к старому центру,
и изменение параметров производится по отношению к этому центру в противо-
положном направлении. Если обзор по отношению к текущему значению сколь-
зящего центра поиска приводит к заданному числу неудач, область поиска умень-
шается благодаря уменьшению шага варьирования.
Недостатком этого метода, дающего быструю сходимость, является возмож-
ная локальность оптимизации. В связи с этим он применяется в сочетании с ме-
тодом Монте-Карло, который носит глобальный характер, но дает медленную
сходимость. Возможность такой комбинации обусловливается наличием двух
стадий процесса отыскания оптимального значения целевой функции: поиск
начальной точки скольжения (методом Монте-Карло) и собственно поиск опти-
мума в области изменения переменных (методом случайного поиска со скольже-
нием).
Применение методов математической оптимизации позволяет выбрать наи-
более рациональную схему для вновь строящихся фабрик, модернизации и тех-
нического перевооружения действующих фабрик, а также улучшить управление
технологией обогащения на действующих предприятиях.
Раздел III
ГРОХОЧЕНИЕ И ДРОБЛЕНИЕ
(ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ) УГЛЕЙ
Глава 1
ГРОХОЧЕНИЕ
§ 1. Основные сведения
Г рохочение — процесс механического разделения по крупности на
просеивающих поверхностях различных по размерам кусков (зерен) материала.
На углеобогатительных предприятиях применяют грохочение:
предварительное — отделение из основной массы исходного ма-
териала крупных кусков для последующей их обработки, например дробления;
подготовительное — разделение исходного материала на нес-
колько определяемых технологией обогащения классов крупности, предназна-
ченных для последующей раздельной обработки в различных обогатительных
аппаратах. Продукты подготовительного грохочения называют машинными клас-
сами;
окончательное — разделение обрабатываемого материала на клас-
сы крупности, размеры и засорение которых регламентируются соответствую-
щими техническими условиями. Полученные при этом классы отправляются
потребителю как готовая продукция;
обезвоживающее — удаление основной массы воды, содержащейся
в обрабатываемом материале, например, в продуктах мокрого обогащения,
а также отделение суспензии, обесшламливание и т. п.
По способу выделения машинных классов на углеобогатительных предприя-
тиях различают грохочение:
сухое — без применения обрабатывающей среды или с применением в
качестве нее специально подаваемого воздуха или какого-либо другого газа;
мокрое или гидрогрохочение — с применением в качестве
обрабатывающей среды специально подаваемой воды;
комбинированное — последовательное сочетание сухого и
мокрого грохочения.
Материал, поступающий на грохочение, называется исходным, оста-
ющийся на сите — надрешетным продуктом, а проходящий через от-
верстия сита — подрешетным продуктом.
Число продуктов при последовательном грохочении на ситах составляет
и + 1, где п — число сит. В этом случае исходным материалом для последую-
щего просеивания служит один из продуктов предыдущего просеивания.
Последовательный ряд размеров отверстий сит (от больших к меньшим),
применяемых при грохочении, называется шкалой грохочения
(классификации), а постоянное отношение размеров отверстий смежных сит—
модулем шкалы.
При крупном и среднем грохочении модуль чаще всего принимают равным
2. Такова, например, шкала классификации на ситах с отверстиями 50, 25, 12,
6 и 3 мм. Для ситовых анализов небольших навесок применяют контрольные
сетки по ГОСТ 3584—73 с модулем 10 = 1,259,
Промышленную шкалу грохочения устанавливают в зависимости от обо-
гатимости углей, метода обогащения и требований потребителей к сортовому
топливу и продуктам обогащения.
При грохочении и дроблении углей размер отдельных частиц в массе обра-
батываемого материала оценивают их диаметром. Этот показатель зависит от
формы частиц. Для частиц неправильной формы средний диаметр определяется
80
путем непосредственных измерений
длины, ширины и толщины (высоты)
параллелепипеда, в который вписы-
вается измеряемый кусок, и затем
расчетов по одной из следующих
формул:
dcp = (/ + 6)/2;
dcp = (/ + h + Л)/3;

р ” у/ Z *
где Z, b, h — соответственно длина,
ширина и толщина (высота) кус-
ка, мм.
Крупность всей массы сыпучего
материала оценивают по ее грану-
лометрическому составу, кото-
рый" “'Определяют просеиванием мате-
риала через набор сит, подбираемых
по определенному модулю (ситовый
Размер отверстий сит, мм
Рис. III.1. Суммарные характеристики
по «плюсу» (кривые суммарных остат-
ков на ситах)
анализ). Методы проведения ситовых анализов унифицированы ГОСТ 2093—82.
Материал, прошедший через сито с отверстиями и оставшийся на сите с от-
верстиями /2 (/2Zi), называется классом. Пределы класса определяются раз-
мерами отверстий сит, на которых происходит грохочение.
Нижним классом называется материал, крупность которого меньше
размера отверстия сита грохота. Содержание нижнего класса в любом продукте
можно определить тщательным рассевом пробы на сите с отверстиями, размер
которых равен размерам отверстий сита грохота.
При грохочении на три класса и более последовательность их выделения
зависит от расположения сит. При этом различают грохочение от крупного к
мелкому, от мелкого к крупному и комбинированное.
Класс, используемый как готовый товарный продукт, называют сортом.
Число классов и их крупность определяются процессом дальнейшей обработки
материала или кондициями па готовые продукты.
Средний диаметр узкого класса, ограниченного пределами dx и d2, чаще
всего определяют как среднее арифметическое этих пределов:
dcp — (di + d2)/2.
Для определения средневзвешенного диаметра всего про-
дукта, состоящего из смеси частиц различных классов, на практике пользуются
формулой
-Dcp = у-А Т ... + ?пЛ,)/(Т1-ГТг+	+ Vn)>
(III.3)
где dlt d2, ..., dn — средние диаметры узких классов крупности, мм; yi, у2>
ytl — выходы узких классов крупности, %.
Графическое изображение гранулометрического состава сыпучего материала
называют характеристикой крупности. Обычно пользуются сум-
марными (кумулятивными) характеристиками по «плюсу» (рис. III. 1). Вогнутая
кривая 1 указывает на преобладание мелких зерен, выпуклая (кривая 2) — круп-
ных, прямолинейная (кривая 3) — на равномерное распределение материала.
Выход промежуточных классов можно определить путем интерполяции. При
построении суммарных характеристик в широком диапазоне крупности зерен
материала пользуются системами координат с полулогарифмической или лога-
рифмической шкалами.
§ 2. Закономерности процесса грохочения
Результаты процесса грохочения оценивают по показателям качества продук-
тов разделения. Так, при классификации углей на товарные сорта показателем ка-
чества разделения является содержание мелкого материала в надрешетном продук-
81
те или крупного в подрешетном продукте; при обезвоживании — влажность над-
решетного продукта. В некоторых случаях для текущего контроля работы гро-
хотов при относительно постоянном содержании а нижнего класса в исходном
материале результаты грохочения оценивают упрощенно по содержанию О
нижнего класса в надрешетном продукте, т. е. по так называемому засорению.
Степень полноты отделения мелкого материала от крупного при грохоче-
нии характеризуется эффективностью грохочения, которая
представляет собой извлечение нижнего класса в подрешетный продукт:
; 8 : ур/а — 100 (<% — 0) |3/[ф — 0) сс],
где у — выход подрешетного продукта, %; ос, р и 0 -содержание нижнего класса
крупности соответственно в исходном материале, подрешетном и надрешетном
продуктах, %.
При грохочении материала на два продукта широко применяется формула
£ = Ю4 (р — а) (а — 0)/[а (100 — а) (Р — 0)].
Эффективность грохочения и массовая произ-
водительность грохота являются основными технологическими пока-
зателями рассматриваемого процесса. Они находятся в определенной зависи-
мости друг от друга и, в свою очередь, зависят от множества факторов.
Эффективность грохочения как функция нагрузки при разделении на гро-
хотах различных типов носит экстремальный характер. Особенно он проявля-
ется при применении сит с отверстиями продолговатой формы (колосниковые
решета), при которых на эффективность процесса в случае малых нагрузок зна-
чительное влияние оказывает засорение подрешетного продукта, а в случае боль-
ших — засорение надрешетного.
Наряду с массовой производительностью грохота по исходному Q, т/ч раз-
личают пропускную способность грохота т/(ч-м) и удельную производитель-
ность q, т/(ч-м2):
<?i = Q/B-
q = Q/(BL) = QjL,
где В — ширина просеивающей поверхности грохота, м; L—длина просеи-
вающей поверхности грохота, м.
Для сравнительной оценки инерционных грохотов по интенсивности режима
их работы используют коэффициенты работы сита
Kv = aco2sin (а + p)/(g cos р),
где а — амплитуда колебаний, м; со — частота колебаний, с"1; а — угол под-
брасывания, градус; р — угол наклона сита, градус; g — ускорение свобод-
ного падения, м/с2.
Значения Kv, обеспечивающие удовлетворительные результаты разделе-
ния углей, для окончательного грохочения с минимальным переизмельчением
составляют 1,5— 1,8; для подготовительного грохочения при интенсивной работе
грохота 3—3,5.
Одним из важнейших факторов, влияющих на результаты разделения,
является скорость движения материала по ситу грохота. Этот показатель не только
определяет производительность грохота как транспортирующего аппарата, но
и в значительной мере влияет на эффективность грохочения.
Зависимость удельной производительности q инерционных грохотов с ма-
лым углом наклона просеивающей поверхности и эффективности грохочения
Е на них от скорости и движения материала по ситу показана на рис. Ш.2 и
Ш.З.
Средняя скорость (м/с) движения материала по ситу инерционного грохота
определяется зависимостью
иср : - 0,55 п a sin a sin р,
где п —вынужденная частота колебаний сита, мнн“х; а — амплитуда колебаний
сита, м; а — угол подбрасывания, градус; р — угол наклона просеивающей
поверхности к горизонту (до 5°).
82
Закономерная связь эффективности грохочения с временем рассева описы-
вается уравнением кинетики грохочения
£ -= 1 — ехр (—kin\
где k и п — параметры грохотимости, зависящие от свойств материала и условий
грохочения; / — время грохочения.
Если принять, что скорость и движения материала по ситу грохота не изме-
няется по его длине /, то время грохочения
t = 1/и
и тогда
Е — 1 — ехр [—k (llu)n.
На основании уравнения диффузионного массопереноса в УкрНИИУгле-
обогащении при решении двумерной задачи получена зависимость для расчета
эффективности грохочения Е (извлечения частиц, размер которых меньше круп-
ности разделения, в подрешетный продукт)
Е = 1 — 0,5 (1 + 0,5Ф	{0,5Ф [(к/ — Л)/КДЛ}>
X
л
где Ф (х) = (2/Кл) ехр (— z2) Jz — интеграл вероятности; и — продольная
о
скорость потока, м/с; t — время грохочения, с; Dx, Dz — коэффициенты рассе-
яния, м2/с; v — скорость закономерного осаждения частиц (вертикальная ско-
рость потока),'м/с; h — средняя высота потока пульпы на решете (объемный рас-
ход пульпы, приходящийся на единицу поверхности, м3/м2).
Значения У Dx и Dz, а также усредненные значения скоростей и и и,
полученные экспериментальным путем для грохотов ГИСЛ72 и гидрогрохота
ГГН с неподвижной просеивающей поверхностью.
и, м/с
V, м/с
ГГН
5,58
0,03
4,5
0,15
ГИС Л 72
0,715
0,037
0,25
0,018
Расчетные кривые кинетики разделения (рис. III,4) и опытные данные сви-
детельствуют о том, что построенная модель достаточно точно описывает процесс
разделения, осуществляемый на грохотах различных типов.
Влажность исходных
углей является одним из наиболее суще-
ственных факторов, отрицательно влия-
ющих на технологические показатели
работы грохота, работающего в режиме
сухого грохочения (рис. III.5 и Ш.6).
Рис. II 1.2. Зависимость удель-
ной производительности инер-
ционных грохотов от скорости
движения материала по ситу:
13 — размеры отверстий сит со*
ответственно 25 X 25; 13X13 и 6 X
X 6 мм
Рис. III.3. Зависимость эффективности
грохочения от скорости движения мате-
риала по ситу
83
Рис. Ш.4. Кинетика эффективности
извлечения классов крупностью мень-
ше крупности разделения в подрешет-
ный продукт гидрогрохота ГГН (/—<3)
и грохота ГИСЛ72 (4):
/ — 4 — удельные производительности со-
ответственно 100; 150; 200; 250 т/(ч-м2)
Рис. Ш.5. Влияние влажности
W углей на удельную произво-
дительность q грохота:
1--2 — эффективность грохочения
соответственно 85 и 95 %
Рис. Ш.6. Зависимость эффективности
грохочения углей от их влажности:
АВ — сухое грохочение: ВС — грохоче-
ние влажноги угля; DE — мокрое грохоче-
ние
Содержание нижнего класса круг
но ст и д исходном материале,/
Содержание пэдрешетного продукта
6 исходном материале, %
Рис. II 1.7. Зависимость удельной про-
изводительности грохота от крупности
исходного материала:
1 — 3 — эффективность грохочения соответ-
ственно 80; 90 и 95 %
Рис. III.8. Влияние содержания под-
решетного продукта в исходном мате-
риале на эффективность грохочения:
1 — 3 — соответственно сито с отверстия-
ми 25x 25; 13x13 и 6x6 мм
На процесс грохочения в основном оказывает влияние поверхностная влага,
особенно при грохочении мелкого материала, так как опа вызывает слипание
мелких частиц, налипание их на крупные куски и замазывание Ътверстий^сит.
При некоторых предельных содержаниях влаги, зависящих от влагоемкости
материала, и размере отверстий сита эффективность грохочения резко падает.
При влажности материала, превышающей предельное значение, подвижность
зерен возрастает и наступают условия для мокрого грохочения (см. рис.лШ.6).
Гранулометрический состав исходных углей влияет на
удельную производительность грохота (рис. Ш.7) и эффективность грохочения.
Последняя достигает высоких значений, если содержание подрешетного продукта
в исходном материале составляет 60—80 % и более (рис. Ш.8). Для сухого гро-
хочения эта зависимость справедлива при оптимальном режиме грохочения и
содержании внешней влаги в исходном угле до 3—4 %.
Во многом процесс грохочения зависит от состава нижнего класса в исход-
ном материале, особенно от наличия «трудных зерен», имеющих размер, близкий
к размеру ячейки сита. Практика грохочения показала, что зерна, диаметр ко-
торых меньше, чем три четверти отверстия сита, легко проходят в промежутках
между крупными зернами материала и по достижении ими поверхности сита
проваливаются через отверстия. Такие зерна в отношении грохотимости назы-
вают «легкими». Зерна крупнее трех четвертей отверстия сита проходят с трудом
в промежутках между крупными зернами и через отверстия сита. Эта трудность
прохождения прогрессивно возрастает по мере приближения диаметра зерен
к величине отверстий сита. Зерна, диаметр которых меньше полуторной величины
отверстия сита, затрудняют проникновение к его поверхности «трудных зерен»,
легко застревают в отверстиях. Зерна, размер которых больше отверстий сита,
но меньше полуторной величины их, называют «затрудняющими».
Существенное влияние на процесс грохочения оказывают форма зерен
грохотимого материала, конструкция и форма от-
верстий сит. Обычно материал, состоящий из зерен пластинчатой и про-
долговатой формы, является менее благоприятным для грохочения, чем мате-
риал с зернами округлой и кубообразной формы.
Технологические возможности просеивающей поверхности в первую оче-
редь зависят от живого сечения, т. е. от отношения суммарной площади ячеек
сита ко всей площади просеивающей поверхности. Для проволочных сит с квад-
ратными ячейками живое сечение F (%) определяется по формуле
F = 100а2/(а + с)2 _= 100 (1 -h c/a)~2t
а для сит с прямоугольными ячейками по формуле
F - lOOaZ?/[а + с) (b Т с)],
где а, Ь — размеры сторон ячейки, мм; с — диаметр проволок утка и основы, мм.
Сита с мелкими ячейками принято характеризовать их плотностью К (%),
т. е. отношением площади, занимаемой проволокой, к общей площади сита
К - ЮО — F.
В зависимости от значения /С различают сита малой плотности (до 25 %),
нормальной плотности (25—50 %), большой плотности (50—75 %) и особенно
большой плотности (свыше 75 %).
С увеличением живого сечения сита возрастает его просеивающая способ-
ность, однако получению возможно большего живого сечения за счет уменьше-
ния расстояния между ячейками препятствует необходимость повышения проч-
ности сита.
Конструкция сит, применяемых для грохочения, весьма разнообразна.
Это обусловлено не только различным назначением сит и большим разнообразием
условий их эксплуатации, но и стремлением увеличить срок службы и живое
сечение сит.
На практике применяют просеивающие поверхности с круглыми, квадрат-
ными, прямоугольными, щелевидными отверстиями и отверстиями другой формы,
которые влияют на производительность грохота и на засорение продуктов раз-
деления.
85
Сита и решета с прямоугольными отверстиями по сравнению с рабочими по-
верхностями, имеющими квадратные и круглые отверстия того же номинального
размера, имеют большую производительность, меньше забиваются, но на них
нельзя получить точные по размеру зерен классы (сорта) материала.
Производительность грохота зависит от размера отверстий сит. При конст-
руктивно одинаковых просеивающих поверхностях и исходном материале одного
и того же состава она уменьшается прямо пропорционально размеру отверстий.
Эта закономерность положена в основу всех существующих методов расчета про-
изводительности инерционных грохотов.
Угол наклона просеивающей поверхности также влияет на процесс грохо-
чения.
Для инерционных грохотов угол наклона аОпт рекомендуется выбирать по
формуле
£ссопт = 1,5850°’8,
где 0 — засорение надрешетного продукта (от 5 до 60 %).
Для гидрогрохотов с продольным расположением колосников просеивающую
поверхность рекомендуется устанавливать под углом 20—25°, с поперечным рас-
положением колосников — под углом 30°. Оптимальный угол наклона струи
к неподвижной просеивающей поверхности, установленной под углом 20°, со-
ставляет 30—40°.
§ 3. Производительность грохотов
Ориентировочную производительность инерционного грохота, работающего
в режиме сухого грохочения, рекомендуется определять по формуле
Q = Fqk^JzJz^k^k^
где F — рабочая площадь грохота, м2; q — удельная производительность по
питанию, т/(м2-ч); kr—&7—-поправочные коэффициенты, учитывающие соот-
ветственно изменение гранулометрического состава исходного угля, требуемую
эффективность грохочения, влажность исходного угля, содержание глинистых
примесей в исходном угле, влияние угла наклона грохота, влияние типа про-
сеивающей поверхности, расположение просеивающей поверхности па грохоте.
Необходимый фронт грохочения Fr для достижения заданной производи-
тельности при известных условиях грохочения определяется по
F г = 1 t25Q/[qk1k2k3k4k5k(ik7),
где 1,25 — коэффициент неравномерности
формуле
нагрузки.
Значения
Содержание подрешет-
ного продукта в исход-
ном, %	............ 10
ki .  ................ 3,5
Значения
Требуемая
и ость
эффектнв-
грохочения, %	60
................. 2
Значения
наклон а
градус
грохотов ГИЛ,
Угол
ГИТ,
•
Угол
ГИТ,
.
Угол наклона ГИСЛ, градус
...................... . .
Угол наклона ГИСЛ, градус
^5...........’............
86
наклона
градус
грохотов ГИЛ,
коэффициента k
поправочного
20 2	30 1,5	40 1,3	50 1,1	60 1,05	70 1	80 0,95	90 0,9
поправочного		коэффициента k2					
65	70	75	80	85	90	95	98
1,85	1,7	1,55	1,4	1,3	1,15	1	0,7
поправочного коэффициента ks							
10	И	12	13	14	15	16	17
0,7	0,76	0,89	0,9	0,95	1	1,1	1,8
18	19		20	21	22	23	24
1,24	1,3		1,37	1.5	1,56	1,62	1,7
0	1	2	3	4	5	6	7
0,8	0,82	0.84	0.86	0,88	0,9	0,92	0,94
8	9	10	11	12	13	14	15
0,96	0,98	1	1,05	1,1	1,15	1,22	1,27
В зависимости от типа сита значения поправочного коэффициента k$ сле-
дующие:
Проволочи ые
Форма отверстий
сит................Ква- Прямо-
драт- угольная
ная
.............. 1	1,2
Штампован-
н ые
Ква- Круг-
драт- лая
ная
0,85	0,7
Из резины
к полиуретана
Щеле-
видная
1,3
Специ-
альная
1,4
Струнные
Поперечное
расположе-
ние струн
1,6	2
В зависимости от расположения сита на грохоте по ярусам значения попра-
вочного коэффициента k7 следующие: I ярус —1; II—0,9, III—0,6.
Удельные производительности грохочения разных марок углей по данным
ПОТТ приведены в табл. III. 1, а поправочные коэффициенты k3 и /г4 в табл.
III.2 и Ш.З.
Производительность грохота с эластично-деформируемой поверхностью
(ГЭДП) в двухситном исполнении определяется в основном производительностью
нижнего сита. Производительность верхнего сита определяют по формуле
Qi - qiP.
где q± — удельная нагрузка по исходному питанию, т/(ч-м2); F — площадь
сита, м2.
Производительность нижнего сита (?2 рассчитывают по формуле
<?2 — Wq2F/(aBEB),
где — удельная производительность нижнего сита, т/(ч-м2);
72-126,46— {61,39^ [1+ (lFr)2 10“3] (г90,31/[а0’08 (10,8+6а—0,163а2)]},
— требуемая эффективность грохочения по нижнему ситу, %; Wr—содер-
жание рабочей влаги в классе 0—6 мм, %; а — содержание класса 0—6 мм в пи-
тании упруго деформируемого сита, %; ав — содержание класса 0—25 мм в пи-
Таблица III.1
Удельная производительность инерционного грохота
Уголь	Размеры отверстий сит, мм							
	6x6	10X10	13x13	25x25	50X50	75X75	100Х хюо	150Х XI50
Каменный	6	9	13	20	30	40	56	80
Антрацит	7,5	11	14,5	24	27,5	50	70	100
Сланец	4	7.5	10	18	29	39	50	75
Примечания. 1. При мокром грохочении удельную производительность для
сит с отверстиями размером 25, 13, 10 и 6 мм следует увеличить соответственно в 1,5;
2; 2,5 и 2,8 раза. 2. Внешняя влажность исходного материала 3 %.
Таблица III.2
Значения поправочного коэффициента Аг3
Размер отверстий
сит, мм
Содержание внешней влаги в исходном материале, %
3	4	4,5	5	6	Более 6
6X6
10X10
13X13
25X25
50X50
1	0,75	0,65	0,6 *	0,5 **	0,4 **
1	0,85	0,7	0,65 *	0,56 **	0,5 **
1	0,9	0,75	0,7	0,65 **	0,6 **
1	1	0,95	0,92	0,9	0,8
1	1	1	1	0,95	0,9
* Требуется систематическая очистка сит.
** Требуется применение сит специальных конструкций или специальных грохо-
тов для грохочения влажных углей.
87
Таблиц a 111.3
Значения поправочного коэффициента k
Размер
отвер-
ст и н
сит, мм
Содер-
жав не
внешней
влаги
в исход-
ном
Содержание глинистых примесей в исходном угле, %
2
6
8
10
16
20
6Х 6 13Х 13	V#\/7\ СП О 	 - -	— ri	0,9 1 1	0,8 1 0,96	0,6 1 0,91	0,2 0,95 0,85	0,92 0,79	0,9 0,69	0,86 0,57	0,82 0,43	0,77 0,27	0,72
25X25	... 6	1	1	1	1	1	1	0,9	0,9	0,9	0,9
	>6 Поп|	1 эавочн	1 ые ко	0,98 эффии	0,95 (иенты	0,91 1 к фо	0,87 'рмуле	0,84 расче	0,8 Та б та	0,76 лиц	0,72 а Ш.4
производительности спирального грохота
Содержание нодрешетного продукта в исходном, %	ka	Содержание плоских зерен в надрешетном продукте, %		Ширина щели, мм	
65	0,92	10	1,02	50	1
70	0,94	20	1,00	75	1,33
75	0,96	30	0,98	100	1,42
80	0,98	40	0,96	125	1,73
85	1.00	50	0,94	150	1,83
90	1,02	60	0,92	200	2
95	1,04	70	0,9	250	2,13
танин грохота, %; Е% — требуемая эффективность грохочения по верхнему ситу,
%; а — угол наклона грохота к горизонту.
Производительность грохота ГЦЛ со спиральной просеивающей поверх-
ностью рекомендуется определять по формуле
Qo = 0,47|iip(p/iS£)2,
где Qo — производительность грохота, т/ч; р — коэффициент разрыхления дви-
жущейся массы материала; (р — коэффициент заполнения ((р --0,15-:-0,25);
р — плотность материала, кг/м3; S — шаг спирали, м; D — диаметр цилиндра, м.
Влияние на производительность грохота содержания нижнего класса в ис-
ходном материале учитывается поправочным коэффициентом ka, содержание
зерен плоской формы в верхнем классе —ku, а влияние ширины щелей —ke.
С учетом указанных факторов формула производительности спирального
грохота имеет вид (табл. Ш.4)
Удельную производительность 7Т, кг/(м2-с), гидрогрохотов с неподвижной
просеивающей поверхностью рекомендуется определять по формуле
<? = ioV''^0-27/^3’85^-'5),
I	и	f \	/
где qB — удельный расход воды, м3/т; 6 — расстояние между колосниками, м;
Е— эффективность грохочения, %; dcp — параметр, характеризующий грану-
лометрический состав исходного материала, м;
^ср “	(^iYi)/( У] Тг) >
Xi — средний размер зерна z-го класса крупности, м; — выход /-го класса круп-
ности, %.
88
Производительность дугового грохота по подрешетному продукту опреде-
ляют по формуле
q = Q^DbvL/^VBr),
где^/ — объемная производительность дугового грохота по подрешетному про-
дукту, м3/с; ц — коэффициент расхода, равный 0,6; D—диаметр питающего
трубопровода; р — коэффициент, учитывающий иепрямолинейность изменения
высоты потока по длине сита (р = 1,56); b — суммарная ширина щелей сита,
м; В — ширина сита, м; v — скорость поступления пульпы на сито, м/с; г — ра-
диус дугового сита по дуге, м; L —длина сита по дуге, м.
Производительность конического грохота по фугату определяется по фор-
муле
Q ----- лцП/щ]/ q^vdH cosct/[D (1 —-1)]>
где Q — объемная производительность, м3/с; ft — коэффициент расхода (р -
-- 0,7-:-0,75); D —диаметр средней части конической поверхности, м; h — вы-
сота обезвоживающей поверхности, м; е — пористость зернистого слоя; ф — ко-
эффициент формы частиц, представляющий отношение поверхности шара Sin к по-
верхности равновеликой по объему частицы S4 (ф ^Sm/S4); d —средний диаметр
частиц, м; Н — напор водоугольной смеси, м; а - - угол между образующей ко-
нуса и его осью, градус.
Пористость слоя определяют по формуле
е = (6 — 6u)/6,
где 6 — плотность частиц, кг/м3; 6Н — насыпная плотность частиц, кг/м3.
Опытным путем определено, что для угольных зерен размером 12—15 мм
пористость равна 0,45—0,5.
Основными факторами, определяющими производительность конических
грохотов, являются площадь обезвоживающей поверхности и пористость зер-
нистого слоя. Пористость слоя угля на сите практически мало изменяется, сле-
довательно, повышение производительности можно получить только увеличением
площади сит. Однако увеличение площади сит ограничено, так как произво-
дительность пропорциональна величине £>0*5, что обусловлено уменьшением
центробежных сил с увеличением диаметра средней части конической поверх-
ности. Площадь сит может быть в небольших пределах увеличена за счет их вы-
соты. Однако это возможно только при равномерном распределении поступающей
водоугольной смеси по всей высоте кольцевого сита.
§ 4.	Отечественные грохоты для классификации и
обезвоживания углей
Признаком, определяющим конструктивные особенности грохота, является
характер движения просеивающей поверхности или ее элементов.
По характеру движения просеивающей поверхности грохоты могут быть
разделены на неподвижные, с движением отдельных эле-
ментов просеивающей поверхности, подвижные.
По расположению просеивающей поверхности грохоты разделяют на н а к-
лонные и горизонтальные.
В соответствии с формой просеивающей поверхности различают грохоты
плоские, с переменным углом наклона, дуговые, к о н и ч е с к и е,
цилиндрические (барабанные), а также грохоты, выполненные в виде
многогранных призм и пирамид.
Грохоты должны иметь высокую эффективность грохочения и большую
производительность, обеспечивающую малопоточность технологической схемы;
относительно небольшие габаритные размеры и массу; максимально возможный
коэффициент динамичности; оказывать небольшое воздействие на опорные уст-
ройства (перекрытия); иметь минимальное число трущихся частей и деталей,
простую и надежную конструкцию, низкий расход энергии; быть снабжены
средствами, предотвращающими забивание отверстий сит грохотимым матери-
89
Рис. II 1.9. Грохот
ИС — с близкими
алом; обеспечивать низкую степень
измельчения углей; обладать ма-
лым уровнем шума.
В зависимости от насыпной
плотности грохотимого материала
подвижные грохоты бывают трех
типов: легкие, средние
и тяжел ы е. Подвижные гро-
хоты характеризуются также ви-
дом механизма, который приводит
в колебательное движение про-
сеивающую поверхность, и харак-
тером самих колебаний.
В соответствии с ГОСТ 23788—
79 тип и исполнение грохота,
определяющие траекторию колеба-
ний, обозначаются буквенной аб-
бревиатурой и цифровыми пока-
зателями. Начальная буква обо-
значает грохот, следующая (или
следующие) характеризует исполне-
инерционный ГИТ51А ине И — с круговыми или близки-
ми к ним колебаниями, С — с
прямолинейными колебаниями,
к прямолинейным колебаниям. Последняя буква опре-
деляет тин грохота, А — легкий, С — средний, Т — тяжелый.
Первая цифра в условном обозначении показывает ширину просеивающей
поверхности: 2—1000 мм; 3—1250 мм; 4—1500 мм; 5—1750 мм; 6—2000 мм;
7—2500 мм; 8—3000 мм; 9—3550 мм; 10—4000 мм; вторая — число ярусов сит.
Обозначение грохота может заканчиваться буквенным или цифровым ин-
дексом его модификации.
Грохоты для предварительного грохочения с подвижной рабочей поверхностью.
Для предварительного грохочения углей, антрацитов и горючих сланцев про-
мышленностью освоены и серийно выпускаются грохоты ГИТ51А и ГИТ71,
а также цилиндрические грохоты ГЦЛ1 и ГЦЛЗ с рабочим органом в виде
с пирали.
Грохоты ГИТ51А и ГИТ71 предназначены для разделения по крупности
50 мм и более сыпучих материалов с насыпной плотностью до 2,8 т/м3.
Грохот ГИТ51А (рис. III.9), выпускаемый в опорном и подвесном ис-
полнении, состоит из короба 2 с ситом, установленного или подвешенного на че-
тырех пружинных амортизаторах 7. В каждом амортизаторе по три пружины 8.
В центральной части короба укреплен инерционный вибратор, вал которого
расположен под нерабочим участком сита. Снаружи короба размещены неуравно-
вешенные массы — дебалансы, вращающиеся вместе с валом вибратора и закры-
тые кожухами 6. При вращении вала вибратора короб с ситом колеблется на пру-
жинных амортизаторах; траектория движения каждой его точки расположена
в вертикальной плоскости и близка к окружности, радиус которой равен ампли-
туде колебаний короба. Корпуса подшипников вибратора соединены трубой,
внутри которой расположен вал вибратора, вращающийся с помощью клино-
ременной передачи 5 от асинхронного электродвигателя 4 с короткозамкнутым
ротором. Двигатель установлен на подвижной подмоторной раме 5, компенсиру-
ющей нагрузки на ремни передачи при колебаниях короба. Вал вибратора вра-
щается в двух роликоподшипниках.
Грохот в опорном исполнении устанавливается на специальной раме, в ко-
торой размещены воронка для подрешетного продукта и упоры, не допускающие
бокового раскачивания короба. На раме может быть укреплен пылезащитный
кожух /.
У грохота в подвесном исполнении боковые упоры и пылезащитный кожух
крепятся к специальным конструкциям. Воронка для подрешетного продукта
изготовляется по месту сборки грохота. Основания пружин подвесок закреп-
ляются болтами к опоре.
90
Конструкция дебалансов вибратора допускает изменение амплитуды коле-
баний короба.
В грохоте с подвесным исполнением угол наклона короба регулируется из-
менением длины подвесок, а в грохоте с опорным исполнением — поворотом пру-
жинных опор грохота относительно короба и установкой их на тумбы различной
высоты. Для регулирования высоты тумб в соответствии с заданным углом нак-
лона короба завод поставляет специальные промежуточные опоры (прокладки).
Просеивающая поверхность грохота состоит из двух карт, закрепленных
в коробе болтами. В середине короба часть просеивающей поверхности отверстий
не имеет. Поэтому вибратор, расположенный под этой частью короба, не подвер-
гается абразивному изнашиванию. Просеивающая поверхность представляет
собой листовое решето толщиной 25 мм с квадратными отверстиями. Для пре-
дохранения от интенсивного изнашивания на лист наварены продольные брусья
сечением 40 X 40 мм, которые по мере изнашивания заменяются.
Конструкция короба предусматривает возможность установки колоснико-
вой просеивающей поверхности в виде отдельных секций, устанавливаемых кас-
кадом. При этом щель расширяется к концу секции.
Г р о х о т ГИТ71 выпускается в опорном исполнении. Он предназначен
для разделения по крупности материалов с насыпной плотностью до 2,5 т/м3.
Грохот состоит из короба с ситом, вибратора, привода и пылезащитного ук-
рытия. Короб грохота монтируется из отдельных клепаных элементов. Преду-
смотрено применение различных просеивающих поверхностей: колосниковых
плит, решет с квадратными и круглыми отверстиями, рамочных сит.
Вибратор состоит из дебалансного вала, опирающегося на закрепленные
в корпусе подшипники, шкива и маховика со сменными дебалансами, при помощи
которых регулируется амплитуда колебаний.
Грохот можно поставить как с правым, так и с левым расположением при-
вода, с пылезащитным укрытием или без него. Укрытие собирается из отдельных
легких металлических щитов.
Грохоты ГИТ51А и ГИТ71 являются наиболее надежными из инерционных
грохотов. Короба этих грохотов изготовляются из толстолистового проката,
а детали короба соединяются высокопрочными болтами. Массивность элементов
конструкции короба определяется не только требованиями надежности, но и
динамикой грохота.
Грохот ГИТ51А был испытан на фабрике «Краснолучская» ПО «Донбас-
сантрацит». При выделении из рядового антрацита класса +100 мм грохот обес-
печил производительность до 345 т/ч при эффективности грохочения до 97 %.
Грохот ГПТ71 был испытан на операции подготовительного грохочения слан-
цев крупностью до 900 мм. Производительность грохота по питанию составила
от 400 до 1140 т/ч при эффективности грохочения соответственно 97,7 и 84,7 %.
Технические характеристики инерционных грохотов ГИТ
ГИТ51А	ГИТ71
Производительность, т/ч:
по углю (решета с отверстиями 100Х 100 мм)
по сланцу (решета с отверстиями 100 мм)
Максимальная крупность кусков в питании, мм
Размер сит, мм:
ширина .................................
длина ..................................
Число сит ..................................
Размер отверстий сита или ширина щелей между
колосниками, мм ............................
Частота колебаний сита, мин”1 ..............
Амплитуда колебаний сита, мм ...............
Угол наклона сита к горизонту, градус . . .
Мощность электродвигателя, кВт..............
Габаритные размеры, мм:
длина ..................................
ширина .................................
высота .................................
Масса грохота без электродвигателя, т . . . .
Изготовители —
250—350
400
1750
3500
До 700
До 900
1100
2500
5000
50-300
600-750	650
4 — 7	6
10—18	10 — 30
20	30
4045	5340
3275	3370
2400	2450
6,25	11,1
Ворошиловградский Воронежский
завод угольного
машиностроения
им. Пархоменко
завод горно-
обогатительного
оборудования
91
Рис. III. 10. Грохот цилиндрический ГЦЛ
Цилиндрический грохот ГЦЛ (рис. 111.10) со спиральной
просеивающей поверхностью состоит из вращающегося на катках цилиндра /,
механизма привода, укрепленного на раме 4, и самой рамы. Грохот устанавли-
вается непосредственно на раме, для него не нужен специальный фундамент.
Ось цилиндра имеет небольшой наклон к горизонту. С одной стороны цилиндр
опирается на приводные, а с другой — на опорные катки, укрепленные па раме
грохота. Приводные катки 3 вращаются электродвигателем 6 через редуктор 5.
Для предотвращения сдвига цилиндра по каткам вдоль своей оси вниз служат
упорные катки 2. Все вращающиеся части грохота закрыты металлическими ог-
раждениями. Ограждение цилиндра, состоящее из отдельных секций, которые
можно снимать, образует пылезащитный кожух. В кожухе имеются лазовые и
смотровые люки, фланцы для подключения к вытяжной вентиляции.
Рабочая поверхность грохота представляет собой многозаходную спираль,
расстояние между витками которой определяет размер кусков подрешетного
продукта. Образованная витками спираль по технологии рассева аналогична
колосниковому ситу грохота с плоской рабочей поверхностью.
Преимуществами грохота являются простота конструкции, надежность
в эксплуатации, сравнительно небольшое переизмельчение крупных кусков и
высокая производительность, недостатком — повышенное засорение подрешет-
ного продукта надрешетным.
Грохоты ГЦЛ рекомендуется применять на операциях предварительного
грохочения при наличии в исходном материале кусков размером не более 250 мм
(для ГЦЛ1) и 500 мм (для ГЦЛЗ).
Технические характеристики цилиндрических грохотов ГЦЛ
ГЦЛ1
Максимальная ориентировочная производительность
при наибольшей ширине щелей рабочей поверх-
ности, т/ч ......................................... 400
ГЦЛЗ
1000
Максимально допустимая крупность кусков, мм . .	250
Рабочая длина цилиндра, мм .......................... 1500
Диаметр рабочей поверхности (внутренней), мм . .	1200
Ширина щелей между витками рабочей поверх-
ности, мм ...................................... 50; 70; 100
Угол наклона оси цилиндра к горизонту, градус
Частота вращения	цилиндра,	мин ’х ................... 11
Мощность электродвигателя, кВт ........................ 4,5
Габаритные размеры, мм:
длина ................................................ 3750
ширина .......................................... 1750
высота .......................................... 2400
Масса, т............................................... 3,2
Изготовитель — Карагандинский машиностроительный завод №
400Х 400Х 500
2500
1700
100; 150; 200
8
9,26
7,5
5700
2000
3460
9
2 им. Пархоменко
При грохочении рядогых углей и антрацитов влажностью 4—7 % удельная
производительность этих грохотов (при ширине щелей между спиралями 100 мм)
достигает 70 т/(ч«м2), а эффективность грохочения — 97—98 %.
ВНИПИРУДМАШем (г. Кривой Рог) разработан грохот-питатель для
грохочения в карьерах горной массы, разделение которой осуществляется на
движущихся с помощью тяговых цепей гусеничного типа колосниках с односто-
ронними выступами, направленными в сторону, противоположную движению.
Колосники образуют в зоне между цепями решетчатое полотно. Цепи, снабженные
горизонтальными и вертикальными роликами, опирающимися на раму грохота,
приводятся в движение автономными приводами со звездочками. Для натяжения
цепей имеются натяжные устройства. Над решетчатым полотном смонтирован заг-
рузочный бункер, в зоне разгрузки которого установлены криволинейные борта —
сбрасыватели. Во время работы движущееся решетчатое полотно, взаимодействуя с
горной массой, извлекает ее из бункера. В процессе транспортирования вверх про-
исходит отсев мелких классов; надрешетный продукт разгружается в проемы
между колосниками в момент их раскрытия при огибании приводных звездочек.
Техническая характеристика грохота—питателя
Производительность при крупности разделения 400 мм, м3/ч . .	До 850
Максимальный размер кусков в питании, мм............................ 1	200
Ширина рабочей части, мм............................................ 1	600
Длина полотна, мм:
между звездочками.................................................. 12	000
участка грохочения .............................................. 9	000
Угол наклона полотна к горизонту, градус ........................... 35
Скорость движения полотна, м/с ...............................0,106;	0,137; 0,175
Габаритные размеры, мм:
длина.............................................................. 14	050
ширина .......................................................... 7	575
высота........................................................... 9	500
Масса, т........................................................... 140
Грохоты для подготовительного, окончательного и обезвоживающего грохо-
чения. В угольной промышленности для классификации и обезвоживания в ос-
новном применяются инерционные грохоты. Для углеобогатительных предприя-
тий серийно выпускаются грохоты типов ГИЛ и ГИСЛ, однако наряду с этими
грохотами на ряде предприятий еще встречаются грохоты с прямолинейными
колебаниями типа ГСЛ, резонансные грохоты типов ГРЛ и ГРД, а также экс-
периментальные образцы грохотов различных моделей.
Грохоты инерционные ГИЛ с круговыми или
близкими к ним колебаниями применяются в основном для су-
хого подготовительного и окончательного грохочения. По принципу работы гро-
хоты ГИЛ подобны грохотам ГИТ и состоят из аналогичных сборочных единиц.
В угольной промышленности внедрены грохоты ГИЛ нескольких типораз-
меров (табл. III.5).
Конструктивно грохоты ГИЛ42, ГИЛ43 (рис. III. 11), ГИЛ52 (рис. III. 12)
аналогичны и имеют унифицированные узлы и детали, конструктивные и техно-
логические элементы.
Грохоты ГИЛ42 и ГИЛ 52 имеют два яруса просеивающих поверхностей,
а грохот ГИЛ43 — три. Корпус короба состоит из двух боковин с накладными
листами в местах крепления вибратора, поперечных связей из труб, концевых
.связь-балок из фасонного проката и загрузочного лотка. Вдоль боковин корпуса
93
Табл и ца III.5
Технические характеристики инерционных грохотов ГИЛ
Параметры	ГН Л 32 А	ГИЛ42	ГИЛ 43	ГИЛ52
Максимальная крупность кусков в пи-	100	150	150	150
тании, мм Размеры сит, мм: длина	2500	3750	3750	4500
ширина	1250	1500	1500	1750
Число сит	2	2	3	2
Размеры отверстий сита или ширина	3—25	6—50	6—50	6—100
щелей между колосниками, мм Частота колебаний сита, мин-1	1200	900—1000	900—1000	900—1000
Амплитуда колебаний сита, мм	2,5	3—3,5	3—3,5 10—25	2,5—3
Угол наклона сита к горизонту, градус	10—25	10—25		10—25
Мощность электродвигателя, кВт	4,5	10	10	10
Габаритные размеры, мм: длина	3077	4295	4265	5050
ширина	1674	2860	2770	3110
высота	1640	2710	2660	2910
Масса грохота без электродвигателя, т	1,45—	3,07	3,95	3,46
Изготовитель —	1,53 Вороши;	ювградски	й завод	угольного
	машиностроения им. Пархоменко			
короба с внутренней стороны приварены полосы, которые лежат на поперечных
трубах. Полосы предназначены для крепления к ним сит.
Трубчатая форма поперечных связей наиболее подходит к круговой траек-
тории движения короба при работе грохота, образуя равнопрочное сечение.
С наружной стороны короба к боковинам прикреплены четыре цапфы, к которым
крепятся опоры или подвески грохота. Для установки грохота с разными углами
наклона короба применяются промежуточные опоры.
Пылезащитный кожух устанавливается над коробом грохота и служит для
подключения вытяжной вентиляции для отсоса пыли, образующейся над просеи-
вающей поверхностью. При опорном исполнении кожух крепится к раме и опор-
ным стойкам, при подвесном — подвешивается к строительным конструкциям
здания.
Грохот ГИЛ32А выпускается в опорном (ГВР) (рис. III. 13, а) и подвесном
(ГВП) (рис. III. 13, б) исполнениях. Грохот ГИЛ32 отличается от описанных выше
грохотов верхним расположением вибратора и, следовательно, большей пригод-
ностью для грохочения абразивных материалов, так как вибратор не подвергается
их абразивному воздействию. Однако над верхним ситом в этом случае имеется
ограниченный проход для крупных кусков надрешетного материала.
Грохот ГИЛ32 состоит из тех же сборочных единиц, что и грохоты ГИЛ42,
ГИЛ43, ГИЛ52.
При грохочении углей марки Т (ЦОФ «Углегорская») на грохоте ГИЛ42,
оснащенном верхним ситом с отверстиями 13 X 13 мм и нижним — с отверстиями
6X6 мм, производительность по питанию составляла до 100 т/ч, эффективность
грохочения по граничной крупности 13 мм 90—95 % и по крупности 6 мм70—75 %.
При грохочении рядового антрацита по крупности 50, 25 и 6 мм на грохоте
ГИЛ43 достигнута производительность по питанию 100—150 т/ч. Эффективность
грохочения на верхнем сите составила 95—97 %, на среднем и нижнем — соот-
ветственно 90—95 и 80—85 %.
Грохоты инерционные ГИСЛ с близкими к прямо-
л инейным колебаниями предназначены для сухого и мокрого под-
готовительного грохочения углей, антрацитов и горючих сланцев, обезвоживания
94
a
Рис. Ш.11, Грохот ГИЛ43 в опорном (а) и подвесном (б) исполнении:
7 — короб; 2 — дебалансный вибратор; 3 — пружинная опора; 4 — сита; 5 — пружин-
ная подвеска
г
Рис. III. 12. Грохот ГИЛ52
продуктов обогащения, обесшламливания, отделения суспензии и отмывки утя-
желителя.
Грохоты ГИСЛ с самосинхронизирукщимся вибратором, как и грохоты
ГИЛ, отличаются простотой изготовления и удобством эксплуатации. Они могут
устанавливаться горизонтально, как резонансные грохоты, что в сочетании
с большим углом (45°) подбрасывания материала существенно расширяет область
их технического применения.
В табл. II 1.6 приведены технические характеристики серийно выпускаемых
грохотов ГИСЛ62 (в опорном и подвесном исполнении), ГИСЛ 72 и Г ИС Л 82
Таблица II 1.6
Технические характеристики грохотов ГИСЛ
Параметры
ГИСЛ 62	ГИСЛ72
Г ИС Л 82
Максимальная крупность кусков в пи-
тании, мм
Размеры сит, мм:
ширина
длина
Число ярусов сит
Амплитуда колебаний, мм
Частота колебаний, мин-1
Угол наклона, градус
Мощность электродвигателей, кВт
Габаритные размеры колеблющейся ча-
сти грохота, мм:
длина
ширина
высота
Масса грохота без электродвигателей,
рам п брызгальных устройств (в зави-
симости от типа установленных сит), т
Изготовитель —
300Х300Х Х6С0	300X300X Х600	300X300X X 600
2000	2500	3000
5000	6000	7000
2	2	2
6	6	6
735	735	735
0—25	0—25	0-25
17X2	22X2	40X2
5670	6980	7650
2700	3720	3742
2690	2500	2562
8,7	11,6—12,7	18,4—18,9
Ворошиловградский завод угольного
машиностроения им. Пархоменко
96
Рис. Ш.13. Грохот ГИЛ32 в опорном (а) и подвесном (б) исполнении:
1 — загрузочная точка; 2 — патрубок вытяжной вентиляции; 3 — разгрузочная точка;
4 — воронка для подрешетного продукта
(только в опорном исполнении с приводом через упругую муфту или клиноре-
менную передачу). Грохот ГИСЛ62 показан на рис III. 14.
Короб грохота 5, который установлен на четырех опорах 7 или подвесках
для подвесного исполнения совершает направленные колебательные движения
в вертикальной плоскости под действием центробежной силы инерции, возни-
кающей при вращении в противоположные стороны эксцентричных грузов (де-
балансов), установленных на двух параллельных валах вибратора 6. Траекто-
рия движения точки короба представляет собой прямую линию, наклоненную
под углом 45° к плоскости сит. Вращение валам вибратора передается двумя дви-
гателями 4 ВАО72-8У2 через эластичную муфту 5, На торцовой балке в загру-
зочной части грохота имеется зажим для подсоединения заземления грохота.
Эффективность работы грохотов улучшается при установке брызгальных
устройств, которые используются для промывки материала.
Короб состоит из двух боковых листов (боковин) толщиной 8 мм, поперечных
связь-балок, изготовленных из труб круглого сечения, и балки в загрузочной
части короба. Поперечные связь-балки закрыты резиной, которая предохраняет
их от абразивного изнашивания. Боковины короба усилены листами, угольни-
ками и швеллерами в продольном и вертикальном направлениях. Для установки
короба на опорах к боковинам прикреплены цапфы. Внутри короба вдоль боко-
4 Заказ 77	97
Рис. III. 14. Грохот ГИСЛ62
вых листов приклепаны угольники, на полки которых опираются карты верх-
него сита. Нижние поперечные связь-балки служат одновременно опорами для
нижнего сита. Верхнее сито 2 состоит из секций, которые крепятся в коробе де-
ревянными брусьями, клиньями и дополнительно болтами. Нижнее щелевое
сито состоит из отдельных секций, которые ложатся на связь-балки и крепятся
с помощью скоб, планок, болтовых соединений, деревянных брусьев и клиньев.
Колосниковое сито состоит из резиновых опор с пазами, в которых установлены
колосники. Опоры закреплены на связь-балках, колосники расположены вдоль
короба. Нижнее штампованное сито лежит на специальных опорах, которые
установлены на связь-балках и закреплены у боковин брусьями, а посредине —
болтами и планками. Нижнее проволочное сито настилается и крепится анало-
гично штампованному ситу на подситник.
На коробе установлен инерционный привод (самосинхронизирующий виб-
ратор). Принцип действия вибраторов грохотов ГИСЛ62, ГИСЛ72 и ГИСЛ82
аналогичен. Вибратор состоит из корпуса, внутри которого на подшипниках
качения установлены параллельно друг другу валы с расположенными на них
неуравновешенными массами (дебалансами) и муфтами.
В процессе работы результирующая центробежных сил инерции дебалансов
изменяется по синусоидальному закону и через каждые 180° поворота дебалансов
равна максимуму и направлена перпендикулярно плоскости, проходящей через
оси валов вибратора. Сила инерции вибратора через подшипники вибратора пе-
редается коробу грохота, с которым вибратор соединен жестко шпильками.
Усилия, создаваемые вибратором, изменяются по синусоидальному закону от
пуля до максимума.
Опоры грохотов ГИСЛ62, ГИСЛ72 и ГИСЛ82 состоят из двух кронштейнов,
между которыми расположены две или три пружины. Кронштейн падет на цапфу
короба и закреплен с помощью шайбы и стопорной планки болтами. В настоящее
время освоен выпуск опор с резиновыми амортизаторами.
Подвеска грохота ГИС Л 62 состоит из стержня, верхней и опорной плит,
между которыми расположены пружины.
Жесткость пружин подобрана таким образом, чтобы на перекрытие переда-
вались минимальные усилия при работе грохота, не было соударения витков
и пружины не отрывались от кронштейнов при переходе грохота через резо-
нансный режим. Пружины должны быть выставлены строго перпендикулярно
к горизонтальной плоскости; при установке грохота под углом это обеспечива-
ется поворотом кронштейна вокруг цапфы короба до занятия опорной поверх-
ностью кронштейна горизонтального положения.
Брызгальные устройства / (см. рис. III. 14) грохотов ГИСЛ62, ГИСЛ72 и
Г ИС Л 82 состоят из подвода и брызгала, соединенных между собой хомутами
и гайками. Подвод выполнен сварным и состоит из труб. На концах подвод имеет
два фланца, с помощью которых брызгалыюе устройство подсоединяется к си-
стеме водоснабжения фабрики. Брызгало выполнено таким образом, что* вода,
98
Рис. III. 15. Грохот ГИСЛ72
подаваемая в брызгальное устройство, попадает на сито грохота через сливной
лист, а также через отверстия в листе.
Грохот ГИСЛ72 показан на рис. III.15.
Грохот установлен на шести резиновых опорах и снабжен двумя самосинх-
хронизирующимися вибраторами, вращение валам которых передается от двух
двигателей ВАО81-8У2 через эластичные муфты (основной вариант) или клино-
ременную передачу.
При испытаниях грохота ГИСЛ72 на операции мокрого грохочения в усло-
виях ГОФ «Красная Звезда» нагрузка на грохот изменялась от 252 до 618 т/ч
(по сухой массе), удельный расход воды для промывки — в пределах 0,43 —
1,32 м3/(т-ч). Эффективность грохочения по верхнему ситу составила92 ,3—99 %,
по нижнему — 94,8—98,6 %.
Содержание классов 0—1 и 1 —13 мм в суммарном подрешетном продукте
обоих сит не превышало соответственно 0,81 и 5,57 %, что удовлетворяет требо-
ваниям действующих норм к продукту, предназначенному для обогащения в тя-
желых средах.
Расход воды (м3/т) на мокрую классификацию исходного угля и обесшлам-
ливание крупного машинного класса на инерционных грохотах зависит от гра-
ничной крупности разделения:
Мокрая классификация	Обесшламливание
Размер отверстий сит, мм исходного угля	крупного машинного класса
25	0,8— 1	0,5 —0,8
13	1,2—1.4	0,8—1
10	1,4-1,6	1-1,4
6	1,6-1,8	1,4—1,6
При мокрой классификации на подвижных грохотах рекомендуется часть
воды (~30 %) подавать в приемный желоб грохота, а остальную воду распре-
делять в брызгала, установленные над ситом грохота.
При технологическом опробовании грохота ГИСЛ72 на операции сухого
грохочения рядового антрацита на ЦОФ «Аютинская» производительность гро-
хота составляла 139—462 т/ч, эффективность грохочения по верхнему ситу —
47—95 %, по нижнему — 18,1—97 %. Наиболее низкие показатели имели место
при максимальной производительности но питанию (462 т/ч). Наиболее эффек-
тивно грохот работал при производительности 160—210 т/ч.
4*	99
Рис. III. 16. Грохот ГИСЛ82
Технологические показатели работы грохота ГИСЛ72 на операции сухого
грохочения в условиях обогатительной фабрики разреза «Сафроновский» следу-
ющие: производительность в первом режиме — 210—209 т/ч, во втором режиме —
304—297,5 т/ч, эффективность классификации в первом режиме 73—77,7 %.
Г рохот ГИСЛ82 (рис. III.16). В типоразмерном ряду это — наиболь-
ший по площади грохот с шириной просеивающей поверхности 3 м. Монтажная
схема, общее устройство и принцип работы грохота ГИСЛ82 аналогичны таковым
для грохота ГИСЛ72.
Опытный образец грохота ГИСЛ82 был испытан на ЦОФ «Кураховская»
на операции сухого подготовительного грохочения антрацита по граничной
крупности 13 мм.
Грохот смонтирован под углом 9° и оборудован штампованными ситами,
установленными на верхнем ярусе грохота. Результаты испытаний показали,
что эффективность грохочения находится в непосредственной зависимости от
нагрузки на грохот:
Эффективность грохочения, %	. .
Удельная производительность, т/(ч«м2)
94,5 — 95	91,2 — 91,5	86 — 88	70 — 58
17 — 20	27,1—29	35,2 — 36	44 — 62
Применение в конструкции грохота ГИСЛ82 трех боковин и более коротких
поперечных связей повышает его эксплуатационную надежность.
Г р о х о т ы ГСЛ. До освоения грохотов ГИСЛ для углеобогатительных
фабрик выпускали самобалансные грохоты трех типоразмеров с прямолинейными
колебаниями (табл. II 1.7).
Грохоты резонансные предназначены для подготовительного
и окончательного сухого и мокрого грохочения углей, обезвоживания продуктов
обогащения, отделения циркулирующей суспензии, обесшламливания, отмывки
утяжелителя. В зависимости от назначения грохот комплектуется просеивающей
поверхностью соответствующей конструкции с отверстиями необходимых раз-
меров и формы.
Конструктивно грохоты представляют собой двухмассные колебательные
системы с упругими связями между массами и эффективной виброизоляцией.
Нелинейная характеристика жесткости упругих связей благодаря применению
резиновых буферов на 30 % повышает ускорение короба (и просеивающей по-
верхности) по сравнению с ускорением качающихся грохотов. При одинаковом
с качающимися грохотами характере колебаний короба интенсивность грохо-
чения у резонансных грохотов выше благодаря нелинейности упругих связей
и большей частоте колебаний. Работа в режиме, близком к резонансному, обес-
печивает возможность колебаний коробов больших размеров и массы при мини-
мальных затратах энергии и минимальных нагрузках на детали привода. Резо-
нансные грохоты производительны и универсальны по назначению, однако им
100
Таблица III.7
Технические характеристики самобалансных грохотов ГСЛ
Параметр
ГСЛ42 ГСЛ62 ГСЛ72
Максимальная крупность кусков в питании, мм
Короб:
амплитуда колебаний, мм
частота вынужденных колебаний, мин"1
угол наклона к горизонту, градус
Просеивающая поверхность:
число ярусов
ширина, мм
длина, мм
размер отверстий верхнего яруса, мм
размер отверстий нижнего яруса, мм
Мощность электродвигателя, кВт
Частота вращения вала, мин’1
Масса (без электродвигателя, рамы, брызгаль-
ных устройств), т:
в подвесном исполнении
в опорном исполнении
Среднее расчетное значение амплитуды динами-
ческой составляющей нагрузки, передающейся
на основание грохота при установившемся ре-
жиме работы, кН:
в вертикальном направлении
в горизонтальном направлении
Частота собственных колебаний короба на пру-
жинных амортизаторах, с'1:
в вертикальном направлении
в горизонтальном направлении
Суммарная жесткость пружинных амортизато-
ров, кН/см:
в вертикальном направлении
в горизонтальном направлении
Число амортизаторов (пружин)
600	г 600	600
4,85	4,35	4,25
820	820	820
До 8	До 8	До 8
2	2	2
1500	2000	2500
5000	5000	6000
7—13	7—13	7—30
0,5—2	0,5-2	0,5-2
15	13X2	17X2
1475	1475	1475
6,8	7,4	
6,6	7,3	11,9
3,66 1,9	3,29 1,66	4,9 2,7
12,3	11,7	12,1
9,68	9,05	8,98
9,87	9,87	16,4
6,12	5,92	9
8	8	8
присущи недостатки, из которых основные — сравнительная сложность в экс-
плуатации и большая масса.
Низкая эксплуатационная надежность, особенно при мокром грохочении
и обезвоживании, обусловила замену резонансных грохотов грохотами типа ГИСЛ.
Грохот с электронагревом сит ГИЛ52Э разработан на
базе серийного грохота ГИЛ52. Рабочая поверхность грохота представляет со-
бой сито из стали марки Х18Н9Т, выполненное в виде двух изолированных
карт. Электроснабжение сита осуществляется при помощи стационарных
и гибких токопроводов от понижающего трансформатора ОСУ 100/0,5.
Техническая характеристика грохота ГИЛ52Э
Производительность, т/ч ..............................................  До	100
Крупность исходного материала, мм ..................................... До	300
Максимальная влажность материала, %	............................ До 8
Число ярусов сит ................................................... 2
Размер сита, мм .................................................... 1750X4500
Размеры отверстий сит, мм:
верхнего.......................................................... 13X13
нижнего ........................................................... 5X10
Угол наклона грохота, градус........................................... 15	— 25
Частота колебаний,	мин~* ..............................................   1000
101
Амплитуда колебаний, мм.............................................
Мощность электродвигателя, кВт .....................................
Понижающий трансформатор:
число ..............................................................
мощность, кВт ..................................................
Напряжение, В:
высокой стороны ...............................................*	. .
низкой стороны .................................................
Сила тока. А:
высокой стороны ....................................................
низкой стороны..................................................
Температура сита, °C:
с углем ............................................................
без угля .......................................................
Масса грохота с электрооборудованием, т ............................
6^
До 100
380
26—10,5
25—1 60
800- 1200
60 — 70
100-120
6,2
Опытный образец грохота ГИЛ52Э был испытан на фабрике № 2 «Соколовс-
кая». Крупность разделения составляла 6 мм. Испытания показали, что при ис-
ходной влажности антрацита до 6 % и удельной производительности гро-
хота 4—4,5 т/(ч-м2) применение электронагрева обеспечивает при получении
кондиционного сорта АС увеличение эффективности грохочения на 20 % и ис-
ключает необходимость такой трудоемкой операции, как ручная очистка сит.
Центробежный струнный грохот ГЦС конструкции ИОТТ
предназначен для классификации мелких влажных углей. Грохот состоит из
кожуха с загрузочной воронкой, цилиндрической вертикальной просеивающей
поверхности, рамы, вращающегося вала с верхним и нижним дисками, привода
и желобов для эвакуации подрешетного и надрешетного продуктов.
Материал, предназначенный для рассева на классы, поступает на вращаю*
щийся диск с лопастями. Под действием центробежной силы он веерообразно от-
брасывается на просеивающую поверхность, состоящую из вертикально распо-
ложенных резиновых струн с заданными зазорами между ними. Мелкие классы
отсеиваются через щели между струнами и направляются в разгрузочный желоб.
Крупные классы и часть не успевшей отсеяться мелочи поступают на второй диск,
где процесс повторяется. Крупные классы поступают во второй разгрузочный
желоб.
Резиновые струны эластичной просеивающей поверхности под действием
удара крупных частиц вибрируют и очищаются от налипающих мелких частиц.
Использование центробежной силы обеспечивает хорошее разрыхление материала
и его рассев.
Техническая характеристика грохота ГЦС
Производительность по питанию, т/ч..............................
Крупность исходного материала, мм ................................
Максимальная влажность материала, %	...........................
Крупность подрешетного продукта, мм..............................
Площадь просеивающей поверхности, м2..............................
Число дисков на валу ............................................
Окружная скорость дисков, м/с....................................
Мощность электродвигателя, кВт ..................................
Габаритные размеры грохота с разгрузочными желобами, мм:
высота ...........................................................
длина ..............................................
ширина .......................................................
До 100
0—25
До 12
0—6
3
2
8—16
5,5
2505
2766
1900
Испытания опытного образца грохота ГЦС показали, что при грохочении
антрацита влажностью до 8 % и удельной производительности грохота 15—
20 т/(ч-м2) засорение надрешетного продукта классом 0—6 мм не превышает 15—
17 %, а потери класса 6—13 мм в подрешетном продукте — 5 %.
Грохот подвижно-колосниковый обезвожи-
вающий ПКО разработан УкрНИИГидроуглем для обезвоживания и клас-
сификации твердой фазы породо-угольной гидросмеси в подземных условиях
гидрошахт и на пульпоприемах углеобогатительных фабрик.
Техническая характеристика грохота ПКО
Производительность
по твердому, т/ч ..................................................... 310
по гидросмеси, м3/ч................................................. 3000
Максимальный размер кусков,	мм......................................... 400
Скорость движения решетки,	м/с ......................................... 0,2
Размер отверстий решетки, мм ..................................... 120X120
102
Размеры решетки, мм:
длина............................................................... 4700
ширина ............................................................... 800
Угол наклона решетки,	градус ............................................ 0—12
Мощность двигателя,	кВт.................................................. 10
Габаритные размеры, мм:
Длина............................................................... 6000
ширина ............................................................ 1480
высота............................................................. 2000
Масса, т............................................................... 4,22
Грохот ПКО (рис. III. 17) состоит из разборной рамы, приводного вала со
звездочками, натяжного барабана, подвижно-колосниковой решетки с тяговыми
цепями, ограждающих бортов с направляющими для тяговых цепей и привода.
Рабочим органом служит подвижная колосниковая решетка, собранная из от-
дельных секций,которые вращаются шарнирно на валиках, соединенных с тя-
говыми цепями. Секции на рабочей (верхней) ветви находятся в горизонтальном
положении, а на холостой (нижней) — в вертикально-отвесном положении, обес-
печивая свободный проход воды с подрешетным материалом.
Размеры ячеек подвижно-колосниковой решетки: 120 X 120 мм для класси-
фикации горной массы перед эрлифтным подъемом и 80 X 80 мм перед углесос-
ным гидротранспортом и гидроподъемом. Для обезвоживания гидросмеси в це-
лях максимального извлечения твердого предусмотрена подвижно-колосниковая
решетка с щелью шириной 0,5—3 мм.
Эффективность классификации па грохоте ПКО, установленном на гидро-
шахте им. 50-летия СССР объединения «Краснодонуголь», составила 98,8 %
при влажности надрешетного продукта 5 % и засорении подрешетпого продукта
надрешетным 0,2 %.
У кр НИИ Проектом разработаны опытные образцы ГШ500 и ГШ1000 шне-
кового грохота, предназначенные для рассева по крупности 13 (25) мм
высоковлажиых углей и сланцев сухим способом.
Технические характеристики грохотов ГШ
ГШ500	ГШ1000
Производительность, т/ч ...............................
Удельная производительность, т/(ч-ма) .................
Крупность исходного материала, мм, не более ...........
Влажность исходного материала, %.......................
Эффективность грохочения, %, не более..................
Ширина щели, мм........................................
Угол наклона рабочей решетки, градус ..................
Длина вала шнека, мм ..................................
Форма вала ............................................
Ширина рабочей поверхности, мм .........................
Площадь рабочей поверхности, м2.........................
Высота перепада между каскадами, мм.....................
Частота вращения валов-шнеков, мин-1....................
Скорость транспортирования горной массы, м/с ...........
Установленная мощность привода, кВт.....................
Масса грохота с приводом, т.............................
500	1000
56	111
300	400
Без ограничений
90	95
До 300 До 400
0
1500
Цилиндрический
двухзаходный шнек
2000
9
600
475
0,57	1,04
6X7,5	6X10
7	11,6
Грохоты (рис. III.18) состоят из трех взаимозаменяемых секций-каскадов
одинакового исполнения. Секция представляет собой ряд валов-шнеков с двух-
за ходи ой правой и левой навивками витков, установленных на передней и зад-
ней опорах, которые помещены па раме. Каждый вал-шнек устанавливается в двух
сферических подшипниках качения. Крутящий момент передается от двигателя
на валы-шнеки рабочей поверхности грохота клиноременной передачей и шкивом,
закрепленным на ^хвостовике приводного бортового вала. Щели грохочения об-
разованы витками рабочей решетки с возможностью переналадки их с размеров
25 и 50 мм соответственно на 50 и 100 мм и т. д.
Горная масса перемещается ребрами валов шнеков с одновременным отсе-
вом подрешетного продукта, при этом элементы рабочей поверхности принуди-
тельно очищаются от налипших частиц. Каскадное исполнение рабочей поверх-
ности грохота и достаточно высокая частота вращения валов-шнеков способствуют
активному перемешиванию горной массы, что обеспечивает высокую эффектив-
ность грохочения.
103

Рис. III.17. Грохот подвижно-колосниковый обез-
воживающий ПКО
Рис. III.18. Трехсекционный шнековый гро-
хот ГШ1000
В результате испытаний па фаб-
рике ш. «Эстония» установлено, что
средняя производительность грохота
при разделении по граничному зерну
25 мм составляла 700 т/ч, при этом
даже при влажности 25 % залипаний
рабочей поверхности и остановок гро-
хота не наблюдалось. Средняя эффек-
тивность грохочения составила 90 %.
По сравнению с инерционными гро-
хотами грохот ГШ характеризуется
отсутствием вибраций и динамиче-
ских нагрузок на перекрытия фабри-
ки, меньшим уровнем шума.
Г р о х о т с эластично й
у п р у г о д е ф о р м и р у е м о й
п р о с е и в а ю щ е й поверх-
ностью ГЭДП52 предназначен
Рис. III. 19. Грохот ГЭДП
способом влажных рядовых каменных углей и антра-
для грохочения сухим
цитов по граничной крупности 6—13 мм.
Грохот (рис. III. 19) представляет собой двухмассовую колеблющуюся си-
стему, включающую короб / и связанную с ним посредством поводковых рычагов
Я раму 7 с инерционным дебалансным возбудителем колебаний 6.
Конструкция короба и рамы состоит из боковых стенок и жестко соединен-
ных с ними поперечных балок. Поперечные балки 5 короба и рам 4 расположены
в одной плоскости п служат опорами нижнего эластичного сита 3.
При работе грохота рама совершает относительно короба маятниковые ко-
лебания, направленные перпендикулярно рычагам. Вследствие этого участки
эластичного сита, расположенные между балками короба и рамы, то провисают,
то натягиваются, т. е. подвергаются чередующимся упругим деформациям из-
гиба и растяжения. Короб вместе с рамой при этом совершает близкие к направ-
ленным колебания вдоль рычагов, обеспечивая работоспособность верхнего ме-
таллического сита 2, жестко установленного в коробе грохота.
Эластичное сито грохота при упругих циклических деформациях сообщает
слою грохотимого материала значительное по величине ускорение (до 30 #).
что способствует его интенсивному разрыхлению, очистке ячеек просеивающей
поверхности от застрявших зерен, разрушению корки и комков слипшейся уголь-
ной мелочи и приводит к интенсификации процесса грохочения трудной ласси-
фицируемых влажных углей и антрацитов.
Техническая характеристика грохота ГЭДП52
Производительность, т/ч...................................... До 300
Максимальная крупность питания, мм ................................. 300
Число сит.................................................... 2
Площадь сит, м2....................................................... 7,9
Размеры ячеек сита, мм:
верхнего (металлического) ...................................... 25X25
нижнего (резинового)..................................... 8; 7X25
Расстояние между опорами нижнего	сита, мм .......................... 250
Угол наклона грохота к горизонту, градус .................... 10—25
Частота колебаний короба, с -1..................................... 12,2
Амплитуда колебаний, мм:
короба ...................................................... 4
рамы .............................................................. Ю
Габаритные размеры грохота (при угле наклона 15°), не более, мм:
длина........................................................... 4820
ширина .......................................................... 2630
высота......................................................... 2500
Масса грохота (без опор, ограждений, двигателя), т.................... 7,2
Грохот выполняется в опорном исполнении.
Изготовитель — Ворошиловградский завод угольного машиностроения им. Пархоменко
Промышленные испытания экспериментального образца грохота проходили
на ГОФ «Партизанская» ПО «Донбассантрацит» на операции подготовительного
грохочения. Нагрузки на грохот по питанию составляли от 150 до 350 т/ч при
различной влажности антрацита. Эффективность работы верхнего металличес-
кого сита при этом составляла не менее 95 %.
105
Рис. 111.20. Грохот ГЛС5
Промышленные испытания грохота показали, что эластичное упругодефор-
мируемое сито практически не подвержено залипанию влажным материалом.
Грохот удовлетворительно отсевал из рядового антрацита класс 0—6 мм даже
при больших удельных нагрузках по питанию и влажности отсеиваемого класса
до 10 %.
Грохоты с неподвижной рабочей 1теерхностью, имея высокую удельную
производительность и эффективность, отличаются простотой конструкции, экс-
плуатационной надежностью, отсутствием динамических нагрузок на элементы
зданий, невысоким уровнем шума.
В отечественной практике и за рубежом они широко применяются для ре-
шения ряда технологических задач на углеобогатительных фабриках.
Г р о х о т ГЛС5 ленто ч и о -с т р у н и ы й с пр и и у д и т е л ь -
н о й о ч и с т к о й просеиваю щ ей поверхности (рис. II 1.20)
разработан УкрНИИУглеобогащением и предназначен для предварительного
отсева классов 0—6 и 0—13 мм из рядовых каменных углей и антрацитов повы-
шенной влажности. Его можно применять также для выделения сорта АС (6—13 мм)
из антрацитов крупностью 0—13 мм и для подготовительного грохочения углей
(по граничной крупности G—13 мм) при невысоких требованиях к чистоте надре-
шетного продукта.
Грохот состоит из жесткой сварной рамы с желобами для загрузки исход-
ного материала и отвода продуктов грохочения. На направляющих установлена
подвижная рама, к которой прикреплены очистители с пазами для металличе-
ских лент. Подвижная рама и очистители совершают знакопеременные перемеще-
ния в плоскости, параллельной просеивающей поверхности.
Просеивающая поверхность представляет собой неподвижно закрепленные
металлические ленты, образующие параллельно расположенные поперечные щели.
Грохот снабжен колосниковым разгрузочным ситом.^Для гашения скорости по-
тока материала на нем установлены специальные тормозные устройства.
Техническая характеристика грохота ГЛС5
Производительность ио исходному, т/ч ...................................До	4 00
Максимальная крупность кусков в питании, мм............................ 300
Угол наклона к горизонту, градус ...................................... 50	— 52
Ширина щелей сита, мм:
верхнего............................................................... 60	— 80
нижнего............................................................... 7
Число сит................................................................. 2
Размеры сечения металлических лент нижнего сита, мм..................... 3X10
Живое сечение просеивающей поверхности, %.............................. До	70
Площадь нижнего	сита,	м2.............................................. 4,05
106
Расстояние между очистителями, мм ........................................ 165
Ход очистителей, мм....................................................... 200
Максимальное число двойных	ходов в 1 мин ................................... 12
Число очистителей ........................................................... 9
Мощность электродвигателя, кВт.............................................. 22
Габаритные размеры грохота (при угле наклона 50°), мм:
длина................................................................. 3120
ширина .............................................................. 3000
высота ........................................................... 4 080
Масса грохота, т............................................................ 7,5
Приемочные испытания грохота ГЛС5 на ЦОФ «Кондратьевская» ПО «До-
нецкуглеобогащение» показали, что при рассеве рядового угля влажностью 7,8 %
с содержанием класса 0—6 мм в пределах 52,3—73,5 % на сите с щелями шири-
ной 6 мм и производительности 165 т/ч средняя производительность грохота по
отсеву достигала 40 т/ч. При этом извлечение класса 0-3 мм в подрешетный
продукт составило в среднем 41,7 %, содержание класса 3—6 мм в отсеве коле-
балось от 9,5 до 20,1 %, а среднее содержание класса -|-6 мм в подрешетном про-
дукте составило 3 %/
Ленточн о-струнный грохот прост в изготовлении и отличается относительно
низкой металлоемкостью. Отсутствие вибраций повышает его эксплуатационную
надежность и срок службы, а также значительно снижает уровень производствен-
ного шума и сводит к минимуму динамические нагрузки на перекрытие зданий
обогатительных фабрик.
Для мокрого подготовительного грохочения углей УкрНИИУглеобога-
щением разработаны и внедрены гидрогрохоты с неподвижной просеивающей
поверхностью.
Г и дрог р охот «Луганец» (ГГЛ) предназначен для мокрого грохоче-
ния рядовых углей на два машинных класса по граничной крупности 6—25 мм.
Грохот рекомендуется к внедрению на углеобогатительных фабриках с пределом
обогащения до 0 (0,5) мм, где технологическая схема предусматривает обогаще-
ние крупного и мелкого углей в гидравлических отсадочных машинах, а также
для агрегатной установки с грохотом ГИС Л там, где крупный машинный класс
обогащают в тяжелой среде, а мелкий — в гидравлических отсадочных машинах.
Корпус гидрогрохота ГГЛ представляет сварную конструкцию, в верхней
части боковин которой имеются водораспределители с консольными трубами,
снабженные подводящими трубопроводами, а в загрузочной части установлен
шарнирно закрепленный разравниватель с контргрузом. Основными рабочими
органами гидрогрохота являются просеивающая поверхность, состоящая из
отдельных секций колосниковых сит, и регулируемые сопла для формирования
водяной струи и сообщения ей нужного направления. Регулирование площади
просеивающей поверхности гидрогрохота в зависимости от технологической необ-
ходимости осуществляется с помощью подвижных бортов.
Для улучшения показателей работы отсадочных машин для мелкого угля
разработаны гидрогрохоты «Луганец-2» (ГГЛ2) (рис. II 1.21) и «Луганец-3 (ГГЛЗ).
Эти грохоты рекомендуются к внедрению на фабриках, где компоновка узла
грохочения и отсадочных машин позволяет осуществлять самотечную подачу
предварительно обезвоженного исходного материала в отсадочные машины мел-
кого угля.
Отличительной особенностью грохотов ГГЛ2 и ГГЛЗ от грохота ГГЛ явля-
ется наличие под просеивающей поверхностью ряда дуговых сит, которые рас-
положены во встроенном в корпус гидрогрохота обезвоживающем поддоне, что
обеспечивает более эффективное обезвоживание и обесшламливание подрешет-
ного продукта.
Комплекс КПУ800 для подготовки углей п о круп-
ности перед обогащением предназначен для мокрого подготовительного
грохочения углей перед обогащением их в тяжелоср ед ных сепараторах и отса-
дочных машинах на углеобогатительных фабриках с мокрыми методами обога-
щения и пределом обогащения 0 (0,5) мм.
Комплекс (рис. III.22) состоит из трех основных узлов:гидрогрохота 1 (ГГЛ2),
обесшламливателя 2 и обезвоживателя 3.
Обесшламливатель, предназначенный для обесшламливания надрешет-
ного продукта гидрогрохота, имеет следующие основные узлы: корпус с карка-
107
Рис. Ш.21. Гидрогрохот ГГЛ2:
1 — разравниватель; 2 — подвижные борта; 3 — трубы с кон-
сольными соплами; 4 — корпус; 5 — колосниковые решета; 6 —
дуговые сита
Рис. III.22. Комплекс КПУ800 для подготовки углей по
крупности перед обогащением
сом для установки колосниковых сит; поддон для эвакуации подрешетного про-
дукта; устройство для изменения угла наклона рабочей поверхности обесшлам-
л ива тел я; напорные брызгала и подвижные борта.
Секции колосниковых сит обесщламливателя и его подвижные борта по
конструкции аналогичны указанным конструктивным элементам гидрогрохота
ГГЛ.
Обезвоживатель, предназначенный для обезвоживания надрешетного про-
дукта, состоит из корпуса, двух каркасов, сит, поддона, двух механизмов для
изменения угла наклона сит, шиберных устройств для распределения материала.
108
Рис. 111.23. Гидрогрохот ГГН2,7:
1 — желоб; 2 — поддон; 3 — разгрузочное отверстие поддона; 4 — сопло; 5 — сито ко-
лосниковое со щелью 10 или 13 мм; 6 — трубопровод для подачи воды на сопла; 7 —
загрузочная часть; 8 — разравниватель; 9, 10 — верхние и нижние жалюзи; 11 — трубо-
провод для подачи воды на жалюзи; 12 — торцовое отверстие для загрузки просыпи
с барабана конвейера; 13 — крышка; 14 — коллектор; 15 ~ продольные направляющие
Для предотвращения переизмельчения надрешетного продукта делитель,
наружная панель и стенки поддона футерованы износостойкой резиной.
Основное разделение исходного материала на машинные классы происходит
на гидрогрохоте, надрешетный продукт которого самотеком поступает на поверх-
ность обесшламливателя, где в результате изменения скорости потока и воз-
действия струй воды для ополаскивания происходит обесшламливание. Оконча-
тельное обезвоживание надрешетного продукта до регламентируемого предела
осуществляется на поверхности обезвоживателя.
Гидродинамическое состояние потока изменяется регулированием углов
наклона рабочих поверхностей обесшламливателя и обезвоживателя, а также
специальными гасителями скорости, выполненными в виде резиновых фартуков
с утяжелителями.
Г идрогрохот ГГН2,7 (рис. Ш.23) является модернизированной мо-
дификацией грохота ГГЛ. У гидрогрохота ГГН изменена конструкция загру-
зочной части, что позволило формировать двухфазный (жидкое-твердое) поток
с определенной гидродинамической структурой и оптимизировать угол уста-
новки грохотов. По сравнению с гидрогрохотом ГГЛ грохот ГГН характеризу-
ется меньшей трудоемкостью изготовления и более низкими эксплуатационными
расходами вследствие упрощения конструкции и применения в основных рабочих
органах износостойких и недифицитных материалов.
Технические данные гидрогрохотов приведены в табл. III.8
Показатели работы гидрогрохотов приведены в табл. III.9.
Многолетняя практика работы углеобогатительных предприятий, на которых
внедрены гидрогрохоты, показывает, что применение этих грохотов в узлах под-
готовительного грохочения позволяет уменьшить стоимость основных средств
за счет значительного сокращения единиц основного и вспомогательного обо-
рудования и низкой стоимости гидрогрохота.
109
Таблица 111.8
Технические характеристики гидрогрохотов
с неподвижной просеивающей поверхностью
Параметры	ГГЛ	ГГЛЗ	ГГН2.7	КПУ800
Производительность по рядовому углю,
т/ч
Максимальная крупность кусков в пи-
тании, мм
Размер щелей колосниковых сит, мм
Площадь просеивающей поверхно-
сти, м2
Влажность угля в питании, %
Максимальный удельный расход воды,
м3/т
Напор воды (избыточного давления),
не менее, МПа
Габаритные размеры гидрогрохотов,
установленных в рабочем положении
под углом наклона 23°, мм:
длина
ширина
высота
Масса гидрогрохота в сборе, т
Не более 800
300	300
5-18
4,2
L5
5—18
4,2
Не ме-
нее 500
300
5—18
2,7
Не ограничена
1,5	1
0,
4735
1920
3250
5,2
5425
1920
4585
8,1
5550
1670
4300
6,5
Не бо-
лее 800
300
5—18
9,5
8420
2950
6100
13,8
Сравнительная оценка уровней качества, эксплуатационной надежности и
технического обслуживания различных грохотов, применяемых для мокрого
грохочения углей, показала преимущество гидрогрохотов с неподвижной про-
сеивающей поверхностью.
До недавнего времени для подготовки машинных классов мокрым способом
при проектировании новых фабрик в основном предусматривалась агрегатная
(последовательная) установка двух грохотов ГИСЛ. Практика показала, что
при таком аппаратурном оформлении узлы подготовительного грохочения ха-
рактеризуются многопоточностью. Механическая надежность оборудования не-
высока, так как первый из двух последовательно установленных грохотов из-за
высокой нагрузки подвергается интенсивному изнашиванию массой воды, ос-
новную часть которой (до 1 м3/т), расходуемую на гидротранспорт исходного
материала и обеспечения его эффективного разделения, как правило, подают
в загрузочную часть грохота.
УкрНИЙУглеобогащением предложена и апробирована в промышленных
условиях последовательная установка высокопроизводительного гидрогрохота
с неподвижной просеивающей поверхностью, отличающегося высокой механи-
ческой надежностью, с грохотом ГИСЛ, выполняющим контрольное грохочение
и обезвоживание надрешетного продукта (рис. II 1.24).
Для обеспечения эффективной работы агрегатно установленных гидрогро-
хота с неподвижной просеивающей поверхностью и подвижного грохота ГИСЛ
необходимо соблюдать оптимальный режим их водоснабжения. Наилучшие по-
казатели работы гидрогрохота при минимально необходимом для данных техно-
логических условий расходе воды и постоянной нагрузке на грохот могут быть
достигнуты при условии, что напор и расход воды стабилизированы.
Рекомендуемые нормы расхода воды на гидрогрохот приведены ниже:
Давление воды, Расход воды,
МПа	м3/т
0,05	1,5
0.1	1.2
0.15	1.0
0,2	0,8
0.25	0,7
НО
Таблица III.9
Показатели работы гидрогрохотов в различных производственных условиях
Обогатительная фабрика	Типоразмер грохота	Марка угля	Гранич- ная круп- ность разде- ления, мм	Удель- ная про- извод и- тель- ность грохота, т/(ч- м2)	Удель- ный расход воды, м’/т	Содержание классов		Содер- жание класса 0— 1 мм в надре- шетном продук- те, %	Эффек- тивность грохо- чения, %
						меньше крупно- сти раз- деления в надре- шетном продук- те, %	больше крупно- сти раз- деления в подре- шетном продук- те, %		
«Нпкитовская»	ГГЛ	Ж	13	150	М	16,8	3,4	2,5	94,3
«Кальмиусская»	ГГЛ2	г + ж	13	150	1	19	3,5	4,2	89
«Шолоховская»	ГГН2.7	ОС	18	140	1,2	20,3	4,6	5,8	94,9
«Пролетарская»	ГГН2,7	к	13	80	1,2	12,3	3,4	2,3	93,7
«Чумаковская»	КПУ800	ОС	13	90	1	7,6	4,5	1,3	92,7
«Узловская»	КПУ800	к	10	70	0,9	6,5	3,9	1,2	97,1
«Павлоградская»	ГГЛ; ГСЛ72	г	13	180/15	1,3/0,4	6	1,7	0,3	95,9
« Ком сомол ьс ка я »	ГГН2,7; ГИСЛ72	г	10	130/15	0,8/0,3	4,9	2,4	0,4	96
«Узловская»	КПУ800; ГИСЛ62	к	10	190/160	0,8/0,3 L	4,5	3,4	0,5	97,3
Рис. Ш.24. Схема компоновки оборудования для подготовки машинных классов
на секциях производительностью 500—750 т/ч:
1 — гидрогрохот; 2 — грохот ГИСЛ62
Расход воды (м3/т), необходимый для гидроподготовки углей перед раз-
делением на гидрогрохоте, определяют по формуле
<?" - 460/[(> (/?014 — 0,46)1,
где р — плотность грохотимого материала, кг/м3; /? — гранулометрический па-
раметр (для рядового угля R = 5-:-20).
Оптимальные показатели работы гидрогрохота в зависимости от грануломет-
рического состава углей могут быть достигнуты при соотношении =
= 0,4ч-0,6, где QB — общий расход воды на грохочение, м3/г.
Расход воды для обесшламливания надрешетного продукта гидрогрохота
на грохоте ГИСЛ следует принимать равным 0,2—0,3 м3/т. Для обесшламливания
крупного угля на грохотах ГИСЛ рекомендуются использовать оборотную воду
с содержанием твердого, не превышающим 50—60 г/л.
В зависимости от местных условий рекомендуются две схемы водоснабжения
гидрогрохотов. Одна схема при наличии необходимого давления [неменееО,2МПа
избыточных] предусматривает самотечный способ подачи воды на гидрогрохот.
Такая схема рекомендуется для углеобогатительных фабрик с верхним распо-
ложением баков циркулирующей воды, на которых для подачи воды в баки при-
меняются высокопроизводительные и высоконапорные насосы. На большинстве
действующих фабрик для реализации этой схемы необходимо установить про-
межуточный зумпф, вместимость которого эквивалентна минутному расходу
воды на грохочение, без включения в работу дополнительных насосов.
Если невозможна самотечная подача воды на гидрогрохот, рекомендуется
другая схема, в соответствии с которой необходимый напор на сопла обеспечи-
вается установкой дополнительных насосов. Насосы можно располагать на одной
отметке с гидрогрохотом или над ним. Подобное компоновочное решение, как
показывает опыт работы ЦОФ «Чумаковская», «Павлоградская», «Комсомоль-
ская» и «Узловская», обусловливает сокращение удельного расхода воды на гро-
хочение до 1 м3/т.
Дуговые грохоты применяются в угольной промышленности для
обесшламливания продуктов грохочения и обогащения, предварительного обез-
воживания концентрата отсадочных машин мелкого зерна, первичной обработки
шламовых вод, а также при гидравлической добыче углей и закладке выработан-
ного пространства на угольных шахтах.
Для равномерного распределения исходного угля по ширине отсадочных
машин, отделения частиц крупностью менее 0,5 мм от загружаемого материала
и частичного сброса транспортной воды Гипромашуглеобогащением разработаны
дуговые грохоты типоразмеров УЗО2 и УЗОЗ.
112
Г р о х о т УЗО2 применяется для отсадочных машин ОМ8 и 0М12 с шири-
ной рабочего отделения 2 м (для отсадочной машины ОМ24 с шириной рабочего
отделения 4 м применяются два грохота УЗО2, устанавливаемые рядом).
Грохот УЗОЗ предназначен для отсадочной машины ОМ18 с шириной рабо-
чего отделения 3 м.
Технические характеристики дуговых грохотов УЗО
Производительность:
по пульпе, м3/ч.......................................
по твердому материалу, т/ч ........................
Полезная площадь сита, м3 ............................
Размер щелей, мм:
дугового сита ........................................
колосниковой решетки ..............................
Радиус кривизны дугового сита, мм.....................
Эффективность отделения воды, %	....................
Извлечение в подрешетный продукт, %:
класса -0,5 мм.........................................
класса +0.5 мм.....................................
Габаритные размеры, мм:
длина ................................................
ширина ............................................
высота ............................................
Масса, т ..............................................
Изготовитель —	......................................
УЗО2	УЗОЗ
До 500	До 750
До 300	До 500
3,44	5,16
1
13
1900
75
80 *
20 *
4095; 4525	4095;	4525
1900	2980
3055; 3550	3055;	3550
2,5; 4,2	3,9;	6,3
Теплогорский завод
гидрооборудования,
Ворошиловградская обл.
* Обеспечивается при содержании класса 0-- 0,5 мм в исходном материале 20 — 25 %.
Конические грохоты (ГК) Для обесшламливания питания отсадочных машин
мелкого зерна, обезвоживания крупнозернистых материалов и классификации
шламов перед флотацией разработаны УкрНИЙУглеобогащением (табл. 111,10),
ДонУГИ и Магнитогорским металлургическим комбинатом и успешно внедря-
ются на отечественных углеобогатительных фабриках.
Отличительными особенностями разработанных УкрНИЙУглеобогащением
грохотов от грохотов типа ОСО являются возможность легкой замены изношен-
ных участков сит, простота изготовления последних, а также возможность оп-
тимизации режима обезвоживания при изменении нагрузки на аппарат.
Грохот конический ГК (рис. III.25) состоит из стального корпуса 3, внутри
которого расположена обезвоживающая поверхность из щелевых сит с щелью
размером 0,5—1 мм. Обезвоживающая поверхность имеет верхнюю и нижнюю
части. Верхняя часть представляет собой усеченный корпус /, обращенный боль-
шим основанием вверх. Угол наклона образующей конуса к горизонту составляет
75°. Нижняя часть обезвоживающей поверхности выполнена в виде многогран-
ной усеченной пирамиды 4, направленной вершиной вниз. Угол наклона ее гра-
ней составляет 45°. Между ними расположена слегка наклоненная внутрь сплош-
ная кольцевая площадка 2. В верхней части корпуса имеется загрузочное уст-
ройство б, обеспечивающее тангенциальный подвод пульпы на верхнюю часть
сита. Устройство снабжено шиберной заслонкой 5, перемещающейся параллельно
верхней обезвоживающей поверхности и регулирующей ширину выпускной
щели, через которую пульпа поступает на сито. В загрузочном устройстве име-
ется также перекидной шибер, позволяющий мгновенно менять направление
входа пульпы в аппарат.
Верхняя часть обезвоживающей поверхности выполнена из отдельных,
одинаковых по размеру, взаимозаменяемых элементов. Нижняя пирамидальная
часть обезвоживающей поверхности также образована одинаковыми по размеру
гранями. Каждый элемент установлен независимо в специальные пазы, уплот-
ненные поролоном или резиной, пенькой и т. п. Это позволяет при необходи-
мости заменять тот или иной участок сита, а не всю обезвоживающую поверх-
ность при частичном ее изнашивании или повреждении. Изготовление отдельных
унифицированных элементов значительно проще, чем всей обезвоживающей
поверхности.
Водоугольная смесь из отсадочной машины по закрытому желобу или трубо-
проводу поступает через загрузочное устройство в аппарат по касательной к
113
Таблица III.10
Технические характеристики конических грохотов ГК
конструкции УкрНИИУглеобогащения
Параметры
Г Кб
Производительность при ширине щели
0,8 мм и соотношении Т : Ж ~ 1 : 3:
по пульпе, м3/ч
по твердому, т/ч
Крупность обрабатываемого материа-
ла, мм
Общая площадь обезвоживающей по-
верхности, м2
Ширина щели обезвоживающей по-
верхности, мм
Напор пульпы, м
Влажность обезвоженного продукта,
не более, %
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, т
Изготовитель —
150 -200 *	250	500
До 50—75 *	80	140
До 25	До 35	До 50
1,5	3	6
От 0,5	* до 1	
1	1,5	2,5
30—40 :f:	30	30
1800	3030	3600
1412	2565	3100
1240	1460	1600
1,14	2,15	2,7
Теплогорскпй завод гидрооборудова-
ния, Ворошиловградская обл.
♦ Работа в режиме обесшламливания.
Отсадочная машина
Рис. III,25. Грохот конический ГК
Рис. II 1.26. Схема подключения
секционного грохота ГК1.5 к отса-
дочной машине ОМ18
114
| Фугат
Обезвоженный концентрат
Обезвоженный концентрат
Рис, II 1,27. Схема подключения конического грохота ГК к одной центрифу-
ге (а), двум центрифугам (б)
верхнему участку обезвоживающей поверхности, где из пульпы образуется вра
щающееся кольцо, поддерживаемое кольцевой площадкой. Под действием нор-
мальной составляющей центробежной силы и силы тяжести на сите создается
необходимое давление, в результате чего вода и мелкие угольные частицы уст-
ремляются через щели в подситное пространство. Относительно большая ско-
рость движения водоугольной смеси на верхнем участке обезвоживающей по-
верхности обусловливает малую высоту всего потока и слоя угольных зерен в нем,
что сводит к минимуму сопротивление при фильтровании воды через слой зерен.
На этом участке сита происходит интенсивное водоотделение, в подрешетный про-
дукт уходит 80—90 % отделяемой воды. Оставшийся водоугольный поток, про-
должая вращаться, стекает с кольцевой площадки на нижнюю часть сита, где
происходит дальнейшее обезвоживание угля. Обезвоженный уголь по этой по-
верхности сползает к разгрузочному отверстию, создавая естественный порог,
препятствующий прорывам воды и чрезмерному переувлажнению обезвоженного
продукта.
Подрешетный продукт обеих частей обезвоживающей поверхности отводится
из аппарата в одном месте и направляется к месту дальнейшей обработки.
Конические грохоты ГК устанавливают непосредственно на перекрытиях
здания фабрики в проеме, на специальных рамах. Это определяется условиями
компоновки примыкающего к ним технологического оборудования.
Схема подключения секционных конических грохотов ГК 1,5 к отсадочной
машине ОМ18 показана на рис. III.26.
При обезвоживании мелкого концентрата после отсадочных машин ОМ8
необходимо устанавливать один грохот ГКЗ, после ОМ12 и после ОМ18 — два
ГКЗ или один ГК6 и после ОМ24 — три ГКЗ или два ГК6.
Схемы подключения конических грохотов ГКЗ и Г Кб к отсадочным машинам
и центрифугам различной производительности показаны на рис. III.27.
Требуемые площади конических грохотов приведены в табл. III. 11.
Сравнительные испытания грохотов ГК1,5 и загрузочно-обесшламливаю-
щих устройств УЗОЗ были проведены на ЦОФ «Комсомольская» на параллельно
расположенных отсадочных машинах ОМ18 мелкого угля.
Основные технологические показатели сравниваемых аппаратов
ГК 1,5 УЗОЗ
Производительность по пульпе, м’/ч:
общая.................................................. 563	615
на один аппарат........................................ 188	—
115
Производительность по твердому, т/ч:
общая.................................................... 250	261
на один аппарат....................................... 83	—
Влажность надрешетного продукта, %	  31,3	38,6
Содержание твердого в подрешетном продукте, г/л.......... 237	259
Содержание зерен —0,5 мм в надрешетном продукте, %	....	6,6	18,2
Эффективность классификации по граничной крупности 0,5	мм,	%	79,8	61,5
Технологические данные конусных грохотов обеспечивают лучшие пока-
затели работы отсадочной машины. Грохоты ГК1,5 более компактны, имеют мень-
шую по сравнению с УЗОЗ высоту. Они выдержали приемочные испытания и
рекомендованы к промышленному производству взамен дуговых сит типа УЗО.
Технологические показатели работы грохотов ГКЗ на ЦОФ «Пролетарская»
и ГК6 на ЦОФ «Чумаковская» приведены в табл. Ш.12.
Конические грохоты ГКЗ и ГК6 нашли широкое применение на предприя-
тиях ПО «Донецкуглеобогащение» и «Ворошиловградуглеобогащение».
Таблица II1.11
Требуемые площади конических грохотов
Типо- размер отса- дочной машины	Исходный продукт			Мелкий концентрат			Требуемая площадь сита, м2	
	Производи- тельность грохота		Удаляе- мая вода, м3/ч	Производи- тельность грохота		Удаляе- мая вода, м3/ч	при обес- шламли- вании	при обез- вожива- нии
	т/ч	м3/ч		т/ч	м3/ч			
ОМ8	100	270	189	70	310	217	1,5	2,2
ОМ12	200	530	371	140	610	427	3,0	4,3
ОМ18	300	800	560	210	820	574	4,5	5,7
ОМ24	400	1080	742	280	1230	861	6,0	8,6
Таблица 111,12
Технологические показатели грохотов ГКЗ и ГК6
Показатель	Грохот ГКЗ			Грохот Г Кб		
	Выход продукта, %			Выход продукта, %		
	исход- ного	надре- шетного	подре- шетного	исход- ного	надре- шетного	подре- шетного
Класс, мм:						
>13	0,3	0,4	"II 	0,4	0,5	
6—13	9	11,3		7,6	10,2	———
3—6	24,5	30,5		15,3	20,5	 1 —II
1—3	36,6	45,1	1  ™ 	27,8	37,3		1 
0,5—1	12	8,8	24,7	9,2	11,8	1,7
<0,5	17,6	3,9	75,3	39,7	19,7	98,3
Производитель-						
ность:						
по твердому, т/ч по пульпе, м3/ч	62,5	50	12,5	164	122	42
	169	56	ИЗ	429	150	279
Содержание твер- дого, г/л	370		"	НО	383	- J  	151
Влажность угля, %				29,7	—					31,6			
Зольность, %	11,4	9	22,5	11,5	7,4	25,4
116
ДонУГИ разработал конический водоотделитель, состо-
ящий из двух конических сит и кольцевого загрузочного устройства с танген-
циальным патрубком.
Техническая характеристика конического водоотделителя
конструкции ДонУГИ
Производительность:
по пульпе, м5/ч....................................  ............... 250
по твердому, т/ч ................................................... 70
Площадь обезвоживающей поверхности, м2................................. 2
Ширина щели обезвоживающей поверхности, мм............................. 1
Верхний диаметр обезвоживающей поверхности, мм.........................1000
Нижний диаметр обезвоживающей поверхности, мм.......................... 200
Суммарная высота сит, мм................................................680
Угол наклона, градус:
образующей	верхнего	конуса ..................................... 80
образующей	нижнего	конуса.......................................... 30
Ориентировочная влажность обезвоженного продукта, %...................... 35
Габаритные размеры, мм:
длина ..............................................................1650
ширина...............................................................1300
высота ............................................................1400
Масса, т ................................................................ 1,8
Водоотделители нашли применение на некоторых шахтах для обезвожива-
ния закладочного материала. При этом средняя нагрузка на водоотделитель по
пульпе достигает 700 м3/ч, по твердому— 400 т/ч, влажность обезвоженного
продукта — 25—27 %, соде ржание твердого в подрешетном продукте —50—70 г/л.
На Магнитогорском металлургическом комбинате (ММК) для обесшламли-
вания углей перед отсадкой, обезвоживания углей и классификации шламов
разработаны и внедрены стационарные центробежные конические грохоты нес-
кольких видов (табл. III. 13).
Производительность конических грохотов определяется площадью обезво-
живающей поверхности и пористостью слоя, являющейся функцией крупности
частиц твердого материала.
При перегрузке конических грохотов показатели обезвоживания и класси-
фикации резко ухудшаются.
КузНИИУглеобогащением разработан грохот, представляющий собой
центробежно-коническое сито, в котором формирование потока, концентрация
и обезвоживание твердого происходят на винтовой поверхности, ограниченной
по внутренней стороне центральной трубой, а по внешней — ситовой поверх-
ностью. Грохот состоит из встроенной в цилиндрический корпус центральной
трубы, вокруг которой закреплен неподвижный двухзаходный шнек. Внешнюю
сторону поверхности шнека охватывает перфорированный цилиндр, изготовлен-
ный из щелевой сетки. В верхней части сито снабжено пульпоприемником,
в нижней имеет перфорированный конус с желобом для удаления обезвоженного
продукта. Обезвоживаемый материал из пульпоприемника поступает на поверх-
ность шнека. Под действием центробежной силы и силы трения происходит раз-
деление потока на жидкую и твердую фазы. Жидкая фаза со шламовыми части-
цами отбрасывается на сито грохота и, пройдя через его отверстия, удаляется
в виде сливного продукта, а твердый материал перемещается сверху вниз по по-
верхности шнека на конусную часть сита, где дополнительно обезвоживается.
В промышленных испытаниях, проведенных при производительности гро-
хота 1100—1650 м3/ч и содержании твердого в питании 226 г/л, была достигнута
влажность надрешетного продукта 34,7 % и эффективность классификации
94,8 % при граничной крупности разделения 0,35 мм.
Техническая характеристика цилиндроконического грохота
Производительность по пульпе, м3/ч ............................ 1650
Крупность исходного продукта, мм.................................... 0	— 80
Диаметр фильтрующей	поверхности, мм ................................. 2155
Площадь фильтрующей поверхности, м2:
цилиндрической................................................. 10,9
конусной ......................................................... 2,6
Габаритные размеры,	мм.......................................... 2900X3400X2700
Масса, т.............................................................. 5,5
117
Таблица III.13
Техническая характеристика и показатели работы
конических грохотов конструкции ММ К
Показатели
Производительность по питанию, м3/ч
Площадь обезвоживающей поверхно-
сти, ма
Ширина щелей сит, мм
Диаметр сит, мм:
верхнего
нижнего
Высота сит, мм:
верхнего
нижнего
Угол наклона образующей сит, градус:
верхнего
нижнего
Давление питания, кПа
Крупность разделения, мм
Содержание твердого, г/л:
в питании
в надрешетном продукте
в подрешетном продукте
Влажность обезвоженного продукта, %
Эффективность разделения, %
Габаритные размеры, мм:
высота
диаметр
Масса, т
Обезвоживание углей
крупностью
Обесшл ам-
ливанне
углей перед
отсадкой
1580 мм
— 15 мм и
классифика-
ция шламов
500	500	150—250
3,4	2	4
0,5	1	0,5
1700X 1600	800X1600	1700X 1660
1500X700	-... 	1500Х 1100
480	2000	250
520		390
5	—	5
30	———.	28
12	10	12—25
0,4	0,8	0,4
600	200	300
"1	1	500
250	60	200
25—30	6,5	25—30
90	96	80—90
1650	3000	1800
2000	2000	2000
1	1	1,2
§ 5.	Зарубежные грохоты
В зарубежных промышленно развитых странах для грохочения углей наи-
большее распространение получили в последнее десятилетие инерционные гро-
хоты с круговыми колебаниями короба, инерционные грохоты с направленными
колебаниями и двойным дебалансным вибратором, а также резонансные грохоты,
грохоты с волновым движением сит и ряд грохотов специальных конструкций.
Инерционные грохоты с круговыми колебаниями применяются для предва-
рительного и подготовительного грохочения рядовых углей. Работая в сверх-
критическом режиме при ускорениях >5g, эти грохоты обеспечивают точное
разделение твердых материалов, не подверженных переизмельчению. Круго-
вая траектория движения короба обусловливает необходимость установки гро-
хотов этого типа под углом 12—35°. Грохоты выпускаются в одно-и двухъярус-
ном исполнении и снабжаются специальными регуляторами для изменения амп-
литуды.
Инерционные грохоты типа WP с двойным дебалансным
приводом фирмы«Мифама» (ПНР) изготовляются в однодечном (WP1) и дву-
дечном (WP2) исполнениях.
Эти грохоты применяются на многих углеобогатительных фабриках СССР
в операциях обезвоживания.
118
Технические характеристики виброгрохотов WP1 и WP2
WP1
W Р2
Крупность исходного .материала, мм .......
Ширина короба, мм...................................
Длина короба, мм ...................................
Угол наклона грохота, градус .......................
Мощность двигателя, кВт.............................
Частота колебаний, мин1..............................
Амплитуда колебаний, мм ............................
Общая масса, т......................................
До 80
1250; 1500
1800; 2200
5500; 4800 — 5500
0 - 1 о
10-13
800
8-11
До 80
1250; 1500
1800
5500
0—10
10—13
800
8—10
3,65; 4,4; 5; 5,8	4,6; 5; 7,3
Грохоты фирмы «Карл Шенк А Г» (ФРГ) имеют сита шири-
ной до 4 м и длиной до 8 м. Колеблющаяся масса грохота с ситом площадью
32 м2 превышает 25 т. Для уменьшения динамических нагрузок на несущие
конструкции грохот оборудован гидравлическими виброгасителями. Вместо
эксцентрикового вала, проходящего через корпус грохота, широко применяют
приводные блоки, встроенные в боковую стенку грохота в центре его тяжести,
соединенные друг с другом и с двигателем с помощью карданного вала. При круп-
ности разделения 120 мм производительность грохотов фирмы «Карл Шенк АГ»
достигает 1000 -1200 т/ч.
Грохоты фирмы «К Г Д и иду стр и а нл а ген АГ Гум-
больдт В е д а г» (ФРГ) типа USK (инерционные грохоты с круговыми ко-
лебаниями) и типа USL (инерционные грохоты с линейными колебаниями). К гро-
хотам типа USK относятся грохоты «Либр а». Вместо клиноременной
передачи для привода грохота используется карданный вал. Грохоты устанав-
ливаются на резиновых амортизаторах или специальных пружинах. Выпуска-
ется 24 типоразмера этих грохотов с ситами площадью от 0,75 до 14 м2, шириной
от 0,8 до 3 м, длиной от 1,5 до 6,75 м. Мощность электродвигателя от 2,2 до
15 кВт.
Для получения линейных вибраций в грохоте типа USL используют-
ся два инерционных привода. Угол установки грохотов USL не превы-
шает 5°.
В и б р о и и е р ц и о н н ы е грохоты фирмы «В. Ф л е м р и х,
с п е ц и а л ь ф а б р и к ф ю р з и б а ш и и е п» (ФРГ) представляют
собой рамную клепаную конструкцию с каскадным колосниковым ситом и мас-
сивными резиновыми амортизаторами. Эти грохоты виброустойчивы, имеют
высокую производительность и применяются для грохочения крупных куско-
ватых материалов.
Дв у х с и тп ы е грохоты В и б р е к с фирмы «Хьюит
Робин с» (США) состоят из короба и вибратора. Короб совершает круговые
вибрации. При грохочении углей повышенной влажности сита грохотов обору-
дуют электроподогревом. Производительность такого грохота с просеивающей
площадью 12 м2, работающего в режиме мокрого грохочения, при крупности
разделения 13 мм достигает 300 т/ч.
У инерционных самобалансиых грохотов с двойным дебаланспым вибратором,
известных как грохоты DU, линейные колебания создаются вращающимися
в противоположные стороны спаренными дебалансами. Вибраторы грохотов
DU расположены на траверсе, проходящей по всей ширине грохота, и в боль-
шинстве случаев соединены с приводом карданными валами. Колеблющаяся
масса в этом случае практически не ограничивается, так как вибраторы выпус-
каются различных типоразмеров и на поперечной траверсе можно разместить
3—4 вибратора. В эксплуатации встречаются грохоты с ускорением 7q, длиной
сита до 11 и шириной до 5 м (табл. Ш.17).
Грохоты DU устанавливают горизонтально или с небольшим наклоном [из-
готавливаются фирмами «Крупп индустри унд Штальбау» и «Карл Шенк АГ»
(ФРГ) и «Мак-Нелли» (США]. Грохоты DU30, изготавливаемые фирмами «Зиб-
техник ГмбХ» и «Крупп индустри унд Штальбау» (ФРГ), имеют просеивающую
119
поверхность, выполненную из трех участков с различными, уменьшающимися
по ходу движения, углами наклона.
Техническая характеристика грохотов D U
Производительность, т/ч ...........
Удельная производительность, т/(ч* м2)
Площадь грохочения, м2.............
Наклон сита, градус ...............
Частота вращения вала, мин-1 , , .
Ускорение, м/с2....................
Амплитуда вибраций, мм ............
Сито ..............................
Масса грохота, т ..................
С плоским слабо-
наклонным ситом
(«Крупп индустри
унд Штальбау»)
400
20,5
21,4
7
980
6,6
14
С сильнонаклонным
начальным участком
(«Зибтехник ГмбХ»)
750
27,6
27,2
30/20/10
930
4,8
10
Перфорированное стальное
12,21	11,57
Широко применяется агрегатная установка из однотипных (два инерционных)
или разнотипных (инерционный и резонансный) грохотов, при этом на новых
предприятиях на первой стадии классификации грохоты устанавливают с макси-
мальным наклоном 34°, а на второй — в зависимости от типа грохота и условий
разделения под углом до 14°. На первом из грохотов выделяют до 75 % подрешет-
ного продукта, на втором надрешетный продукт доводят до требуемых кондиций.
Подобный принцип компоновки оборудования обеспечивает производительность
однопоточной секции до 750 т/ч.
Отличительной особенностью грохотов «Умбрекс» фирмы «Хайн Леман АГ»
(ФРГ) является волновой характер движения просеивающей поверхности, выпол-
ненной из резиноподобных и пластичных материалов.
Грохот «Умбрекс» имеет два синхронно колеблющихся короба (внешний и
внутренний), расположенные на двух синхронно вращающихся эксцентриковых
валах. Синхронизация вращения валов осуществляется с помощью цепного меха-
низма, регулируемого поворотными натяжными рычагами. Короба' совершают
плоскопараллельное движение по круговой траектории со сдвигом по фазе на
180°. Сито грохота разделено на ряд участков, один конец которых закреплен на
одном коробе, а другой — на втором. В исходном положении нечетные участки
сита натянуты, а четные — провисают. По мере движения коробов в зависимости
от их положения натяжение нечетных и прогиб четных участков соответственно
ослабевают и через половину периода натянутыми оказываются четные, а макси-
мально провисшими — нечетные участки. Затем происходит постепенное натяже-
ние нечетных и ослабевание натяжения четных участков, после чего цикл повто-
ряется.
Дальнейшее развитие принцип волнового движения просеивающей поверх-
ности получил в грохотах «Торвелл» и «Ливелл», выпускаемых этой же фирмой.
Грохоты «Торвелл» изготовляются с ситами площадью от 2,2 до
6 м2. Вследствие установки двигателя в загрузочной части грохота габаритные
размеры последнего уменьшаются. Грохот характеризуется высокой удельной
производительностью при грохочении высоковлажных и трудногрохотимых
материалов.
Грохот «Л и в е л л» с защитной декой состоит из двух входящих один
в другой коробов, совершающих линейные колебания в противоположных направ-
лениях. Колебания осуществляются с помощью установленного со стороны за-
грузки кривошипно-шатунного механизма. Между поперечными связями короба
закреплены пластмассовые карты сита, которые попеременно натягиваются и
ослабляются. С опорной рамой короба связаны пружинными стойками. Защитная
дека устанавливается на третьем дополнительном коробе, который приводится
в колебательное движение с помощью пружин, соединяющих его с одним из
внутренних основных коробов грохота.
Техническая характеристика грохота «Ливелл»
Производительность, т/ч ........................... 900
Площадь просеивающей поверхности, м2............... 18
Угол наклона сита, градус.......................... 23
Частота колебаний, мни-1...........................636
Амплитуда колебаний, мм............................. 6
Ускорение, м/с2.................................... 25
Масса грохота, т ..................................32,3
120
Для интенсификации разделения наряду с грохотами с волновым движением
сита ряд фирм выпускает грохоты, у которых неоднородность вибрационного
поля на сите создается специальным расположением одного (грохот «Варелл»
фирмы «Ратцингер», ФРГ) или двух вибраторов (грохоты типа DF). Г р о х о т
DF снабжен двумя дебалансными вибраторами с различными статическими мо-
ментами и частотой оборотов, которые расположены в противоположных концах
грохота и обеспечивают колебания низкой частоты в загрузочной части сита и
высокой — в разгрузочной. Грохот имеет высокую удельную производительность.
В последние годы все более широкое применение находит вибрацион-
ный грохот «Мо ген со н» (Швеция). Он состоит из нескольких сит, рас-
положенных одно над другим. Угол наклона увеличивается от верхнего сита
к нижнему, а площадь сит соответственно уменьшается. Размеры отверстий каж-
дого из сит подобраны таким образом, что они превосходят диаметры зерен, посту-
пающих на данную ситовую поверхность, причем диаметр отверстий нижнего сита
в 2---4 раза превышает заданную крупность разделения, которую регулируют
углом наклона сита. В результате этого исключается забивание отверстий «труд-
ными» зернами. Высокочастотные линейные колебания рабочей поверхности обес-
печивают хорошее разрыхление грохотимого материала, который движется, не
образуя слоя.
Для тонкого грохочения по крупности от 0,1 до 1 мм и небольшой производи-
тельности выпускаются грохоты «Могенсон» типа «Дезио». Разделение по круп-
ности в пределах 0,150 мм обеспечивают грохоты типа «Дестор» производитель-
ностью до 300 т/ч, а отделение посторонних предметов, предварительное и кон-
трольное грохочение — грохоты «Могенсон» типа «Дезитре». Грохоты снабжены
пыленепроницаемым укрытием и имеют электроподогрев сит.
Для рассева трудпогрохотимых мелкозернистых материалов фирма «Рейнише
веркцойгунд машиненфабрик» (ФРГ) выпускает вибрационные высокочастотные
грохоты «Ревум» типа И и М. Грохоты состоят из двух основных узлов — ситового
агрегата и верхней загрузочной воронки с дозировочным приспособлением.
Грохоты «Рев у м» типа И предназначены для грохочения по круп-
ности разделения от 0,3 до 10 мм, грохоты типа М — для грохочения по круп-
ности разделения от 4 до 25 мм. Грохоты типа И могут быть одинарными и сдвоен-
ными. Изготовляются грохоты с ситами площадью от 0,36 до 1,22 м2. Габаритные
размеры грохотов: длина от 1500 до 2200 мм, ширина от 650 до 1000 мм, высота
от 2350 до 5450 мм.
В процессе работы вся конструкция грохота, за исключением сита, находится
в состоянии покоя. При этом материал перемещается по параболическим траекто-
риям, поднимаясь над поверхностью сита на высоту от 5 до 20 мм.
Фирма «НВ» (ФРГ) выпускает аналогичные по конструкции грохоты
«Финесс» с небольшой просеивающей поверхностью и производительностью до
25 т/ч (для грохочения материалов влажностью от 6 до 12 %).
Конусные грохоты фирмы «3 и б т е х н и к ГмбХ» являются
одной из ее последних разработок. Они применяются для грохочения мелких
влажных трудногрохотимых материалов, например, углей, мелкого кокса. Рабо-
чая поверхность грохота, имеющая вид усеченного конуса, состоит из нескольких
концентрично расположенных одно под другим сит, также выполненных в виде
усеченных конусов. Сита чередуются сверху вниз по схеме неподвижное —
вибрирующее. Между ними натянуты полосы гибкой ситовой ткани. Расположен-
ный в верхней части тарельчатый питатель обеспечивает равномерную подачу
исходного материала. Общая площадь просеивающей поверхности составляет
около 6 м2. Нижнее кольцевое конусное сито имеет внешний диаметр 3 м, что
соответствует участку шириной около 10 м обычного грохота. Интенсивные вибра-
ции (в виде ударных импульсов) рабочей поверхности препятствуют образованию
комьев и слипанию тонких зерен. Грохот работает с низким уровнем шума и не
создаст значительных нагрузок на опорные конструкции.
Фирма «Алгайер верке ГмбХ машиненфабрик» (ФРГ) выпускает вибра-
ционные грохоты цилиндрической формы. Они характери-
зуются трехмерным направлением вибраций, выпускаются как в однодечном, так
и многодечном исполнении. При тонком рассеве на грохотах этого типа осуществ-
ляется пневматическая интенсификация разделения.
121
Таблица III. 1 4
Некоторые технические данные грохотов типа OSO
Ти п	Параметр	Диаметр грохота, мм					
		1200	1600	2000	2400	2800	3200
А	Рабочая площадь поверхно- сти сита, м2	2	2,5	4	6	8	10
	Площадь поверхности кони- ческого сита, м2	2	2,5	4	6	8	10
В	Площадь поверхности сита в направляющем аппарате, м2	0,8	1,5	2	3	4	5
Площадь поверхности кони-
ческого сита, м2
Площадь поверхности сита
в направляющем аппарате, м2
6	8	10
4,5	6,8	5,6
Наряду с дуговыми ситами за рубежом все большее распространение для
предварительного обезвоживания, обесшламливания и тонкого грохочения полу-
чают различные аппараты с неподвижной рабочей поверхностью.
Дренажные грохоты OSO, изготовляемые в ПНР, широко распро-
странены. Грохоты состоят из трех основных узлов: направляющего аппарата
в виде кругового желоба с входным сопл ом, щелевого сита в виде обратного усечен-
ного конуса и корпуса с поддоном и желобами для подрешетпого и надрешетного
продуктов. Выпускаются три основных типоразмерных ряда грохотов OSO: А
и В — для обесшламливания мелкого машинного класса и предварительного обез-
воживания концентрата гидравлических отсадочных машин мелкого зерна и С —
для классификации и обезвоживания шлама (табл. III. 14).
Для тонкого грохочения, обезвоживания, сгущения и регенерации суспензии
в США, Канаде, ФРГ и других странах применяются стационарные грохоты
специальных конструкций.
Грохоты «Кросс Флоу» фирмы «Мак-Нелли» (США) устанавливают
обычно перед вибрационными грохотами для предварительного обезвоживания
продуктов обогащения и угольного шлама. В некоторых случаях грохот «Кросс
Флоу» является единственной установкой для обезвоживания и классификации
при отделении утяжелителя в схеме двухстадиального тяжелосредного обогаще-
ния или при обезвоживании и извлечении твердого перед обезвоживающей центри-
фугой. Плоская поверхность грохотов «Кросс Флоу» обеспечивает более высокое
извлечение шламов по сравнению с дуговыми ситами.
Сита грохотов «Кросс Флоу» выпускают различной длины. Щели сита перпен-
дикулярны потоку материала, который подается через питающую течку и равно-
мерно распределяется по всей ширине сита. Просеивающая поверхность обычно
имеет угол наклона 60°. Крупность разделения составляет примерно половину
размера ячеек сита.
Рама грохота снабжена поворотным механизмом, позволяющим повернуть
весь грохот вместе с корпусом или снять сито и перевернуть его. Это обеспечивает
равномерное изнашивание сита. Эксплуатационные расходы на грохоты «Кросс
Флоу» ниже, чем па дуговые сита, что объясняется простотой замены сит.
Грохоты для тонкого грохочения, получившие название микрогрохоты,
снабжаются дебал а ясными вибраторами для периодической принудительной
очистки просеивающей поверхности. Интервал времени включения вибраторов
составляет 1—3 мин, продолжительность работы вибраторов 6 с.
Грохоты фирмы «Гумбольдт В е д а г и н д у с т р и а н л а-
г е н АГ» (ФРГ) характеризуются простотой конструкции, высокими производи-
122
тсльностыо и износостойкостью, точностью разделения. При крупности разделе-
ния 0,1 мм на сите со щелью 0,17 мм достигнута удельная производительность
7—8 т/(ч-м2). Извлечение надрешетного продукта — 99,8 %, подрешетного —
77,1 %.
Во многих отраслях промышленности для сухого предварительного грохоче-
ния наряду с вибрационными конструкциями применяется неподвижный
колосниковый грохот «Могенсон» типа «Дивергатор». Просеивающая поверхность
этого грохота образована консольно закрепленными на одной оси колосниками
причем свободные концы у смежных колосников смещены по вертикали под
определенным углом.
§ 6.	Просеивающие поверхности
Тин рабочей поверхности грохотов определяется видом грохочения. Для
предварительного грохочения углей широко применяются
колосниковые решета, которые набирают из колосников круглой, трапециевидной,
Т-образной формы сечения и др. Колосники располагают параллельными рядами
или немного раздвигают в сторону разгрузочной части для предотвращения
заклинивания кусков материала в щелях. Применяют вариант расположения
колосников поперек движения материала. При этом угол наклона просеивающей
поверхности должен быть больше, чем при продольных колосниках.
Для увеличения срока службы колосников их покрывают резиной или дру-
гими материалами. Иногда для защиты просеивающей поверхности от ударов и
истирания крупными кусками отдельные колосники (например, каждый пятый)
делают большими по высоте.
Наряду с колосниковыми решетками для предварительного грохочения
применяют сита листовые с квадратными и круглыми отверстиями размером
100 мм и более.
Для подготовительного и окончательного г р о х о-
ч е н и я углей применяют сетки металлические проволочные, сита листовые из
различных конструкционных материалов, колосниковые решета, а также некото-
рые виды сит специальных конструкций.
Для рассс ва углей на классы крупности в соответствии с ГОСТ 2093—82
применяют наимельчайшие, мельчайшие, мелкие, средние, крупные и особо
крупные сетки — тканые, стержневые и сборные из канилированной и штампован-
ной проволоки по ГОСТ 2715—75. Наибольшее распространение на углеобогати-
тельных фабриках получили крупные и особо крупные сетки из стальной рифленой
проволоки с квадратными ячейками (ГОСТ 3306—70) (рис. II 1.28). Отечественной
Рис. II 1.28. Сетки из стальной рифленой проволоки
123
промышленностью изготовляются три вида этих сеток (частично рифленые ЧР,
рифленые Р и сложно рифленые СР) шириной от 1000 до 2500 мм и длиной до
5000 мм, которые поставляются в виде рулонов или карт.
Проволоки утка и основы сит имеют преимущественно круглые, реже квадрат-
ные сечения. Для изготовления сеток применяется проволока низкоуглеродистая,
высоколегированная (ГОСТ 14964—79), а также из высокомарганцовистой стали
марки Г12.
Ресурс (сут) проволочных сит, применяемых на угольных предприятиях
СССР, при заводском способе крепления и натяжения в зависимости от материала
проволоки и размеров ячеек (мм) следующий:
Проволока из стали:
Ст.0, Ст.1 и Ст.З; 3X3; 6X6; 8X8	5-10
Низкоуглеродистая; 10X10; 13X13	.	.	10 — 20
Высокомарганцовистая; 10X10; 13 X13	20 — 25
То же; 25X 25	25 — 30
» ; 50X50	40 — 50
Колебания в сроках службы зависят от конкретных условий эксплуатации
сит.
При грохочении абразивных материалов ресурс сетки определяется ее стой-
костью к абразивному изнашиванию, а малоабразивных материалов — временем
появления усталостного износа проволоки либо провисанием сетки в результате
вытягивания. Ресурс сита в обоих случаях зависит от качества натяжения сетки
и условий ее закрепления по периметру. Кроме того, разрушение сетки наступает
тем позднее, чем меньше расстояние между элементами опорной решетки, к кото-
рым она прилегает по всей поверхности. Проволочная просеивающая поверхность
может выйти из строя также в результате трения об опорную решетку или другие
металлические детали. Поэтому необходимо следить за натяжением сетки и пе-
риодически ее подтягивать.
Если просеивающая поверхность имеет большую площадь и с помощью винтов
сложно обеспечить достаточную растяжку проволочной сетки, то ее крепят на
специальных сварных рамках из стальных полос. Такой метод крепления более
надежен и обеспечивает длительную работоспособность, но он имеет недостатки —
рамки утяжеляют короб грохота, а дополнительные элементы крепления увели-
чивают зоны, где происходит залипание просеивающей поверхности мелким
влажным углем.
Для проволочных сит применяется продольное или поперечное патяжение
на грохотах.
При продольном натяжении (рис. III.29, я) сито 3 укладывается на поперечные
трубы 4 короба с резиновыми амортизаторами 5 и уголки 6 боковин короба.
Торцовые кромки короткой стороны сита имеют окантовку или зажимаются бол-
тами между полосой 7 и листом 8. Лист 8 имеет загиб для зацепления с углом 9
или стержнем 2. Сито натягивается болтами /, расположенными в загрузочной
части короба. Недостатком описанного способа крепления является преждевре-
менная поломка сит вдоль полос 3. Разновидностью продольного натяжения явля-
ется способ, показанный на рис. III.29, б. Сито вдоль боковых стенок короба укла-
дывают на покрытые резиной полосы и прижимают к ним деревянными брусьями
и клиньями. Увеличение жесткости крепления сита уменьшает его подхлестыва-
ние и увеличивает срок службы.
При поперечном натяжении (рис. II 1.30) сито / укладывается на металличе-
ские полосы 2 с резиновыми амортизаторами и крепится к ним с помощью метал-
лических прутьев 3 и специальных скоб 4. Натяжение сита осуществляется захва-
тами 6 и натяжными болтами 5. Продольные кромки сит, изготовленные из тонкой
проволоки, окантовываются и загибаются для зацепления захватами. У сит,
изготовленных из толстой проволоки (>3 мм), кромки отгибаются без окантовки.
Чтобы достичь максимального срока службы сеток из высокомарганцовистой
стали, необходимо учитывать следующие особенности их крепления и натяжения:
натянутыми (вдоль или поперек короба) могут быть все сита из проволоки
толщиной до 3 мм. Остальные сита целесообразно закреплять на грохоте жестко
клиньями или болтами без натяжения;
124
a
Рис. III.29. Способы про-
дольного натяжения сит
Рис. III.30. Поперечное
натяжение сит из сеток из
стальной рифленой про-
волоки
края сит, изготовленных из проволоки диаметром до 3 мм, для лучшего
зацепления захватами и предохранения от разгибания целесообразно оканто-
вывать листовой сталью толщиной 1,5—2 мм;
для устранения подхлестывания полотна просеивающей поверхности между
опорами последние следует располагать на расстоянии 250—300 мм друг от друга
для сит с квадратными отверстиями из круглой проволоки диаметром до 3 мм и на
расстоянии 300—400 мм для сит из проволоки диаметром от 3 до 6 мм;
при установке натягиваемого сита опоры необходимо располагать в коробе
грохота приподнятыми, чтобы образовать небольшую кривизну полотна в направ-
лении натяжения;
опоры в коробе грохота, на которые укладывают сито, необходимо армировать
резиной.
Перфорированные сита применяются обычно для разделения
углей по граничной крупности от 10 до 75 мм. Основные преимущества перфориро-
ванных сит — жесткость и большой срок службы. Сита изготовляют из листовой
стали различных марок в виде карт длиной 500—1500 мм и шириной 400—2500 мм.
Допускается изготовление сварных по ширине и длине сит.
Отверстия в стальных листах выполняют обычно штамповкой или сверлением.
Сита, изготовленные штамповкой, предпочтительнее, так как они имеют конусное
проходное сечение с углом конусности 7°. Форма ячеек перфорированных сит
125
Рис. III.31. Форма и расположение ячеек перфорированных сит
круглая, прямоугольная, квадратная. Кроме того, применяют сита с овальными,
крестообразными, серповидными и другими видами ячеек (рис. 111.31). Ячейки
располагают параллельными рядами линейно или в шахматном порядке. Проме-
жутки между ячейками круглой формы с диаметром а, исходя из условий проч-
ности, принимают по соотношению С 0,9 а.
Толщина листов штампованных сит 6 < 0,625ц и обычно не превышает 12 мм.
Для литых сит толщина просеивающей поверхности может достигать 25 мм и
более.
Некоторые параметры листовых сит приведены в табл. III. 15 и III. 16.
Основной недостаток перфорированных сит — малое живое сечение, величина
которого редко превышает 40 %. С увеличением размера ячеек площадь живого
сечения увеличивается, но при этом уменьшается жесткость ситовой поверхности.
Листовые сита могут крепиться на тех же рамках и тем же способом, что
и проволочные (благодаря чему обеспечивается их взаимозаменяемость), но при
этом увеличивается масса короба. Находят применение так называемые само-
несущие штампованные сита, в которых листовое сито объединено
в сварной узел с ребрами жесткости и опорными элементами (рис. II 1.32). Карты
сита устанавливаются поперек короба грохота на продольные опорные части его
боковин (угольники) и закрепляются с помощью болтов, клиньев или другим спо-
собом. Карты самонесущих сит не нуждаются в опорной подситной раме и поэтому
применяются в качестве верхних просеивающих поверхностей грохотов инерцион-
ного и резонансного типов.
Карты самонесущих листовых сит могут быть снабжены ребрами /, приварен-
ными к рабочей поверхности 2. Назначение таких ребер — повышение износостой-
кости просеивающей поверхности, предохранение ее от разрушающего воздей-
ствия крупных кусков грохотимого материала и улучшение отделения их от мел-
ких кусков. Мелкие классы располагаются на сите между ребрами, а крупные
лежат на ребрах.
Грохоты инерционные тяжелые типа ГИТ снабжены листовыми ситами толщи-
ной 20--25 мм с отверстиями от 50 до 300 мм.
126
Таблица III. 15
Размеры квадратных отверстий и их шаг для листовых сит
Номинальный размер квадрат- ных отверстий	Живое сечение, %						Толщина сита, мм
	40	45	50	56	63	71	
в свету, мм	Шаг отверстий, мм						
5	8	7		 '	 — 11-		4—6
6	9	9		 	1		—'III
10	16	15	— 1	1	 —	 «	—	1		1  
13		20	18,5	 — ——	1 		6—8
14	 *	21	20	—	-——		 
16		24	22,5		——»		 
20	-	30	28	27			8—10
25		37	35,5	33	—	—	
32		—	45	43	40		
35		 »	50	47	44			b
37			52	49,5	46,5	- 	—-
40	1	 1		56,5	53	50		1	1	-
42			60	56	53	-	—  -
50		1 	_	70	67	63,5		— —
60		—	85	80	76	71,5	8—12
65	-	1	—“*-»		87	83	78	 
70				93	89	83	1 '
75				  >	95	90	"  
80	—	——	—  		100	95	•— 
100			 		126	119	 '
150	— 		1 	 —— —		190	178	
Таблица III.16
Размеры круглых отверстий и их шаг для листовых сит
Номиналь- ный диаметр отверстий	Живое сечение,			%		Толщина сита, мм
	40	45	50	56	63	
в свету, мм	Шаг отверстий, мм					
7	10,5	10	—			4—6
12	18	16,5	—	 1	— 1		
15	22,5	21,5	1	*	—	1	 
18	27	25,5			-	6—8
20	30	28	26,5	—	 и 	
24	35	33,5	32,5	— Rl —		— »
26	fc   	37	35,5			
30	 * -	42,5	40,5		—	 
32	—	45	43	—		
40	- 	56,5	53	50	1	8—10
47	— —	1 '*	62,5	58	56	
50		1	—	67	63,5	60	
60	»	1	1	80	76	71,5	—<
75	 "	—   		95	90	
82	 	1						100	95	8—12
90				115	108	  —»
95			«— -	120	114	— 
127
Рис. Ш.32. Конструкция самонесущего сита
На получивших в последние годы распространение гидрогрохотах с неподвиж-
ной просеивающей поверхностью и грохотах ГИСЛ, работающих на операции
мокрого подготовительного грохочения, применяются решета из про-
дольно расположенных колосников. Однако в практике угле-
обогащения известны случаи применения на гидрогрохотах решет из поперечно
расположенных колосников и штампованных сит.
Просеивающая поверхность гидрогрохота состоит из отдельных секций
колосниковых сит. Секция сита с продольным расположением колосников состоит
из соединенных связями гребенок, в пазы которых укладываются колосники.
Секция сита с поперечным расположением колосников состоит из двух про-
дольных гребенок с пазами, соединенных электросваркой двумя связями. Колос-
ники укладываются в пазы и крепятся сваркой. Чтобы секция была жесткой,
гребенки соединяют между собой полосой. Гидрогрохоты укомплектовывают
секциями колосниковых сит размерами 1165Х 300 мм. Сита с продольным располо-
жением колосников могут быть изготовлены с щелью 5; 8; 10; 13 мм, а попереч-
ным — с щелью 15 и 20 мм. Конструкция колосниковых сит позволяет при кратко-
временной остановке гидрогрохота легко произвести их замену.
Колосники изготовляются трапециевидного профиля из углеродистой стали.
По верхней плоскости колосники направляются износостойким слоем электродами
марки Т-590.
В связи с повышением влажности добываемых углей в последние годы широ-
кое применение нашли струнные сита, предназначенные для грохочения углей и
антрацитов при ширине щелей от 4 до 35 мм. Размеры отверстий по длине могут
быть 100 мм и более.
Ленточно-струнное сито «Вибролент» состоит из упругих лент
с выступами, расположенных поперек движения материала в пазах продольных
опор, неподвижно прикрепленных к коробу грохота.
Техническая характеристика сита «Вибролент»
Размеры лент, мм:
длина (до натяжения) ...................
ширина .............................
толщина..............................
длина выступа........................
Расстояние, мм:
между выступами (после натяжения)
между лентами ..........................
Материал лент...........................
Материал опор...........................
Число лент на 1 ма сита.................
Масса лент на 1 м8 сита, кг ............
350
10—20
3 — 4
6—10
5 — 50
7 — 20
Износостойкие марки резин,
уретановый каучук
Полосовая сталь
100—200
3 — 10
128
Рис. 111.33. Карта струнно-тросового сита
Расстояние между выступами лент и длина последних определяют размер
отделяемых в подрешетный продукт зерен. Одновременно выступы являются упор-
ными элементами для фиксации натянутых лент в рабочем положении. Опоры для
установки и фиксации натянутых лент изготовляются, например, из полосовой
стали в виде гребенок.
Материал, поступающий на сито, эффективно разделяется благодаря боль-
шому живому сечению просеивающей поверхности, интенсивному разрыхляющему
действию упругих лент, а также благодаря самоочмстительным движениям лент и
значительному расстоянию между ними.
Наличие периодически расположенных выступов, более коротких, чем рас-
стояние между лентами, гарантирует требуемую крупность отсеиваемого мате-
риала без нарушения принципа независимых колебаний смежных лент.
Особенности конструкции ленточно-струнного сита способствуют эффектив-
ному разделению сыпучего материала и повышению удельной производительности
грохотов. Изготовление других элементов из полиуретана, отличающегося высо-
кой износостойкостью, обеспечивает долговечность сита.
ПечорНИИПроектом разработана и выпускается Воркутинским механиче-
ским заводом струнно-тросовая просеивающая поверх-
ность для грохочения углей влажностью до 9 о/ по граничной крупности от 3
до 13 мм.
Промышленные испытания струнно-тросовых поверхностей на инерционных
грохотах в Печорском бассейне показали их хорошую работоспособность, про-
стоту обслуживания и преимущества по сравнению с просеивающими поверх-
ностями из проволочной плетеной или листовой сетки, заключающиеся в повыше-
нии эффективности грохочения в среднем с 70 до 90 % при увеличении удельной
производительности в 1,5—2 раза. Срок службы сита в 3—9 раз больше по сравне-
нию со сроком службы канилированных сит.
Струнно-тросовая просеивающая поверхность выполнена в виде отдельных
рамок с закрепленными па них струнами из стального троса (рис. III.33). Комплект
5 Заказ 77	129
рамок, установленных на грохоте, образует непрерывную просеивающую поверх-
ность. Рамки крепятся клиньями под брус или (там, где это предусмотрено кон-
струкцией грохота) резьбовыми элементами.
В комплект поставки входит специальное приспособление, обеспечивающее
замену струн прямо в коробе грохота без снятия рамок.
Характеристика струнно-тросовой поверхности
Размер щели между струнами, мм............................ 3—13
Диаметр струны, мм ................................. 2,4 — 3
Живое сечение, %.......................................... 62	— 82
Эффективность грохочения, %............................... 85	— 90
Содержание, %:
нижнего класса в надрешетном продукте.................. До	10
верхнего класса в подрешетном продукте ............ До 15
Срок службы струн, мес .................................... 3	— 9
Основным недостатком стр\нно-тросовой поверхности является попадание
в подрешетный продукт до 15 % зерен верхнего класса крупности, а при грохоче-
нии материала с плоскими частицами, например антрацита, — даже более 15 %.
Для подготовительного и окончательного грохочения особого внимания заслу-
живают сита, изготовленные из резины и резиноподобных
полимерных материалов. Работы по освоении4 резиновых сеток про-
водятся по двум направлениям: изготовление сеток с размерами отверстий 20 мм
и более формовым способом; изготовление мелкоячеистых тонколистовых сеток
с отверстиями менее 20 мм штамповкой на прессах с использованием многоместных
вырубных штампов. При штамповке круглых или квадратных отверстий между
размером отверстий d и толщиной б листов резины рекомендуется соотношение,
равное 2, а для сит с щелевыми отверстиями d/б ж 0,4, где b — ширина щели, б —
толщина листа.
Стахановским заводом РТИ Минуглепрома УССР освоено производство
секционных сит «Эластик» из резины или полиуретанового каучука. Стенки между
ячейками имеют трапециевидное сечение. Толщина стенок сит «Эластик» состав-
ляет 5—6 мм. Сита выпускают с ячейками размерами от 20 до 40 мм. Живое сече-
ние сит составляет 55—65 %. Секции могут быть изготовлены с проушинами и без
них. В первом случае секции соединяются стержнями, а во втором — склеиваются.
Срок службы сит «Эластик», изготовленных из резины 8ЛТИ и полиуретанового
каучука в зависимости от свойств грохотимого материала достигает 2 лет, т. е.
более чем в 10—15 раз превышает срок службы проволочных сит.
Ворошиловградским заводом угольного машиностроения им. А. Я. Пархо-
менко выпускаются перфорированные резиновые сетки по ТУ24-8-1105—78 из
резиновых пластин, отвечающих требованиям технических условий
ТУ38-105-1268—78 «Пластины резиновые для сит», с круглыми (К) или прямо-
угольными (П) отверстиями. Сетки могут изготовляться шириной до 1100 и длиной
до 7000 мм. Масса 1 м2 сетки в зависимости от толщины пластины и размеров отвер-
стий составляет от 4 до 6 кг. Размеры отверстий и их взаимное расположение,
а также толщина сетки приведены в табл. III.17 и III.18.
Таблица III. 17
Характеристика резиновых сеток типа К
Номер сетки	Номиналь- ный диаметр отверстий, мм	Номер экви- валентной сетки с ква- дратными ячейками	Толщина сетки, мм	Минимальный шаг, мм	
				вдоль полотна сет к и	поперек полотна сетки
6	6^0,5	5	4—5	16	9
7	7±0,5	6	4—5	20	10
8	8±0,5	6	5—6	22	11
11	11=1=0,5	10	5—6	30	16
15,5	15,5=1=0,5	13	5—6	36	21
130
Таблица Ш.18
Характеристика резиновых сеток типа П
Номер
сетки
Номинальный размер
сторон отверстий» мм
длина
ширина
Номер экви-
валентной
сетки с ква-
дратными
ячейками
Толщина
сетки,
мм
Минимальный шаг, мм
вдоль
полотна
сетки
поперек
полотна
сетки
2,5±о, 5
4,0—0,5
Просеивающие поверхности, собранные из мелкоячеистых резиновых сеток,
показали значительные преимущества перед проволочными сетками по стойкости
к абразивному изнашиванию (превышают в 16—30 раз стойкость сеток, изготовлен-
ных по ГОСТ 3306—70).
Применение резиновых сеток снизило уровень шума на 2—4 дБ и уменьшило
переизмельчение угля.
Благодаря упругим свойствам резины снизилась вероятность забивания от-
верстий сеток, что способствовало повышению производительности по сравнению
с производительностью грохотов, оборудованных металлическими сетками.
Секционное сито «Ажур» применяется для сухого и мокрого
грохочения углей по граничной крупности 10 (13) мм, а секционное сито «Поли-
риф»—для сухого и мокрого грохочения антрацитов по граничной крупности
25 мм при значительном слое надрешетного продукта и наличии в нем крупных
кусков.
Эти сита изготовляются из износостойких марок резин методом прессования.
Они предназначены для замены сеток из рифленой проволоки и перфорированных
сит из металлических листов. При установке на грохоте сита этих двух типов
набираются из отдельных секций.
При рассеве на ситах «Ажур» обеспечивается повышение удельной произво-
дительности по сравнению с удельной производительностью перфорированных
металлических и резиновых сит вследствие большего живого сечения и конфигура-
ции ячеек. Разомкнутый контур ячеек и консольные выступы внутри каждой
ячейки уменьшают застревание «трудных» зерен и залипание сита при грохочении
углей повышенной влажности.
Конструктивной особенностью сит типа «Полириф» является наличие на их
рабочей поверхности специальных выступов — рифов, способствующих лучшему
разрыхлению грохотимого материала, что особенно важно при его повышенной
влажности. При грохочении на этих ситах происходит разделение потока мате-
риала на два слоя. Крупные куски, составляющие верхний слой, движутся по
рифам, не соприкасаясь со стенками ячеек. Мелкие куски движутся между рифами
непосредственно по рабочей поверхности сита, что способствует более быстрому
отсеву их в подрешетный продукт.
Для обезвоживающего грохочения в основном применяются сетки металли-
ческие проволочные с наимельчайшими, мельчайшими и мелкими отверстиями.
При обезвоживании мелких и тонких классов углей на грохотах в СССР широко
используются сетки тканые «Луганка», «Волна» и «Южанка», а для обезвоживания
концентрата, полученного из крупного машинного класса, и отмывки утяжели-
теля — стержневые сетки.
Тканую сетку «Луганка» с прямоугольными ячейками (табл. Ш.19)
рекомендуется применять на операциях обезвоживания шлама. Сетка изготовля-
ется из высоколегированной проволоки Х18Н9Т по ГОСТ 14964—79.
По требованию заказчика сетки могут быть выпущены шириной от 800 до
1500 мм.
На операциях обезвоживания шлама сетка «Луганка» обеспечивает по сравне-
нию со щелевой сеткой примерно в 2 раза большую производительность грохотов
по исходному материалу. При этом снижается содержание твердого в подрешетном
продукте.
5*	131
Таблица III.19
Характеристика тканых сеток «Луганка»
Номер сетки	Номинальный размер ячейки в свету, мм		Номинальный диаметр проволоки, мм		Живое сечение, о/ /о
	по утку	по основе	по утку	по основе	
0.8Х0.4	0,8	0,4	0,4	0,3	36,4
0,8X0,45	0,8	0,45	0,4	0,4	41,6
1,2X0,4	1,2	0,4	0,4	0,4	37,5
Ресурс тканой сетки «Луганка» на операциях обезвоживания шлама состав-
ляет 2—4 мес.
Тканая сетка типа «Волна» с прямоугольными ячейками применяется
для обезвоживания мелкого концентрата. В соответствии с ТУ 14-4-717—76 сетка
изготовляется из стали марки Х18Н9Т по ГОСТ 14964—79 шириной от
800 до 1500 мм. Тканая сетка «Волна» с номером сетки 1,9X0,7 имеет следую-
щую характеристику: номинальный размер ячейки в свету по утку 1,9 мм, по
основе 0,7 мм; номинальные диаметры проволоки утка и основы 0,6 мм; живое
сечение — 40,9 %.
Применение тканой сетки «Волна» взамен щелевой сетки для обезвоживания
мелкого концентрата повышает производительность по исходному материалу
в 1,4—1,6 раза при практически одинаковых содержании твердого в подрешетных
водах и его гранулометрическом составе.
В условиях ЦОФ «Комендантская» при обезвоживании высокоабразивного
антрацитового концентрата ресурс сетки «Волна» составил 3 мес. При обезвожива-
нии менее абразивного мелкого коксующегося концентрата средний срок службы
сетки составляет 4—5 мес.
Запорожским метизным заводом в соответствии с ТУ 14-284-6—78 освоено
производство тканой сетки «Ю жанка» с прямоугольными ячейками.
Эта сетка предназначена для оборудования обезвоживающих грохотов и грохотов,
работающих на операциях по отмывке магнетита от продуктов тяжелосредн ого
обогащения, взамен щелевых колосниковых сеток (ГОСТ 9071—79). Выпускается
сетка «Южанка» в виде ткани простого переплетения с прямоугольными ячейками;
ширина сетки составляет 1000 и 1500 мм (табл. III.20).
Сетка «Южанка», изготовляемая из высоколегированной проволоки
(ГОСТ 14964—79) из стали марки Х18Н10Т (ГОСТ 5632—72), отличается от
других тканых сеток большим диаметром проволоки.
Для крепления тканых сеток названных типов на грохотах различных систем
применяются опорные рамки (рис. II 1.34). Металлическая рамка 1 изготовляется
из полосовой стали сечением 8X36 или 8X40 мм. В направлении движения мате-
риала рамкам придана выпуклость, которая обеспечивает плотное прилегание
полотна сетки к подситнику и исключает возможность подхлестывания сетки при
Таблица III.20
Характеристика сетки «Южанка»
Номер сетки
Параметр
1,4X0,4Х 1
1.5Х5Х 1,2
Размер ячеек в свету, мм:
ширина
длина
Диаметр проволоки, мм
Живое сечение, %
Масса 1 м2 сетки, кг
1,4
4
1
46,6
4,5
1,5
5
1,2
44,8
5,7
132
Рис. III.34. Конструкция опорной рамки для крепления тканых сеток «Луган-
ка» и «Волна»
знакопеременных нагрузках. Опорная часть рамки (подситник), на которую укла-
дывают сетку, образована шнурами 2 диаметром 10 мм из резины марки ИР-52.
Шнуры расположены с шагом около 50 мм и укреплены на торцах рамки петлями 3
на захватах 4, а на промежуточных опорах 5 — путем последовательного петле-
образного их обхвата с натяжением на межопорных пролетах.
Эластичные напряженные шнуры полностью исключают контакт проволочной
сетки с опорными элементами короба грохота. Поэтому в данном случае не наблю-
даются характерные для ранее применявшихся способов крепления порывы и
истирание сетки в местах ее контакта с металлическими опорными и прижимными
элементами.
По периметру рамки к металлическим планкам болтами 6 и гайками 7 кре-
пятся деревянные рейки 8 и 9. На рамку накладывается тканая сетка 10, края
которой прибиваются к деревянным рейкам. Места крепления сетки к рамке при
установке рамок на грохот накрываются прижимными элементами (планки,
брусья). Поверх сетки над промежуточными опорами рамки располагаются при-
жимные шнуры 11, концы которых в виде петли фиксируются на захватах 12,
приваренных к нижней части промежуточных опор 5. Прижимные шнуры ориенти-
рованы параллельно движению материала.
Чтобы предотвратить давление металлических полос на верхние прижимные
шнуры при установке рамок на грохоте, а также исключить попадание крупных
частиц в подрешетные воды при работе грохота, между резиновыми шнурами 11
поверх сетки к деревянным рейкам прибивают резиновую полосу 13.
Особенностями арфовидной сетки, изготовляемой из нагартованной
высокоуглеродистой проволоки II группы (ГОСТ 14964—79) в соответствии
с ТУ 14-4-909—78, являются повышенное живое сечение, продолговатая форма
ячеек и особое расположение трех пар сдвоенных проволок, придающих необходи-
мую жесткость полотну сетки. Карты арфовидной сетки устанавливаются в коробе
грохота таким образом, чтобы длинные стороны ячеек располагались поперек
движения материала.
Характеристика экспериментальных образцов арфовидной сетки
Размер ячеек сита, мм ................ 5Х 100; 6Х 120; 10Х 140
Диаметр проволоки, мм:
основы .................................. 2,2;	2,2; 3
утка..................................... 2,2;	2,5; 3,0
133
Живое сечение, %:
сетки с ячейками	6X120	мм ......................... 59,4
сетки с ячейками	10х 140 мм..................... 68,4
Размер карт, мм:
ширина.......................................... 1900
длина .......................................... 2350
Промышленные испытания экспериментальных образцов арфовидной сетки
были проведены на предприятиях ПО «Донбассантрацит» и «Донецкуголь» и пока-
зали целесообразность широкого их внедрения. По сравнению с сеткой, выпускае-
мой по ГОСТ 3306—70, применение арфовидной сетки на грохотах повышает их
удельную производительность на 25 % и обеспечивает увеличение срока службы
рабочей поверхности в 2 раза.
Основные достоинства проволочных арфовидных сит — большое живое сече-
ние и малая масса.
На грохотах, предназначенных для обезвоживания, обесшламливания,
отделения суспензии и отмывки утяжелителя, применяются щелевые ко-
лосниковообразные сетки (ГОСТ 9074—71) из высоколегирован-
ной проволоки трапециевидного сечения. Они представляют собой плоские карты
с гладкой рабочей поверхностью (рис. III.35), собранные из отдельных проволоч-
ных колосников 1. Колосники скреплены между собой соединительными шпиль-
ками 2 диаметром 8 мм, расположенными на расстоянии 80 мм друг от друга пер-
пендикулярно колосникам. Длина сетки кратна расстоянию между осями соедини-
тельных шпилек, а ширина — 50 мм. Толщина бортовых планок 3,57 мм, ширина
15—40 мм.
Проволочные колосники изготовляются из высоколегированной стали
(ГОСТ 14964—79) или латуни (ГОСТ 1066—80); бортовые планки и шпильки — из
углеродистой или высоколегированной стали. Внутри карты сетки вдоль прово-
лочных колосников могут устанавливаться дополнительные планки — такие же,
как и бортовые.
Щелевые сетки выполняют в виде жестких сварных карт с проме^Ч^Нныш!
планками. Колосники из нержавеющей стали сваривают между собой по петлям
вдоль соединительных шпилек и приваривают к поперечным окантовочным поло-
сам и продольным планкам, которые также сварены с поперечными окантовочными
полосами. Это придает жесткость всей карте.
Ресурс щелевых сеток, у которых шпильки и планки изготовлены из низко-
углеродистой стали, составляет 4—6 мес. При наличии планок и шпилек из нержа-
веющей стали, аналогичной по своим свойствам материалу колосников, ресурс
сетки увеличивается в 2—3 раза. Карты щеледой
сетки имеют те же размеры, что и рамки_с_ прово-
лочными или листовыми ситами. Это обеспечивает
взаимозаменяемость и унификацию деталей крепле-
ния просеивающей поверхности, а также возмож-
ность использования одного и того же грохота на
различных операциях грохочения. Нашли приме-
нение щелевые сетки, карты которых вогнуты попе-
рек движения ., грохотимого материала. Такие
карты более жестки, хотя трудоемкость их изгото-
вления несколько выше, чем у плоских карт. Вы-
Е5Н пуклости карт образуют пороги на пути движения
материала, что улучшает отделение воды при обез-
воживании продуктов обогащения.
Основные типы сит, применяемых для рассева
углей в зарубежной практике, по своей конструк-
ции мало отличаются от сит, выпускаемых в Со-!
ветском Союзе.	j
Однако некоторые виды зарубежных просеиваю-
щих поверхностей имеют существенные конструк-
тивные особенности.
В Швеции, Великобритании, ФРГ и других
Рис. П 1.35. Сетка щеле-
вая
странах для крупного и среднего грохочения приме-
няется гуммирование перфорированных металличе-
ских сит. Такие сита имеют ячейки размером до 200 мм,
134
Известны сита из резины, изготовляемые в ФРГ, Великобритании и Швеции.
Резиновые сита «Д у э н е р о» (Швеция) состоят из двух соединенных
вулканизацией разных по жесткости слоев резины: верхнего мягкого и нижнего
жесткого. Размеры сита IX 1,75 м, ячеек •— от 12 до 190 мм.
Принцип секционности положен в основу конструкции перфорирован-
ных сит «Р а п и д» (ФРГ). Эти сита набирают из согнутых U-образно штампо-
ванных стальных полосок. Отверстия в полосках расширяются в направлении
движения материала, что препятствует забиванию ячеек. Каскадность, обуслов-
ленная изгибом полосок, способствует хорошему разрыхлению грохотимого мате-
риала. Сита «Рапид» изготовляются с ячейками от 5 до 80 мм при толщине листа
от 1,5 до 5 мм.
Проволочные сита, применяемые за рубежом, изготовляются из проволоки
круглого, клиновидного, трапециевидного и других сечений. Проволочные
сита «Вибро» и «Ведра» (ФРГ) по своей конструкции аналогичны прово-
лочным ситам, выпускаемым по ГОСТ 3306—70 отечественными метизными заво-
дами. Сита «Вибро» предназначены для мелкого и среднего грохочения. Квадрат-
ные ячейки сит имеют размеры от 0,12 до 25 мм. Сита «Вибро-Малонг» изготовля-
ются с удлиненной ячейкой. Продолговатые отверстия этих сит имеют размеры от
0,25X0,8 до 10X20 мм. Пружинная проволока круглого профиля, из которой
изготовляются сита «Вибро», имеет диаметр от 0,06 до 3,4 мм.
Сита «Ведра» имеют квадратные ячейки и изготовляются из проволоки круг-
лого сечения с промежуточным рифлением. Помимо сит с квадратными отверстиями
производятся сита с продолговатыми ячейками «Ведра-Малонг». Ячейки сит
«Ведра-Малонг» могут быть расположены вдоль или поперек по отношению к на-
правлению движения материала. Для изготовления сит этих типов применяются
пружинная сталь, латунь, хромистая и хромоникелевая стали.
Отличительной особенностью плетеных сеток «Д о в е к с - Р»
является гладкая поверхность и жесткое соединение проволок утка и основы
в местах переплетения. Материалом для изготовления этих сит служит проволока
диаметром от 1,6 до 15 мм из пружинной или других сортов стали. Для сортировки,
влажного материала выпускаются сита «Довекс-Р» с продолговатыми ячей-
ками.
Сита «Дойр а» отличаются от сит «Довекс-Р» рифлением обеих проволок—
основы и утка (в узлах их соединения), что придает ситу жесткость и позволяет
сохранять при работе постоянный размер ячеек. Сита «Р а с т е к с» изготов-
лены из фасонной проволоки со специальным профилем высотой от 3,5 до 15 мм
и шириной верхней полки от 2,5 до 12 мм. Параллельные профили головки про-
волок и жесткое соединение проволок утка и основы способствуют увеличению
срока службы при рассеве абразивных материалов. Эти сита могут быть с квадрат-
ными или продолговатыми ячейками. Последние под названием «Растекс-Малонг»
применяются для грохочения влажного материала.
Для рассева материалов повышенной влажности производится ряд сит спе-
циальных конструкций. Эффективность рассева на них достигается в основном
благодаря самоочистке ячеек при колебаниях элементов сита относительно друг
друга.
Сита «А р ф а» имеют щелевые отверстия, образованные основой и тремя
парами поперечных проволок утка. Размер стороны ячейки вдоль основы дости-
гает 100—150 мм, вследствие чего при вибрациях грохота имеют место дополни-
тельные колебания проволок основы и очистка их от налипшего материала. Недо-
статок сит «Арфа» — засоренность подрешетного продукта вследствие прохожде-
ния сквозь сито крупных частиц плоской формы. Этот недостаток устранен
в с и т а х «С е р п а - А р ф а», которые отличаются от сит «Арфа» наличием
рифлений проволок основы в горизонтальной плоскости. Эти сита имеют ромбовид-
ные отверстия, близкие к квадратным, что обеспечивает чистоту под решетного
продукта.
Широкое распространение получили за рубежом сита «Серп а». В каче-
стве поперечных связей для закрепления продольных проволок применяются
стержни плоской формы. Ячейки имеют форму квадрата с закругленными краями
и расположены диагонально по отношению к направлению движения материала.
Гладкая с рабочей стороны поверхность сит «Серпа» предохраняет материал от
переизмельчения. Величина отверстий этих сит от 4 до 50 мм.
135
При изготовлении сит этого типа применяется проволока круглого и профи-
лированного сечения («Серпа-Н»), а также проволока прямоугольного сечения
(«Серпа-Ф»). Ширина сит 2 м, длина 5 м, средний срок службы около 3 мес. При
рассеве на этих ситах бурых углей срок службы возрастает до 1 года.
Сита «Ду о» (ФРГ) эффективно применяются для рассева влажных углей.
Эти сита набраны из расположенных в одной плоскости двух проволочных систем,
скрепленных между собой виброэлементами из резинометаллического соединения.
Каждая система состоит из двух проволок с канилировкой в горизонтальной
плоскости. Свободные колебания проволок и систем относительно друг друга
предотвращают залипание просеивающей поверхности. Сита «Дуо» имеют высокую
производительность, так как характеризуются большим живым сечением и хоро-
шей самоочисткой. Потребителям сита поставляются в окантованном виде, что
облегчает их установку на грохоте. Достаточно сильное и равномерное натяжение
полотна сита на грохоте обеспечивает надежность работы и значительный срок
службы.
Широко применяются перфорированные стальные листы с отверстиями разно-
образных размеров и форм, а также синтетические материалы взамен металли-
ческих ситовых полотен грохотов.
В ФРГ разработаны и поставляются сита «Ф о р с и п л а с т» толщиной
4—20 мм с квадратными отверстиями от 2 до 28 мм, с и т а «Л о з и пл а ст»
толщиной 20—130 мм с отверстиями от 30 до 125мм и щелевые сита
«Ш пальтофлекс»с шириной щели от 0,1 до 5 мм. Сита, изготовляемые из
полиуретана, отличаются высокой износостойкостью. Их можно устанавливать на
грохотах любых конструкций с продольным и плоским натяжением сит. Сита
выпускаются окантованными в виде готовых карт, снабженных элементами жест-
кости и арматурой для крепления. Конусность отверстий и эластичность сит
обеспечивают их хорошую самоочистку при грохочении.
Глава 2
ДРОБЛЕНИЕ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ УГЛЕЙ
§ 1. Основные понятия
Дробление — процесс разрушения кусков под действием внешних сил
для получения продукта заданной крупности.
Операции дробления и измельчения условно различают по
крупности готового продукта. В результате дробления получают продукт, круп-
ность которого превышает 3—6 мм, а в результате измельчения — продукт мельче
3—6 мм.
При добыче, подготовке к обогащению и обогащении углей в основном приме-
няют дробление; при подготовке к использованию и при использовании углей —
измельчение.
В зависимости от характера потребления углей и способов их переработки
дробление и измельчение могут быть самостоятельными (окончательными) и
подготовительными операциями.
Продуктами окончательного дробления на углеобогатительных и брикетных
фабриках являются некоторые товарные сорта, шихта для коксования и брикети-
рования; продуктами окончательного измельчения — шихта для брикетирования,
угли для сжигания в пылевидном состоянии и пробы углей для анализов различ-
ного вида. Подготовительное дробление применяется для подготовки углей к раз-
личным операциям обогащения.
Степень дробления (измельчения) — отношение размеров кусков
исходного материала D к размеру кусков продукта дробления (измельчения) d
I = D ]d.
136
В некоторых случаях степень дробления определяется как соотношение раз-
меров максимальных по крупности кусков материала до и после дробления
i -- D max Id max-
Наиболее распространенным показателем степени дробления является отношение
средневзвешенных диаметров исходного Dcp и дробленого JCD продуктов:
i = Z)Cp/dCp —	уР I ( У 1
где у и ух — выходы отдельных классов исходного и дробленого продуктов, %.
В качестве размерной характеристики крупности материала наряду с диа-
метрами отдельных частиц и средневзвешенными диаметрами как всего исходного
материала и продукта дробления (измельчения), так и отдельных, входящих в их
состав классов (см. раздел III гл. 1) при дроблении и измельчении широко приме-
няется такой показатель, как удельная поверхность материала.
Удельная поверхность сыпучего материала определяется по формуле
ЗуД “ 6/(6JC,p),
где 6 — плотность материала; dcp — средний диаметр кусков;
dcp = £у/2(т/^),
где у — массовый выход узкого класса крупности; d — средний диаметр узкого
класса крупности.
Число стадий дробления (измельчения) определяется начальной и
конечной крупностью материала. На углеобогатительных предприятиях применя-
ется дробление (измельчение) в открытом цикле, при котором материал проходит
через дробилку или мельницу только один раз. В случае многостадиального дроб-
ления (измельчения) общая степень дробления (измельчения) определяется как
произведение степеней дробления в отдельных стадиях:
( —	•• ,lri’
Дробление углей различают крупное (до 100—200 мм), среднее
(25—80 мм), мелкое (3—10 мм), а измельчение грубое (до 0,5 мм) и тонкое
«0,5 мм).
При крупном и среднем дроблении углей степень дробления принимается
равной от 3 до 8, при мелком от 10 до 30, при тонком измельчении от 25 до 60.
Степень дробления промпродукта перед его переобогащением зависит от размеров
вкрапленности породы в угле. На фабриках с гидравлическим методом обогащения
рядовой уголь дробят до 100 (150 мм), с пневматическим — до 50—75 мм. На сорти-
ровках, где дробление является самостоятельной операцией, крупные куски углей
и антрацита дробят до крупности 100 мм. Угольные концентраты перед подготов-
кой к коксованию измельчают до крупности <СЗ мм, а угли для сжигания в пыле-
видном состоянии — до крупности менее 0,1—0,2 мм.
Уголь по прочности относится к категории особо мягких (слабых) пород,
коэффициент крепости которых по шкале М. М. Протодьяконов а
составляет 2—5.
Работа, затрачиваемая на дробление (измельчение), пропорциональна вновь
образованной поверхности кусков (частиц) дробленого продукта:
А = /(AS,
где /С — коэффициент пропорциональности; о; о — временное сопротивле-
ние сжатию (Н*м)/м2; AS — площадь вновь образованной поверхности, м2.
В соответствии с законом дробления Кика—Кирпичева работа дробле-
ния пропорциональна объему деформируемых кусков:
А =	= KhP\
где Kk — коэффициент пропорциональности (Н*м)/м3; V — объем куска, м3;
D — характерный размер куска, м.
137
Зависимость между работой дробления (измельчения) и площадью вновь обра-
зованной поверхности частиц дробленого продукта выражена соотношением
где Ап — работа, затрачиваемая на дробление (измельчение) куска при степени
дробления (измельчения) /п; Л m —работа, затрачиваемая на дробление того же
куска при степени дробления (измельчения) im.
Зависимость между работой дробления и объемом деформируемых кусков
имеет вид
AnlAm ~ VnlV-m*
где V — объем деформируемых кусков.
Для однородных по составу углей
Ап! Ат ~ ^п/^т»
где G — масса деформируемых кусков.
Приближенно работа дробления куска объемом V может быть определена
по формуле
А = 0,5а2У/Е,
где о —• временное сопротивление сжатию, Па (для каменных углей о составляет
7—14 МПа, для антрацитов — 25—30 МПа); Е — модуль упругости, Па.
При определении работы дробления углей в формулу вводят поправочный
коэффициент 1,08
А = l,08(T2W(2£)
(для каменных углей Е составляет 670—3200 МПа, для антрацитов — 700 МПа).
Энергоемкость дробления (удельный расход электроэнергии
на дробление 1 т угля) вычисляют по формуле
Ел = N/Q,
где М — мощность, потребляемая электродвигателем дробилки, кВт; Q — про-
изводительность дробилки, т/ч.
§ 2. Конструкции отечественных дробилок
При дроблении углей наиболее часто применяются такие способы разрушения,
как раздавливание, раскалывание, излом и удар, а при измельчении — истирание
и удар.
Дробление углей осуществляется в механических дробилках, измельчение —
в механических барабанах с мелющими телами.
Выбор конструктивного вида дробилки и ее типоразмера определяется
прочностью и крупностью дробимого материала, требуемыми производительностью
и гранулометрическим составом дробленого продукта.
В отечественной практике для крупного дробления углей в основном приме-
няют дробилки щековые, валковые с зубчатыми валками, молотковые и роторные;
известны случаи использования для этой цели конусных дробилок.
Щековые дробилки. На угольных и сланцевых разрезах для дробле-
ния горной массы применяют щековые дробилки с простым движением щеки
ЩДП (ГОСТ 7084—80, ) (рис. Ш.36, табл. 111.21). Дробящими орга-
нами являются неподвижная щека, закрепленная в корпусе, и подвижная
щека, подвешенная на оси и совершающая вокруг нее качания. В некоторых
конструкциях щековых дробилок подвижная щека подвешена на эксцентриковом
валу, при помощи которого она приводится в движение.
Степень дробления в щековых дробилках составляет от 4 до 6. При выборе
щековой дробилки необходимо, чтобы ширина ее загрузочного отверстия была па
10—15 % больше размера наибольших кусков в питании.
Фактическая производительность дробилок может быть подсчитана по фор-
муле
Q = Qnp/pn,
138
Рис. III.36. Щековая дробилка:
1 — неподвижная щека; 2 — подвижная щека; 3 — ось подвижной щеки; 4 — вал
с эксцентриком; 5 — маховик; 6 — шатун; 7,8 — распорные плиты; 9 — тяга
Таблица III.21
Технические характеристики щековых дробилок ЩДП
с простым движением щеки (ГОСТ 7084—80)
Параметры
Производительность, м3/ч, не менее
Наибольший размер кусков исходного
материала, мм
Размеры приемного отверстия, мм:
ширина
длина
Ширина выходной щели, мм
Диапазон регулирования, мм, не менее
Ход щеки, мм
Число ходов подвижной щеки, мин
Угол захвата, градус
Мощность электродвигателя, кВт
Габаритные размеры, мм, не более:
длина
ширина
высота
Масса (без электродвигателя), т
Изготовитель —
160	280	450	750
750	1000	1200	1 700
900
1200
130
±35
30
210 (170)
22
100
5300
6000
4000
69
1200
1500
150
±40
32
150
24
160
6400
6800
5000
140
Волжский завод
1500
2100
180
±45
44
125 (100)
23
250
7500
7000
6000
245
цементного
2 100
2 500
250
±50
53
500
10 500
8 000
9 000
470
машино-
строения «Волгоцеммаш» (г. Тольятти)
139
Рис. III.37. Кинематическая схема
привода дробилки ДДЗ
Рис. III.38. Двухвалковая зубчатая
дробилка ДД36
где Qn — производительность дробилки по каталогу, т/ч; р — плотность дроби-
мого материала, кг/м3; рп — плотность материала по каталогу (рЛ = 2650 кг/м3).
С достаточной точностью производительность может быть определена по
эмпирической формуле
Q = 0,15upndbS,
где ц — коэффициент разрыхления (0,25—0,7); р — плотность материала, кг/м3;
л — число качаний щеки, мин"1; d — средний размер куска дробленого продукта,
м; b —• длина рабочей камеры, м; S — ход щеки, м.
Для выбора мощности электродвигателей (кВт) щековых дробилок пользу-
ются формулой
W = o2nb (D2 — d2)/(l 720 000£),
где о — временное сопротивление сжатию угля, Па; л — частота вращения эксцен-
трикового вала, мин"1; b, d — длина и ширина разгрузочного отверстия, см;
D — ширина загрузочного отверстия, см; Е — модуль упругости угля, Па.
Мощность электродвигателей щековых дробилок можно определить также по
эмпирической формуле
М = CLB,
где L, В — длина и ширина приемного отверстия дробилки, м; С — коэффициент,
значение которого зависит от размеров приемного отверстия; С = 1,7 — для
дробилок с загрузочным отверстием размером менее 250X400 мм; С — 1 —для
дробилок с загрузочным отверстием от 250X400 до 900X 1200 мм; С — 0,83 —
для дробилок с загрузочным отверстием 900Х 1200 и более.
Валковые дробилки. Для крупного и среднего дробления рядовых
углей, антрацита и горючих сланцев с примесями крупнокусковой породы с коэф-
фициентом крепости до 4 по шкале М. М. Протодьяконова большое распростране-
ние получили дробилки двухвалковые зубчатые ДДЗ.
Принципиальная кинематическая схема дробилок типа ДДЗ показана на
рис. III.37, а общий вид дробилки ДД36 — на рис. III.38.
Привод дробилки (см. рис. III.37 и рис. III.38) осуществляется от электро-
двигателя 1 через клиноременную передачу 2. На одном конце приводного вала 4
находится шариковая муфта 3 предельного момента, которая сглаживает и огра-
ничивает нагрузку при попадании между валками крупных недробимых предме-
140

Параметры
Таблица 111.22
Технические характеристики валково-зубчатых дробилок ДДЗ
Производительность, т/ч
Крупность загружаемого материа-
ла, мм, не более
Крупность дробленого продукта,
мм
Диаметр валков, мм
Длина валков, мм
Частота вращения валков, мин"1
Крепость дробимого материала (по
шкале М. М. Протодьяконова), не
более
Мощность электродвигателя, кВт,
не более
Ход подвижного валка, мм
Величина регулирования щели ме-
жду валками, мм, не более
Габаритные размеры, мм, не более:
длина
ширина
высота
ДДЗ 4
«Кальмиус-4»
ДД36
«Кальмиус-6»
ДДЗ ю
«Кальмиус-10»
ДДЗ 16
«Кальмиус-16»
ДДЗЭ15Х12
ддгю
20—100
100X200X300
0—25; 0—50;
0—75; 0—100;
0—125
400
500
60
4
13
150
105
2600
2500
925
Масса (без комплектующего обо- 4,3
рудования)
Изготовитель — Ясиноватский машиностроительный
* В зависимости от профиля зубьев.
60— 150
400X500X600
0—50; 0—75;
0—100; 0—125;
0—150
630
830
50
4
125_525
400X600X1000
0—100; 0—125;
0—150; 0—200;
0—250; 0—300
1000
1250
35
6
650—1000
1200Х300Х
Х1300
0—200;
0—300
1600
2000
41
8
150
90; 150 *
0—100;
0—70 *
1500
1200
40
6
20	40	250	2X55
200	300	400	100
150	240	400	Не регу- лируется
3520	5000	7465	6250
3270	4375	7985	4360
1235	1750	2607	2060
9,9	23,5	107,6	31,4
завод, Донецкая	обл.		
125 525
400X600X1000
0—100
юоо
1250
50
8—10
40
300
240
275
тов. Вращение неподвижному 12 и подвижному 11 зубчатым валкам передается от
приводного вала через редуктор 7 посредством шестерен 5, 6, 8 и 9. При попадании
недробимого предмета подвижный валок 11, связанный прижимным и пневмо-
гидравлическим амортизирующим устройством 10, отходит назад на 300—450 мм,
пропуская недробимый предмет, а затем возвращается в исходное положение.
Наиболее совершенной конструкцией дробилок этого типа является дробилка
ДД316. Наличие в ней пружинного амортизатора позволяет при малых габаритах
дробилки обеспечить широкую регулировку разгрузочного отверстия и больший
отход подвижного валка (до 450 мм). Зубчатая передача с плавающей шестерней
обеспечивает синхронность вращения валков при большом ходе подвижного валка,
а шариковая предохранительная муфта и электрическая предохранительная си-
стема позволяют сгладить пики и ограничить нагрузки при аварийных режимах.
Зубчатая передача дробилки ДД316 работает в масляной ванне с герметичным
корпусом, что увеличивает срок службы зубчатых пар и уменьшает шум во время
работы. Корпус дробилки выполнен пыленепроницаемым и для увеличения
долговечности футерован плитами.
В зависимости от места расположения привода дробилки выпускаются левого
и правого исполнения.
Исходный материал захватывается вращающимися навстречу друг другу
двумя валками с зубчатыми бандажами, выполненными в виде сегментов, и раска-
лывается зубьями. Крупность дробленого продукта регулируется установкой
соответствующих сегментов с зубьями и изменением зазора между валками от 50
до 150 мм с помощью подвижного валка, соединенного с амортизирующим устрой-
ством. Дробилки могут принимать куски размером 0,4D, гдсЛ — диаметр валков.
Степень дробления материала в этих дробилках составляет от 4 до 6.
Ориентировочную производительность (т/ч) дробилки ДДЗ рассчитывают
по формуле
Q = ЗбООЛ/щлб,
где L — длина валков, м; b — ширина зазора между валками в разомкнутом со-
стоянии, м; v — окружная скорость вращения валков, м/с;
v = лЛ/г/бО;
D —диаметр валка, м; п — частота вращения валков, мин-1; ц — коэффициент
разрыхления (для углей р — 0,15-:-0,27); 5- насыпная плотность, т/м5 (для
углей 6 ж 0,8 т/м3).
Окружная скорость вращения валков обратно пропорциональна твердости
и крупности дробимого материала. Мощность электродвигателя (кВт) для дроби-
лок ДДЗ, работающих на углях, пропорциональна длине валков и окружной
скорости их вращения. Мощность рассчитывают г:о формуле
N 0,95LDn.
Технические характеристики дробилок ДДЗ даны в табл. III.22. Для дробле-
ния горной массы с коэффициентом крепости 8 — 10 (по М. М. Протодьяконову)
разработана и выпускается дробилка ДДГ10 (см. табл. III.22).
Основным достоинством дроби пок ДДЗ являются простота конструкции,
удобство обслуживания и ремонта, сравнительно небольшой выход мелочи в дроб-
леном продукте, низкий удельный расход электроэнергии.
Для дробления сланца и горной массы ПО «Эстонсланец» изготовляются двух-
валковые зубчатые дробилки типа ДЗС, отличающиеся от зубчатых дробилок
вышеуказанных типов большей прочностью и конструкцией валков. Ведомый
валок, в отличие от валка дробилок ДДЗ, вращается в жестко установленных
на раме подшипниках. Каждый валок состоит из двух шестигранных ступиц,
к которым болтами прикреплены шесть сегментов. Для исключения возможности
отрыва сегментов болты предохраняются крюками, заходящими в специальные
пазы в ступицах.
Техническая характеристика дробилки ДЗС
Производительность, т/ч .................................... 250
Крупность дробленого продукта, мм..........................100	— 125
Максимальная крупность загружаемого материала, мм ....	500
142
Размеры валка, мм:
диаметр ................................................ 900
длина .................................................. 1200
Частота вращения валков, мин-1 .............................. 36
Мощность электродвигателя, кВт .............................. 46
Габаритные размеры, мм:
длина .................................................. 4000
ширина ................................................. 2940
высота................................................. 1500
Масса (без электродвигателя), т.............................. 11
Для дробления горючих сланцев на Эстонской ГРЭС установлена дробилка
ДДЗ 16. При зазоре между валками 200 мм и при максимальном размере кусков
исходного и дробленого продуктов соответственно 1300 и 320 мм производитель-
ность дробилки составила 1000 т/ч при удельной энергоемкости 0,32 (кВт-ч)/т.
Г ранулометрический состав дробления сланцев в дробилке ДДЗ 16 следующий.
Класс, мм
>1200
900—1200
550—900
350 — 550
Выход продукта, %
исходного дробленого
2	—
4	—
12	—
25	—
Класс, мм
250-350
150—250
0—150
Выход продукта, %
исходного дробленого
21	10
16	40
20	50
Наряду с двухвалковыми зубчатыми дробилками ДДЗ «Кальмиус» освоен
выпуск дробилок ДДЗЭ.
Валково-зубчатая дробилка ДДЗЭ15Х12 так же, как и дробилка ДЗС,
в отличие от дробилок ДДЗ, имеет индивидуальный привод каждого валка. Валки
с редуктором и электродвигателем соединены карданной передачей и снабжены
зубьями различного профиля. Для крупного дробления каменного угля на элек-
тростанциях применяют двухвалковые дискозубчатые дробилки (табл. III.23).
Таблица III.23
Технические характеристики дискозубчатых дробилок ДДЗ
Параметры	ДД3500-6	ДД31200Х 1000	ДД31250Х1800
Производительность, т/ч	300	700	1200
Максимальная крупность загру- жаемого материала, мм	500	900	900
Крупность дробленого продукта, мм Размеры валков, мм:	До 150	До 250	До 250
диаметр (по выступам зубьев)	500	1250	1250
длина Частота вращения валков, мин”1:	1100	1000	1800
ведущего	235	200	200
ведомого	117,5	170	170
Мощность электродвигателя, кВт	34	30X2	55X2
Частота вращения, мин"1 Габаритные размеры, мм:	975	735	735
длина	2434	4400	5720
ширина	1375-	2800	2800
высота	1215	1600	1600
Масса дробилки без электродвига- теля, т	4,5	13,5	18,5
Изготовители —	Литейно-	Машиностроительный завод	
	механи- ческий завод, г. Те- миртау	«Строммашина»	, г. Кострома
143
У этих дробилок в средней части квадратного вала
каждого валка насажены шесть разъемных дисков
с длинными клювообразными и короткими зубьями
(рис. Ш.39), а привод дробилки оборудован ре-
ле РМН-7011, предназначенным для отключения
электродвигателей в случае срезания предохрани-
тельного штифта на одном из шкивов или при
неожиданном снижении скорости вращения ротора
электродвигателя.
Дробящее действие дробилок ДДЗ — раска-
лывание при небольшом истирании. Однократность
прохождения дробимого материала между валками
Рис. III.39. Форма зубьев
и способ их крепления в
дробилке ДД3500-6
обусловливает малый выход мелочи в дробленом
продукте, причем выход класса меньше 1 мм после
дробления не превышает 7—9 %.
Для крупного дробления
среднего и мелкого дробления
горной массы,
углей и пром-
продукта, подготовки шихты к коксованию на углеобогатительных фабри-
ках и коксохимических заводах применяют дробилки ударного действия —
молотковые и роторные. Дробящими элементами этих дробилок
в основном являются вращающиеся билы. Вмо лотковых дробилках
билы, называемые молотками, шарнирно закреплены на дисках вращающегося
ротора, а в роторных^—жестко.
При переработке углей применяют однороторные молотковые дробилки
с реверсивным и с нереверсивным ротором (табл. III.24). Однороторные молотко-
вые дробилки в большинстве случаев оборудованы колосниковыми решетками для
Таблица III.24
Технические характеристики однороторных молотковых дробилок
(ГОСТ 7090—72)
Параметры
Производительность, т/ч
Наибольшая крупность загру-
жаемого материала, мм
Крупность дробленого продук-
та, мм
Размеры ротора, мм:
диаметр
ширина
Частота вращения ротора, мин"1
Мощность электродвигателя,
кВт
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, т
Изготовители —
М-6-4Б
(СМД-112)
М-8-6Б
(СМ-431)
М-13-16В	М-20-30Г
(СМД-12)	(СМД-98А)
12—15	18-24	200	850—1000
150	250	400	400
0—30	0—13	0—10	0—15
600	800	1300	2000
400	600	1600	3000
1250	1000	735	490
17	55	250	1250
1100
1031
1150
1,37
Ухоловский
1350
1255
1230
2,24
завод
Рязан-
«Стр омм а ш и н а»,
г. Ухолово,
ская обл.
2400
2800
1900
16
Выксун-
ский за-
вод дро-
бильно-
7980
3800
3100
53,5
«Волгоцем
маш»
размоль-
ного обо-
рудова-
ния Горь-
ковская
обл.
144
Рис. 111.40. Нереверсивная молотковая дробилка

Рис. III.41. Реверсивная молотковая дробилка
контроля крупности готового продукта, однако имеются самоочищающиеся дро-
билки, у которых колосниковые решетки заменены подвижными отбойными пли-
тами конвейерного типа. В нереверсивных молотковых дробилках (рис. III.40)
загрузочное отверстие находится в боковой части корпуса, в реверсивных —
сверху (рис. III.41).
Привод дробилки (см. рис. III.41) осуществляется через ременную передачу
или через упругую муфту непосредственно от электродвигателя. Корпус дробилки
1 изготавливают разъемным и футеруют стальными броневыми плитами 2. Ротор
дробилки представляет собой вал 6 с набором чередующихся шайб и дисков <3,
на которых шарнирно укреплены молотки 5. Ротор подвергается тщательной
146
балансировке. Колосниковая решетка 4 из трапециевидных колосников выполня-
ется съемной и подвижной, что позволяет регулировать с помощью специального
приспособления зазор между внутренней поверхностью решетки и внешней окруж-
ностью вращения молотков. Зазор зависит от крупности дробления. При крупном
дроблении зазор должен быть в 1,5—2 раза, а при мелком в 3—5 раз больше
диаметра кусков дробленого продукта.
Форма и масса молотков выбираются в зависимости от свойств дробимого
материала и требуемой крупности дробления. Для дробления углей наряду с мо-
лотками колосникового типа применяются также молотки скобообразной формы.
Молотки выпускают массой от 1 до 135 кг. При дроблении крупного материала
применяют меньшее число молотков большой массы.
С уменьшением крупности исходного материала число молотков возрастает,
а масса их соответственно уменьшается. Гранулометрический состав дробленого
продукта зависит от степени износа молотков. Чем больше износ, тем меньше
степень дробления и, следовательно, больше классов в дробленом продукте.
Дробящий эффект (Н’М) молотков зависит от их кинетической энергии
Е = 0,5Gu2/g,
где G — вес молотка, Н; v — окружная скорость молотков, м/с; g — ускорение
свободного падения, м/с2.
Производительность (т/ч) ударных (молотковых и роторных) дробилок опре-
деляют по формуле
Q KLD2n?/[3 600 (i — 1)],
где К — коэффициент, зависящий от конструкции дробилки и твердости дроби-
мого материала (для углей 0,12—0,22; меньший предел—для бурых углей,
больший—для антрацитов); L—длина ротора, м; D—диаметр наружной
окружности вращения молотков, м; п — частота вращения ротора, мин-*; i —
степень измельчения.
Производительность молотковых дробилок значительно снижается при дроб-
лении влажных углей, соответственно увеличивается расход электроэнергии.
Влажные угли часто дробят при снятой колосниковой решетке. Молотковые дро-
билки характеризуют наружным диаметром ротора (с молотками) и его длиной.
Степень дробления в этих дробилках составляет до 15. Мощность двигателя рас-
считывают по формуле
М = 0,15Ln.
Наибольшее применение реверсивные молотковые дробилки находят в цехах
углеподготовки коксохимических заводов для окончательного дробления обога-
щенной шихты. Изготовляются они Ново-Краматорским машиностроительным
заводом и Электростальским ордена Ленина заводом тяжелого машиностроения.
Сызранский турбостроительный завод выпускает молотковые дробилки
ДМРЭ 10X10, ДМРИЭ14,5Х13 и ДМ 1500X 1500-1000.
Техническая характеристика дробилки ДМ 1500X 1500-1000
Дробимый материал.....................................
Производительность, т/ч...............................
Крупность, мм:
дробимого материала ..................................
дробленого продукта ..............................
Содержание класса 0- 3 мм в дробленом продукте, %
Диаметр ротора, мм....................................
Частота вращения ротора, мин'1........................
Число молотков........................................
Масса молотка, кг.....................................
Мощность электродвигателя, кВт........................
Габаритные размеры, мм:
ширина ...............................................
высота ...........................................
длина ............................................
Масса, т .............................................
Твердый уголь марки Г,
мягкий уголь марок К и Ж
До 500
До 120
Менее 3
90
1500
1000
63
20,2
800
3416
2500
5360
23,5
Роторные дробилки ударно-отражательного действия широко
применяются в отечественной и зарубежной практике для дробления материалов
прочностью до 150 МПа и крупностью до 1000 мм.
147
6
7
Рис. III.42. Роторная дробилка ДРК 16X12
Основным рабочим органом дробилок является массивный широкий ротор
с жестко закрепленными на нем дробящими элементами (билами). Дробление
материала происходит путем удара материала о била, футеровочные устройства
(стержни, плиты, колосники и др.) и кусков друг о друга.
Роторные дробилки выпускают двух типов: ДРК — для крупного дробления
и ДPC для среднего и мелкого дробления (табл. Ш.25). Дробилка ДРК 16X12
(рис. III.42) состоит из ротора 2, посаженного на вал бил /, корпуса 4, Длина
бил равна длине ротора. Билы изготавливают из высокопрочной стали, их рабочие
кромки наплавляют электродами из твердого сплава. В корпусе дробилки над
ротором подвешены отражательные плиты 5. Плиты опираются на пружинно-
регулировочные устройства 6, позволяющие регулировать размер выходной щели,
а также пропускать недробимые предметы при попадании их в камеру дробления.
Для удобства’ремонта, быстрой смены бил и футеровок верхнюю часть кор-
пуса дробилки выполняют разъемной и откатываемой по рельсам специальным
механизмом 7. В корпусе дробилки предусмотрены люки для осмотра и выполне-
ния мелкого ремонта. Камера дробления герметизирована путем уплотнения всех
соединений корпуса и люков. Электродвигатель соединен с ротором клиноремен-
ной передачей, частоту вращения ротора можно изменять путем замены шкивов.
Дробилки ДРС аналогичны по конструкции дробилкам ДРК. Отличаются они
установкой трех отражательных плит. Важнейшими параметрами, определяю-
щими производительность и крупность дробления роторных дробилок, являются
размеры ротора.
В соответствии с ГОСТ 12375—70 у роторных дробилок крупного дробления
диаметр ротора Г)р должен быть в 1,7—2 раза больше диаметра максимального
куска £)м, а соотношение длины ротора с его диаметром должно составлять 0,8.
Для роторных дробилок среднего и мелкого дробления по ГОСТ 12376—71 £>р =
= 3,3£>м, a LlD^ 1.
Ориентировочно объемная производительность роторных дробилок крупного
дробления может быть определена по формулам
Comax -47K(DpL)1^;
Со min - 22ЯГ (£) рЛ)1 •3;
где Со max и Со min—предельные значения объемной производительности, м3/ч;
К — коэффициент, учитывающий конструктивные особенности дробилок (К —
= 0,64-1,4).
148
Таблица III.25
Технические характеристики роторных дробилок для крупного, среднего и мелкого дробления
Параметры
ДРК 8X6
(СМД-85)
ДРК 12X10
(СМД-86)
ДРК 16X12
(СМД-95)
ДРК 20х 16
(СМД-87)
ДРС 20X 16
(СМА-87)
ДРС 12X12
(СМД-75)
Производительность, м3/ч
Наибольшая крупность загружаемого материала,
мм
55
400
Окружная скорость бил ротора, м/с
Зазор, мм:
между билами и передней плитой
между билами и задней плитой
Размеры ротора, мм:
диаметр
длина
Мощность электродвигателя, кВт
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, т
Изготовители —
(20; 26,5;
35
16—160
16—100
800
630
40
2500
1700
2150
6
125
600
20; 26,5;
35
25—250
25— 150
1250
1000
ПО
3200
2350
2800
15
200
800
20; 26,5;
35
32—320
32—200
1600
1250
160
4200
2900
3500
30
Выксунский завод ДРО
370
1100
20; 26,5;
35
40—400
40—250
2000
1600
250
5600
3600
4400
68
200	125
375	300
20; 24; 28,8;
34,6; 41,5;
50
20—250
20—185;
20— 100
1250
1250
200
3400
3200
2800
18
«Волге--
цеммаш»
16—200
16—150;
16—80
1000
1000
132
ш
2800
2100
10
Выксунский
завод
ДРО
Для дробления углей, промпродукта и породы в шахтах применяют отбойные
центробежные дробилки ОЦД.
Дробилка ОЦД50С (рис. 111.43) не имеет колосниковой решетки, длина молот-
ков равна длине ротора. Молотки изготовляются из стали марки 45, а рабочие
кромки наплавляются электродами из твердого сплава Т-620. Отбойные плиты
крепятся к корпусу дробилки амортизаторами, работающими на сжатие. В загру-
зочной части дробилки подвешиваются цепи, которые служат для обеспечения
равномерной загрузки и предотвращения выбрасывания дробимого материала.
Рис. Ш.43. Отбойная центробежная дробилка ОЦД50С:
/ — ротор с жестко закрепленными молотками (билами); 2,3 — корпус, разделенный на
две части; 4 — цепь; 5 — отбойные плиты; 6 — амортизаторы
Технические характеристики отбойных центробежных дробилок ОЦД
ОЦД50	ОЦДЮО
Производительность, т/ч ........................... 50
Максимальная крупность загружаемого материала, мм 350
Размер дробленого продукта, мм .................... 0 -80
Размеры загрузочного отверстия, мм:
ширина	......................................... 500
длина............................................... 620
Размеры ротора, мм:
диаметр	по	выступам бил........................... 600
длина рабочая....................................... 590
Частота вращения ротора, мин"1 .................... 600; 1200
Число бил................................................ 3
Окружная скорость бил, м/с ........................ 18,8; 37,7
Мощность электродвигателя, кВт.......................... 40
Частота вращения, мин"1................................ 1485
Габаритные размеры, мм;
длина................................................. 1870
ширина ........................................ 1525
высота....................................... .	1545
Масса дробилки без	электродвигателя, т ......... 3,09
Изготовитель • Ясиноватский машиностроительный завод, Донецкая
100
500
0-80
665
900
800
855
292; 370; 486
4
12,2; 15,5; 20,3
75
990
2325
2015
1925
6,92
обл.
150
Рис. Ш.44. Конусная дробилка:
а, б — различные положения дробящего конуса; в — общий вид конуса; /, 4, 5 —' кор-
пус дробилки; 2 — вертикальный вал; 3 — футеровочные плиты корпуса; 6 — эксцен-
трик; 7, 8 — конические шестерни; 9 — приводной вал; 10 — шкив; 11 — подшипник;
12 — втулка; 13 — дробящий конус
Конусные дробилки (рис. Ш.44) в угольной промышленности
применяют для дробления горной массы. В соответствии с ГОСТ 6937—81 оте-
чественной промышленностью освоен выпуск типоразмерного ряда конусных
дробилок. Для крупного дробления изготавливаются конусные дробилки ККД
и дробилки редукционного дробления КРД, для среднего и мелкого дробления —
дробилки КСД и КМД двух исполнений (Гр — грубого и Т — тонкого дробления)
(табл. III.26 и III.27).
Рабочими органами конусной дробилки являются неподвижный конус,
облицованный футеровочными плитами, и расположенный внутри него подвиж-
ный дробящий конус, сидящий на вертикальном валу. Верхний конец вала шар-
нирно подвешен на крестовине, а нижний помещен в эксцентрик, вращающийся
во втулке.
Ось вала при движении описывает коническую поверхность, а дробящий конус
совершает круговые движения, последовательно приближаясь и удаляясь от
внутренней поверхности неподвижного конуса. Размер разгрузочного отверстия
регулируется перемещением точки подвеса дробящего конуса.
Выпуск конусных дробилок КСД-бООГр и КСД-900Т, помимо Уралмашзавода,
освоен также Костромским заводом «Строммашина» и Выксунским заводом
ДРО, где изготавливают дробилку СМ-560А для разрушения высокопрочных
горных пород.
Производительность конусных дробилок определяют по формуле
Q 0,34p,pDHdTp/(tg + tg а2),
а мощность электродвигателя по формуле
N =	(D2 ~~ d2)/(550 000£),
151
Таблица II 1.26
Технические характеристики конусных дробилок ККД и КРД
для крупного дробления
Производительность(при
дроблении материала
средней прочности), м3/ч
Максимальная крупность
загружаемого материа-
ла, мм
Ширина, мм:
загрузочного отвер-
стия
разгрузочного отвер-
стия
Диаметр основания дро-
бящего конуса, мм
Число качаний дробя-
щего конуса, мин-1
Число электродвигате-
лей
Мощность электродви-
гателя, кВт
Частота вращения, мин-1
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота (от фундамента)
Масса дробилки без элек-
трооборудования, т
Изготовитель —
150	320	560	1 150	2 300	550
400	750	1 000	1 200	1 200	750
500	900	1 200	1 500	1 500	900
75	160	150	180	300	100
1220	1636	1 900	2 520	3 200	2 340
160	125	100	80	82	НО
1	1	2	2		1
125	250	200X2	320X2	400X2	400
740	735	590	590	590	590
3330	6940	12 070	13 410	14 920	11 675
2450	3940	4 640	5 894	6 150	5 000
3540	5440	6 545	7 600	8 280	7 290
38,5	134,6	228,2	393	610,9	278,3
Уралмашзавод, г. Свердловск
где ц — коэффициент разрыхления углей, равный 0,25—0,5; р — плотность
углей, кг/м3; DH — диаметр нижнего основания дробящего конуса, см; D, d —
соответственно ширина загрузочного и разгрузочного отверстия, см; т] — эксцен-
триситет дробящего конуса, см; п — частота вращения эксцентрика, мин’1;
«1, а2 — углы наклона неподвижного и дробящего конусов, градус; ст — временное
сопротивление углей сжатию, Па; Е — модуль упругости углей, Па.
Дробилка КДМК-4 (рис. III.45) применяется на гидрошахтах для
дробления крупных углей перед углесосами, а также для дробления породы при
гидротранспорте и гидрозакладке. Рабочими органами дробилки служат подвиж-
ный конус и неподвижное дробильное кольцо. Дробильный конус состоит из
верхнего и нижнего конусов, жестко насаженных на вертикальный вал, вращаю-
щийся в конических роликоподшиниках. На поверхности обоих конусов имеются
рабочие ребра, наплавленные твердым сплавом, а в нижнем конусе — отверстия
для ускорения выхода мелких классов из зоны дробления. На верхнем конце вала
посажен'шкив, который приводится во вращение от привода. Загрузка угля
в дробилку осуществляется через приемное окно кожуха треноги. Разрушение
самых крупных кусков происходит в верхней зоне при помощи дробящих ребер
верхнего конуса. Меньшие куски проталкиваются наклонными плоскостями ребер
в среднюю зону дробления. В средней зоне материал подвергается разрушению и
одновременно проталкивается в нижнюю зону дробления, где куски разрушаются
аналогичным образом до заданной крупности.
152
Т а б л и ц~а Ш.27
Технические характеристики конусных дробилок КСД и КМД
для среднего и мелкого дробления
Параметр
Производительность (при
дроблении материала сред-
ней твердости в открытом
цикле), м3/ч
Максимальная крупность
загружаемого материала, мм
Ширина загрузочного от-
верстия, мм
Диапазон регулирования
разгрузочного отверстия
в фазе сближения профи-
лей, мм
Диаметр основания дробя-
щего конуса, мм
Число качаний дробящего
конуса, мин-1
Мощность электродвигате-
ля, кВт
Частота вращения, мин-1
Масса дробилки с системой
смазки (без электрооборудо-
вания и смазочной стан-
ции), т
Расход подаваемого в ма-
шину масла в циркуляцион-
ной системе смазки, л/мин
Изготовитель —
160—300 120—340 340—580 40—120 75—220
215	250	300	85	100
250	275	350	100	130
25—60	10—30	30—60	5—15	5-15
1750	2200	2200	1750	2200
245	242	242	260	242
160	250	250	160	250
735	490	490	735	490
53	53	98	53	98
70	125	125	70	125
	Уралмаша	авод, г. С	«вердловск	
Процесс дробления материала происходит непрерывно по всему рабочему
пространству, образованному дробящей парой. Производительность дробилки
130—150 т/ч, размер загрузочного отверстия 370X700 мм, крупность дробленого
материала 0—80 мм, габаритные размеры, мм: длина — 2470; ширина — 1440;
высота 1440. Масса 3 т.
Барабанные грохоты- дробилки предназначены для механи-
зации на шахтах и обогатительных фабриках процесса удаления из горной массы
крупнокусковой породы и посторонних предметов. Принцип действия дробилки
основан на использовании эффекта избирательного дробления, который достаточно
высок для углей и породы, т. е. при свободном падении и ударе о решета дробилки
угли разрушаются и просеиваются через отверстия сита, а недробящиеся предметы
и твердые куски породы размером больше отверстия сит транспортируются к месту
разгрузки и выводятся из барабана.
Для дробления в барабанных грохотах-дробилках частоту вращения барабана
выбирают из условия п < дкр, где п — частота вращения барабана, мин-1; пКр —
критическая частота вращения, при которой сила тяжести дробимого куска урав-
новешивается центробежной силой, мин"1
п = 42,3/К^б.
где Dq — диаметр барабана, м.
153
rm3nmsxas5SXSSS3SS3==c=ssxnn==ffi=s	’	1 • д/гттт? г/г?; jj
Рис. 111.45. Конусная дробилка КДМК-4:
1 — шкив; 2 — тренога; 3— кожух корпуса; 4 — конус дробильный; 5 — кольцо дробильное; 6 — крестовина; 7 — рама’с карет-
кой	'
Рис. III.46. Барабанная дробилка ДБ28
При п < пкр дробимый материал при вращении барабана, двигаясь по круго-
вой траектории, поднимается по стенке барабана вверх до определенной точки,
а затем падает вниз по параболической траектории. Угол отрыва при переходе
дробимых кусков с круговой траектории на параболическую определяется зави-
симостью
а0 = агссо< /?оп2/9ОО,
где — рабочий радиус барабана;
== 0,5 (Dq ^исх)>
^исх — средний диаметр дробимого куска, м.
Установлено, что наибольшая работа дробления в гладком бесполочном бара-
бане совершается при угле отрыва а = 54° 40', тогда оптимальная частота вра-
щения барабана
^опт“ 32,2/Dq.
Для увеличения угла отрыва в барабанах устанавливают подъемные полки.
Барабанный грохот дробилка 1рис. III.46) состоит из перфорированного барабана
Д вращающегося вокруг горизонтальной оси; кожуха 2; роликов опорных 5;
рамы опорной 4; привода 5.
Для удобства монтажа, демонтажа и транспортирования барабан выполнен
разборным. Он имеет зубчатый венец, решета, продольные балки, полки, подни-
мающие материал, и разгружающие лопатки. Решета изготовляют из листов стали
толщиной 25 мм с круглыми отверстиями диаметром 50, 100, 150, 200, 250 и 300 мм.
Внутри барабана устанавливают пять рядов полок сварной конструкции с ра-
диальным углом наклона 15° и продольным — 5°. Кожух состоит из отдельных
сварных секций и служит для предотвращения попадания пыли, образующейся
при работе дробилки, в рабочее помещение. Привод дробилки смонтирован на
сварной раме. Продукт, подлежащий дроблению, загружается через отверстие
в торцовой части барабана, полками поднимается на некоторую высоту и сбрасы-
вается вниз на решета барабана. Раздробленный до размера отверстия продукт
просыпается, а надрешетный /крупная крепкая порода, дерево и другие посторон-
ние предметы) направляющими лопатками продвигается к разгрузочному желобу.
Процессы дробления, грохочения и удаления недробящихся предметов
происходят одновременно. Дробилка ДБ28 является машиной ударного действия,
передающей вибрации на основание, поэтому оно должно быть рассчитано не
только на массу дробилки, но и на возникающие при работе динамические на-
грузки.
Технические характеристики грохотов-дробилок
ДБ22	ДБ28
Производительность, т/ч	... 130; 200; 250; 400	240; 300; 550; 750
Крупность загружаемого материала, мм . .	До 600	До 800
Диаметр отверстий решет, мм................. 50;	80; 100; 150	50; 100; 200; 300
155
Размеры барабана, мм:
диаметр ............................................ 2200
длина .......................................... 2800
Частота вращения	барабана,	мин 1............... 16,1
Мощность электродвигателя,	кВт................... 20
Масса, т............................................. 19
2800
4500
15,5
50 — 75
30,8
Пархоменко
Изготовитель — Карагандинский машиностроительный завод № 2 им.
Гипромашуглеобогащением и ПОТТ разработан грохот-дробилка БГД-26Х 60,
предназначенный для избирательного дробления углей и горючих сланцев до
заданного предела крупности с одновременной классификацией и удалением части
породы и посторонних предметов.
Техническая характеристика грохота-дробилки БГД-26Х60
Производительность, т/ч, при отверстиях в решетах, мм:
300	..........................................
200	..........................................
150	..........................................
100	..........................................
Крупность загружаемого материала, мм................
Крупность дробленого материала, мм..................
Размеры барабана, мм:
внутренний диаметр..................................
длина ..........................................
Частота вращения барабана, с-1	..................
Мощность электродвигателя, кВт......................
Габаритные размеры, мм:
длина ..............................................
ширина .........................................
высота .........................................
1000
650
550
400
500Х800Х 1000
0-100; 0—150; 0—200; 0 — 300
2560
6000
0,23
75
9580
4415
4060
Масса, т.......................................... 42,3
Изготовитель — Карагандинский машиностроительный завод № 2 им. Пархоменко
Приемочные испытания опытного образца грохота-дробилки БГД-26Х60
проведены на ОФ ш. «Северная» ПО «Воркутауголь». Производительность грохота-
дробилки по питанию достигала 750 т/ч (табл. Ш.28).
Производительность барабанных грохотов-дробилок может быть рассчитана
по формуле
Q 0,72S|ipn tg е /flW,
где S — число рядов подъемных полок; ц — коэффициент разрыхления движу-
щейся массы угля; р — плотность угля, кг/м3; п — частота вращения барабана,
мин-1; £ — угол наклона подъемных полок, градус; R — радиус барабана, м;
h — толщина естественной постели (принимается от 0,05 м до удвоенного размера
отверстий в сите), м.
§ 3. Зарубежные дробилки
За рубежом для дробления угля выпускаются различные типы дробилок,
конструкции большинства из них мало отличаются от конструкций отечественных
дробилок. При их изготовлении зарубежные фирмы применяют специальные изно-
состойкие материалы, что обусловливает продолжительный срок их эксплуатации.
Некоторые типы зарубежных дробилок представляют практический интерес.
Применяемая в ЧССР зубчатая дробилка с рифленой подвижной щекой
предназначена для дробления углей до крупности 0—100 мм.
Техническая характеристика зубчатой дробилки
Производительность, т/ч...........................20—70
Мощность электродвигателя,	кВт ................... 26
Частота вращения	валков,	мин"1 ................. 90
Габаритные размеры, мм:
длина ....................................... 2805
ширина ..................................... 2000
высота.......................................1500
Масса, т............................................ 5
156
Таблица III.28
Результаты испытаний грохота-дробилки БГД-26Х60
Класс крупности, мм	Продукты	Режим работы													
		I							и						
		Исходи ый		Подрешетн ый		Надрешетный			Исходи ый			Под- решет- ный	Надрешетный		
		Вы- ход, о/ /0	Ad, %	Выход, % к ис- ходному	Ad, о/ /0	Выход, %		Ad, %	Вы- ход, о/ /0	Ad, 0/ /0	Выход, % к ис- ходному		Выход, %		О/ /0
						к про- дукту	к ис- ход- ному					Adt 0/ /0	к про- дукту	к ис- ход- ному	
>150	Уголь Отходы	1 3	13,3 91				Ihmiii 	1,3 98,7	0,01 0,99	12 90,8	1,15 3,45	9,7 91,6		1	0,86 99,14	0,01 1,13	11 91,7
	Питание	4	71,6		’	—-—	100	1,0	89,8	4,6	71,1		—	100	1,14	91
100— 150	Уголь Отходы	0,5 3,0	12,7 90,5	0,35 3,21	13,7 90,2		—	-		1,40 2,25	16,6 91,5	1,08 2,72	15,8 91,5	 '				—
	Питание	3,5	79,4	3,56	82,7	—' 	 —		3,65	62,8	3,8	69,9							—
50—100 25—50 13—25 6—13 0—6	Уголь » »	10,1 8,8 13,3 60,3	! 65,8 57,5 48,2 24,3	10,5 10,35 13,31 61,28	66,2 57,7 49,6 24,6	1111			9,5 8,4 14 10,4 49,45	64,5 56,6 46,6 38 21,1	11,76 8,51 14,34 10,62 49,83	64,4 55,8 49,4 35,3 21,2	—		1111	
Суммарный класс		100	38,4	99	37,8	100	1	89,7	100	37,4	98,86	36,8	100	1,14	91
Примечание. Режим I — частота вращения барабана 0,257 с"1, число полок — 16 (8 рядов). Режим II — частота вращения барабана
S3 0,23 с”1, число полок 9 (4 ряда).
Фирма «Машиненфабрик Аульман унд Бекшульте» (ФРГ) выпускает пере-
движную дробилку SK 1500. На горизонтальном валу дробилки установлены
ударные головки для дробления крупных кусков рядового угля непосредственно
после добычи до крупности, требуемой для транспортирования. Диаметр внешней
окружности ударных головок 1200 мм, маховой момент 3,5 кН. Максимальная
крупность кусков рядового угля составляет 1500 мм. Дробление осуществляется
в одну стадию до крупности менее 250 мм при пропускной способности 1500 т/ч.
На валу попарно со смещением на 180° установлены четыре ударные головки со
сменными наплавленными остриями. Вал дробилки установлен на двух гидро-
цилиндрах и при попадании недробимого тела ударная система отклоняется
вверх. Мощность привода равна 100 кВт. Вся дробилка установлена на
полозьях.
Другой передвижной агрегат выпускает фирма «Айзенверк Везерхютте АГ»
(ФРГ). Установка передвигается на восьми пневматических шинах диаметром
2850 мм со скоростью 1,8 км/ч. Масса агрегата 420 т. При пропускной способности
1200 т/ч исходные куски размером 1000X1500X2000 мм дробятся до крупности
менее 300 мм.
Щековая дробилка WB14, выпускаемая фирмой «Вестфалия Люнен» (ФРГ),
имеет высокую производительность при использовании в качестве проходной
машины. Материал проходит через дробильную установку по конвейер}' в один
прием без изменения направления транспортирования. Большие дробящие усилия
действуют главным образом в направлении качания подвижной щеки, а не на
износостойкий конвейерный желоб. Скорость транспортирования определяется
производительностью дробилки по исходному материалу и его крупностью. На
дробилке установлены гидромуфта и электронное отключающее устройство для
защиты от перегрузки.
В угольной промышленности зарубежных стран для дробления породы и
промпродуктов на обогатительных фабриках широкое применение находят конус-
ные дробилки. Американская фирма «Нордберг» выпускает конусную дробилку
«Интермедиант» двух типоразмеров для среднего и мелкого дробления с подвижным
конусом диаметрам 559 и 765 мм. В них применены сферическая опора подвижного
конуса и переменный зазор в эксцентриковом узле.
Для крупного и среднего дробления фирма «Шипбридж» (Великобритания)
выпускает конусные бесшестеренчатые дробилки с боковой разгрузкой и непосред-
ственным ременным приводом эксцентрика. Конструктивными особенностями этих
дробилок являются наличие промежуточной выравнивающей втулки эксцентрико-
вого узла и пружинная амортизация подвижного конуса.
Французская фирма «Драгон» изготовляет конусные дробилки серии НМ,
имеющие механическую регулировку разгрузочного отверстия. Нижняя опора
подвижного конуса, представляющая собой систему плоских и сферических шайб,
может изменять свое положение по высоте с помощью винтового домкрата, распо-
ложенного в нижней крышке корпуса. Для предохранения деталей кинематиче-
ской цепи от перегрузок крутящий момент к приводному валу передается через
предохранительную муфту. Дробилка имеет боковую разгрузку и применяется для
дробления главным образом чистых (без глины, руд) материалов. Диаметр конуса
от 570 до 950 мм. Ширина загрузочного отверстия 70—150 мм, разгрузочного —
7,5—12,5 мм. Производительность дробилки 12—45 т/ч, масса 4,3—12,5 т.
Конусная дробилка «Калибратор Н» фирмы «КГД Гумбольдт Ведаг АГ»
(ФРГ) предназначена для мелкого дробления пород средней и высокой крепости.
Дробилка снабжена гидравлической системой регулирования и центральной
гидропневматической системой защиты от перегрузок. Она выпускается трех
типоразмеров с конусом диаметрами 1300, 1600 и 2000 мм. Для каждого типораз-
мера возможны шесть различных исполнений, позволяющих рационально приспо-
сабливаться к соответствующему исходному материалу. Крупность кусков загру-
жаемого материала до 400 мм. При попадании в дробилку инородных тел дробя-
щий конус отклоняется вниз и после прохода инородного тела автоматически воз-
вращается в исходное положение.
В ЧССР широко применяются двухвалковые зубчатые (ножевые) дробилки
производительностью до 450 т/ч для дробления крупных углей до размера 100 и
300 мм. В этих дробилках вместо зубьев с сегментами на каждом из валов насажены
диски с ножевыми зубьями специального профиля.
158
Таблица 111.29
Техническая характеристика зубчатых двухвалковых дробилок
фирмы «Ведаг»
Производи- тельность, т/ч	Диаметр валка, мм	Ширина валка, мм	Размер загрузочного отверстия, мм	Мощность привода, кВт	Масса дробилки, т	
					Тип М	Тип L
35—110	630	630	590-560	13—20	6,8	5,2
40—125	630	750	520—680	16—26	7,3	5,3
50—180	630	1000	520—930	18-36	8,4	6,4
60—240	630	1250	520—1180	24—47	9,6	7,4
60— 150	750	750	620—770	26—48	9,8	8,1
80—250	750	1000	620—1020	33—55	11,3	9,2
100—320	750	1250	620—1270	36—66	12,8	10,6
100—350	1000	1000	940—1020	40—74	15,4	11,7
120—400	1000	1250	940—1270	48—80	17,5	13,7
120—600	1000	1500	940—1520	52—110	19,9	15,4
Для двухстадиального дробления углей фирмами «СКБ» (ФРГ) и «Т. Дж.
Ганлэк машин» (США) выпускаются валковые зубчатые дробилки, имеющие верх-
ние валки с большими зубьями и нижние — для додрабливания материала. По
данным фирм, такие дробилки обеспечивают минимальное переизмельчение круп-
ных классов.
Для дробления мягких и средней твердости материалов (угли, руды, шлаки
и др.) фирмой «Гумбольдт» (ФРГ) выпускаются двухвалковые зубчатые дробилки
WDM, которые (по данным фирмы) имеют сравнительно высокую производитель-
ность, дают малый выход мелочи в дробленый продукт; в них можно регулировать
разгрузочное отверстие и легко заменять сегменты и валки. Дробилки имеют
эффективную защиту от перегрузок и сравнительно малые габариты. В за-
висимости от типоразмера дробилки диаметр валков может быть от 630 до
1250 мм, ширина — от 630 до 1600 мм. Производительность 30—150 т/ч; мас-
са — 5,6—23,5 т.
Фирма «СКВ» (ФРГ) производит двухвалковые дробилки с одним и двумя
приводами. Диаметр валков от 800 до 1400 мм, длина — от800 от 1250 мм. Произво-
дительность дробилки по углям до 300 т/ч, мощность привода от 50 до 150 кВт,
масса дробилки от 9,5 до 29 т.
Фирма «Ведаг» (ФРГ) выпускает зубчатые двухвалковые дробилки типа М и L
(табл. II 1.29). Их особенности: плавная регулировка зазора между валками в про-
цессе работы; легкая заменяемость сегментов с зубьями; хорошая амортизация,
исключающая поломку дробилки при попадании в нее недробимых предметов;
высокая производительность при сравнительно малых габаритах.
Фирма «Крупп индустри унд штальбау» (ФРГ) производит двухвалковую
дробилку для рядовых углей H-BR/L 180 с пропускной способностью до 600 т/ч,
с валками диаметром и шириной 1800 мм. Максимальная крупность загружаемых
кусков 400Х 600Х 800 мм, крупность дробленого продукта менее 150 мм. Повышен-
ную надежность обеспечивает комбинация обычного подрессоривания с гидравли-
ческим устройством защиты от перегрузок. При превышении установленного
давления в гидросистеме и снижении частоты вращения валок автоматически
отклоняется до образования щели размером около 450 мм. Одновременно прекра-
щается загрузка угля до момента полного восстановления частоты вращения, при
которой валок возвращается в прежнее положение.
Для дробления углей повышенной влажности в ЧССР используется реверсив-
ная однороторная молотковая дробилка, в которой вместо отбойных броневых плит
с каждой стороны установлены по три гладких вращающихся валка диаметром
600 мм. Колосниковая решетка отсутствует, а крупность дробления
159
определяется размером зазора между молотками и поверхностью
валков.
Техническая характеристика реверсивной однороторной
молотковой дробилки
НИЖНИХ
Производительность, т/ч..........................400
Крупность угля, мм:
исходного ...................................0-450
дробленого..................................0 — 20
Число молотков ................................... 42
Мощность электродвигателя,	кВт ...................250
Размеры ротора, мм:
длина .......................................1250
ширина .......................................1250
Частота вращения ротора,	мин-1 ..................740
Масса дробилки, т ................................17,7
Фирма «Драгон» (Франция) изготовляет молотковые и роторные дробилки.
Молотковая дробилка СМР для крупного дробления имеет высокую степень дроб-
ления (от 10 до 20). Массивная стальная станина, укрепленная прочными ребрами,
футерована внутри бронированными плитами из марганцовистой стали. Ротор
состоит из массивного вала специальной термообработанной стали с насаженными
на него дисками. На дисках шарнирно укреплены молотки тяжелого типа из
марганцовистой стали. Колосниковая решетка имеет устройство для регулирова-
ния зазора, а тяжелый маховик позволяет осуществлять плавный ход. Диаметр
ротора в зависимости от типоразмера составляет 800—1600 мм, ширина 700—
2000 мм. Размер входного отверстия от 480X700 до 1000X2000 мм. Производи-
тельность дробилки до 400 т/ч, масса — до 42 т. Эта же фирма выпускает дробилки
с двойным ротором, в которых увеличены размер входного отверстия и площадь
выходной решетки. Маховик снабжен предохранительным разрывным устройством
с комбинированным штифтом. Кожух полностью открывающийся. Размер ротора
от 1250X 950 до 2000Х 2400 мм, масса дробилки от 2 до 132 т. Производительность
при дроблении до крупности 0—30 мм составляет 180—220 т/ч.
Фирма «Паркер» (Великобритания) выпускает роторные дробилки «Кьюбит»
пяти типоразмеров для дробления материалов любой крупности. Дробилка со-
стоит из корпуса и ротора. Корпус дробилки разъемный. Верхняя сводчатая часть
корпуса собирается из взаимозаменяемых дробящих брусьев, изготовляемых из
износостойких сплавов. Нижняя часть корпуса отливается из сталистого чугуна.
Ротор дробилки облегченной конструкции состоит из бил и двух дисков. Произво-
дительность дробилки до 60 т/ч при ее массе до 11,5 т. Частота вращения ротора
до 450 мин"1, мощность привода 20—60 кВт.
Фирма «Универсаль» (США) изготовляет однороторные дробилки тяжелого
типа. Камера дробления в них выполнена из стальных плит, футерованных
марганцовистым материалом. Ротор представляет собой литой стальной цилиндр
с тремя фигурными пазами для крепления бил, имеющих две рабочие поверхности.
Билы крепятся клиньями. Узел ротора смонтирован на самоустанавливающихся
сферических подшипниках. Роторные дробилки серии PR «Перкутор» этой фирмы
могут осуществлять дробление самых различных материалов, за исключением
абразивных. Крупные дробилки «Перкутор» могут работать при непосредственной
загрузке их экскаватором с ковшом объемом до 3 м3. Диаметр ротора дробилок
в зависимости от типоразмера составляет 800—2000 мм, частота вращения 230—
600 мин-1, потребляемая мощность 70—550 кВт, масса дробилки 5,5—70 т.
По принципу действия ударные дробилки зарубежных фирм не отличаются от
отечественных. Конструктивно они состоят из сварного стального корпуса, в кото-
ром вращается обычно один ударный ротор с жестко закрепленными на нем билами
(2—8). В корпусе ротора имеются отбойные плиты. В нижней части роторные
дробилки могут быть открытыми, либо иметь дно с решетками. Отбойные плиты
изготовляются из любой стали и для предохранения от изнашивания покрываются
пластинами из легированной стали. Корпус машины внутри также футеруется
стальными пластинами.
Чтобы сократить время монтажа при смене ударных брусьев, в корпусе ротора
дробилок фирмы «Хацемаг» (ФРГ) имеются фиксаторы с пазами. В эти фиксаторы
сбоку устанавливаются S-образные ударные брусья. Ударные дробилки для круп-
ного дробления имеют ряд конструктивных особенностей. Например, у дробилки
АР5 первая отбойная плита заменена двойной отбойной балкой, кожух сконструи-
160
рован из отдельных элементов, имеющих полую форму, и отлит так, что образует
шлицы для ударных брусьев. Крестообразное сечение брусьев позволяет исполь-
зовать все четыре его края. Для облегчения замены ударных брусьев корпус
можно раскрывать гидравлическим механизмом. Чтобы при влажном материале
избежать залипания, на задней стенке дробилки помещают цепную завесу, сна-
бженную тяжелыми стальными пластинами. Эту завесу можно приводить в движе-
ние вибратором, установленным у места подвески на крышке корпуса.
Отражательная дробилка фирмы «Гумбольдт» (ФРГ) состоит из опорной рамы
и помещенного над ней корпуса, в который вмонтирован ротор с молотками. Эти
дробилки применяют для дробления известняка, доломита, углей, руд и других
материалов.
Эффективность дробления определяется окружной скоростью ротора и шири-
ной щели между отражательными плитами и вращающимися молотками. Отра-
жательные плиты подвешены шарнирно, что позволяет легко регулировать ширину
щели. Диаметр или ширина ротора в зависимости от типоразмера составляют
800—1600 мм, масса 9—28,8 т, потребляемая мощность 50—275 кВт.
Дробилка «Аубема-пральшпальтер 1218/22» фирмы «Машиненфабрик Аульман
унд Бекшульте» (ФРГ) имеет гидравлическое устройство для открывания корпуса
и перестановки отражательных плит. Верхние и нижние отражательные плиты
устанавливаются с заданной шириной зазора между ротором и стенками с помощью
шести гидроцилиндров. Еще четыре цилиндра предусмотрены для открывания
корпуса машины, общая масса которой составляет 35 т. Ширина дробилки равна
2200 мм, диаметр ротора — 1800 мм. Частота вращения ротора плавно регули-
руется в диапазоне 585—292 мин-1, что соответствует окружной скорости 55—
27 м/с. При пропускной способности 400 т/ч достигается конечная крупность угля
для коксования с содержанием 95—98 % класса менее 3 мм (крупность исходного
угля менее 10 мм).
Для дробления твердых и абразивных пород фирма «Хацемаг Др. Э. Андреас
ГмбХ унд Ко» (ФРГ) разработала новую ударно-отражательную дробилку
АР-ОКМ-1615. Ширина машины 3,5 м, высота 4,6 м, длина 6,7 м, масса 75 т.
Машина может за один проход дробить куски исходного материала крупностью
800 мм кубической формы до 56 мм и менее при небольшом выходе избыточных
зерен. Пропускная способность дробилки составляет 250 т/ч, а пиковые нагрузки
могут достигать 350 т/ч.
За рубежом широкое применение находят барабанные грохоты-дробилки
«Бредфорд» (табл. III.30), представляющие собой вращающийся перфорированный
барабан, внутри которого имеются полки. Барабан устанавливается на четырех
катках и приводится во вращение через клиноременную передачу или через ре-
дуктор и дополнительную зубчатую передачу.
Применяются грохоты-дробилки на обогатительных фабриках, в поверхност-
ных комплексах шахт и разрезов для предварительного дробления крупных углей,
выделения из них породы, сростков и других посторонних предметов.
Фирма «Крупп Полизиус АГ» (ФРГ) разработала роликовую мельницу для
тонкого измельчения каменного и бурого углей, используемых в топках металлур-
гических предприятий и угольных электростанций. Мельницы поставляют с про-
пускной способностью от 2 до 1000 т/ч. При исходной крупности материала менее
30 мм роликовая мельница RNK 17/8 с пропускной способностью 15 т/ч дает
Таблица III.30
Зарубежные барабанные грохоты-дробилки Бредфорд
Страна
Производи-
тельность,
т/ч
Размер барабана, мм	
длина	диаметр
Отверстия
сит бара-
бана, мм
США	150—400	4200	2400	100—175
ФРГ	8—150	4085	2810	80—120
Франция	80— 1500	600—7200	2800—3500	106—125
6 Заказ 77
— —..
Частота
вращения
барабана,
мин-1
9—16
8—10
9—16
161
Продукт с содержанием 88 % класса менее 0,09 мм. Мельница пригодна для экс-
плуатации как с нагнетанием, так и всасыванием воздуха и рассчитана на давление
до 8-105 Па. Попарно расположенные дробящие ролики и двухжелобчатая рабо-
чая плоскость способствует увеличению времени нахождения материала в мель-
нице, интенсивному измельчению, лучшему гранулометрическому составу мате-
риала, повышенному сроку службы деталей и более равномерной работе мельницы.
§ 4. Электромагнитные железоотделители
Для извлечения и удаления ферромагнитных предметов из углей и других
сыпучих материалов промышленностью выпускаются электромагнитные шкивы и
подвесные саморазгружающиеся железоотделители.
Шкивные барабанные электромагнитные железоотделители лучше извлекают
ферромагнитные предметы из нижнего, а подвесные из верхнего слоев углей,
транспортируемых ленточными конвейерами. При толщине слоя на конвейере
более 200 мм устанавливают одновременно шкивной и подвесной электромагнитные
жел езоотдел ител и.
Шкивной электромагнитный железоотделитель
ШЭ (рис. III.47) состоит из токораспределительной коробки /, электромагнитной
системы 2, подшипников 5, вала 4. Электромагнитная система имеет одну или две
самостоятельные секции, неподвижно закрепленные на валу. Секции состоят из
полюсов, выполненных из легированной стали, катушки и межполюсного кольца,
изготовленного из немагнитных материалов.
Извлечение ферромагнитных предметов из немагнитного сыпучего материала
происходит под действием магнитного поля при подключении обмотки возбужде-
ния к источнику постоянного тока. При вращении шкива немагнитный материал,
расположенный на ленте, разгружается обычным путем, а ферромагнитные пред-
меты из транспортируемого материала притягиваются к поверхности ленты и уно-
сятся под шкив, где происходит их разгрузка. Для улучшения отрыва феррома-
гнитных предметов от ленты в зоне разгрузки полюса электромагнитной системы
снабжены разгрузочными узлами, выполненными в виде диамагнитных вставок.
Подвесные саморазгружающиеся железоотдели-
тели ЭПР-120 (рис. III.48) применяются для выделения ферромагнитных пред-
метов из углей на ленточных конвейерах с лентой шириной 1000—1200 мм. Вы-
пускаются еще два типоразмера этих железоотделителей — ЭПР-80 и ЭПР-160
для конвейеров с лентой шириной 650; 800 и 1400; 1600 мм. Железоотделители
указанного типа представляют собой подвесной электромагнит с непрерывно дви-
жущейся вокруг него конвейерной лентой. Последняя с закрепленными на ней
планками-скребками разгружает электромагнит от извлеченных ферромагнитных
предметов. Лента приводится в движение от электродвигателя, смонтированного
на раме железоотделители.
2
Рис. II 1.47. Шкивной электромагнитный железоотделитель
162
Привод разгрузочной ленты вклю-
чают вручную или автоматически через
равные промежутки времени команд-
ным прибором. Питание обмотки железо-
отделителя осуществляется постоянным
током напряжением НО и 220 В через
выпрямительное устройство.
Выпрямительное устройство устана-
вливают в отдельном не опасном по
взрыву вентилируемом помещении, не
содержащем угольной пыли и газа, а так-
же кислотных паров и других агрессив-
ных веществ, вредно влияющих на ого-
ленные токоподводящие части и элек-
трическую изоляцию. Рама железоотде-
лителя — сварная металлоконструкция,
на которой крепятся все узлы и детали.
Для защиты от механических поврежде-
ний катушка заключена в металличе-
ский кожух. Пространство между ка-
тушкой и кожухом заполнено заливоч-
ной массой.
Для защиты технологического обо-
рудования от попадания немагнитных
металлических предметов, не поддающих-
ся извлечению, рекомендуется после
железоотделителя устанавливать кон-
трольный металлоискатель.
Барабанный электро-
магнитный железоотдели-
тель БЭ140-100 (рис. Ш.49) предна-
значен для извлечения ферромагнитных
предметов из углей и других сыпучих
материалов, транспортируемых ленточ-
ными конвейерами с лентой шириной
1200—1400 мм.
Электромагнитный барабан состоит
из обечайки б, торцовых крышек /2,
звездочки 4. Барабан вращается в под-
шипниках 5, установленных на непо-
движной оси выполненной из двух
частей, каждая из которых одним концом
приварена к полюсной скобе магнитной
си стем ы. П ос л е д н я я состоит из двух
катушек 8t полюсной скобы 5 и полюс-
ных наконечников 7, Положение маг-
нитной системы регулируется поворот-
ным устройством 2. Концы катушек
магнитной системы выведены в короб-
ку 9 через отверстия в оси 1. Кабель
к коробке питания магнитной системы
подводится через кабельный ввод 11.
На коробе выводов предусмотрены две
шпильки для заземления. Привод состоит
из электродвигателя, редуктора, муфты
и звездочки, смонтированных на общей
плите. Ферромагнитные предметы, нахо-
дящиеся в транспортируемом мате-
риале, попадая в зону действия магнит-
ного поля, притягиваются к поверх-
ности барабана и по мере его вращения
6*
g Рис. III.48. Подвесной электромагнитный железоотделитель ЭПР-120
Таблица Ш.31
Технические характеристики электромагнитных железоотдели телей
Параметр	Подвесные			Шкивы электромагнитные *					
	ЭП-1М	ЭП-2М	ЭПР-120са	Н1Э65-63	ШЭ80-80	ШЭ100-80	ШЭ120-100	ШЭ140-100	БЭ140-100
Ширина конвейерной	650; 800;	1200;	Не более	До 650	800	1000	1200	1400
ленты, мм Толщина слоя угля	1000 До 130	1400; 1600 До 150	1200 150—200	До 170	До 250	250	До 300	До 300
на ленте, мм Диаметр шкива, мм		  1^	Ч-	—	630	800	800	1000	1000
Высота подвески, мм	1		270—280	—	—-	—			ч — 	
Скорость ленты желе-			2	——		—						
зоотделителя, м/с Потребл яема я мощ-	2,06	3,14	3,5	 1,43	4,8	4,8	6,48	8,6
ность постоянного то- ка, кВт Масса, т	1,12 *	1,93	4,94	1,19	2,94 X	3,13	4,59	4,48
1200;
1400
До 300
1000
3,5
4,83
Рис. III.49. Барабанный электромагнитный железоотделитель БЭ140-100
выносятся в зону ослабленного магнитного поля, где разгружаются. Для улучше-
ния разгрузки ферромагнитных предметов устанавливается отбойная планка 10.
Питание постоянным током обмотки возбуждения барабана осуществляется
от выпрямительного устройства ВУМС-6.
Электромагнитные железоотделители описанных выше конструкций изготов-
ляются Ворошиловградским заводом угольного машиностроения им. Пархоменко
(табл. Ш.31).
Р а з д е л IV
классификация в ВОДНОЙ И ВОЗДУШНОЙ
СРЕДАХ
Глава 1
ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ДВИЖЕНИЯ ТЕЛ В СРЕДЕ
§ 1. Закономерности свободного падения
В и д ыс о п р оти в л ен и я ср ед ы. Твердое тело, движущееся в среде,
испытывает ее сопротивление, вызываемое силами инерции и трения (вязкости)
смежных слоев среды.
При движении в жидкости, минеральной суспензии, газах твердое тело обте-
кается средой. Исли скорость движения тела относительно среды или среды от-
носительно неподвижного тела сравнительно невелика, т. е. происходит безотрыв-
ное обтекание, сопротивление обусловлено в основном силами трения. С увели-
чением скорости, когда обтекание происходит с вихреобразованием, преобла-
дает инерционное сопротивление и, чем больше скорость обтекания и шерохо-
ватость тела, тем интенсивнее вихреобразование.
Следовательно, сопротивление трения преобладает при ламинарных режимах,
а инерционное — при турбулентных. Между ламинарным и турбулентным ре-
жимами движения имеется переходная область.
Скорость потока, при которой начинают образовываться завихрения, назы-
вается высшей критической скоростью. Скорость, при которой в турбулентном
потоке завихрения затухают, называется низшей критической скоростью. При
постоянном возрастании скорости (рис. IV. 1) точки’падения напора лежат на пря-
мой линии до точки А. Угол наклона прямой 0= 45°. В этом случае напор h
пропорционален скорости v. В точке Д, соответствующей высшей критической
скорости, пропорциональная зависимость между h и v нарушается. От точек В
до С и далее все точки лежат на одной прямой, что указывает на линейную за*
висимость этих величин. При постоянном уменьшении скорости точки ложатся
на прямой CBD до пересечения ее с прямой ОД в точке D. Это указывает на то*
Что возникшие вихри не затухают, пока скорость не достигнет значения, соответ*
ствующего ее значению в точке Р. Скорость в точке D представляет собой низ-
шую критическую скорость.
Рейнольдс экспериментально доказал, что турбулентное движение имеет
место при определенных режимах движения жидкости, характеризуемых отно*
шением силы инерции к силе трения, названным впоследствии числом Рей-
нольдса Re,
Re = и/рж/ц,	(IV. 1)
где v — скорость струи, м/с; d диаметр частицы, м; рж — плотность среды,
кг/м8; р. — вязкость среды, (Н*с)/ма.
Сила (Н), действующая на помещенную в движущуюся среду пластинку,
определена Ньютоном без учета сил трения:
Р = 0,5 ^ржп3,	(IV.2)
где F — площадь проекции пластинки, м2; v — скорость падения пластинки, м/с.
Формула (IV.2) справедлива только для пластинки весьма малой толщины.
Для сферических частиц и частиц неправильной формы в формулу (IV.2) введен
коэффициент сопротивления ф-
Р = 0,5 ф Гржц2.	(IV.3)
На основании формулы (IV.2) Ригтингер вывел уравнение инерционного со-
противления среды падающим сферическим частицам^ Согласно этому уравнению
166
0	tg tr
Рис. IV-1. Зависимость между скоро-
стью падения частиц и напором
Рис. IV.2.5 Зависимость’ между коэффи-
циентом сопротивления} ф и чис-
лом Re
сопротивление среды равно половине давления на пластинку, площадь которой
эквивалентна площади сечения шара диаметром d, т. е.
Р = л^рщС'2/! 6,	(IV. 4)
где коэффициент сопротивления ф равен 0,5.
Зависимость между коэффициентом сопротивления ф, входящим в фор-
мулы (IV.3 и IV.4),
ф = 8Р/(л^2рж)
и числом Re [см. формулу (IV. 1)] представлена кривой Рейлея (рис. IV.2), по-
строенной на основе экспериментальных данных.
В дальнейшем П. В. Лященко дал описание трех участков кривой Рейлея.
Область малых чисел Re (Re < 1) — ламинарная, переходная — 1 < Re ^10
и турбулентная — 103 < Re < 105.
Для свободных условий падения тел В. А. Олевский предложил более точ-
ное уравнение этой кривой при числах Re, не превышающих 6000,
гр = Зя/Re + КЗ/Re + 1/8.
При значениях чисел Re более 6000 уравнение Олевского дает заниженные
значения коэффициента сопротивления ф.
Для силы сопротивления трения среды при отсутствии скольжения жид-
кости по поверхности шара Стоксом получено выражение
Р = Злр^ц.
Для частиц разных минералов сферической и неправильной формы Т. Г. Фо-
менко и Е. М. Погарцева представили коэффициент сопротивления ф в зависи-
мости от числа Архимеда Аг (рис. IV.3)'
Ar = (Р фт — рж) рж£/|х2,	(IV.5)
где рт — плотность частицы, кг/м3; g — ускорение свободного падения, м/с2.
Коэффициент сопротивления при уравновешивании силы сопротивления Р
(см. рис. IV.3) и силы тяжести частицы (?0
= Mpg (рт — Рж)/6
будет
1|) = 8л cP (Рт — Рж) £/(6лсРи2рж) = 4d (Рт — Рж) £/(Зи2Рж)-
(IV.6)
167
Кривая, построенная для сферических частиц при значениях Аг менее 0,Об
(см. рис. IV.3), не отвечает экспериментальным данным. При значениях Аг
от 0,06 до 40 все экспериментальные точки, соответствующие скоростям паде-
ния частиц разных минералов неправильной и сферической формы, имеют неболь-
шой разброс и укладываются практически на прямую линию. При значениях Аг
от 40 и выше, т. е. при переходе от ламинарного режима к турбулентному и в тур-
булентном режиме, влияние формы частиц на скорость их свободного падения
весьма велико, о чем свидетельствует большой разброс данных экспериментов.
В турбулентной зоне (Аг = 2000 и более) для различных минералов реко-
мендуются следующие значения коэффициента сопротивления ф.
Антрациты......................2,88
Угли ..........................2,19
Касситерит.....................1,61
Кварц..........................1,56
Галенит .......................1,23
Среднее значение для всех мине-
ралов ..........................1,62
Сферические зерна..............0,5
Пластинчатые зерна ............1,1
К он еч н а я с ко р о сть п а д ен и ятел. В начальный период твердое
тело под действием силы тяжести движется в неподвижной среде с ускорением,
а затем практически с постоянной скоростью падения и0, называемой конечной.
Время (с), за которое падающая частица достигает конечной скорости
= 2,5pT/g0 = 2,5v0pT/[(pr р>к) g],
где — ускорение свободного падения в среде, м/с2.
Путь (м), пройденный падающим телом за время /0,
S = 1	" I Д^оРт/[(Рт Рж) £]•
По Риттингеру — скорость падения (м/с) шаров в спокойной среде
"о = V2.67g d (рт — Рж)/Р;к-
Для воды при рж = 1000 кг/м3
v0 = 0,1бУd (р>„ — 1000).
Для воздуха при рж — 1,23 кг/м3
(1V.7)
Vo = 4,6 ]fd (рт — 1,23).	(IV.8)
Числовой коэффициент в формуле Риттингера получен аналитическим путем
для сферических зерен. Для частиц неправильной формы формулы (IV.7) и
(IV.8) дают завышенные результаты. В связи с этим, для частиц угля, промежу-
точного продукта и породы, падающих в воде, рекомендуют следующие зна-
чения этого коэффициента:
Размер кусков, мм . . 30—50
Коэффициент при плот-
ности кусков, кг/м3:
<1300 ......... 0,096
1300—1900 .... 0,093
>1900 ......... 0,091
20 — 30 10—20	8—10	6 — 8
0,094
0,092
0,089
4-6	2,5-4 <2,5
0,09	0,085	0,084	0,077	0,076	0,073
0,087	0,084	0,082	0,077	0,076	0,073
0,086	0,081	0,079	0,074	0,072	0,073
По Стоксу — конечная скорость падения (м/с)
Vo = eda (рт — рж)/(18р).
Для воды при рж = 1000 кг/м*3 яр- 0,001 (Н*с)/м2 формула Стокса имеет
вид
у0	54 $d2 (рт — 1000).
Для воздуха при рш = 1,23 кг/м3 и ix — 0,000018 (Н-с)/м2
30278^ (рт — 1,23).
По Аллену — для частиц размером от 0,12 до 0,85 мм, не подчиняю-
щихся ни закону Риттингера, ни закону Стокса, эмпирическая формула конеч-
ной скорости падения (м/с) имеет вид
Vo = ~=~ k (г — hr') У [(Рт—p»)g/p«l2>
V V
168
Рис. IV.3. Зависимость между коэффициентом сопротивления ф и числом Архимеда Аг:
— сферические зерна; б — пластинчатые зерна; в — зерна неправильной формы; 1 — уголь; 2 — антрацит; 3 — кварц; 4 — касситерит;
-5 — галенит
Рис. IV.4. Зависимость параметра
Re2 Ар от числа Re
где k и h — постоянные коэффициен-
ты (/> == 0,5; Л — 0,4); г — радиус
шара, м; г’ — размер наибольших
частиц материала, подчиняющихся
закону Стокса. Аллен принял их
размер равным 0,000085 м; v — коэф-
фициент кинематической вязкости
среды, v — |1/рж.
Для воды формула
v0 = 1,146 d ^Л(рт — 1000)я.
Для воздуха
а0 = 40,6 d ^(р,г — 1,23)2,
По Лященко — определение
конечной скорости падения тел в любой
среде производится по параметру
Re2tp = Ррж/ц2 = борш/ц».
На диаграмме (рис. IV.4) по
параметру Re2ip находим значение
числа Re, а по формуле (IV. 1) опре-
деляем конечную скорость падения
сферического зерна
= RepA/n*).
ПоФоменкои По га р цево й — конечные скорости падения частиц
в любой среде определяют по параметру Архимеда Аг и значению коэффициента
сопротивления ф. В этом случае определяют значение параметра Аг по формуле
(IV.5). а затем по кривой для частиц неправильной формы (см. рис. IV.3) находят
значение коэффициента ф. Конечную скорость падения частицы (м/с) рассчиты-
вают по формуле
v0 = /4d(pr —рж)£/(31|>рж).	(IV.9)
На рис. IV.5 показана область применения формул для определения конеч-
ных скоростей падения частиц различной крупности и плотности.
Рассмотренные выше формулы дают результаты, наиболее близкие к факти-
ческим, для частиц следующих размеров: 6,85 мм и выше (Риттингер); 0,01 —
0,12 мм (Стокс); 0,085—0,15 мм (Аллен); 0,01—0,2 мм (Лященко); 0,001 мм и выше
(Фоменко и Погарцева).
Минеральные частицы имеют неправильную форму, поэтому при определе-
нии по формулам конечных скоростей их падения имеют место отклонения от
значений, получаемых для частиц шарообразной формы. Эти отклонения тем
больше, чем больше форма частицы отличается от шарообразной.
Экспериментальные конечные скорости свободного падения частиц угля и
антрацита приведены в табл. IV. 1, а влияние формы частиц на конечные скорости—
в табл. IV.2.
Сопротивление падающему в воде шару при турбулентном режиме и чис-
лах Re 200 и выше, как было экспериментально установлено, от температуры
среды не зависит. В переходном режиме, т. е. при числах Re 2—200, влияние тем-
пературы на скорость падения частиц ничтожно мало. Для ламинарного режима,
т. е, при числах Re менее 2, температура среды является одним из основных
факторов, влияющих на сопротивление, который учитывается при расчетах ско-
ростей свободного падения частиц через вязкость среды.
Равнопадающие частицы и коэффициент р а в и о па-
да е м о ст и. Равнопадающими называются такие частицы, которые при раз-
ной плотности имеют одинаковую конечную скорость падения в одной и той же
среде.
Отношение диаметров частиц двух разных минералов, падающих с одинако-
вой скоростью, называется коэффициентом равнопадаемости.
170
CL
б
Размер зерен, см
Рис. IV.5. Зависимость конечной скорости падения в воде зерен угля плотностью 1350 кг/м3 (а) и зерен антрацита
плотностью 1550 кг/м3 (б) от размера зерен:
1 — по Риттингеру; 2 >— по Аллену; 3 — по: Стоксу; 4 — по Лященко; 5 — по Фоменко и Погарцевой; 6 — естественные зернам
7 — шары
Таблица iV.l
Конечные скорости падений частиц угля и антрацита в воде
Частицы угля плотностью 1350—1400 кг/м3		Частицы антра- цита плотностью 1550—1600 кг/м3		Частицы угля плотностью 1350—1400 кг/м8	
Размер, см	Скорость падения, см/с	Размер, см	1 Скорость : падения, см/с	;	Размер, см	Скорость падения, см/с
Частицы антра-
цита плотностью
1550—1600 кг/м3
3,63
2,31
1,72
1,56
1,24
1,18
0,914
0,761
0,529
0,441
0,360
0,229
0,146
0,095
0,079
23,95
20,97
19,40
18,65
17,93
16,30
14,86
13,40
10,97
8,86
8,74
5,84
4,48
3,17
2,64
2,78
2,10
1,64
1,56
1,32
1,11
0,868
0,747
0,564
0,443
0,344
0,227
0,164
0,088
0,085
25,37
22,85
21,67
19,52
19,05
17,16
14,90
14,02
11,50
10,63
8,61
7,40
5,17
3,70
3,56
0,042
0,032
0,027
0,023
0,018
0,013
0,009
0,007
0,005
0,004
0,003
0,002
0,00148
0,001
1,53
1,15
0,95
0,83
0,74
0,35
0,21
0,14
0,11
0,064
0,035
0,017
0,009
0,0058
0,042
0,032
0,027
0,023
0,018
0,013
0,009
0,007
0,005
2,29
1,75
1,43
1,14
0,88
0,52
0,31
0,18
0,13
Рис. IV.6. Зависимость параметра ip/Re
от числа Рейнольдса Re
Рис. IV.7. Зависимость параметра
Ф3/Аг от числа Архимеда Аг:
1 — шары; 2— зерна неправильной формы
172
Таблица 1V.2
Конечные скорости падения частиц различной формы
Угловые	частицы	Продолговатые частицы		Плоские	частицы
Эквива- лентный диаметр ♦, см	Скорость падения, см/с	Эквива- лента ый диаметр, см	Скорость п аден и я, см/с	Эквива- лентный диаметр, см	Скорость падения, см/с
Уголь плотностью 1350—1400 кг1м2
2,31	20,97	2,74	18,57	2,20	16,42
1,94	20,02	2,15	18,01	1,88	15,03
1,56	18,50	1,67	17,11	1,38	12,86
1,24	17,83	1,45	16,77	1,33	11,93
1,18	16,30	1,21	15,70	1,17	10,84
0,914	14,86	0,915	14,10	0,903	9,87
0,761	13,40	0,842	14,01	0,784	9,11
0,529	10,97	0,571	9,94	0,495	8,05
0,441	8,86	0,446	9,30	0,399	7,39
0,360	8,74	0,400	8,57	0,319	6,72
Антрацит плотностью 1550—1600 кг!м?
2,78	25,37	3,09	22,57	2,82	20,33
2,10	22,85	2,48	20,55	2,01	18,03
1,64	21,67	1,67	18,33	1,63	16,45
1,56	20,12	1,65	18,11	1,37	14,81
1,32	19,50	1,48	16,52	1,29	14,40
1,11	17,16	1,16	14,85	1,03	12,41
0,868	14,90	0,831	12,88	0,821	10,47
0,747	13,02	0,760	11,62	0,732	10,30
0,564	11,10	0,586	10,32	0,550	9,20
0,443	10,63	0,494	9,85	0,412	8,11
0,344	8,61	0,407	8,57	0,340	7,50
* Эквивалентным диаметром называется условный диаметр шара, объем которого
равен объему частицы неправильной формы.
Коэффициент равнопадаемости:
по Риттингеру —
е =	= (ра — 1000)/(рг — 1000) > 1;
по Стоксу —
е = dild2 - К(ра — 1000)/(р! — 1000);
по Аллену —
е = dt!d2 =	[(р2 - 1000)/(р, - 1000)]2-
По Лященко — сначала подсчитывают отношение
’I’l/Re, = png (р! — рж)/(боорж)-
Затем по кривой (рис. IV.6) находят значение Rej и определяют размер частицы,
имеющей меньшую плотность, по формуле
d = Кер%рж).	(IV. 10)
Для частицы, имеющей большую плотность, отношение ф2^е2 подсчитывают по
формуле
i|?a/Re2 = ip! (р2 — рж)/[Re, (р, — рн() ],
где и р2 — плотность частиц, соответственно меньшей и большей.
По кривой (рис. IV.7) находят значение Re2. После подстановки его в фор-
мулу (IV. 10) получают размер частицы, имеющей большую плотность, т. е. d2.
173
Тогда
в = dxld^
По Фоменко и Погарцевой — сначала подсчитывают отношение
ф1/Лг2	64р.3 (pi — рж)2§2/(27у6рх рж),	(IV. 11)
затем по этому отношению на рис. IV.7 находят значение Аг1( которое подставляют
в формулу
d-~V ЛГ1р2/[(рт — р>к)Ржй]	(IV. 12)
и находят размер частицы d}, имеющей меньшую плотность.
Для частицы <У2, имеющей большую плотность, подсчитывают отношение
фз/Дг2 - ф? (р2 - рж)2/[АГ1 (Р1 - Рж)2] 	(IV. 13)
Затем по кривой (см. рис. IV.7) определяют значение Аг.,. Подставив его
в формулу (IV. 12), получают размер равнопадающей частицы
Тогда
е ==
§ 2. Закономерности стесненного падения
Закономерности равномерного падения изолированного твердого тела в не-
ограниченной среде только частично освещают явления, наблюдаемые в процес-
сах обогащения. При массовом движении частиц в классифицирующих и обога-
тительных аппаратах возникают сложные гидродинамические условия движе-
ния жидкости. Вследствие наличия в аппаратах и машинах турбулентных режи-
мов происходит перемешивание частиц в продольном и поперечном направле-
ниях. При этом каждая частица испытывает влияние других частиц.
Ричардс, Финкен, Хирст, Ханкок, Загустин и другие исследователи пред-
ложили различные эмпирические формулы для определения скорости стесненного
падения частиц. Однако скорости падения частиц, рассчитанные по этим форму-
лам, значительно отличаются от экспериментальных. Поэтому формулы, пред-
ложенные указанными исследователями, не нашли практического применения.
Большие работы в этой области выполнены П. В. Лященко. Он считал, что
стесненное осаждение частиц сопровождается двумя видами сопротивления —
гидро- или аэродинамическим и механическим вследствие взаимного трения и
ударов частиц. Стесненное осаждение, по Лященко, характеризуется тем, что осаж-
дение частиц происходит в узких каналах (промежутках), образующихся между
отдельными частицами, движущимися совместно и что все это происходит в огра-
ниченном стенками и дном пространстве.
Знание закономерностей стесненного движения массы частиц в среде важно
при решении многих практических задач в области гравитационного обогащения,
гидротранспорта и процессов, протекающих в «кипящем» слое.
В практике обогащения различают стесненное осаждение частиц в ограничен-
ной среде и псевдоожижение слоя материала, когда при известной скорости вос-
ходящего потока слой материала переходит в текучее состояние, т. е. приоб-
ретает подвижность.
Коэффициент сопротивления зернистого слоя. Ис-
следованиями П. В. Лященко установлено, что коэффициент сопротивления фср
при стесненном падении частицы уменьшается с увеличением степени разрыхле-
ния 0 взвешенной массы шаров. Им была предложена следующая формула:
фст = ф/0П»
где ф — коэффициент сопротивления при свободном падении частицы; 0 —
степень разрыхления слоя материала;
е - V vct/vo\
174
Рис. IV.8. Зависимость между коэффициентом сопротивления фст и числом Аг:
I __ уголь; 2 — кварц; 3 — галенит; 4 — антрацит; 5 — касситерит
п — показатель степени, который зависит от размера, плотности, формы частиц
и от соотношения их размеров.
При числах Re от 0,01 до 1000 показатель степени п изменяется соответст-
венно от 7,6 до 3. Для расчетов он обычно принимается равным 6.
По исследованиям Минца, коэффициент сопротивления выражается форму-
ЛОИ
Фст = &2/(№ Re2),
где k — безразмерный параметр, равный	Рж — плотность жидкости,
кг/м3; Р — сила сопротивления движению одной частицы, Н; — вязкость жид-
кости, (Н-с)/м2; 0 — параметр, учитывающий пористость слоя материала;
0 = 6(1 — т)К л/т1*5,
т — пористость слоя материала.
По Леви — коэффициент сопротивления для турбулентных режимов
4’ст = Ар^Ф3-"^т3рж/[2£62(1 — т)3—
где Ар — перепад давления, Па; d — размер частиц, м; Ф — фактор формы ча-
стик; п — показатель режима движения; g — ускорение свободного падения, м/с2;
т — средняя пористость слоя; L — высота слоя, м; G — массовая (весовая)
скорость, кг/(ч-м2).
Показатель режима движения п изменяется от 1 для ламинарного потока,
до 2 для развитого турбулентного режима. В среднем для развитых турбулент-
ных потоков п принимается равным 1,9.
Фоменко и Погарцевой экспериментально установлена зависимость коэффи-
циента сопротивления фст для частиц неправильной формы от числа Аг и представ-
лена кривой (рис. IV.8) и формулой (IV.6), в которой вместо и подставлена ско-
рость vCT (м/с) падения в стесненных условиях.
Скорость стесненного осаждения. Ханкок на основании
исследований Хирста предложил следующее выражение скорости (м/с) стеснен-
ного осаждения в зависимости от степени разрыхления слоя материала:
1’ст = иоО2»
где — конечная скорость свободного падения, м/с; 0 — степень разрыхления
слоя материала.
По формуле Лященко скорость (м/с) стесненного падения
ЦСт	у903-
175
Таблица IV.3
Скорости стесненного осаждения частиц угля и антрацита в воде
Частицы угля плотностью 1350—1400 кг/м3		Частицы антрацита плотностью 1500—1600 кг/м3	
Раз- мер, см	Скорость стеснен- ного оса- ждения, см/с	Размер, см	Скорость стеснен- ного оса- ждения, см/с
1,24	10,02	1,11 0,868	8,67
1,18	8,3		7,1
0,914	6,72	0,747	6,35
0,761	5,54	0,564	5,95
0,529	5,0	0,443	4,19
0,441	4,5	0,344	3,88
0,360	3,36	0,227	2,93
0,229	2,92	0,164	2,6
0,146	1,47	0,088	1,28
0,095	1,2	0,085	1,23
Частицы угля плотностью 1350—1400 кг/м3		Частицы антрацита плотностью 1500—1600 кг/м3	
Раз- мер, см	Скорость стеснен- ного оса- ждения, см/с	Размер, см	Скорость стеснен- ного оса- ждения, см/с
0,079	0,9	0,042	0,7
0,042	0,47	0,032	0,51
0,032	0,38	0,027	0,47
0,027	0,3	0,023	0,3
0,023	0,23	0,018	0,24
0,018	0,2	0,013	0,13
0,013	0,11	0,009	0,08
0,009	0,04	0,007	0,04
0,005	0,022	1  	
По формуле Стокса—Эйнштейна
ист = d2(p.r — p>K)g/[18j* (1 + 2,5С)] = v0/(l — 2,5С),
где С — объемное содержание твердого.
По Фоменко и Погарцевой сначала определяют число Аг [см. формулу (IV.5) ],
затем по кривой (см. рис. IV.8) или по формуле
фст" ехР (7,171 Дг-0*087)
определяют коэффициент сопротивления фст.
Тогда скорость (м/с) стесненного осаждения частицы рассчитывают по фор-
муле (IV.6), подставив в нее фст и ист.
Рассмотренные формулы дают результаты, близкие к фактическим для ча-
стиц следующих размеров: 0,1 —1,25 мм (формула Ханкока); менее 0,2 мм (фор-
мула Лященко); более 1 мм (формула Стокса—Эйнштейна); 0.05—12,5 мм (фор-
мулы Фоменко и Погарцевой).
Фактические скорости стесненного осаждения частиц угля и антрацита при-
ведены в табл. IV.3.
К оэффи циент р а вн оп ад а ем ости ч асти ц в условиях стес-
ненного падения определяется с учетом дополнительных сопротивлений падаю-
щему телу, создаваемых стесненными условиями.
Оно учитывается заменой в формулах (IV.9), (IV. 11)—(IV. 13) на гст,
а на фиктивную плотность * среды рср.
Значение фиктивной плотности среды: для углей и породы 1300 кг/м3; для
антрацитов и породы 1470 кг/м3.
Отношение ф^'А^для частиц dY меньшей плотности определяют по формуле
(IV. 11), для частиц d2 большей плотности — по формуле (IV.8).
По полученным отношениям для обеих частиц по кривой (см. рис. IV.7)
находят значения Агэ и Аг2 и по формуле (IV. 12) рассчитывают и d2< необхо-
димые для определения коэффициента равнопадаемости в стесненных условиях.
Коэффициент равнопадаемости частиц в стесненных условиях значительно
больше, чем в свободных условиях. Для углей и породы в свободных условиях
он равен 3 или близок к этому значению, а в стесненных условиях равен 12,2,
что вполне соответствует шкале классификации углей, принятой в практике уг-
леобогащения (10,25—125 и 0,84—10,25 мм).
* Фиктивная плотность -— плотность среды с учетом влияния плотности твердой
фазы.
176
Глава 2
ГИДРАВЛИЧЕСКАЯ КЛАССИФИКАЦИЯ
§ 1.	Основные закономерности гидравлической классификации
Гидравлическая классификация представляет собой про-
цесс разделения смеси частиц в жидкости на отдельные классы по скорости их
осаждения.
Гидравлическая классификация может быть самостоятельной, вспомогатель-
ной или подготовительной операцией. Как самостоятельная операция гидравли-
ческая классификация применяется для отделения крупнозернистого материала
от тонких частиц. При обогащении углей гидравлическая классификация приме-
няется как подготовительная операция перед отсадкой и флотацией.
Крупность материала, подвергаемого гидравлической классификации, не
превышает 3 или 13 мм.
Процесс классификации осуществляется в горизонтальном, вертикальном и
криволинейном потоках.
Разделение материала па отдельные классы при гидравлической классифи-
кации происходит главным образом в стесненных условиях при турбулентном
режиме.
В области обогащения углей долгое время процесс гидравлической класси-
фикации обьясняли теорией Риттингера и Рейнольдса, сущность которой сво-
дится к следующим двум положениям:
крупность частиц, выделяемых в зернистый продукт, определяется соотно-
шением скорости их падения в воде и скорости восходящего потока;
абсолютная скорость движения осевших частиц равна разности скорости о0
их падения в свободных условиях и скорости и восходящего потока.
Если для данной частицы скорость ц0 > и, то частица осядет и окажется в зер-
нистом продукте, а если ц < ц, то частица будет вынесена в слив классифика-
тора.
Такое истолкование механизма разделения материала при классификации
на практике не подтверждается, так как в любых классификаторах имеют место
стесненные условия.
В дальнейшем качественную сторону процесса разделения взвесей описал
Ханкок, а затем П. В. Лященко изучил некоторые его закономерности, приняв,
что в восходящем потоке взвеси каждая частица занимает определенный уровень,
в соответствии со своей гидравлической характеристикой.
Л. Г. Подкосов гидравлическую классификацию рассматривает как массо-
вый процесс разделения взвешенного материала в зависимости от крупности,
плотности и формы частиц, а также в зависимости от режима потока. В аппаратах
с горизонтальным потоком, работающих без подачи нижней воды, что имеет
место в классификаторах, применяемых при обогащении углей, разделение ма-
териала по высоте слоя среды происходит в неодинаковых условиях. Вблизи
зеркала слива, где пульпа более разжижена, происходит свободное или близкое
к нему осаждение частиц. По мере опускания частиц содержание твердого в пульпе
увеличивается и разделение происходит в стесненных условиях.
Разделение материала в густых пульпах протекает при значительной турбу-
лизации массы частиц, вследствие чего происходят перемешивание и частичное
засорение получаемых продуктов несвойственными им частицами.
Экспериментально установлено, что классификация материала происходит
тем быстрее, чем разжиженнее пульпа и чем больше разница в гидравлической
крупности разделяемых частиц.
Таким образом, процесс гидравлической классификации характеризуется
скоростью не свободного падения, как предполагал Риттингер, а стесненного
осаждения частиц.
Сжорость разделения материала во времени не является величиной постоян-
ной, а изменяется от максимального значения при свободном падении в начале
процесса до значения, близкого к нулю, в конце.
Разделение материала в вертикальном потоке в нижней части классифика-
торов (в трубках), по Под Косову, характеризуется тем, что достигнутая степень
177
Рис. IV.9. Определение граничного
размера зерна классификации
разделения суспензии нарушается вновь
поступающим материалом и что образуе-
мые суспензии не являются устойчи-
выми. Они интенсивно перемешиваются
и постепенно опускаются по мере эва-
куации зернистого продукта.
В классификаторах с использова-
нием центробежных сил эффективность
разделения определяется соотношением
скоростей движения частиц и су-
спензии.
Для подсчета скорости движения
частиц сначала определяют число Аг:
Аг = лсР(рт — рж) ртт2/(8^),
где г — радиус вращения частицы, м;
со — частота вращения жидкости, с"1.
По полученному числу Аг на диа-
грамме (см. рис. IV.8) находят значение
коэффициента сопротивления ф и под-
считывают скорость (м/с) движения твер-
дой частицы по формуле (IV. 19).
Коэффициентом шкалы гидравлической классификации назы-
вается отношение последовательных скоростей восходящих струй воды в ячей-
ках классификатора. Он выражается формулами.
для свободных условий
s = Кё;
для стесненных условий
где S — коэффициент шкалы гидравлической классификации; е и ест — коэффи-
циент равнопадаемости частиц для свободных и стесненных условий.
Эффективность классификации определяется по формуле
0,018
СЛ8СГ’
где Е — эффективность классификации, %; гсл—извлечение частиц круп-
ностью менее 0,5 мм в слив, %; гсг — извлечение частиц крупностью более
0,5 мм в сгущенный продукт, %.
Для оценки процесса гидравлической классификации производят рассев
продуктов классификации на ситах. Данные ситового анализа наносят на диа-
грамму (рис. IV.9), где на оси ординат откладывается извлечение продуктов,
а на оси абсцисс — размер отверстий сит. Ордината точки пересечения кривых
крупного и мелкого продуктов на оси абсцисс отсекает отрезок, равный гранич-
ному размеру * разделения данного материала. Ордината точки пересечения кри-
вых соответствует величине засорения мелкого класса крупными частицами и
крупного класса мелкими частицами.
§ 2.	Гидравлические классификаторы
Гидравлические классификаторы по способу удаления зернистой части ма-
териала делятся на классификаторы с механической разгрузкой (скребковые,
элеваторные, осадительные центрифуги) и с разгрузкой самотеком (конические,
пирамидальные, гидроциклоны, дуговые сита).
По принципу действия различают классификаторы, в которых процесс раз-
деления осуществляется под действием гравитационных сил и сил сопротивления
* Под граничным размером понимается размер таких частиц, извлечение которых
в продукты равно 50 %.
17§
6-6
Питание
Содержание твердого 6 питанирг/л
Рис. IV. 10. Схема прямоточного пи-
рамидального классификатора:
I —19 — номера ячеек
Рис. IV.11. Кривые для расчета пи-
рамидальных классификаторов:
7 — 5 — удельная производительность при
размере граничного зерна соответственно
0,2; 0,25; 0,3; 0,35 и 0,4 мм;6 — 9 —содер-
жание твердого в сливе при удельной
производительности соответственно 3; 7,2;
10 и 13,6 ма/(ч*м2)
среды (конические, пирамидальные, скребковые, элеваторные), и классификаторы,
в которых помимо указанных сил действуют еще центробежные силы (гидроцик-
лоны, центрифуги, дуговые сита, конические грохоты).
Пирамидальные классификаторы (пирамидальные отстой-
ники) применяются на углеобогатительных фабриках в первой стадии водно-
шламовых схем для классификации шлама на крупнозернистый и тонкий. По-
ступающая в них пульпа значительно разбавлена и движется с малой скоростью,
что обеспечивает осаждение зернистого материала. Выгружается зернистый ма-
териал, как правило, периодически.
Наиболее благоприятный гидродинамический режим осаждения имеет место
в прямоточных пирамидальных классификаторах (рис. IV. 10), работающих без
перегородок между ячейками и внутри них. но име.ощих высокий сливной порог
в конце аппарата. Скорость горизонтального потока в этом случае (при одинако-
вой нагрузке) меньше скорости при наличии перегородок. В пирамидальной
части прямоточных классификаторов почти отсутствует кругообразное движе-
ние жидкости.
Прямоточные пирамидальные классификаторы эксплуатируются на ряде
углеобогатительных фабрик для классификации шламов крупностью менее 1 мм.
Содержание твердого в сливе пирамидального классификатора и граничная
крупность в зависимости от содержания твердого в питании и удельной произво-
дительности приведены в табл. IV.4.
Кривые, изображенные на рис. IV.И, позволяют определить оптимальную
загрузку пирамидального классификатора. Например, если в классификатор
поступает 2500 м3/ч пульпы с содержанием твердого 130 г/л, то, задаваясь гра-
ничной крупностью разделения 0,3 мм, по кривой 3 находим удельную произво-
дительность 10 м3/(ч-м2). Площадь классификатора 2500/10 = 250 м2.
Содержание твердого в сливе в данном случае равно ПО г/л. Длина (м) пи-
рамидального классификатора может быть определена по формуле
L = Q/[B — u)l,
где Q — дебит пульпы, проходящей через последовательно расположенные ячейки
классификатора, м3/с; В — ширина классификатора, м; — гидравлическая
крупность граничного зерна, м/с; и — вертикальная составляющая скорости тур-
булентного потока. По данным Савельева,
и = 0,0782с/Я0’2,
179
Таблица IV.4
Результаты работы пирамидального классификатора
при различных режимах
Содержание твердого в питании, г/л	Содержание твердого в сливе, г/л	Граничная крупность, мм
Содержание
твердого
в питании,
г/л
Содержание
твердого
в сливе,
г/л
Граничная
крупность,
мм
Удельная производительность
5 м3/ ч-м2
50	30	0,15
100	70	0,18
150	ПО	0,225
200	150	0,265
250	200	0,285
Удельная производительность
10 м3/ (ч-м2)
50	35	0,185
100	75	0,26
150	120	0,315
200	175	0,35
250	220	0,4
Удельная производительность
13,6 м31 (ч-м2)
Удельная производительность
7 м3/ (ч-м2)
50	30	0,16
100	75	0,215
150	118	0,245
200	160	0,285
250	200	0,3
50
100
150
200
250
40
80
130
180
225
0,255
0,375
0,415
0,45
0,485
v — средняя скорость потока в проточной части классификатора, м/с; Н —
высота проточной части классификатора, м.
Эффективность работы пирамидальных классификаторов в значительной сте-
пени зависит от схемы подключения ячеек (параллельная или последовательная).
Технологически более целесообразно параллельное подключение ячеек, так как
при этом граничная крупность разделения меньше на 0,1-0,15 мм и сгущенные
продукты каждой ячейки имеют одинаковую характеристику по крупности.
При необходимости получения различных по крупности продуктов следует при-
нимать последовательное подключение ячеек. Эффективность работы пирамидаль-
ных классификаторов зависит также от способа загрузки питания и разгрузки
продуктов.
Пирамидальные классификаторы являются громоздким и малоэффективным
устройством и требуют специального обслуживания. При непрерывном выпуске
сгущенных продуктов качество слива повышается, однако содержание тонких
классов в зернистом продукте остается высоким.
Элеваторные классификаторы (багер-зумпфы) (табл. IV.5)
применяются для предварительного обезвоживания мелкого концентрата и клас-
сификации его по граничной крупности, равной, примерно, 0,5 мм. Применение
элеваторных классификаторов значительно упрощает схем', обезвоживания мел-
кого концентрата и классификации шламов.
Принцип работы элеваторного классификатора (рис. IV. 12) так же как и
пирамидального отстойника основан на осаждении частиц под действием силы тя-
жести. Однако в элеваторном классификаторе шлам оседает вместе с относительно
крупными зернами концентрата, а осевший материал своевременно удаляется
из зумпфа элеватором, что создает более благоприятные условия для осаждения
материала, чем в пирамидальных классификаторах.
Опыт эксплуатации этих классификаторов на углеобогатительных фабриках
показал, что при удельной производительности 15—20 м3/(ч-м2) и содержании
твердого в оборотной воде не более 50—80 г/л классификация проходит весьма
эффективно: содерл ание класса более 0,5 мм в сливе не превышает 6 %. При удель-
ной производительности 25—30 м3/(ч-м2) результаты резко ухудшаются, особенно
при повышенном содержании твердого в оборотной воде (150 г/л). В этом случае
содержание частиц более 0,5 мм в сливе достигает 50 %.
180
Таблица IV.5
Технические характеристики элеваторных классификаторов
Параметр
ЭОБ6 ЭОСБ6 ЭОБ10	ЭОСБ10 ЭОСБ 12
Производительность, т/ч
Скорость движения цепи,
м/с
Ширина ковша, мм
Шаг ковша, мм
Мощность электродвигателя
в зависимости от скорости
цепи, кВт
Длина элеватора, м
Масса при максимальной
24—91
0,17—
0,38
650
800
4—17
22,5
38—149
0,17—
0,38
650
400
5,5—30
60—230
0,17—
0,38
1000
800
7,5—30
96—370
0,17—
0,38
1000
400
10—40
154—388
0,17—
0,25
1250
500
10—55
61,8
длине элеватора, т
Изготовитель — Ворошиловградский завод угольного машиностроения им. Пар-
хоменко
При классификации газовых углей, вследствие их меньшей плотности, в слив
элеваторного классификатора уносятся
имеет место при избыточном загрязне-
нии оборотной воды шламом.
Применение элеваторных клас-
сификаторов на фабриках, обогаща-
ющих антрациты, связано с большим
износом ковшей и цепей и попада-
нием в осадок значительного коли-
чества тонкого высокозольного
шлама.
Поэтому удельная производитель-
ность при обогащении газовых углей
и антрацитов должна быть меньше,
чем для других углей,— не более 15—
20 м3/(ч-м2).
Для обеспечения удаления влаги
из ковшей длина зоны обезвожива-
ния (длина надводной части элеватора)
должна быть не менее 4 м по верти-
кали.
Элеваторные классификаторы
весьма громоздки и требуют большой
высоты для их установки. Железо-
бетонное исполнение зумпфа и нали-
чие мощного элеватора делают строи-
тельство их и обслуживание слож-
ными.
Скребковый класси-
фикатор отстойного ти-
па (рис, IV. 13) предназначен для
классификации гидросмеси, рядового
угля и предварительного обезвожи-
вания мелкого концентрата отсадоч-
ных машин. Он выполнен из металла.
В нем вместо элеватора применена
медленно движущаяся скребковая
цепь. Этот классификатор не тре-
бует большой высоты для уста-
новки, хорошо оправдал себя при
частицы крупнее 0,5 мм, что особенно
Рис. IV. 12. Элеваторный классифика-
тор (багер-зумпф):
1 — ковшовый элеватор; 2 — железобетон
ная емкость
181
Техническая
Soda
Питание
продукт
Рис. IV. 13. Скребковый классификатор отстойного типа
приеме гидросмеси гидрошахт и классификации твердой фазы по зерну раз-
мером 0,5 мм.
Принцип действия этих классификаторов основан на осаждении частиц
твердого под действием сил тяжести.
Скребковые классификаторы рекомендуют к применению при содержании
твердого в оборотной воде не более 120 г/л. При более высоком содержании
твердого показатели работы классификатора ухудшаются.
При отношении в питании Т : Ж “ 1 '3 максимальная удельная производи-
тельность классификатора при разделении по зерну размером 0.5 мм состав-
ляет:
Содержание твердого в оборотной воде, г/л.............. 200	100
Удельная производительность, м3/(ч-м2)................. 10	30
При большем разжижении питания удельная производительность может
быть еще большей —до 35 м3/(м2-ч).
Технические характеристики скребковых классификаторов
KOI КО2 КОЗ
Крупность исходного угля (питания), мм............... 0—100
Общая производительность по пульпе, м3/ч:
мелкий концентрат........................................ 600	500
гидросмесь.......................................... 700	560
Рабочая площадь, м2..................................... 20	16
Влажность обезвоженного осадка, %	............ 25—30
Содержание, %:
класса >0,5 мм в сливе ........................... 10—15
класса <0,5 мм в осадке.......................... 5 — 7
Скорость скребковой цепи, м/с ................................... 0,24
Мощность электродвигателя, кВт ...................... 30	22
Масса, т............................................. 19,9	18,8
350
420
12
17
17,1
заводы ПО
Изготовители — Моспинский и Ворошиловградский ремонтно-механические
«Донецкуглеобогащение» и «Ворошиловградуглеобогащение».
Конический классификатор (воронка) (рис. IV. 14) пред-
назначен для классификации шлама на зернистый и тонкий продукты. Часто он
используется как промежуточная емкость.
Классификаторы такого типа малоэффективны и малопроизводительны.
На стенках конуса осаждается шлам, вследствие чего уменьшается площадь
осаждения и резко ухудшается процесс классификации. При удельной произво-
дительности 20 м3/(ч-м2) и содержании твердого в питании не более ПО г/л по-
лучают слив с содержанием твердого 80—90 г/л. При более высокой удельной
производительности или большем содержании твердого в питании работа кони-
ческих классификаторов резко ухудшается.
182
Рис. IV. 14. Конический классифи-
катор (воронка)
Рис. IV. 15. Гидроциклон
В последние годы конические классификаторы такого типа заменяются более
совершенными и их применение носит ограниченный характер.
Технические характеристики конических классификаторов
Д-3000	Д-4000
Диаметр воронки, мм....................... 3000	4000
Общая высота, мм.......................... 3600	4500
Площадь осветления, м2.................... 7,1	12,6
Масса, т ................................. 1,7	2,9
Цетробежные классификаторы* в практике углеобогаще-
ния появились сравнительно недавно. Эффективность разделения материала в них
определяется отношением скорости осаждения частиц и скорости потока пульпы.
Классификаторы с использованием центробежных сил применяются главным
образом для классификации шламов и мелкого концентрата.
При использовании центробежного поля процесс классификации происхо-
дит значительно интенсивнее, чем в отстойных классификаторах.
Г и д р оци к л он ы (табл. IV.6) применяют малых диаметров с относи-
тельно высоким давлением и больших диаметров с низким давлением.
Пульпа, подаваемая в гидроциклон тангенциально (рис. IV. 15), приобретает
внутри него вращательное движение. Под действием центробежных сил наиболее
крупные частицы прижимаются к стенкам циклона и удаляются из него в виде
сгущенного продукта через нижнее выпускное отверстие. Основной объем пульпы,
содержащий тонкий шлам, уходит в слив. В гидроциклоне имеют место внешний
(нисходящий) и внутренний (восходящий) вращающиеся потоки. Внутри восхо-
дящего потока образуется воздушный столб. Максимальный диаметр воздуш-
ного столба составляет 55—65 % диаметра сливного патрубка.
Производительность гидроциклона (м3/с) по исходной пульпе может быть
подсчитана по формуле
Q = 0,262
• Центрифуги рассмотрены в разделе X, дуговые сита и конические грохоты в раз-
деле IIЬ
183
Т а б л и ц a IV.6
Технические характеристики гидроциклонов
Параметр
Производительность, м3/ч
Диаметр, мм
Угол конусности, градус
Размер питающего отвер-
стия, мм
Диаметр сливного отвер-
стия, мм
Диаметр отверстия для вы-
пуска сгущенного продук-
та, мм
Давление на вводе, 10б Па
Масса, т:
наибольшая
наименьшая
46—90
350
20
100X100
80; 90
25; 35;
55; 70;
90
0,5-1,5
0,352
0,344
150—290
500
20
140X140
80; 200;
220
80; 100
0,7—1,5
0,592
0,585
260—390
630
20
180X180
200; 220
90; 100;
120
0,8—1,5
0,755
0,749
350—490
710
20
200X200
250
100; ПО;
130
0,8-1,5
0,913
0,907
450—630
1000
20
250X250
250; 270
100; 120;
130; 140;
150
0,9—1,5
1,677
1,665
Изготовители — Моспинский ремонтно-механический завод ПО «Донецкуглеобо-
гащение» и экспериментальная база УкрНИИУглеобогащения
где du — диаметр питающего патрубка, м; d— диаметр сливного патрубка, м;
£ — ускорение свободного падения, м/с2; И — напор в трубопроводе перед ги-
дроциклоном, м.
Режим работы гидроциклонов регулируют изменением размера насадки ниж-
него выпускного отверстия. При увеличении диаметра отверстия насадки полу-
чают более разжиженный крупно-
зернистый материал, содержание
твердого в сливе снижается и умень-
шается граничная крупность. Умень-
| Подрешетный
f продукт
Рис. IV. 16. Дуговое сито-классификатор
184
шение диаметра насадки позволяет
получить крупнозернистый материал
более сгущенным, но при этом увели-
чиваются граничная крупность клас-
сификации и содержание твердого
в сливе.
Гидроциклоны с успехом заме-
няют пирамидальные классификаторы.
Практика их эксплуатации показы-
вает, что по сравнению с пирами-
дальными классификаторами они обе-
спечивают разделение материала по
меньшей граничной крупности с более
высоким содержанием твердого в сгу-
щенном продукте (700—900 г/л
вместо 200—400 г/л) и более низким
содержанием твердого в сливе.
Диаметр отверстия насадки для
выпуска крупнозернистого материала
подбирается в процессе регулировки
аппарата с учетом необходимого со-
держания твердого в сгущенном про-
дукте и сливе,
На углеобогатительных фабриках для классификации шламов применяю?
гидроциклоны с диаметрами цилиндрической части 350, 500, 630, 710 и 1000 мм;
рабочая поверхность гидроциклонов футерована монолитным поликристалличе-
ским карбидом кремния ^МПК).
Дуговые сита-классификаторы типов СД и УЗО предназначены для мокрой
классификации мелкого угля перед флотацией и реже отходов флотации. На этих
ситах-классификаторах выделяется шлам крупностью менее 0,5 мм. Щелевые
сита для этих классификаторов набираются из колосников клиновидной формы,
изготовленных из нержавеющей стали с расположением щели поперек или вдоль
движения пульпы. Дуговое сито-классификатор СДО-3 показано на рис. IV. 16.
На дуговые сита-классификаторы рекомендуется подавать по возможности
сгущенные пульпы. При работе с разжиженными пульпами влажность надрешет-
ного продукта значительно повышается.
Дуговые сита-классификаторы типа УЗО снабжены устройствами для регу-
лирования и распределения потока пульпы.
Технические характеристики дуговых сит-классификаторов СД
Производительность по питанию, м3/ч................
Полезная площадь сита, м2..........................
Ширина щели сит, мм:
верхней части .....................................
средней части .................................
нижней части ..................................
Ширина разгрузочной щели питающей воронки, мм
сд-1	СД-2	СДО-3
150—200	300 — 400	450 — 500
0,95	1,9	3
0,5	1,5; 2	0,5
1	1; 1,5	—-W
1,5	0,5; 1,5	
15 — 30	До 30	90-140
Раздел V
ОБОГАЩЕНИЕ В ТЯЖЕЛЫХ СРЕДАХ
Глава 1
ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Обогащение в тяжелых средах — метод разделения
углей по плотности в истинных тяжелых жидко с^тях
или минеральных суспензиях.
Истинные тяжелые жидкости — водные растворы неоргани-
ческих солей и органические жидкости — в производственных условиях имеют
ограниченное применение. Их используют в основном для разделения углей по
плотности при фракционном анализе и контроле качества продуктов обогащения.
Взвеси в воде тонкоизмельченных утяжелителей — минеральные
суспензии — широко распространены во всем мире в качестве разделяющей
среды при обогащении углей.
В отечественной и зарубежной практике применяют преимущественно ми-
неральные суспензии, в которых в качестве утяжелителя используют магне-
титовый концентрат, позволяющий получать плотность разделяющей
среды, достаточную для успешного обогащения всех видов твердых горючих
ископаемых (каменных и бурых углей, антрацитов, горючих сланцев).
В некоторых странах в качестве утяжелителей в ограниченных масштабах
используют барит, кварцевый песок, глину, лёсс и другие материалы, однако эти
утяжелители не выдерживают конкуренции с магнетитом.
Большой объем добычи и обогащения в Советском Союзе магнетитовых руд
для нужд черной металлургии на горно-обогатительных комбинатах (ГОКах),
расположенных на сравнительно небольшом удалении от основных угольных бас-
сейнов страны, а также возможность использования в качестве утяжелителя маг-
нетитовых концентратов без дополнительной их обработки создают предпосылки
для широкого распространения в нашей стране метода обогащения углей в маг-
нетитовой суспензии.
Известные тенденции развития угольной промышленности — валовая добыча
горной массы с механизацией всех звеньев технологической цепи — сопровож-
даются такими нежелательными явлениями, как повышение зольности, рост
содержания породы, увеличение выхода мелких классов в поступающем на обо-
гащение сырье. Указанные явления усугубляются переходом к выемке пластов
все более низкого качества и трудной обогатимости. В этих условиях только тя-
желосредное обогащение обеспечивает высокий технико-экономический эффект,
позволяя достичь максимально возможное извлечение ценных компонентов в то-
варные продукты при минимальных потерях горючей массы с отходами.
Помимо технико-экономических преимуществ перед другими методами обо-
гащения, широкому внедрению тяжелосредного процесса способствовали его
определенные технологические достоинства:
простота регулирования и автоматизации производственных операций;
малая чувствительность к колебаниям загрузки (в пределах нагрузочной устой-
чивости применяемого оборудования) и качественного состава питания; возмож-
ность эффективного обогащения углей с трудной и очень трудной характеристи-
кой обогатимости и высоким содержанием породы; разделение обогащаемого ма-
териала в широком диапазоне крупности — от отдельных кусков размером 300 мм
и более до мелких зерен размером 0,2—0,5 мм; высокая точность разделения,
обеспечивающая незначительное засорение продуктов обогащения посторонними
фракциями; широкий диапазон изменения плотности тяжелой среды (от 1300—
1350 до 2000—2200 кг/м3) с предельно точной ее регулировкой; незначительное
шламообразование в обогатительных аппаратах, а также возможность удаления
размокающей породы в начале процесса; наименьший (по сравнению с другими
мокрыми процессами) расход технологической воды.
186
В угольной промышленности обогащение твердых горючих ископаемых
(каменные угли, антрациты) в магнетитовой суспензии осуществляется на 69
обогатительных фабриках и 25 установках при шахтах. Этим методом перерабаты-
вается до 90 млн. т в год углей и антрацитов, т. е. около 26 % общего объема обо-
гащения.
Технологические комплексы тяжелосредных установок для обогащения как
крупного, так и мелкого углей комплектуются отечественным оборудованием —
сепараторами, гидроциклонами, регенерационными сепараторами, грохотами,
сборниками суспензии, суспензионными насосами и другим вспомогательным
оборудованием.
Новым направлением в тяжелосредном обогащении в нашей стране является
внедрение технологии обогащения мелкого угля в двух- и трехпродуктовых ги-
дроциклонах. Однако и в этой области уже накоплен определенный опыт, вклю-
чая опыт промышленной эксплуатации, позволяющий обоснованно рекомендо-
вать широкое использование этого метода в углеобогащении.
Наиболее рациональные области применения тяжелосредного обогащения:
крупные классы углей для коксования и энергетики и антрациты (от 13—25
до 200—300 мм) трудной, средней и легкой обогатимости при содержании пород-
ных фракций (плотностью +1800 кг/м3 — для углей, +2000 кг/м3 — для антра-
цитов) более 35 % и выходе класса >13 мм более 20 % с разделением на три и
два продукта; крупные классы (>25 мм) сланцев; мелкие классы углей для коксо-
вания (от 0,2—0,5 до 13; 25; 40 мм) трудной и очень трудной обогатимости с раз-
делением на три продукта; мелкие классы энергетических углей трудной и очень
трудной обогатимости и антрациты [от 0,5 до 13 (25) мм] с разделением на два
продукта; промпродукты отсадки крупного (после додрабливания) и мелкого
каменных углей и антрацитов (0,5—13 мм) с разделением на три и два продукта.
Тяжелосредное обогащение твердых горючих ископаемых может произво-
диться также с целью получения продуктов высокого качества для специальных
целей, например, антрацитовых концентратов для электродной промышлен-
ности, малосернистых угольных концентратов, сланцевых концентратов с повы-
шенным содержанием органической массы.
Глава 2
ЭЛЕМЕНТЫ ТЕОРИИ И ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ
Тяжелосредное обогащение крупного машинного класса (разделение по плот*
ности на легкую и тяжелую фракции) производится в ванне колесного сепаратора,
заполненной минеральной суспензией (рис. V.1).
Суспензия в колесный сепаратор поступает обычно двумя потоками — транс*
портным (горизонтальным) и восходящим (вертикальным).
Вероятностный подход к механизму разделения материала по плотности
в тяжелосредных гравитационных сепараторах позволяет с достаточной полнотой
раскрыть физическую сущность этого процесса.
Перемещение зерен обогащаемого материала происходит под действием:
силы тяжести (веса зерна)
Г3 =-л-Гр^/б;	(V.1)
Рис. V.I. Принципиальная схема
тяжелосредного колесного сепаратора:
1 — загрузочная часть ванны; 2 — проточ-
ная часть ванны; 3 — разгрузочная часть
ванны для легких фракций; 4 — разгрузоч-
ная часть ванны для тяжелых фракций; 5,
6 — подача вертикального и горизонталь-
ного ПОТОКОР суспензии
187
подъемной силы (архимедовой)
= ™/3pcg/6;	(V.2)
силы гидродинамического сопротивления среды
при ламинарном движении (вязкостное сопротивление)
’	(л) “ Зли vd,	(V .3)
при турбулентном движении (профильное сопротивление)
-Гг<т) = '1’(ё)2^Рс;	(V.4)
силы турбулентного давления
- FT = 4'TL3pc[u (/) - иср.	(V.5)
силы диффузионного массопереноса
— Лд = ЛАтах (vCmax — vcmin)2 dpc,	(V.6)
где d — размер зерна обогащаемого материала, м; р3, рс — плотность зерна и
среды (суспензии), кг/м3; g — ускорение свободного падения, м/с2; р, — динами-
ческая вязкость среды, Па-с; v — усредненная скорость движения зерна, м/с;
ф — безразмерный коэффициент сопротивления, являющийся функцией кри-
терия Re; фт — безразмерный коэффициент сопротивления, входящий в уравне-
ние силы турбулентного давления, v (/) —• мгновенная скорость движения зерна,
м/с; ус, vc , vc mln — скорость потока суспензии, соответственно усредненная,
максимальная и минимальная, м/с; L — характерный размер вихря (L — dmax);
К — коэффициент в уравнении турбулентной вязкости (К ~ 1); /гтах — макси-
мальный размер стационарного вихря, м.
При перемещении зерна в среде, находящейся в покое или движущейся рав-
номерно без ускорения, т. е. при отсутствии силы инерции (nd3pc/6) [d(u—
—uc)/dZ], имеет место равенство разности сил тяжести и подъемной силы и сил ги-
дродинамического сопротивления среды. В этом случае из уравнений (V.1)—(V.4)
получают известные формулы конечной скорости свободного падения зерна:
для ламинарного режима
^=(Рз“Рс)^/(18И),	(V.7)
для турбулентного режима
б = /гаНРз —Pc)g/(6ipPc)-	(V.8)
Однако такое приближенное рассмотрение не раскрывает механизма разде-
ления зерен и причин взаимного засорения продуктов обогащения. Более реаль-
ная картина может быть получена только при учете сил турбулентного перемеши-
вания.
О. Н. Тихонов показал, что эффективность разделения, которую можно ха-
рактеризовать средним вероятным отклонением Epmt функционально зависит
от отношения усредненной скорости зерна к коэффициентумикродиффузии (0/В),
входящего в вероятностное уравнение типа Фоккера—Планка:
dW/dt = —vd UT/dx + Bd*W/dx\	(V.9)
где W — вероятность перехода зерна через границу, расположенную в ванне
сепаратора на глубине h от места подачи питания; В — коэффициент диффузион-
ного массопереноса.
Входящая в уравнение (V.9) усредненная скорость движения зерна является
функцией ряда параметров:
й = f (d, Рз, Рс» И» *о)»
где т0 — предельное напряжение сдвига вязко-пластичной среды (суспензии);
остальные обозначения прежние.
Определение величины v связано с решением дифференциального уравнения
движения, учитывающего сумму действующих сил.
Коэффициент макродиффузии В определяется действием двух факторов:
макроскопической неоднородностью скорости потока (градиент горизонтальной
188
составляющей скорости по глубине потока в проточной части ванны сепаратора)
и турбулизацией суспензии при движении крупных зерен обогащаемого мате-
риала В2. Очевидно, что эти факторы действуют независимо друг от друга и что
полный коэффициент диффузионного массопереноса
в - в, + в2,
В принципе такое равенство допустимо, так как при взаимном влиянии
указанных возмущений результирующее воздействие может быть учтено введе-
нием поправочных коэффициентов
В ==^+^2.	(V.10)
При движении зерен в потоке, имеющем градиент горизонтальной скорости,
коэффициент диффузионного массопереноса (называемый в этом случае иногда
турбулентной вязкостью) может быть выражен как
= ЛЛ1пах (С'сп1ах — ycmln).
Таким образом, В± зависит от максимального размера стационарного вихря (он
равен или меньше глубины ванны сепаратора), разности максимального и мини-
мального значений скорости потока и коэффициента турбулентной вязкости.
Объяснением вертикальных перемещений зерен может служить наличие ста-
ционарных циркуляций суспензии, переносящих зерна разделившегося мате-
риала в ниже- или вышележащие слои. По большей части такие циркуляционные
потоки возникают в застойных зонах, т. е. в зонах с пониженной скоростью дви-
жения суспензии.
В процессе перемещения в ванне сепаратора за каждым крупным зерном воз-
никает вихревая дорожка, взаимодействие таких вихрей турбулизует весь объем
суспензии.
Учитывая, что размер застойных зон, где происходит образование циркуля-
ционных потоков, сопоставим по порядку величин с размером ванны, а размер
последней, как правило, на порядок и более превосходит максимальный размер
зерна обогащаемого материала, для всех зерен коэффициент Bt можно считать
постоянным, зависящим только от гидродинамики потока суспензии в ванне се-
паратора. Следовательно, в уравнении (V.10) £	1.
Для коэффициента В2 такое допущение неправомерно, так как линейные
размеры турбулентных вихрей, вызываемых движением в ванне зерен обогащае-
мого материала, сопоставимы с их размером.
Для оценки взаимосвязи турбулентного режима движения суспензии с круп-
ностью зерен обогащаемого материала следует определить размер зерна, для
которого вязкостное сопротивление равно профильному.
Из уравнений равенства суммы движущих сил и сил сопротивления
nd3 (pg — рс) g/б — Злоф + *i|wad3pc + 4ndaT0
и сил вязкостного и профильного сопротивлений
Злс/иц = фиас/2рс,
решенных относительно v (при условии ф « л/10), получим:
для вязкостного сопротивления
v=w[d!(p3-po)*-4-H’
для профильного сопротивления
v = ± /5 [d (рз — Рс) £ — 4т0]/(6рс)-
Графическое решение системы уравнений относительно d при характерных
параметрах работы тяжелосредного сепаратора (р3 — рс = 100 кг/м3, рс =
= 2000 кг/м3, ц = 10“2 Па-с, т0 = 6 Н/м2) дает размер граничного зерна drp —
= 15 мм, что близко к нижнему пределу крупности (примерно 13 мм) угля, эф-
фективно обогащаемого в сепараторах.
Для зерен крупностью d с drp при этих условиях преобладает вязкостное
сопротивление, для зерен крупностью d — профильное сопротивление,
189
т. е. в первом случае в качестве коэффициента диффузионного массопереноса
превалирует (В ж В^ во втором — я В2).
Исходя из этих соображений, можно полагать, что при выбранных пара-
метрах процесса энергия турбулентных пульсаций в ванне сепаратора пропор-
циональна единовременной концентрации материала крупностью более drp,
т. е. дисперсия турбулентных пульсаций Dт зависит от производительности се-
паратора, гранулометрического и фракционного состава питания, плотности,
вязкости и предельного напряжения сдвига суспензии:
&Т — / [Qt*
р (Рз- d), рс>
Ц , Tq] *
где Р (р3, d) — распределение обогащаемого материала по плотности и круп-
ности .
Приняв линейный размер турбулентной пульсации L — dmax, можно оценить
случайную составляющую скорости турбулентных пульсаций:
Дсо - со (/) О) — ^Ci^max»
где со (/) — вертикальная скорость потока суспензии, м/с; со — среднее значение
вертикальной скорости потока, м/с; итах— максимальная скорость движения
частицы размером dmax, м/с; Ki — коэффициент пропорциональности (7<i< 1);
Ki ф [Qi , Р (Рз» d), рс].
Рассматривая отношение усредненной скорости потока суспензии к полному
значению коэффициента диффузионного массопереноса, следует заметить, что
при б/В -> 0 разделение не происходит, при v/B -> оо разделение приближается
к идеальному.
Очевидно, что при прочих равных условиях наибольшая скорость закономер-
ного перемещения зерна достигается при наименьших значениях динамической
вязкости и предельного напряжения сдвига суспензии. Увеличение средней ско-
рости перемещения зерна повышает отношение v/B и уменьшает погрешность
разделения.
Минимизация величины В также улучшает условия разделения, однако для
этого необходимо уменьшить масштаб циркуляций /imax и неоднородность гори-
зонтальных скоростей потока суспензии wmax—ymin-
Приведенные теоретические предпосылки определяют следующие основные
направления совершенствования процесса обогащения углей в тяжелосредных
сепараторах:
оптимизация гидродинамической формы ванны путем устранения застойных
зон и сведения к минимуму неоднородности горизонтальных скоростей потоков;
улучшение реологических параметров тяжелой среды; разделение узких клас-
сов обогащаемого материала и при минимальном содержании зерен, размер ко-
торых меньше нижнего предела крупности (обычно агр ж 13 мм).
Как уже отмечалось, гидродинамические условия в ванне сепаратора суще-
ственно сказываются на характере движения разделяемых зерен, причем возму-
щающее действие турбулентного перемешивания по масштабу сопоставимо с воз-
действием реологических факторов суспензии (вязкости и предельного напряже-
ния сдвига).
Замеры скоростей потоков суспензии по всему объему ванны сепаратора с по-
мощью датчиков скорости (термогидрометры) и методом электрогидродинамиче-
ских аналогий (ЭГДА) показали их существенную неоднородность. Неоднород-
ность скоростей потоков суспензии, как было показано теоретически, является
основной причиной возникновения вторичных циркуляций суспензии, наличия
зон пониженных скоростей (застойных зон), что приводит к нарушению четкости
разделения материала и неравномерной плотности суспензии в ванне сепаратора.
Выбор оптимального соотношения горизонтального (транспортного) и верти-
кального (восходящего) потоков позволяет несколько улучшить равномерность
поля плотности суспензии, однако при любых соотношениях потоков полностью
ликвидировать участки неравномерной плотности не удается. Радикальным спо-
собом создания более равномерного поля плотности и общего улучшения гидро-
динамических условий разделения в рабочей ванце сепаратора является оптими-
зация ее формы,
19Q
Исследование методом ЭГДА ванн наиболее распространенных отечественных
двухпродуктовых тяжелосредных сепараторов с наклонным (СК) и вертикальным
(СКВ) элеваторными колесами позволило получить гидродинамическую картину
движения потоков суспензии.
Оценка поля скоростей производилась с помощью коэффициента неравномер-
ности
maximin*
Гидродинамическое совершенство формы ванны определялось по коэффи-
циенту совершенства формы
Кс = 1 —- 53/SB,
где S3 — площадь застойных зон в центральном сечении ванны сепаратора (зон
с минимальными скоростями потока); SB — общая площадь сечения ванны.
В результате исследований установлено, что внутри проточной части ванн
сепараторов СК и СКВ имеются застойные зоны, расположенные преимущест-
венно под загрузочным и разгрузочным (для легкой фракции) желобами у бо-
ковых стенок. В сепараторе СКВП желоба вынесены за пределы ванны, улучшена
конфигурация проточной части, кроме того, с помощью специального загрузочно-
распределительного устройства упорядочена подача горизонтального потока
суспензии.
Сравнение коэффициентов Кн и Кс, полученных
В. И. Жорпиком, приведено ниже:
И. А. Доброхотовой и
СК	скв	сквп
кн-
загрузочная часть.................... 1,98	2,39	1,65	2	J
сливной порог ................... 1,68	2,13	1,47
породная часть................... 2,04	4,03	1,39	’1
Кс................................... 0,7	0,78	0,95	J	!
Внутри ванны оптимальной формы (сепаратор СКВП) отсутствуют зоны со
значительной неоднородностью скоростей, вызывающей циркуляционные потоки,
а также зоны с малыми значениями скоростей (застойные зоны), что способствует
повышению производительности сепаратора и эффективности разделения обога-
щаемого материала.
ОпытьГна лабораторном сепараторе для углей крупностью 13—25 мм пока-
зали» что в ванне оптимизированной формы разделение проходит более интен-
сивно по сравнению с разделением в ванне обычной формы: время разделения
уменьшается почти вдвое (соответственно растет производительность), а эффек-
тивность разделения существенно улучшается (Ерт— 48 кг/м3 и Ерт= 25 кг/м3
соответственно).
Более детальные экспериментальные исследования были проведены на полу-
промышленном сепараторе также с ваннами двух типов (стандартной и оптими-
зированной), имевшими одинаковую ширину 0,44 м.
В качестве примера на рис. V.2 показана зависимость эффективности разде-
ления от производительности для одного и того же весьма труднообогатимого
угля крупностью >13 мм при обога-
щении в сепараторе с ваннами двух
типов.
Увеличение нагрузки на ванну
стандартной формы сопровождается
резким ухудшением эффективности
разделения во всем диапазоне произ-
водительностей. Ванна оптимизиро-
ванной формы позволяет достичь
лучшей эффективности разделения до
предела нагрузочной устойчивости,
после чего показатели обогащения
также ухудшаются.
В промышленных сепараторах
суспензия обычно загрязнена уголь-
5	10	15 го 25 Q,T/4
Рис. V.2. Зависимость показателя эф-
фективности разделения Е рт от произ-
водительности Q для ванны стандарт-
ной (/) и оптимизированной (2) форм
191
iiblM и породным шламами, что ухудшает ее реологические свойства. Поэтому
снижение вязкости и предельного напряжения сдвига рабочей суспензии
является одним из средств воздействия на результаты обогащения.
Введение в концентрированные, сильно зашламленные суспензии реагента-
пептизатора (например, гексаметафосфата натрия) при расходе 1—1,5 кг/м3
заметно улучшает реологические параметры среды и повышает эффективность
разделения.
В опытах, проведенных на полупромышленном тяжелосредном сепараторе,
было показано, что добавка гексаметафосфата натрия (1 кг/м3) в суспензию плот-
ностью 1800 кг/м3 (концентрация шлама около 35 %) снижает ее вязкость с 11,2Х
Х10“3 до 9,4-10’3 Па-с, а предельное напряжение сдвига — с 12 до 7,8 Н/м2.
При этом эффективность разделения соответственно улучшается с Ерт = 62
до ЕРт 38 кг/м3.
Преимущества обогащения в тяжелосредных сепараторах узких классов
углей (при уменьшенном отношении dmax/dmin)> вытекающие из теоретических
представлений, были подтверждены экспериментальным путем. Так, при обога-
щении угля крупностью 6—25 мм в тяжелосредном сепараторе в суспензии плот-
ностью 1800 кг/м3 эффективность разделения Ерт составила 70 кг/м3, а при обога-
щении того же угля раздельно по классам 6—13 и 13—25 мм — 67 и 48 кг/м3 со-
ответственно. Принцип обогащения узких классов углей был реализован в опыт-
ном образце промышленного сепаратора СКВД-32, в котором, например, класс
6—25 мм обогащался с эффективностью Ерт—. 80 кг/м3, а этот же класс в составе
более широкого класса крупности 6—350 мм — с эффективностью Ерт =
= 150 кг/м3, т. е. значительно худшей.
Оптимизация гидродинамической формы ванны и рациональная система по-
дачи горизонтального потока улучшают распределение скоростей суспензии и
уменьшают масштаб турбулентных вихрей. Однако создание сепаратора, в ванне
которого полностью были бы исключены циркуляции суспензии и скорость рав-
номерна, практически невозможно. В связи с этим реальная скорость продвиже-
ния разделяемого материала в горизонтальном направлении меньше скорости
суспензии, так как циркуляционные вихри притормаживают перемещение слоя
угля. Кроме того, у стенок ванны скорость перемещения несколько меньше,
чем в центральной части.
Усредненная скорость продольного транспортирования материала итр свя-
зана с усредненной горизонтальной скоростью потока суспензии поправоч-
ным коэффициентом:
£*Тр = bv с,	(V. 11)
где b << 1.
Изучение закономерностей движения зерен разделяемого материала в ванне
сепаратора приводит к выводу, что интенсивность процесса лимитируется ско-
ростью передвижения к разгрузочной части зерен, плотность которых меньше
или близка к плотности суспензии. Тяжелые зерна быстро погружаются в началь-
ной части ванны со скоростью, которая в 2—2,5 раза превосходит среднюю ско-
рость передвижения слоя легких зерен. Легкие зерна, имеющие плотность, близ-
кую к плотности суспензии, длительное время находятся в ванне сепаратора,
накапливаясь в ней и тормозя передвижение всей массы легких зерен.
Экспериментальные исследования, проведенные на полупромышленном се-
параторе, показали, что время продвижения зерен от места загрузки до слив-
ного порога резко возрастает с уменьшением разности плотностей зерен и суспен-
зии (рис. V.3).
Для зерен крупностью 100 мм значение коэффициента b в уравнении (V.11)
находится в пределах 0,12—0,87 при изменении разности плотностей зерен и сус-
пензии от —50 до —300 кг/м3. Абсолютные скорости перемещения указанных зе-
рен вдоль ванны полупромышленного сепаратора составляют от 7 до 20 см/с.
В тяжелосредном гидроциклоне разделение зерен обогащаемого материала
по плотности на легкую и тяжелую фракции производится в потоке суспензии,
совершающем вращательное движение.
Напорный ввод суспензии по тангенциальному входному патрубку создает
и поддерживает в гидроциклоне винтовое движение потока в виде объемного вих-
192
Рис. V.3. Зависимость времени пре-
бывания в ванне сепаратора легких
зерен (крупность 100 мм) от разно-
сти плотностей зерен и суспензии
Рис. V.4. Схема движения
потока суспензии в гид-
роциклоне
ревого столба (рис. V.4). Винтовой поток вдоль внутренней стенки аппарата
опускается к вершине конуса и частично через нижнюю насадку выводится наружу.
Основная масса суспензии, не доходя до вершины конуса, совершает поворот
в радиальном направлении и движется вверх к сливному патрубку, через ко-
торый выходит наружу в цилиндрической части гидроциклона.
Переход суспензии из нисходящей в восходящую ветвь потока сопровождается
радиальными и циркуляционными токами, что в совокупности создает весьма
сложную гидродинамическую картину. Вихревое движение потока вызывает за-
сасывание значительного объема воздуха, который образует внутри гидроциклона
по всей его высоте центральный воздушный столб, ограничивающий свободную
поверхность восходящей ветви винтового потока. Нисходящая ветвь ограничена
внутренней стенкой гидроциклона и поверхностью нулевых скоростей, отделяю-
щей ее от восходящей ветви потока.
Скорость винтового потока суспензии в гидроциклоне принято представлять
в виде трех составляющих: тангенциальной или окружной скорости V/, направлен-
ной по касательной к окружности вращения; радиальной скорости vr, перпенди-
кулярной к оси вращения, и осевой скорости vUi параллельной оси вращения и
перпендикулярной к плоскости расположения тангенциальной и радиальной со-
ставляющих скорости.
Разделение в гидроциклоне, как и в тяжелосредном сепараторе, следует
рассматривать как массовый процесс с позиций теории вероятностей. Переме-
щение зерен происходит под действием тех же сил, что и в сепараторе [см. урав-
нения (V.1)—(V.6) ], однако вместо силы тяжести на зерна действует значительно
более интенсивная центробежная сила, которая определяется тангенциальной
составляющей скорости потока
где R — радиус вращения.
Центробежная сила направлена перпендикулярно к оси вращения потока,
совпадающей с осью гидроциклона.
Выталкивающая (архимедова) сила также будет зависеть от ускорения цен-
тробежной силы и действовать в направлении, противоположном Рп
л^^Дб/?).
Гидродинамическое давление среды на движущиеся в радиальном направле-
нии зерна разделяемого материала определяется значением радиальной состав-
ляющей скорости потока vr
F =:	•
1	<	V»
7 Заказ 77
193
Рис. V.5. Изоденсы поля
плотности и траектории
движения зерен в цилин-
дроконическом тяжело-
средном гидроциклоне:
/„7 — плотность суспензии
(кг/м3) соответственно рав-
ная 1800: 1500: 1300; 1350;
1400; 1450; 1500
Под действием перечисленных сил в сочетании
с силами турбулентного давления и диффузион-
ного массопереноса происходят разделение мате-
риала по плотности и распределение его зерен по
радиусу гидроциклона.
Характер изменения тангенциальной соста-
вляющей скорости по радиусу потока в первом
приближении описывается уравнением
V[Rn = const = с,
причем каждому радиальному сечению в тяжело-
средном гидро циклоне соответствуют свои значе-
ния п и с.
В числе факторов, определяющих механизм
разделения обогащаемого материала в тяжело-
средном гидроциклоне, существенную роль играет
сгущение суспензии. Этот процесс связан с рас-
слоением суспензии и возрастанием концентрации
утяжелителя в направлении действия центробеж-
ной силы, т. е. от оси к периферии.
Концентрация утяжелителя в наружной (ни-
сходящей) ветви потока зависит от тангенциальной
скорости суспензии, радиуса гидроциклона, мас-
штаба и интенсивности турбулентных пульсаций,
гранулометрической характеристики утяжелителя.
Процесс сгущения суспензии создает в гид-
роциклоне переменную концентрацию утяжели-
теля и соответственно различную плотность суспен-
зии в радиальном и осевом направлениях. Это зна-
чит, что в отличие от гравитационных тяжелосред-
ных сепараторов, разделение зерен обогащаемого
материала в гидроциклоне происходит не в сравни-
тельно однородной,а в переменной по плотности
среде. Этим объясняется имеющее место на прак-
тике существенное отклонение плотности разде-
ления в гидроциклоне от плотности исходной су-
спензии.
Для оценки процесса сгущения суспензии
в гидроциклоне могут быть использованы следу-
ющие уравнения:
ССг = Рсг/Рс» Сое ~ Рс/Рос>
где Ссг и Сос — соответственно степень сгущения
и степень осветления суспензии; рс, рсг, рОс—*
плотность соответственно исходной, сгущенной и
осветленной суспензии.
Изменение концентрации суспензии в радиаль-
ном и осевом направлениях создает в гидроци-
клоне поле плотности, которое характеризуется
изоденсами — поверхностями равной плотности
или, в частном случае плоского сечения, линиями
равной плотности (рис. V.5). Абсолютные значе-
ния плотности суспензии растут в осевом на-
правлении к вершине конуса и в радиальном
направлении к внутренней стенке аппарата.
Таким образом, принципиальными особенно-
стями тяжелосредных гидроциклонов являются
наличие интенсивного центробежного силового
поля, образование поля плотности вследствие
неоднородной концентрации утяжелителя и ярко
194
выраженный противоточный ха-
рактер движения двух осевых
потоков, разграниченных поверх-
ностью нулевых значений осевой
скорости, причем скорость потоков
возрастает по мере удаления от
этой поверхности.
Противоточный характер рас-
слоения обогащаемого материала
достаточно полно иллюстрируется
записью траекторий характерных
по плотности зерен методом радио-
изотопной индикации. На рис. V.5
представлены траектории движе-
ния граничных зерен и зерен,
плотность которых соответствует
средней плотности легкого и тяже-
лого продуктов при обогащении
по плотности разделения 1500 кг/м3.
Для процесса расслоения ха-
рактерно, что зерна разной плот-
ности рассеиваются по радиусу
аппарата за короткое время (доли
секунды) после их введения в гид-
роциклон, передвигаясь до точки,
где плотность суспензии близка
к их собственной. Граничные
зерна при этом взвешиваются при-
мерно на разделяющей ветви по-
тока линии, где суспензия имеет
нулевую осевую скорость, а зерна,
плотность которых больше или
Рис. V.6. Зависимость времени пребыва-
ния зерен в тяжелосредном гидроциклоне
от разности между их плотностями и плот-
ностью разделения
меньше граничной, —соответствен-
но в нисходящей и восходящей ветвях потока. Траектории движения
этих зерен имеют четкий упорядоченный характер и направлены к
нижней насадке (для тяжелых зерен) и к сливному патрубку (для легких
зерен).
Петлеобразный характер траекторий и радиальные циркуляции резко выра-
жены только для граничных зерен. При отличии плотности зерна от граничной
плотности всего на 50 кг/м3 время и амплитуда радиальных циркуляций заметно
сокращаются, а для более легких и тяжелых зерен циркуляции практически не
прослеживаются.
Отсюда следует, что время пребывания зерен в процессе зависит от разности
между их плотностями и плотностью разделения (рис. V.6). Граничные зерна на-
ходятся в гидроциклоне длительное время, на порядок и более превышающее
время нахождения зерен, отличающихся по плотности от плотности разделения
всего на 50—100 кг/м3. Легкие и тяжелые зерна быстро достигают разгрузочных
патрубков и выводятся из гидроциклона.
Таким образом, роль противоточного процесса в обеспечении высоких пока-
зателей по удельной производительности и эффективности, которые свойственны
тяжелосредным гидроциклонам, сводится к следующему:
вследствие высокой скорости перемещения и удаления из процесса зерен,
далеко отстоящих по плотности от плотности разделения, не происходит накоп-
ления обогащаемого материала и он не концентрируется в зоне интенсивного
разделения; длительное время пребывания в процессе зерен, близких по плот-
ности к граничным, т. е. зерен, наиболее труднообогатимых, обеспечивает их
многократное переобогащение; взвешивание граничных зерен на поверхности
разделения противоположно направленных ветвей потока и циркуляция в радиаль-
ном направлении труднообогатимых зерен обеспечивают возвращение непра-
вильно переместившихся зерен в характерный для их плотности продукт обога-
щения.
*
195
Экспериментальные исследования поля плотностей и механизма разделения
обогащаемого материала в цилиндроконическом и цилиндрическом тяжелосред-
ных гидроциклонах показали, что между этими аппаратами нет принципиаль-
ной разницы.
Глава 3
ТРЕБОВАНИЯ К УТЯЖЕЛИТЕЛЯМ И СВОЙСТВА СУСПЕНЗИИ
К утяжелителям, используемым для приготовления минеральных суспензий,
предъявляются определенные требования как с точки зрения их физико-механи-
ческих свойств, так и технико-экономических параметров.
Утяжелитель должен обеспечивать приготовление суспензии заданной плот-
ности при объемной концентрации, не превышающей определенного предела.
Механическая прочность утяжелителя должна быть достаточно высокой,
чтобы при длительной циркуляции не происходило его существенное измельче-
ние. В то же время утяжелитель не должен быть абразивным.
Утяжелитель должен легко отмываться от продуктов обогащения, отделяться
от тонкого угольного шлама и извлекаться из промывных вод.
Важным требованием к утяжелителю являются его дешевизна, недефицит-
ность, нерастворимость в воде, химическая инертность к компонентам обогащае-
мого угля и к материалу, из которого изготовлено оборудование.
Гранулометрический состав утяжелителя выбирается таким образом, чтобы
он обеспечивал образование относительно устойчивой к расслоению в поле силы
тяжести суспензии.
Магнитные и другие физические свойства утяжелителя определяют выбор
способа его регенерации.
Перечисленным: требованиям в наибольшей степени отвечает магнетит, поэ-
тому промышленная практика тяжелосрсдного обогащения углей в Советском
Союзе и во многих зарубежных странах базируется на магнетитовом концентрате
мокрой магнитной сепарации железорудных обогатительных фабрик, как наиболее
эффективном утяжелителе минеральных суспензий.
Магнетитовый концентрат обладает необходимыми для утяжелителя физико-
механическими параметрами: высокой плотностью — от 4300—4600 до 5000 кг/м3,
твердостью по шкале Мооса 5,5—6,5 единиц, стабильными магнитными свой-
ствами, соответствующим гранулометрическим составом.
При более или менее постоянной плотности и твердости магнетитовые кон-
центраты, используемые в качестве утяжелителей, различаются по крупности и
магнитной проницаемости.
В СССР предусматривается распределение магнетита (%) по крупности на
три сорта.
Класс, мкм
>150
<40
<20
К (крупный)
2-10
40-50
3-10
М (мелкий)
2—10
50-60
10-25
Т (тонкий)
0-5
60—75
25 — 35
Магнетитовые концентраты сортов М и Т рекомендуются для двух продукто-
вых гидроциклонов и трех продуктовых сепараторов. Концентраты сортов М
и К имеют преимущество при их использовании в двух продуктовых колесных се-
параторах. Для трех продуктовых каскадных гидроциклонов предпочтителен
сорт К.
Основными поставщиками магнетитового концентрата сорта М для угольной
промышленности служили Южный горно-обогатительный комбинат Криворож-
ского бассейна — ЮГОК (для фабрик европейской части Союза) и Соколовско-
Сарбайский горно-обогатительный комбинат — ССГОК (для фабрик Урала,
Караганды, Кузбасса и других восточных бассейнов страны). В последние годы
в магнетитах этих комбинатов из-за изменения технологии измельчения возросло
содержание самых тонких зерен «20 и 40 мкм), вследствие чего магнетиты от-
196
Таблица V. 1
Гранулометрический состав магнетитовых концентратов, %
Классы крупности, мкм
Горно-обогатительные комбинаты
Средний
диаметр
зерна,
мкм
«Южный»
«Соколовско-Сарбайский»
«Ковдорский»
«Коршуновский»
1,8	60,0	21,6	50
7,7	67,0	25,3	50
6,3	21,4	3,6	95
6,8	24,9	5,3	90
Таблица V.2
Физико-механические свойства магнетитовых концентратов
Горн о-обогатительн ые комбин аты
Плотность,
кг/м3
Относи-
тельная
магнитная
проницае-
мость
Содержание
магнитных
фракций, %
«Южный»
«Соколовско-Сарбайский»
«Ковдорский»
«Коршуновский»
4330	0,85	94,8
4680	0,97	94,5
4570	0,88	98,7
4355	0,91	95,5
несены к сорту Т. Применение тонкодисперсных утяжелителей в двухпродукто
вых колесных сепараторах привело к ухудшению показателей обогащения в них
вследствие роста вязкости суспензии, особенно при высоких плотностях разде-
ления, снижению эффективности регенерации магнетита и возрастанию его по-
терь.
С 1980 г. магнетитовый концентрат ЮГОКа поставляется обогатительным
фабрикам Донецкого бассейна, Грузии и сланцеобогатительным фабрикам Эсто-
нии и Ленинградской области. Магнетитовый концентрат ССГОКа направляется
на фабрики Карагандинского бассейна и Урала. Фабрики Печорского бассейна
обеспечиваются утяжелителем сорта К с Ковдорского горно-обогатительного ком-
бината (Мурманская обл.), а фабрики Кузбасса, Восточной Сибири и Дальнего
Востока снабжаются магнетитом сорта К с Коршуновского горно-обогатитель-
ного комбината (Иркутская обл.).
Гранулометрический состав магнетитовых концентратов представлен
в табл. V.1, а физико-механические свойства — в табл. V.2.
Содержание магнитной фракции в магнетитовом утяжелителе должно быть
не менее 90 %, а относительная магнитная проницаемость не ниже 0,7 проницае-
мости эталонной пробы магнетита, равной 1.
Эффективность тяжелосредн ого обогащения в зна-
чительной степени зависит от состояния рабочей суспензии,
которая наиболее полно характеризуется плотностью и реологическими пара-
метрами — динамической вязкостью и предельным на-
пряжением сдвига.
Плотностью суспензии рс (кг/м3) называется отношение ее
массы т к занимаемому объему V.
Рс = ^/У-
Она зависит от плотности утяжелителя и его объемной концентрации.
197.
Реологический закон, описывающий течение обычной вязкой жидкости, из-
вестен как закон Ньютона
т — (Lidf/d//.	(V. !2)
Он показывает существование пропорциональной зависимости между каса-
тельным напряжением сдвига т в плоскостях соприкосновения смежных слоев
жидкости и производной от скорости течения (скорости сдвига) по направлениям,
нормальным к этой плоскости dy/dz/. Коэффициент пропорциональности ц (Па-с)
представляет собой коэффициент динамической вязкости.
Графически уравнение (V.12) выражается прямой, проходящей через начало
координат (зависимость т — dc/dz/). Вязкость pi определяется как тангенс угла
наклона прямой к оси абсцисс.
Аналитически вязкость суспензии pi в зависимости от объемной концентра-
ции с твердой фазы с учетом взаимодействия частиц утяжелителя может быть рас-
считана по формуле Ванда
pt = piB (1 + 2,5с + 7,349с2 + 16,2с3).
где ptB — вязкость воды.
Поведение вязко-пластичных сред описывается уравнением Шведова—Бин-
гама
т — т0 + pi'dy/d^,
где т0 — предельное напряжение сдвига; pi' — коэффициент пластической вяз-
кости.
Для таких сред зависимость т= f (dv/dz/), т. е. реологическая кривая, не
проходит через начало координат, а отстоит от него по оси т на величину т0.
Предельное напряжение сдвига т0 — сила, которую необходимо приложить к си-
стеме, чтобы началось ее течение. При т0 =•- 0 уравнение Шведова—Бингама
переходит в уравнение Ньютона.
Для чистых магнетитовых суспензий при малых плотностях (примерно до
1500 кг/м3) течение подчиняется закону Ньютона, при более высоких плотностях
(1600 кг/м3 и выше) суспензия ведет себя как вязко-пластичная жидкость, тече-
ние которой описывается законом Шведова—Бингама.
При наличии предельного напряжения сдвига коэффициент вязкости является
мерой подвижности вязко-пластичной среды, он зависит от градиента скорости.
Поскольку суспензии, применяемые в промышленной практике, всегда содер-
жат какое-то количество шлама, повышающего их вязкость, можно считать, что
рабочие суспензии любой плотности являются вязко-пластичными системами.
Суждение о реологическом состоянии суспензий основывается на эксперимен-
тальном измерении вязкости и предельного напряжения сдвига при разных зна-
чениях градиента скорости с помощью вискозиметров различных систем. В лабо-
раторных условиях наиболее часто применяются капиллярные вискозиметры,
работающие под давлением.
В производственных условиях для характеристики вязкости суспензии поль-
зуются косвенным показателем — содержанием угольного шлама (класс 0—0,5
или 0—1 мм).
Предельное содержание в суспензии твердой фазы (магнетита и шлама)
составляет 32,5 %. Оно гарантирует поддержание вязкости на должном уровне,
не превышающем 7-Ю-3 Па-с. Чем выше плотность магнетитовой суспензии, тем
ниже допустимые нормы содержания в ней шлама (табл. V.3). Загрязненную сус-
пензию необходимо направлять на регенерацию, поскольку показатели разде-
ления в вязкой суспензии резко ухудшаются.
В суспензиях сравнительно малой плотности (рис. V.7, кривая /) допустимое
содержание шлама может достигать 330 кг/м3, тогда как в плотных суспензиях
(кривая 3) оно не должно превышать 100 кг/м3.
Особенно существенно на вязкость и предельное напряжение сдвига суспен-
зий высокой плотности влияют тонкие глинистые шламы, в то же время добавле-
ние глинистых шламов в суспензии низкой плотности (концентрация твердого
до 24 %) практически не сказывается на их реологических параметрах. Следова-
тельно, можно рекомендовать добавление небольшой массы шлама (глины или
бентонита) для стабилизации суспензий низкой плотности»
198
Таблица V.3
Нормы содержания в магнетитовой суспензии твердой фазы, кг/м3
Обогащение каменного угля
Плотность
суспензии,
кг/м3
Магнетит
(минимум)
Шлам
(максимум)
Обогащение антрацита
Магнетит	Шлам
(минимум)	(максимум)
1400	355	370
1500	505	320
1600	645	280
1700	795	230
1800	945	190
1900	1095	130
2000	1245	80
2100	—	1		 
595
745
905
1065
1225
1375
330
280
220
160
100
50
Важным фактором, влияю цим на показатели обогащения, является устой-
чивость магнетитовой суспензии, т. е. ее способность сохранять плотность
в ванне сепаратора по высоте. В колесных сепараторах, работающих на суспен-
зии с магнетитовым утяжелителем сортов К и М. используется восходящий поток
суспензии. Однако гидродинамическое воздействие служит одной из причин на-
рушения точности разделения. При работе с магнетитом сорта Т практически не
требуется создание восходящего потока, однако тонкодисперсный утяжелитель
способствует ухудшению реологических параметров суспензии. Потери его с про-
дуктами обогащения и при регенерации выше, чем при работе с магнетитом дру-
гих сортов.
В качестве примера на рис. V.8 показана зависимость эффективности обога-
щения Ертот вязкости суспензии р при обогащении крупного угля в тяжелосред
ном сепараторе.
При обогащении мелкого угля в тяжелосредных гидроциклонах вязкость-
суспензии также играет отрицательную роль, особенно при обогащении в каскад-
ных трехпродуктовых гидроциклонах. Накопление в суспензии шлама и рост ее
вязкости могут привести к полному прекращению двухстадиального разделения
вследствие отсутствия сгущения суспензии в I стадии процесса и сближения плот-
ностей разделения в I и 11 стадиях.
Дл я улучшения и регулирования
свойств суспензий (снижение вязкости и
0	100	200	300
Содержание силами, кг/м3
Рис. V.7. Зависимость вязкости магне-
титовой суспензии р от содержания в
ней шлама рш:
1—3 — плотность суспензии соответствен-
но 1480- 1570; 1740—1850; 1980 —2020 кг/м3
Рис. V.8. Зависимость эффектив-
ности обогащения от вязкости
суспензии
199
предельного напряжения сдвига) применяются реагенты-пептизаторы, в частности,
гексаметафосфат натрия. Использование реагентов-пептизаторов рекомендуется
при работе с сильно зашламленной суспензией и при обогащении в суспензии вы-
сокой плотности. Приготовление реагента (растворение порошка в горячей воде)
и его дозировка в емкость кондиционной суспензии осуществляются с помощью
автоматизированной установки, разработанной в ПОТТ. Расход реагента в виде
20—25 %-ного раствора составляет 1—1,5 кг/м3 суспензии.
По опытным данным, с помощью реагента-пептизатора вязкость и предель-
ное напряжение сдвига суспензии снижаются на 15—35 %, соответственно улуч-
шаются показатели процесса обогащения.
Реологические свойства суспензий могут быть улучшены также физико-
механическими воздействиями. Например, колебание суспензии с частотой 5—
8 Гц и амплитудой 6—10 мм приводит к снижению на 30—40 % ее вязкости. Мо-
жет быть применена комбинация низкочастотных колебаний и реагента-пепти-
затора.
Расчет основных параметров суспензии, представляющей собой смесь маг-
нетита и воды, основан на балансе твердой и жидкой фаз в данном объеме.
В расчетных формулах приняты следующие обозначения: рс — плотность
суспензии, кг/м3; рт — плотность твердой фазы суспензии, кг/м3; рм и рш — со-
ответственно плотности чистого магнетита (обычно рм — 4500 кг/м3) и шлама
(рш — 1700 кг/м3 для антрацита, р — 1500 кг/м3 для каменного угля); р0 —
плотность воды (р0 -- 1000 кг/м3); Кт и — соответственно объем твердой и жид-
кой фаз суспензии, м3; V — объем суспензии, м3 (V — VT + 17ж); Рт, Рм, Рш —
масса соответственно твердого, магнетита, шлама в суспензии, кг; R — Т : Ж,
1/7? = Ж ' Т — отношение массовых содержаний компонентов (твердого и
жидкого) в суспензии; Ст, См, Сш — массовая концентрация (содержание) со-
ответственно твердого, магнетита, шлама в суспензии, %; Л4Т, Мм, А1ш— объем-
ная концентрация (содержание) соответственно твердого, магнетита, шлама в сус-
пензии, %.
Масса магнетита (кг), необходимого для приготовления суспензии заданной
плотности, рассчитывается по формуле
Рм - Урм (Рс “ Ю00)/(рм - 1000).
Пример. Для приготовления V— 10 м3 суспензии плотностью рс =
— 1800 кг/м3 необходим:
магнетит
= 10-4500 (1800—1000)/(4500— 1000) - 10285,6 кг,
объем магнетита в 10 м3 суспензии
Ум х== ^м/рм 10285,6/4500 - 2,29 м3,
объем жидкого (воды)
- V — Ут - 10 — 2,29 = 7,71 м3,
массовая концентрация магнетита в суспензии:
См — 100Рм/(Крс) = 100-10285,6/(10-1800) = 57,1 %,
объемная концентрация магнетита в суспензии:
100Км/У = 100-2,29/10 - 22,9 %.
Определение плотности суспензии при известных ее обьеме, массе и плот-
ности магнетита производится с помощью формулы
Рс == 1000 Ч  Рм (рм	1000)/(Урм) •
Для принятых выше значений V, и рм
рс= 1000 + 10285,6-(4500—1000)/(10-4500) ~ 1800 кг/м3.
Контроль параметров рабочей суспензии, загрязненной шламом, в производ-
ственных условиях осуществляется двумя непосредственными измерениями:
плотности рс взвешиванием 1 дм3 (1 л) суспензии и определением содержания в ней
200
твердой фазы Рт путем фильтрования, высушивания и взвешивания осадка. Оба
определения должны быть по возможности более точными.
Средняя плотность твердого (смесь магнетита и шлама) рассчитывается
по формуле
рт = 1000Рт/[Рт — (рс -- Ю00)].
Пример. 1 дм3 суспензии весит 1,8 кг, а масса твердого осадка состав-
ляет 1,1 кг, или в пересчете на 1 м3 суспензии соответственно рс = 1800 кг/м3,
Рт = 1100 кг.
Тогда
Рт = (1100-1000)/[1100 — (1800-1000)] = 3667 кг/м3,
объем жидкой фазы
= (Рс ~ Рт)/1000 - (1800— 1100)/Ю00 = 0,7 м3,
объем твердой фазы
VT - 1—0,7 - 0,3 м3.
Таким образом, в контролируемой суспензии обьемная концентрация твер-
дой фазы меньше предельно допустимой (32,5 %).
Массовое содержание шлама в твердой фазе суспензии определяется с по-
мощью уравнения
Рш — РтРш (Рм	Рт)/[Рт (Рм Рш)]
или
PUi = 1100-1500-(4500—3667)/Г3667-(4500— 1500) ] - 124,9 кг,
где для каменного угля принято рш — 1500 кг/м3, рм — 4500 кг/м3.
Массовое содержание магнетита:
Рм = Рт — Рш = И00 — 124,9 - 975,1 кг.
Полученные значения укладываются в нормы, представленные в табл. V.3
для суспензии с рс = 1800 кг/м3; Рм — 975,1 (>945), Рш — 124,9 (<190).
Массовая концентрация твердого, шлама и магнетита в суспензии:
Ст - 100Рт/рс - 100-1100/1800 = 61,1 %-
Сш - 100Рш/рс = 100-124,9/1800 = 6,9 %;
См - 100Рм/рс = 100-975,1/1800 = 54,2 %;
Ст = Сш Ч- См - 6,9 + 54,2 = 61,1 о/о.
Объемная концентрация твердого, шлама и магнетита в суспензии:
Л4Ш ---- ЮОУш/V - 100Рш/(ршУ) = 100-124,9/(1500-1) = 8,3 %;
/Им - 100VM/V = 100PM/(pMV) = 100-975,1/(4500-1) -21,7 %;
Мт - Л4Ш Ч- Мм - 8,3 Ч- 21,7 - 30 %.
Если известны массовое (или объемное) содержание шлама и магнетита и их
плотности, то плотность твердой фазы суспензии может быть рассчитана по фор-
муле
— -Рщ Ч~ м
Рш/Рш 4" Рм/Рм
Пользуясь приведенными выше значениями, получим
124,9 4-975,1	_ q,__	. _
Рт 124,9/1500 + 975,1/4500	3667 кг/м •
201
Отношение массовых содержаний компонентов рассчитывается по формуле
7? Т : Ж - Рт (рс - Ю00)/[(рг - рс) 1000]
или
3667 (1800 — 1000)
(3667 — 1800) 1000
= 1,57(Г:Ж = 1,57: I),
1/7? = 0,64 (Ж: Т = 0,64; 1).
Для расчета параметров суспензии предложена номограмма Майера—
Делла, однако при практическом пользовании ею (даже при большом масштабе)
получаются лишь приближенные значения. Аналитические методы расчета дают
более точные результаты.
Глава 4
ОБОРУДОВАНИЕ
§ 1. Тяжелосредные сепараторы
Сепараторы с выгрузкой осевшей фракции элеваторным колесом нашли
наибольшее применение. При разделении крупного угля на два продукта при-
меняются сепараторы с одной ванной, при разделении на три продукта — се-
параторы с двумя ваннами (рис. V.9) либо установленные последовательно два
однованных сепаратора.
С 1970 г. Ворошиловградским заводом угольного машиностроения им. Пар-
хоменко начато промышленное производство отечественных двухпродуктовых
сепараторов с вертикальным элеваторным колесом СКВ, разработанных Гипро-
машуглеобогащением.
Выпускавшиеся до 1970 г. сепараторы СК с наклонным элеваторным колесом
постепенно заменяются сепараторами СКВ.
Основные узлы сепаратора СКВ (рис. V* 10): корпус с рабочей ван-
ной, элеваторное колесо, гребковое устройство, приводы вращения элеватор-
ного колеса и гребкового устройства.
В корпусе сепаратора 1 смонтированы основные узлы и механизмы: элеватор-
ное колесо 7 с приводом 3, гребковый механизм 4 с приводом, опорные катки 6
элеваторного колеса, желоб 5 для выгрузки легкого продукта. Корпус имеет
четыре опорных кронштейна для установки сепаратора на раме или опорных
балках.
Исходный продукт по загрузочному желобу 2 поступает в рабочую ванну
сепаратора. Через нижний патрубок корпуса в ванну подается суспензия, кото-
рая разделяется на транспортный (горизонтальный) и восходящий (вертикаль-
ный) потоки. Хорошо отрегулированные подача и отвод суспензии обеспечивают
ее обмен в ванне "сепаратора и непрерывную циркуляцию. В зависимости от
производительности сепаратора высота слоя суспензии, переливающейся через
порог разгрузочного желоба, составляет 30—80 мм.
В ванне сепаратора исходный уголь разделяется в магнетитовой суспензии
на всплывшую (легкий продукт) и потонувшую (тяжелый продукт) фракции.
Передвижение всплывшей фракции вдоль ванны осуществляется транспортным
потоком, а разгрузка — гребковым механизмом. Потонувшая фракция оседает
на дно ванны и с помощью ковшей 9 элеваторного колеса при его вращении
выгружается из сепаратора.
Элеваторное колесо беговой дорожкой опирается на катки, снабженные
винтами 11 для регулировки положения колеса относительно корпуса сепара-
тора. Расположенные в ковшах решетки /2 под действием собственной массы пово-
рачиваются на шарнирах 10, открывая разгрузочные 8 и загрузочные 13 окна.
Для удобства компоновки на фабриках сепараторы СКВ выпускаются в пра-
вом и левом исполнениях.
202
Qj
Рис. V.9. Процессы и оборудование для тяжелосредного обогащения углей
Рис. V.10. Сепаратор СКВ с вертикальным элеваторным колесом двухпродукто-
вый
Модификацией сепаратора СКВ32 является сепаратор СКВС32, предназна-
ченный для обогащения сланца. Он имеет шесть вместо восьми ковшей элеватор-
ного колеса, что позволяет обогащать сланец крупностью до 500 мм. Сепара-
торы СКВС32 выпускаются Ворошиловградским заводом угольного машинострое-
ния им. Пархоменко по индивидуальным заказам.
С целью повышения надежности и долговечности сепараторов СКВ Гипро-
машуглеобогащением создана новая конструкция элеваторного колеса, в которой
стационарная колосниковая решетка ковшей заменена каскадной, состоящей из
перекрывающих друг друга пластин с щелями между ними, колосники откидной
203
19
20
двухпродуктовый с вертикальным элеваторным
Рис. V.11. Сепаратор СКВП
колесом с длинной ванной
решетки выполнены из нержавеющей стали круглого профиля и имеют расширя-
ющийся по ходу движения материала зазор. Усилено крепление откидных ре-
шеток, что исключает их отрыв; футеровка беговой дорожки колеса и листы,
образующие внутреннюю часть ковша, изготовлены из нержавеющей стали;
улучшено их крепление к беговой дорожке.
Промышленные испытания элеваторного колеса новой конструкции в тече-
ние длительного времени показали его высокую работоспособность и незначи-
тельный износ деталей. Ковши нового колеса примерно вдвое быстрей освобож-
даются от суспензии, чем серийные, в щелях откидной решетки заклинивается
значительно меньше «трудных» зерен.
Создан также новый привод элеваторного колеса со звездочкой из износо-
стойкого сплава с литыми необработанными зубьями. Этот привод, по данным
испытаний, должен работать в два раза дольше серийного.
Произведена футеровка ванны листами из нержавеющей стали, что повысит
срок ее службы примерно в пять раз по сравнению с футеровкой из углеро-
дистой стали.
Изменена конструкция опорных катков элеваторного колеса. Увеличен
диаметр вала катков, подшипники вынесены из зоны возможного попадания
суспензии, взамен реборд применены съемные накладки из термообработанной
стали. Катки повышенной надежности приняты заводом-изготовителем к про-
изводству, срок их службы превышает в 2—2,5 раза срок службы катков
старой конструкции.
На основании исследовательских данных ПОТТ Гипромашуглеобогащенисм
был разработан усовершенствованный промышленный сепаратор СКВП32.
Ворошиловградским заводом угольного машиностроения им. Пархоменко изго-
товлены две модификации сепаратора — с удлиненной ванной, что обеспечивает
повышенную производительность машины, и с короткой ванной, которая повто-
ряет габариты ванны серийного сепаратора СКВ32.
Основные узлы сепаратора СКВП32 с длинной ванной
(рис. V. 11): корпус с рабочей ванной, элеваторное колесо, загрузочно-распреде-
лительное устройство, гребковое устройство, приводы элеваторного колеса, за-
грузочно-распределительного и гребкового устройств.
Корпус 1 сепаратора для облегчения сборки и монтажа выполнен из отдель-
ных частей — днища, двух боковых секций, загрузочного лотка и разгрузочного
желоба. Цилиндрическая часть корпуса (ванна) имеет футеровку из нержаве-
ющей стали. Для выпуска из ванны суспензии (после окончания работы) в ниж-
ней части корпуса предусмотрено выпускное устройство 7. В корпусе крепятся
основные узлы и механизмы сепаратора: элеваторное колесо 6 для выгрузки
204
Рис. V.12. Сепаратор СТТ трехпродуктовый с вертикальными элеваторными
колесами:
1 и 10 — ванны породного и промпродуктового отделений; 2 — погружатель; 3 - за-
грузочный желоб; 4 — смесительный желоб; 5 и 7 — элеваторные колеса с приводами;
6 — труба для подачи слива регенерационного сепаратора на разбавление суспензии
в промпродуктовом отделении; 8 — гребковый механизм с приводом; 9 — желоб для вы-
грузки концентрата; 11 — отбойник для суспензии; 12 — роторный перегружатель;
13 - - перегородка
потонувшего продукта с приводом 18', загрузочно-распределительное устройство,
состоящее из загрузочного желоба 12 с течкой, патрубка //для подвода суспен-
зии, жалюзийной решетки 10 для равномерного распределения транспортного
потока суспензии, лопастного погружателя Р, кармана £для подачи восходящего
потока суспензии; разгрузочный гребковый механизм 14 с лопастями /5, ко-
жух 13 желоба для выгрузки всплывшего продукта, опорные катки 20 элева-
торного колеса. Кроме того, на корпусе крепятся общий привод качаний жалю-
зийной решетки и вращения разгрузочного гребкового устройства.
irH Вертикальное элеваторное колесо опирается на катки и приводится во вра-
щение от звездочек двух приводов, расположенных по обе стороны колеса, через
втулки и цевки. Колесо оснащено съемными ковшами 4, 5. Загрузка ковшей по-
тонувшим продуктом осуществляется через загрузочные окна 5, а выгрузка —
через разгрузочные окна 19. Для этой цели ковши снабжены откидными лопа-
стями 2, крепящимися к ковшам шарнирно. Лопасти представляют собой решетку,
состоящую из колосников, приваренных к гребенке и соединенных стержнями.
При вращении элеваторного колеса лопасти под действием силы тяжести повора-
чиваются, открывая загрузочные и разгрузочные окна ковшей.
Всплывший продукт разгрузочным гребковым механизмом со свободно
подвешенными лопастями через порог 16 и сито 17 предварительного сброса
суспензии с щелевидными решетками выгружается из сепаратора.
Ml Сепаратор СКВП32 с короткой ванной отличается от
сепаратора СКВП32 с длинной ванной отсутствием загрузочно-распределитель-
ного устройства, вместо которого установлен обычный загрузочный желоб.
В конструкции обеих модификаций сепаратора СКВП32 учтены все меро-
приятия, направленные на повышение надежности и долговечности серийных
сепараторов СКВ (усиление и улучшение конструкции, применение материалов
повышенного качества).
Т рехпродуктовы й_с епаратор СТТ разработан Гппромаш-
углеобогащением.
Основные узлы сепаратора (рис. V. 12): корпус, элеваторные колеса, погру-
жатель, перегружатель, гребковый механизм, приводы.
205
В сепараторе СТТ с двумя ваннами разделение угля про-
изводится по двум плотностям в одном потоке суспензии с единым циклом ее
циркуляции.
Исходный уголь по загрузочному желобу поступает в ванну породного отде-
ления сепаратора, где он с помощью роторного погружателя равномерно распре-
деляется по ширине ванны и погружается в суспензию. Рабочая суспензия по-
дается по патрубку в загрузочный желоб, создавая транспортный горизонталь-
ный поток. В ванне породного отделения разделение осуществляется по высокой
плотности, потонувший продукт (отходы) выгружается элеваторным колесом,
а всплывший продукт (смесь концентрата с промпродуктом) транспортируется
вдоль ванны и с помощью роторного перегружателя передается в ванну промпро-
дуктового отделения. Перегородка между ваннами не допускает перетекания
суспензии меньшей плотности из второй ванны в первую. Потонувший во второй
ванне продукт (промпродукт) выгружается элеваторным колесом, а всплывший
продукт (концентрат) потоком суспензии перемещается вдоль ванны и удаляется
через сливной порог с помощью гребкового механизма.
В породное отделение сепаратора поступает суспензия, имеющая плотность,
необходимую для выделения отходов (например, 1900 кг/м3). В промпродуктовое
отделение, куда суспензия из первого отделения переходит вместе со всплывшим
продуктом, подается слив регенерационных сепараторов для ее разбавления и
доведения до плотности, необходимой при разделении на концентрат и пром-
продукт (например, 1450 кг/м3). Плотность суспензии в обоих отделениях контро-
лируется и поддерживается автоматическими регуляторами.
Таблица V.4
Технические характеристики
отечественных тяжелосредных колесных сепараторов
Параметры
Двухпродуктовые			Трехпро- дуктовые
СКВ20	СКВ32	СКВП32 *	
			СТТ20
Максимальная производитель-
ность по питанию, т/ч, при круп-
ности, мм:
13—300
25—30
Максимальная производитель-
ность по питанию, %, по фрак-
ции:
всплывшей
потонувшей
Ширина ванны, мм
Объем суспензии в ванне, м3
Диаметр элеваторного колеса,
мм
Мощность электродвигателей,
кВт
Габаритные размеры, мм, не
более:
длина
ширина
высота
Масса, т, не более
190
240
75
75
2000
8
4000
7,7
4400
4500
4200
16,5
Изготовитель — Ворошиловградский завод
300
380
75
75
3200
18
5450
13,2
5500
6000
5700
27,5
угольного
390 (300)
500 (380)
75 (75)
75 (75)
3200 (3200)
27(18)
5450 (5450)
21,2 (13,2)
190
240
75
75
2000
2X8
2X4000
17,6
7500 (6500)
6500 (6500)
6000 (6000)
36 (31)
машиностроения
7800
4800
4500
37
им. Пар-
хоменко
* Опытно-промышленный образец сепаратора с длинной ванной, в скобках —
данные для сепаратора с короткой ванной.
206
Трех продуктовый сепаратор заменяет два последовательно установленных
двухпродуктовых сепаратора, благодаря чему упрощаются аппаратурные схемы
тяжелосредных комплексов для обогащения коксующихся углей, которые не-
обходимо разделять на три продукта.
Технические характеристики отечественных тяжелосредных сепараторов
приведены в табл. V.4.
За рубежом для обогащения углей в минеральных суспензиях с разделением
их на два продукта применяются в основном колесные, конвейерные, барабанные
и конусные сепараторы.
Наиболее широкое распространение получили сепараторы с элеваторным
колесом «Диса» (ПНР), «Дрюбой» (Франция), «Теска», «Ведаг» и «Гумбольдт»
(ФРГ) (табл. V.5).
Двухпродуктовые сепараторы «Диса» (ПНР) снабжены подвешенным на
движущемся ремне элеваторным колесом, выгружающим потонувший продукт
в желоб, расположенный внутри колеса. Сепараторы выпускаются с ванной
шириной 2000, 3000 и 4000 мм.
Сепаратор «Дрюбой» выпускается восьми типоразмеров с ванной шириной
от 800 до 5000 мм и применяется во многих странах — ЧССР, Франции, США,
Японии, Великобритании, Австралии.
В ФРГ, США, Великобритании, Японии на фабриках работают сепараторы
«Теска». В этих сепараторах элеваторное колесо выполнено в форме барабана.
Выпускают четыре типоразмера сепаратора с ванной шириной от 1500 до 3500 мм.
Таблица V.5
Технические характеристики двух- и трехпродуктовых
зарубежных тяжелосредных колесных сепараторов *
	Двухпродуктовые				Трехпродуктовые			
Параметры		А ад о	А		А	А О	А	А
	СО о	ю 2	£ (J	а	а о	2	CJ	а
		§		СП			О	
	'v'	У	'v'	V				¥
Производительность, т/ч:								
по питанию	До	335	440	150	До	До	До	До
	300				300	200	300	300
по потонувшему про-	До	335	440	150	До	 		
дукту	200				200			
Крупность обогащае-	20—	10—	10—	10—	20—	6-300	6-300	6—300
мого угля, мм	200	300	400	150	200			
Ширина ванны, мм	3000	3200	3500	1800	3000+	2200	2000+	2000+
					+2000		+ 1200	+1200
Объем суспензии в ван-	15	26	•		15+12	10		
не, м3 Диаметр элеваторного	4600	5350	6200	4300	4600	1 —						
колеса, мм Мощность электродви- гателей, кВт Габаритные размеры,	14						5,9	25	- 	—  			
мм:								
длина	6100	6130		2800	6900	6100	 «	1600
ширина 		4900	6100		4620	6400	6100	—	7200
высота	8150	5300	—-	5380	8150	5100	*  	6840
Масса, т	23	35	•		17,6	43,3	 —		19,9
* Техническая характеристика приведена для наиболее распространенного типо-
размера сепаратора.
207
Сепаратор «Ведаг» имеет вертикальное элеваторное колесо, перфорирован-
ные ковши которого выгружают потонувший продукт во внутренний отводящий
желоб.
Во многих странах мира (ПНР, Австралии, Великобритании, США, ФРГ)
продолжают эксплуатировать конвейерные сепараторы различных типов с лен-
точными, скребковыми, шнековыми и цепными конвейерами — «Мак-Нэлли»,
«Тромп», «Барвойс», «Гумбольдт», «Либар» с ванной шириной 2000—2700 мм и др.
Из барабанных сепараторов за рубежом наиболее известны «Вемко» и «Крупп-
Гардинг».
Сепаратор «Вемко» (США, фирма «Вестерн машинери компани») имеет вид
барабана с элеваторными (перфорированными) продольными полками, которые
поднимают потонувший продукт и выгружают его в желоб, проходящий внутри
барабана. Сепаратор «Вемко» выпускается с барабаном диаметром от 1220 до
4000 мм и длиной от 1200 до 7100 мм.
Конусный сепаратор «Чанса» применяется для обогащения углей в водно-
песчаных суспензиях. Этот аппарат эксплуатируется в ПНР, США, Австралии,
Великобритании и других странах.
За рубежом также выпускаются трехпродуктовые сепараторы, однако в них
разделение по двум плотностям ведется в соединенных в одном агрегате двух
двухпродуктовых сепараторах с двумя циклами циркуляции суспензии. В числе
сепараторов со сдвоенной ванной наиболее известны сепараторы «Диса» (ПНР),
«Вемко» (США), «Ведаг» и «Теска» (ФРГ), сепаратор «Дрюбой» с одной ванной,
разделенной на две части.
В сдвоенном колесном сепараторе «Теска» поток разделяемого материала и
суспензии движется перпендикулярно к оси ванны, все продукты разгружаются
в одну сторону, что дает возможность размещать обезвоживающе-промывочные
грохоты параллельно.
Трехпродуктовый барабанный сепаратор «Вемко» состоит из двух бараба-
нов, последовательно смонтированных в один агрегат.
В отличие от отечественного сепаратора СТТ в зарубежных машинах разде-
ление идет от меньшей плотности к большей.
§ 2. Тяжелосредные гидроциклоны
Двух- и трехпродуктовые тяжелосредные гидроциклоны (см. рис. V.9) пред-
назначены для обогащения мелких и средних классов каменных углей, антра-
цитов и сланца, а также для переобогащения промпродукта. Крупность обога-
щаемого материала находится в пределах 0,5—40 мм. При условии обеспечения
раздельной регенерации вод после промывки продуктов обогащения нижний
предел крупности эффективно обогащаемого в гидроциклонах материала может
быть снижен до 0,2 мм.
Конструкция двух- и трехпродуктовых тяжелосредных гидроциклонов раз-
работана Гипромашуглеобогащением совместно с НОТТ и УкрНИИУглеобога-
щением.
Установочные серии тяжелосредных гидроциклонов типа ГТ500, ГТ630
и ГТ710 (двухпродуктовые), а также ГТ630/500 и ГТ710/500 (трехпродуктовые)
в износостойком исполнении изготовлены экспериментальной базой УкрНИИ-
У г л еоб ог а ще н и я.
Тяжелосредные гидроциклонные установки комплектуются грохотами обес-
шламливающими и обезвоживающими (промывочными), дуговыми, насосами,
баками регулирующими, смесителями, делителями. Применяются также сбор-
ники кондиционной и разбавленной суспензии.
На рис. V. 13 показан двухпродуктовый тяжелосредный
г и д р о ц и к л о н.
Смесь угля с суспензией поступает в ги дроциклон под напором по питающему
патрубку, расположенному тангенциально к цилиндрической загрузочной ка-
мере. Легкий продукт (концентрат) с основной массой осветленной суспензии
выводится из гидроциклопа через сливной патрубок и удаляется через сливную
камеру. Тяжелый продукт (отходы) выгружается через нижнюю насадку в прием-
ную камеру вместе со сгущенной суспензией.
208
Рис. V-13. Гидроциклом двухпро-
дуктовый тяжелосредный ГТ710:
1 — камера цилиндрическая загрузоч-
ная; 2, 6 — переходники; 3 — камера
сливная; 4 — отборник давления; 5 —
манометр; 7 — патрубок питающий;
8 — патрубок сливной; 9 — конический
корпус; 10 — насадка нижняя; 11 —
камера приемная; 12 — рама опорная;
13 — устройство распределительное
Распределительное устройство служит для распределения отходов по ширине
сита грохота.
Рабочие поверхности гидроциклона футерованы износостойкими материалами.
Внутренняя часть аппарата защищена плитками из монолитного поликристалли-
ческого карбида кремния. Патрубки и приемная камера выполнены из двух-
слойной коррозионностойкой стали. Боковые стенки камеры распределителя фу-
терованы шла коси талловым и плитками.
Трех продуктовый каскадный тяжелосредный
гидроциклон (рис. V.14) представляет собой аппарат, состоящий из
цилиндрической и цилиндроконической секций, соединенных между собой пере-
ходным патрубком.
Аппарат такого типа применяется только в отечественной промышленной
практике обогащения. За рубежом при необходимости разделения материала на
три продукта устанавливаются последовательно два двухпродуктовых гидро-
циклона.
Способ обогащения углей в каскадных тяжелосредных гидроциклонах позво-
ляет получать в едином потоке суспензии^три конечных продукта.
Исходная смесь угля с суспензией поступает под напором в первую секцию
гидроциклона по тангенциальному питающему патрубку. Легкий продукт (кон-
центрат) с потоком осветленной суспензии выводится через сливной патрубок пер-
вой секции и удаляется через сливную камеру. Тяжелый продукт (смесь пром-
продукта и отходов) через переходной патрубок вместе с ^потоком
Рис. V.14. Гидроциклон трехпродуктовый тяжелосредный каскадный ГТ 710/500:
1, 19 -- камеры загрузочные; 2, 6, 15, 16, 20 -  патрубок переходный; 3, 21 — камеры
сливные; 4 — отборник давления; 5 — манометр; 7 — патрубок питающий; 8, И — па-
трубки сливные; 9 — корпус цилиндрический; 10 — камера разгрузочная; 12 — корпус
конический; 13 — насадка нижняя; 14 — камера приемная; 17 — рама; 18 — устройство
распределительное
209
Таблица V.6
Технические характеристики двух- и трехпродуктовых отечественных тяжелосредных гидроциклонов
Параметры	Двухпродуктовые			Трехпродуктовые	
	ГТ500	ГТ630	ГТ710	ГТ630/500	ГТ710/500
Производительность:
по углю, т/ч
по суспензии, м®/ч
Крупность обогащаемого материала, мм
Внутренний диаметр, мм:
первой секции
второй секции
Угол конусности конической части, градус
Размеры, мм:
входного патрубка
переходного патрубка
Диаметр патрубков, мм:
сливного первой секции
сливного второй секции
нижней насадки
Пьезометрический напор питания на входе,
м, не менее
Габаритные размеры, мм, не более:
длина
ширина
высота
Масса, т, не более
50	80	100	80	100
160	250	300	250	300
0,5 (0,2)—25	0,5 (0,2)—25	0,5 (0,2)—40	0,5 (0,2)—25	0,5 (0,2)—40
500	630	710	630	710
 	—		500	500
20	20	20	20	20
150X150	150Х 150	205X130	150Х 150	205Х130
——	——*		►	150Х 150	150X150
220	240	270; 320	240	270; 320
		—.		200; 220	220; 240
130; 150; 180	130; 150; 180	130; 150; 180	ПО; 130; 150	НО; 120; 130
4,5	6	6,5	6	6,5
2530	3170	3700	3580	4800
930	940	1200	1580	1800
2000	2200	3500	3620	4000
1,09	1,15	2	2,05	3,1
сгущенной суспензии поступает во вторую секцию гидроциклона. Таким образом,
из первой секции во вторую переходит сгущенная суспензия, которая для нее
является разделительной средой. Через сливной патрубок и сливную камеру
второй секции выгружается промпродукт вместе с потоком осветленной в этой
секции суспензии, а через нижнюю насадку и приемную камеру — отходы со
сгущенной суспензией.
Рабочие поверхности трехпродуктового гидроциклона, подверженные абра-
зивному изнашиванию, как и в двух продуктовом гидроциклоне, защищены изно-
состойкой футеровкой.
Технические характеристики отечественных двух- и трех продуктовых тяже-
лосредных гидроциклонов приведены в табл. V.6.
Бак регулирующий БР-3(рис. V.15) служит для распределения
рабочей суспензии заданной плотности на два регулируемых потока.
Смесительные камеры предназначены для приема рабочей суспензии, пода-
ваемой насосами по нагнетательным трубопроводам. Гидродинамический напор
суспензии гасится с помощью гасителей, установленных над смесительными ка-
мерами. Суспензия через перегородку попадает в промежуточную камеру, а из
нее через регулируемую щель в перегородке поступает в напорную камеру,
откуда она подается в смесительное отделение смесителя. Щель в перегородке
между промежуточной и напорной камерой регулируют с помощью шибера, пере-
мещаемого посредством винта и маховика. Избыточная суспензия через порог,
Рис. V.15. Бак регулирующий БР-3:
Л 2 — камеры смесительные; 3, 7, 14 — перегородки; 4 — гаситель; 5 — маховик; 6 —
винт; 8, 9 — камеры напорные; 10 — камера промежуточная; 11 — шибер; 12 — лапа
опорная; 13 — планки съемные
211
состоящий из съемных планок, поступает во вторую напорную камеру, из которой
она подается в напорное отделение смесителя. Опорные лапы служат для уста-
новки бака на раме или площадке.
Внутренние рабочие поверхности бака футерованы износостойким ма-
териалом.
Смеситель предназначен для решения двух технологических задач: смешения
обогащаемого угля и рабочей суспензии и обеспечения постоянного заданного
пьезометрического напора полученного потока на входе в гидроциклов.
^Пьезометрический напор смеси обеспечивается тем, что смеситель, соеди-
ненный трубопроводом с питающим патрубком гидроциклона, размещается над
ним на необходимой высоте и заполнен суспензией до постоянного уровня. Для
этого в смеситель из бака подается суспензия в объеме, превышающем произво-
дительность гидроциклона, при этом избыточная суспензия непрерывно удаляется
из смесителя, переливаясь через специальный порог. Конструкция смесителя
предотвращает попадание угля в перелив.
Смесители изготовляются в однокамерном (С-3) и д в у х-
камерном (С-4) исполнениях для питания соответственно одного пли двух
гидроциклонов смесью угля и суспензии.
В однокамерном смесителе (рис. V.16) уголь подают в смесительное отделе-
ние через решетку, которая предотвращает попадание в смеситель кусков >40 мм
и посторонних предметов. В смесительное и напорное отделения поступает поток
суспензии из регулирующего бака. Избыточный объем суспензии переходит из
напорного отделения в смесительное через калиброванное отверстие в заслонке.
Уровень суспензии в смесительном отделении поддерживается ниже уровня в на-
порном отделении на 300—400 мм. Уголь с суспензией через нижнюю воронку
по напорному трубопроводу поступает в гидроциклон. Сечение напорного отделе-
ния регулируется шибером. Избыток суспензии из этого отделения отводится
через специальный патрубок, наличие перелива из патрубка является условием
нормальной работы смесителя.
Датчик уровня в смесительном отделении, соединенный с сигнальной систе-
мой, контролирует необходимый уровень суспензии.
Рис. V.17. Делитель сус-
пензии Д-2:	.
1 — корпус; 2,	7 — отделе-
ния; 3 — раструб; 4 — ось;
5 — подводящий патрубок;
6 — площадка; 8 — перего-
родка; 9 — патрубок отводящий
Рис. V.16. Смеситель С-3 однокамерный:
1 — воронка общая; 2 — заслонка; 3 — напорное от-
деление; 4 — патрубок отводной; 5 — шибер; 6 —
датчик уровня; 7 — направляющая; 8 — решетка;
9 — смесительное отделение; 10 — воронка общая;
11 — опорные лапы; 12, 13 — стенки съемные; 14 —
люк
212
Таблица' V.7
«Ata.
Технические характеристики специального оборудования
тяжелосредных гидроциклэнных комплексов
Па р а метры	Бак регули- рующий Б Р-3 ►	Смесители		Дели- тель Д2
		однока- мерный С-3	двухка- мерный С-4	
Производительность, не более: по суспензии, м3/ч	350	300	600	150
по углю, т/ч		—	120	240	—
Крупность материала, мм	——	До 40	До 40	— 
Габаритные размеры, мм, не более: длина	2000	2100	1900	1250
ширина	1100	1100	2500	530
высота	2000	3200	3300	1300
Масса (без футеровки), т, не более	1,75	1,8	3	0,3
Для осмотра смесительного и напорного отделений и для замены износостой-
кой футеровки предусмотрен смотровой люк и съемные стенки.
Двухкамерный смеситель по конструкции отличается от однокамерного нали-
чием в нижней части двух воронок, что позволяет подключать напорные трубо-
проводы к двум гидроциклонам. В нижней части напорного отделения установлены
две заслонки с калиброванными отверстиями, что обеспечивает определенный
расход суспензии, поступающей в смесительное отделение, и ее стабильный уро-
вень в последнем.
Делитель Д-2 (рис. V. 17), предназначенный для отвода части конди-
ционной суспензии из потока на регенерацию, обычно устанавливается после
дуговых грохотов, отделяющих кондиционную суспензию от продуктов обогаще-
ния.
Суспензия поступает в делитель через подводящий патрубок и шарнирно
подвешенный на оси раструб, который плавно перемещается поперек перегородки
между отделениями.
В нижней части каждого отделения имеются патрубки для отвода суспензии.
В зависимости от положения раструба относительно перегородки суспензия
может частично или полностью выводиться на регенерацию либо направляться
через сборник кондиционной суспензии в циркуляцию.
К корпусу делителя приварена площадка для установки исполнительного
механизма из комплекса автоматического регулирования плотности суспензии.
Все рабочие поверхности делителя, соприкасающиеся с абразивной средой,
защищены износостойкими материалами.
Технические характеристики специального оборудования гидроциклонных
комплексов приведены в табл. V.7.
К вспомогательному оборудованию, предназначенному для оснащения тяже-
лосредных установок для обогащения крупного и мелкого углей, относятся
сборники суспензии СБ и СБИ.
Сборники суспензии СБ и СБН разработаны Гипромашуглеобогащением,
они выпускаются по отдельным заказам Ясиноватским машиностроительным
заводом, а также ремонтно-механическими заводами производственных объеди-
нений.
Сборники суспензии предназначены для хранения и приема рабочей (СБ)
и разбавленной (СБН) суспензий (табл. V.8).
Сборники представляют собой сосуды цилиндроконической формы, сварен-
ные из листовой стали. В нижней разгрузочной части каждый сборник оснащен
несколькими патрубками для присоединения рабочего и резервного насосов,
аварийного выпуска суспензии, соединения сборников между собой, подачи
под давлением воздуха с целью размешивания суспензии перед запуском тяжело-
средной установки. Для предотвращения попадания в сборники кусков угля
213
Таблица V.8
Технические характеристики сборников суспензии
Параметр
СБ15	СБЗО	СБН15	СБНЗО
Объем, м3
Диаметр, мм
Высота, мм
Давление (избыточное)
воздуха для размешива-
ния суспензии, МПа
Диаметр патрубков, мм,
не менее:
для суспензии
для воздуха
Масса, т
15
2900
4600
0,54—0,59
30
4500
5070
0,54—0,59
15
2900
4600
0,54—0,59
30
4500
5070
0,54—0,59
и посторонних предметов на них смонтирована защитная решетка с оградитель-
ными листами.
Сборники СБ 15 и СБН15 комплектуются двумя специальными шиберными
задвижками ШЗ-175, а сборники СБЗО и СБНЗО — двумя задвижками ШЗ-200.
Максимальный объем сборников 30 м3, что обеспечивает нормальную экс-
плуатацию сепараторов с ванной шириной 3200 мм и гидроциклонов диаметром
710 мм.
Внутренние поверхности сборников футерованы износостойкими материа-
лами.
Зарубежные двухпродуктовые цилиндрокони-
ческие тяжелосредные гидроциклоны разработаны голлан-
дской фирмой ДСМ («Датч стаатс майн») (табл. V.9). Они применяются на обо-
гатительных фабриках многих стран. Гидроциклоны выпускаются как самой
фирмой, так и по лицензии ДСМ машиностроительными фирмами разных стран
(например, фирмами «Польмаг» в ПНР, ВЖКГ в ЧССР, «Ведаг» в ФРГ и др.).
Особенностью гидроциклона ДСМ является отсутствие на корпусе стационар-
ных соединительных фланцев. Прикрепление сливной камеры и сменных насадок
к корпусу осуществлено при помощи съемных фланцев и закрепительных колец.
Цилиндроконический двухпродуктовый тяжелосредный гидроциклон «Цик*
лоид» производится в США фирмой «Мак—Нэлли». Он отличается от гидро-
циклона ДСМ подводом питания с помощью спирального, а не тангенциального
патрубка.
Определенный интерес представляет конструкция «перевернутого» тяжело-
средного вихревого гидроциклона фирмы «Осака Шипбилдинг» (Япония). Кроме
расположения конуса вершиной вверх, что потребовало создания приемной
воронки для тяжелого продукта специальной формы, конструктивными особен-
ностями аппарата являются несколько больший размер насадки у вершины ко-
нуса (по сравнению с двухпродуктовыми гидроциклонами других типов) и наличие
специальной трубы для сообщения воздушного столба гидроциклона с атмо-
сферой.
Поскольку в обычных гидроциклонах (ГТ, ДСМ, «Циклоид» и др.) наимень-
шее проходное сечение имеет насадка у вершины конуса, то увеличение ее раз-
мера в «перевернутом» гидроциклоне обеспечивает повышение предельной круп-
ности обогащаемого угля и производительности.
В Великобритании выпускается и эксплуатируется цилиндрическая моди-
фикация двух продуктового тяжелосредного гидроциклона «Ворсил» (диаметр
до 760 мм, производительность 100 т/ч). Питание в цилиндрический корпус по-
дается по тангенциальному патрубку в верхней части. Роль сливного патрубка
для вывода концентрата и части суспензии выполняет сливной стакан, проходя-
щий через дно цилиндра и не доходящий до уровня загрузочного патрубка.
214
Таблица V.9
Технические характеристики основных типов
зарубежных двухпродуктовых тяжелосредных гидроциклонов *
Параметры
Польмаг ВЖКГ
(ПНР) (ЧССР)
ДСМ
(Нидер-
ланды)
Циклоид
(США)
Вихре-
вой
(Япония)
Производительность:
по углю, т/ч
по суспензии, м3/ч
Крупность обогащаемого
материала, мм
Внутренний диаметр, мм
Угол конусности кониче-
ской части, градус
Диаметр патрубков, мм:
входного
сливного
нижней насадки
Пьезометрический напор пи-
тания на входе, м
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, кг
105 205 0,5—50	70 190 0,5-40	100 320 0,5-50	90 Нет данных 0,5—50	80 375 0,5—75
700	600	700	700	500
20	20	20	Нет	20
			данных	
280	108X108	210	-	200
300	260	280	——	230
195, 210,	120—180	210	им	200
225				
6,3	5,5	6,5				6,0
2640	2550	Нет				Нет
		данных		данных
890	1050	1 	—- —	 
1390	1050		—— 	
2250	960	1850	•			—' —
* Технические характеристики приведены для наибольшего типоразмера гидро-
циклона каждой фирмы.
Тяжелый продукт удаляется в нижней части цилиндра через тангенциальный
патрубок, к которому присоединена специальная камера противодавления.
Зарубежные гидроциклоны футерованы различными твердыми сплавами —
главным образом сплавом «Нихард».
§ 3. Сепараторы для регенерации магнетитовой суспензии
В тяжелосредных установках для регенерации магнетитовой суспензии
применяются электромагнитные сепараторы ЭБМ80/170 и ЭВМ 80/250 (см.
рис. V.9), которые отличаются только длиной барабана (1700 и 2500 мм соответ-
ственно).
Сепараторы ЭВМ 80/170 и ЭВМ 80/250 разработаны Гипромашуглеобогаще-
нием. Эти сепараторы практически полностью заменили в промышленности ранее
выпускавшиеся сепараторы ЭБМ-1, ЭБМ-2, ЭБМ-1/2 и ЭБМ-3.
С 1981 г. завод приступил к выпуску более высокопроизводительных электро-
магнитных сепараторов ЭВМ 80/170П и ЭБМ 90/250 с повышенной напряжен-
ностью магнитного поля. В будущем предполагается организовать производство
сепараторов ПБМ-Р 90/250 на постоянных магнитах, которые должны будут
заменить электромагнитные сепараторы ЭБМ 80/170П. Переход на барабан диа-
метром 900 мм связан с унификацией ряда узлов сепараторов, выпускаемых
для рудной и угольной отраслей промышленности.
Принцип работы сепаратора типа ЭБМ (рис. V.18) основан на выделении из
потока пульпы сильномагнитных частиц магнетита с помощью магнитного поля,
создаваемого электромагнитной системой, помещенной во вращающемся барабане.
215
Рис. V.18. Сепаратор электромагнитный барабанный ЭБМ:
1 — приемник суспензии; 2 — скребок отжимной; 3 — катушка магнитная; 4 — скребок
счищающий; 5 — барабан электромагнитный; 6 — диск отбойный; 7 — привод барабана;
8 — ванна; 9 — листы, создающие сопротивление движению пульпы; 10 — щит уплот-
нительный; 11 — рама; 12 — насадка хвостовая (рычаг с шайбами); 13 — полюса маг-
нитные; 14 — лоток направляющий; 15 — камера приемная
Притянутые к поверхности барабана магнитные частицы проходят под отжим-
ным скребком и снимаются очищающим скребком. Немагнитный продукт разде-
ляется на две части, выводимые из сепаратора раздельно: отходы (крупные ча-
стицы шлама с водой) и слив (осветленная вода).
Пульпа через приемник суспензии поступает в приемную камеру, которая
позволяет осуществлять подвод питания в сепаратор на направляющий лоток
под барабан. Внутренняя поверхность приемной камеры покрыта защитными
сменными футеровочными резиновыми листами. В основании приемной камеры
имеются люки, закрытые крышками, которые служат для осмотра и очистки
камер.
Во время работы сепаратора уровень пульпы в ванне находится выше оси
барабана, поэтому для предотвращения вытекания пульпы с обеих сторон ванны
установлены уплотнительные щиты с кольцевыми зазорами 1 мм, охватывающие
ступицы крышек вращающегося барабана. Пульпа, прошедшая через кольцевой
зазор, ударяется об отбойный диск и отводится по каналу. На боковых стенках
ванны для ее чистки предусмотрены люки, закрытые крышками. Ванна изготов-
лена из нержавеющей стали, ее сливная часть имеет футеровку из резины.
Барабан и ванна опираются на раму. Рама имеет специальные немагнитные
призмы для установки барабана, с обеих сторон к ней приварены плиты для
крепления привода. Привод включает в себя редуктор и электродвигатель, пере-
дача вращения от редуктора к барабану осуществляется чеез зубчатые колеса.
Для установки хвостовых насадок в нижней части ванны предусмотрена
рычажная шарнирная система, позволяющая чистить или заменять насадки во
время работы сепаратора. В сепараторе ЭБМ 80/170 установлены три насадки,
в сепараторе ЭБМ80/250 —• пять.
Барабан сепаратора состоит из электромагнитной системы и немагнитных
элементов: кожуха, крышек, зубчатого колеса, коробки выводов, кронштейна
и подшипниковых узлов. Барабан заполнен трансформаторным маслом для охлаж-
дения катушек и соединен маслопроводом с масляным баком. Электромагнитная
система состоит из полюсных дисков и катушек, посаженных на ось.
В сепараторы ЭБМ 80/170П и ЭБМ 90/250 по сравнению с сепараторами
ЭБМ 80/170 и ЭБМ 80/250 внесены следующие конструктивные изменения:
масса^провода, наматываемого на магнитные катушки, увеличена почти
в три раза, при этом площадь поперечного сечения провода возросла на 15 %;
размер полюсного башмака в осевом направлении увеличен с 78 до 100 мм; ка-
тушки выполнены из двух секций с зазором между ними 15 мм, что улучшает
охлаждение; для намотки провода взамен втулок применены вкладыши из смолы
КФ-3, что уменьшает вероятность пробоя магнитной системы; толщина экрана
в зоне разгрузки магнетитового концентрата увеличена с 12 до 20 мм, вслед-
216
Таблица V.10
Технические характеристики отечественных регенерационных
электромагнитных сепараторов ЭБМ
Параметры	ЭБМ 80/170	ЭБМ 80/250	ЭБМ 80/170П	ЭБМ 90/250
Производительность, м3/ч, при содержании магне- тита в твердой фазе пита- ния, %: 70—90 35—50	До 180 100— 130	До 270 160— 190	1 1 270 240	400 370
Диаметр рабочей части барабана, мм	800	800	800	900
Длина барабана, мм	1680	2490	1680	2490
Напряженность магнит- ного поля в рабочей зоне на поверхности бараба- на, кА/м, не менее	130	130	210	210
Мощность магнитной си- стемы, кВт	7,25	10,9	15,7	23,5
Частота вращения бара- бана, мин-1	6,5; 8,4; 10,8	6,5; 8,4; 10,8	8,8	6,3
Установленная мощность электродвигателя привода барабана, кВт	3	4	3	4
Содержание магнетита в отходах регенерации, кг/м3, при содержании шлама в питании, кг/м3: До 150 150— 180 180—200 200—250	До 0,5 » 1,0 » 1,5 » 2,0	До 0,5 » 1,0 » 1,5 » 2,0	До 0,5 » 1,0 » 1,5 » 2,0	До 0,5 » 1,0 » 1,5 » 2,0
Плотность магнетитового концентрата, кг/м3, при содержании шлама в пи- тании до 150 кг/м3	2000—2300	2000—2300	2100—2300	2100—2300
Извлечение магнетита, %	99,7—99,97	99,7—99,97	99,7—99,97	99,7—99,97
Габаритные размеры, мм: длина ширина высота	3000 1995 2200	3750 1995 2200	3090 1995 2200	3840 2106 2200
Масса, т, не более	5,03	7,14	6,6	9,2
Изготовитель — Ворошиловградский завод угольного машиностроения им. Пар-
хоменко
217
ствие чего в этой зоне мощность магнитного поля снижена; для снижения потерь
магнитной фракции борта лотка для разгрузки магнитного концентрата выпол-
нены из ферромагнитного материала и расположены против полюсов магнитной
системы.
В зарубежной промышленной практике для регенерации магнетитовой суспен-
зии применяют, как правило, сепараторы на постоянных магнитах.
В табл. V.10 приведены технические характеристики отечественных электро-
магнитных сепараторов.
Глава 5
ТЕХНОЛОГИЯ ОБОГАЩЕНИЯ
Технология тяжелосредного обогащения углей определяется рядом факторов:
физико-механическими свойствами обогащаемых углей (гранулометрический
и фракционный состав, размокаемость породы и др.); требованиями потребителей
к качеству и назначению продуктов обогащения; нагрузкой на отдельные техно-
логические операции; параметрами существующего оборудования, которое
может быть использовано на той или иной операции.
Технология обогащения как крупного, так и мелкого углей в магнетитовой
суспензии включает ряд технологических операций одинакового назначения.
К ним относятся: подготовка (классификация и обесшламливание) углей; приго-
товление рабочей суспензии; собственно обогащение; отделение суспензии, про-
мывка и обезвоживание продуктов обогащения; регенерация разбавленной су-
спензии; автоматическое регулирование плотности; циркуляция и распределе-
ние потоков рабочей суспензии.
Несмотря на принципиальную однотипность операций, имеется определен-
ная специфика в технологии обогащения крупного и мелкого машинных классов
углей.
§ 1. Технологические схемы обогащения крупных углей
Технологические схемы обогащения углей крупных машинных классов
в магнетитовой суспензии разделяют по числу стадий обогащения, конечных
продуктов и своему назначению.
Схема обогащения в одну стадию с выделением двух конечных продуктов
(концентрата и отходов) предназначена для механизированного удаления породы
на шахтных установках, обогащения энергетических углей и антрацитов, а та кже
коксующихся углей легкой обогатимости. Плотность разделения в зависимости
от характеристики обогащаемых углей и требований к качеству продуктов обо-
гащения принимается от 1650 до 2050 кг/м3.
Схема обогащения в две стадии с выделением трех конечных продуктов
(концентрата, промпродукта, отходов) применяется для коксующихся углей
средней и трудной обогатимости. Основной и наиболее экономичный вариант —
выделение в первой стадии концентрата. Выделение в первой стадии отходов
применяется при их высоком выходе (более 50 %) и наличии размокаемых пород.
Схема обогащения в две стадии с выделением трех конечных продуктов (кон-
центрата двух классов крупности, промпродукта, отходов) применяется для
коксующихся углей средней и трудной обогатимости при различной эффектив-
ной плотности разделения крупного и среднего классов.
Схема обогащения в одну стадию с выделением трех конечных продуктов
(концентрата, отходов промпродукта) предназначена для коксующихся углей
средней и трудной обогатимости в одном трехпродуктовом сепараторе (от большей
плотности к меньшей).
Общей операцией для любого варианта технологических схем является под-
готовка углей, эффективность которой оказывает существенное влияние на
показатели разделения в магнетитовой суспензии.
218
Подготовка крупного машинного класса может проводиться различными
способами:
сухой классификацией на вибрационных грохотах, установленных парал-
лельно, последовательно или по комбинированной схеме. Она применяется при
низкой влажности исходных углей и невысоком содержании в них класса круп-
ностью <1 мм;
сухой классификацией с последующим мокрым обесшламливанием на вибра-
ционных грохотах. Большая часть отсева выделяется в сухом виде, затем на
отдельном грохоте производится обесшламливание ополаскиванием надрешетного
продукта промывной водой. Схема применяется при невозможности обеспечить
эффективную сухую классификацию;
мокрой классификацией на вибрационных, неподвижных грохотах и при
комбинации неподвижных и вибрационных грохотов. Она применяется, если
влажность исходных углей высокая, и нельзя выделить хотя бы часть отсева в су-
хом виде, и,как правило, угли, подвергаются обогащению по крупности до 0,5 мм
и 0 мм. Установка грохотов может быть параллельная, последовательная или ком-
бинированная.
Технологическая схема обогащения в одну стадию с выделением двух про-
дуктов показана на рис. V.19. Промывка продуктов на грохотах осуществляется
с помощью двух рядов брызгал, причем первый ряд питается сливом регенера-
ционных сепараторов, второй — технической водой. Свежеприготовленная сус-
пензия для компенсации потерь и магнетитовый концентрат регенерационных
сепараторов подаются в емкость кондиционной суспензии. Из нее рабочая суспен-
зия перекачивается в сепаратор, перед которым она делится на транспортный и
восходящий потоки.
Автоматическое устройство для регулирования плотности суспензии уста-
новлено на линии кондиционной суспензии после неподвижного сита.
На рис. V.20 показана технологическая схема обогащения в две стадии от
большей плотности к меньшей с выделением трех продуктов.
В первом сепараторе отделяются отходы; во втором сепараторе смесь кон-
центрата и промпродукта разделяется на концентрат и промпродукт.
Рабочая суспензия высокой и низкой плотности насосами подается в соответ-
ствующие тяжелосредные сепараторы для создания транспортного и восходя-
щего потоков.
Аналогичная технологическая схема с разделением от меньшей плотности
к большей, более часто встречающаяся в промышленной практике, отличается
от схемы, описанной выше, выделением концентрата в первой стадии, отсутствием
вибрационного грохота между двумя сепараторами для отделения суспензии
низкой плотности (эту функцию выполняет неподвижное сито), разделением
грохота для промпродукта на две части — головную, где отделяется кондицион-
ная суспензия высокой плотности, и конечную, где от промпродукта отмывается
магнетит.
При раздельном обогащении двух машинных классов (например, 6—25
и 25—200 мм), технологическая схема на первой стадии разделения комплек-
туется двумя сепараторами для получения самостоятельного концентрата из
каждого машинного класса. Смесь промпродукта и отходов из обоих сепараторов
первой стадии подается в один общий сепаратор второй стадии, где разделение
ведется по высокой плотности. Вместо двух сепараторов на первой стадии разде-
ления может применяться один сепаратор, ванна которого в продольном направ-
лении разделена на два отделения (опытный образец отечественного сепара-
тора СКВД32, зарубежный сепаратор «Дрюбой»). При применении на первой
стадии в двух сепараторах суспензии различной плотности, подбираемой в соот-
ветствии с обогатимостью машинных классов и требованиями к продуктам обо-
гащения, пополнение суспензии и ее циркуляция строятся по принципу движе-
ния потоков от большей плотности к меньшей с отводом на регенерацию суспензии
низкой плотности. Распределение суспензии и регулирование ее плотности
производятся автоматически.
На шахтных установках и установках при разрезах, где осуществляется
механизированное удаление крупной породы с помощью тяжелосредных сепара-
торов, при большом выходе класса >300 мм и значительном содержании в нем
219
Машинный,
класс
Промывная
вода
Промывная
вода
Отходы
Концентрат
На регенерацию
пая
данная
Отсев
Рис. V.19. Схема цепи аппаратов обогащения углей крупных классов в одну
стадию с выделением двух продуктов:
1 — сепаратор тяжелосредный; 2 — сито неподвижное для отделения суспензии; 3,4 —
грохоты; 5 — сборник кондиционной суспензии; 6 — насос; 7 — делитель суспензии;
8 — автоматическое устройство для регулирования плотности суспензии
Рядовой
V уголь
Машинный
Свежеприготов -
ленная и регене-
рированная
суспензии
' 75
На регенерацию
Рис. V.20. Схема цепи аппаратов обогащения углей крупных классов в две ста-
дии с выделением трех продуктов:
1, 4 — сепараторы тяжелосредные; 2, 5 — сита неподвижные; 3 — грохот для отделения
суспензии высокой плотности; 6, 7, 16 — грохоты соответственно концентрата, пром-
продукта, отходов; 8 -- сборник суспензии низкой плотности: 9, 13 — насосы; 10, 14 —
делители суспензии; И, 15 — автоматические устройства для регулирования плотности
суспензии; 12 — сборник суспензии высокой плотности
Рис. V.21, Схема цепи аппаратов обогащения углей крупных клас-
сов в одну стадию с выделением трех продуктов
угля и сростков следует в схеме предусматривать удаление посторонних пред-
метов и дробление крупного угля до 300 мм.
Классификация па грохоте с размером отверстий сит 25 мм при условии ме-
ханизированного удаления породы осуществляется без мокрого обесшламливания.
Технологическая схема обогащения в одну стадию с выделением трех конеч-
ных продуктов предусматривает использование трехпродуктового сепаратора,
например СТТ. Как показали промышленные испытания, точность разделения
в трехпродуктовом сепараторе по двум плотностям при едином потоке суспензии
находится на уровне точности разделения в двух последовательно установленных
двухпродуктовых сепараторах с двумя потоками суспензии высокой и низкой
плотностей.
Экономичность одностадиальной схемы по сравнению с двухстадиальной
определяется меньшим числом оборудования, лучшей его компоновкой, меньшим
объемом производственного помещения, наличием одного цикла циркуляции
кондиционной суспензии вместо двух.
Машинный класс (рис. V.21) после соответствующей подготовки подается
в первую ванну трехпродуктового сепаратора 3, где разделение происходит по
высокой плотности. Отходы, выгружаемые элеваторным колесом, поступают на
обезвоживающий промывочный грохот 6. Смесь концентрата с промпродуктом
переходит во вторую ванну сепаратора, в которой разделение производится по
221
низкой плотности на концентрат и промпродукт. Оба продукта поступают на
соответствующие промывочно-обезвоживающие грохоты 4 и 5.
Рабочая суспензия высокой плотности подается из сборника 10 насосами 9
(один рабочий, один резервный) в первую ванну сепаратора. Разбавление суспен-
зии от высокой плотности до низкой производится сливом магнитных сепараторов
во второй ванне. Слив магнитных сепараторов служит также промывочной водой
для всех грохотов, на грохот концентрата дополнительно (вторая ступень про-
мывки) подается техническая вода. Для описываемой схемы характерным яв-
ляется регенерация всей суспензии, которая из-под обезвоживающе-промывочных
грохотов поступает в сборник 8 разбавленной суспензии, а из него насосами 7
перекачивается на регенерацию в электромагнитные сепараторы 2. Схема подклю-
чения сепараторов последовательно-параллельная. Магнетитовый концентрат
может либо непосредственно подаваться в желоб перед первой ванной сепара-
тора, либо поступать в сборник 10 рабочей суспензии (на схеме не показано).
В случае необходимости выпуска из ванн сепаратора суспензия направляется
в сборник рабочей суспензии 10. Заданная плотность рабочей суспензии поддер-
живается в ваннах сепаратора автоматическими плотномерами Л
В зарубежной практике технологические схемы обогащения крупного угля
строятся с соблюдением тех же принципов, что и в отечественной практике.
Применяются как одностадиальные, так и двухстадиальные схемы. Используются
также схемы обогащения двух машинных классов угля на первой стадии разде-
ления.
§ 2. Технологические схемы обогащения мелких углей
Аппаратами, в которых в настоящее время производится обогащение мелких
углей в минеральных суспензиях (преимущественно, в магнетитовой), являются
тяжелоср ед ные гидроциклоны.
Технология обогащения мелких углей более сложная, чем аналогичная
технология, применяемая для обогащения крупных углей. Это вызвано тем,
что мелкий материал труднее крупного разделяется в тяжелых средах, а гидро-
циклоны сложнее, чем сепараторы, вписываются в технологическую схему. Кроме
меньшей производительности единицы оборудования по сравнению с сепараторами,
тяжелосредные гидроциклоны имеют более сложную систему загрузки, работают
под напором и расходуют в 3—4 раза больше суспензии на 1 т обогащаемого
угля.
Мелкие угли, даже при тщательном обесшламливании, имеют значительное
содержание шлама, который должен быть выделен в процессе регенерации су с
пензии, так как загрязненная суспензия имеет худшие реологические свойства.
Сложность регенерации разбавленной суспензии определяется не только боль-
шим ее расходом по сравнению с расходом при обогащении крупных углей, но
и значительной вязкостью пульпы, поступающей на регенерацию, вследствие по-
вышенного содержания в ней шлама,
В этой связи более жесткие требования предъявляются к эффективности
вспомогательных технологических операций — обесшламливанию, регенерации.
Однако, несмотря на некоторое усложнение технологии при тяжелосредном
обогащении мелких углей, технико-экономические преимущества этого про-
цесса полностью окупают дополнительные капитальные и эксплуатационные
затраты.
Технологические схемы тяжелосредных гидроциклонных комплексов для
обогащения мелких углей, так же как и схемы обогащения крупных углей, де-
лятся по числу стадий разделения, числу продуктов обогащения и своему назна-
чению.
Схема обогащения в одну стадию в двухпродуктовом гидроциклоне с полу-
чением двух конечных продуктов (концентрата и отходов) предназначена для
обогащения мелких энергетических углей и антрацитов крупностью 0,5 —
13 (25) мм.
Схема обогащения в две стадии в двухпродуктовых гидроциклонах с полу-
чением трех конечных продуктов (концентрата, промпродукта, отходов) и выде-
лением в первой стадии по большей плотности отходов применяется для мелких
222
коксующихся углей крупностью 0,5—13 (25) мм при наличии в них легко-
размокасмой породы.
Схема обогащения в одну стадию в трехпродуктовом каскадном гидроциклоне
с получением трех конечных продуктов (концентрата, промпродукта, отходов)
и выделением в первой секции аппарата концентрата, во второй — промпродукта
и отходов, предназначена для обогащения мелких коксующихся углей круп-
ностью 0,5—13 (25) мм, переобогащения промпродукта отсадки мелкого ма-
шинного класса (0,5—13 мм), а также для обогащения коксующегося угля одного
машинного класса 0,5—49 (30) мм (при сравнительно небольшом выходе класса
>40 мм).
При раздельной регенерации промывных вод предел обогащения по круп-
ности в гидроциклонах уменьшается с 0,5 до 0,2 мм.
Вариантом схемы обогащения в тяжелосредных гидроцяклонах является
технология обогащения необесшламленных углей, которая нашла применение
на зарубежных углеобогатительных фабриках.
К качеству машинного класса, поступающего на обогащение в гидроциклоны
(засорению его избыточными по крупности зернами), предъявляются жесткие
требования. Также нормируется и содержание шлама крупностью <0,5 мм.
Подготовка углей начинается с классификации горной массы.
Если крупный и мелкий машинные классы полностью обогащаются в тяже-
лых средах (в сепараторах и гидроциклонах), применяется мокрая классифика-
ция па грохотах, которая имеет высокую производительность и эффективность.
При контроле за состоянием сит грохотов исключается попадание в мелкий ма-
шинный класс избыточных по крупности зерен.
При обогащении всего угля одного машинного класса — верхний предел
крупности 40 (30) мм — для обеспечения его чистоты целесообразно осуществ-
лять контрольную классификацию на вибрационных грохотах. Классификация
может быть совмещена с дроблением в барабанных дробилках избирательного
дробления.
Заключительной операцией подготовки углей к обогащению является обес-
шламливание машинного класса. Для крупного машинного класса она осуществ-
ляется по размеру 13 (25) мм, для мелкого — обычно по размеру 0,5 мм.
Обесшламливание мелкого машинного класса включается в технологическую
схему гидроциклонной установки. Наибольшее распространение получили три
схемы обесшламливания: мокрая — на грохотах, гидравлическая — в элеватор-
ных классификаторах, комбинированная — в элеваторных классификаторах
с контролем на грохотах.
Выбор способа обесшламливания, как правило, связан со схемой, предше-
ствующей классификации, и с условиями транспортирования мелкого машинного
класса на гидроциклонную установку. Поскольку обычная схема с подачей пи-
тания в гидроциклоны под гидростатическим напором связана со значительной
высотой, достигающей 25 м, классификационные грохоты нецелесообразно разме-
щать над гидроциклонной установкой. Более рационально подавать мелкий
машинный класс на обесшламливание специальным транспортом (конвейер, эле-
ватор, углесос).
При сухой классификации подача мелкого угля на обесшламливающий
грохот осуществляется через желоб, где он смешивается с водой. После желоба
перед вибрационным грохотом, как правило, устанавливается дуговой грохот.
Если подача мелкого угля производится углесосом (насосом), то перед вибра-
ционным грохотом также устанавливается дуговой грохот. Этот вариант схемы
может быть использован как при сухой, так и при мокрой классификации, однако
в последнем случае его применение более рационально.
Наибольшее распространение получила технологическая схема обогащения
в одну стадию в двухпродуктовом гидроциклоне с выделением двух конечных
продуктов (рис. V.22).
Двухстадиальная схема обогащения в двух последовательно установленных
гидроциклонах с получением трех конечных продуктов применяется на зарубеж-
ных фабриках, так как каскадный трехпродуктовый гидроциклон имеется только
в СССР.
Эта схема отличается от одностадиальной наличием второго гидроциклона,
двух сборников кондиционной суспензии большой и малой плотности, дополни-
223
Магнетитовый
концентрат
Рядовой уголь или
промпродукт Оборотная вода
Добавочная вода
v Концентрат
Свежеприготовленная суспензия
Некондиционная
суспензия
На обогащение
по схеме
Кондиционная
суспензия
Рис. V.22. Схема цепи аппаратов обогащения мелких углей в одну стадию с вы-
делением двух продуктов:
1 — грохот классификационный; 2, 9 — грохоты дуговые; 3 — грохот обесшламливающий:
4 — бак регулирующий; 5 — система автоматизации для стабилизации установленной
плотности рабочей суспензии; 6 — смеситель; 7 — гидроциклон; 8 — грохот вибрацион-
ный для отделения кондиционной суспензии и отмывания магнетита; 10, 11 — сборник
соответственно кондиционной и некондиционной суспензии; 12, 13 — электромагнитные
сепараторы соответственно второй и первой стадий регенерации суспензии
12
Отходы
регенерации
Отходы
Слив
Оборотная
вода
шлам
тельных дугового и вибрационного грохотов для отделения суспензии от смеси
продуктов после первой стадии обогащения, двух регулирующих баков и т. д.
Несоответствие между применением двух двухпродуктовых гидроциклонов и
технологией трехпродуктового обогащения существенно усложняет схему,
требует либо дополнительной высоты при каскадном расположении оборудования,
либо (при параллельном расположении) специальной транспортной системы для
передачи смеси продуктов с первой во вторую стадию разделения.
При одностадиальном разделении на три продукта в одном трех продуктов ом
каскадном гидроциклоне технологическая схема (рис. V.23) не отличается по
сложности от схемы одностадиального обогащения с разделением на два про-
дукта (см. рис. V.22), за исключением наличия дополнительного оборудования
для отделения суспензии и промывки промпродукта. В Советском Союзе при
разделении на три продукта принята схема с трех продуктовым и гидроциклонами.
Как уже упоминалось, применение технологии раздельной регенерации
промывных вод позволяет уменьшить нижний предел крупности обогащаемого
материала до 0,2 мм, т. е. до фактического предела обогащения в тяжелосредном
гидроциклоне, снизить подачу на флотацию и частично предотвратить потери
зернистого шлама.
Технологическая схема с раздельной регенерацией промывных вод приме-
нена на действующей ЦОФ «Ткварчельская-> и принята в проекте обогатительной
фабрики разреза «Нерюнгринский» в Южной Якутии.
224
Рис. V.23. Схема цепи аппаратов обо-
гащения мелких углей в одну стадию
с выделением трех продуктов:
/, 2 — грохоты обесшламливающно соот-
ветственно дуговой и вибрационный; 3
смеситель; 4 — бак регулирующий; 5 —
гидроциклон каскадный; б — грохот дуго-
вой; 7 — вибрационный грохот; 8 — цен-
трифуга фильтрующая; 9, 10 — сборники
соответственно кондиционной и неконди-
ционной суспензии
Проектом этой фабрики преду-
смотрено также обогащение в тяжело-
средн ых гидроциклонах всего угля
одного машинного класса 0,5—30 мм
(после додрабливания класса >30 мм).
Такая схема нашла применение на мно-
гих зарубежных тяжелосредных фабри-
ках (например, в США, Австралии),
где верхний предел крупности машин-
ного класса составляет 30, 40 или
50 мм.
В некоторых зарубежных пред-
приятиях (например, в США) тяже-
лосредные гидроциклоны используются
для обогащения углей с нижним
пределом крупности 2,3 или 5 мм.
Мокрая классификация и обесшлам-
ливание по такому граничному зерну
высокоэффективна. Выделенный шлам
обогащается в водных обогатительных
ционных столах.
Мелкий уголь
Свежеприготовленная суспензия
------------——<-------------
гидроциклонах или на концентра
За рубежом на ряде современных фабрик, использующих тяжелосредное обо-
гащение, перешли к технологии обогащения мелких необесшламленных углей
в тяжелосредных гидроциклонах. В этом случае использование принципа раз-
дельной регенерации промывных вод и классификации шлама в гидроциклонах
позволяет снизить предел крупности эффективно обогащаемого угля до 0,2
(0,15) мм.
Технология обогащения необесшламленных углей отличается тем, что вместо
операций обесшламливания интенсифицируется операция очистки суспензии
от шлама для стабилизации содержания в ней немагнитной фракции. Благо-
даря этому исключается малопроизводительная операция обесшламливания
машинного класса и снижается подача в шламовую систему фабрики, так как
эта операция требует большого расхода воды. Сокращается число технологиче-
ских потоков.
При обычной технологии тяжелосредного обогащения в обесшламленном мел-
ком машинном классе содержание шлама резко ограничено (норма не более
5 %). Поэтому при применении принципа раздельной регенерации вследствие
малого выхода продуктов их участие в общем балансе продуктов обогащения
невелико. Исключение операции мокрого обесшламливания приводит к росту
содержания в машинном классе шлама до 25—30 %. При этом требуется суще-
ственное расширение фронта раздельной регенерации, так как для обеспече-
ния полного вывода шлама из системы на регенерацию направляется 30—40 %
рабочей суспензии, соответственно возрастает выход продуктов обогащения
шлама, получаемых после тяжелосредных гидроциклонов.
Практикой промышленной эксплуатации установлено, что показатели раз-
деления в тяжелосредных гидроциклонах шлама Сто 0,2—0,15 мм) зависят от
верхнего предела крупности машинного класса, в который входит шлам. Эти
показатели тем лучше, чем ниже верхний предел крупности. Например, шлам
в составе классе 0—6 мм обогащается более эффективно, чем в составе класса
8 Заказ 77
225
О—38 мм. Поэтому на ряде зарубежных фабрик при обогащении в гидроцикло-
нах необесшламленного угля принята технология обогащения узкого машин-
ного класса.
§ 3. Схемы регенерации разбавленной суспензии
Регенерация суспензии в процессе тяжелосредного обогащения предназна-
чена для восстановления плотности рабочей среды, разбавленной при отмывке
магнетита от продуктов обогащения, возможно более полного извлечения ма-
гнетита из промывных вод, а также для очистки суспензии от шлама, попада-
ющего в нее из обогащаемых углей.
Наиболее совершенным способом регенерации магнетитовой суспензии яв-
ляется магнитное обогащение, основанное на использовании разницы в магнит-
ных свойствах магнетита и шлама. Плотность регенерированного утяжелителя
(магнетитового концентрата) во всех случаях должна быть выше плотности
рабочей суспензии. Только при этом условии можно управлять технологией
обогащения и стабилизировать плотность разделения.
Технологические операции, входящие в схему регенерации:
сбор и подача в магнитные сепараторы промывных вод, дренажных вод
и случайных переливов, содержащих магнетит, а также части рабочей суспензии;
магнитное обогащение с целью выделения из разбавленной суспензии магне-
титового концентрата; подача регенерированной суспензии в систему циркуля-
ции рабочей суспензии; вывод сгущенного немагнитного шлама с отходами ре-
генерации; подача слива магнитных сепараторов на ополаскивание продуктов
обогащения.
В зависимости от крупности обогащаемых углей и принятой технологии обо-
гащения могут быть применены различные технологические схемы регенерации:
одностадиальная, двухстадиальная и комбинированная (рис. V.24).
Схема регенерации в одну стадию (см. рис. V.21, а) обычно применяется
при тяжелосредн ом обогащении крупных углей, если машинный класс С>25 мм)
имеет невысокое содержание шлама (класса крупностью <1 мм не более L5—
2 %) и если обогащаемые угли не содержат размокаемой глинистой породы.
Ограничением применения этой схемы является также содержание не более
300 кг твердой фазы, в том числе шлама не более 150 кг на 1 м3 разбавлен-
ной суспензии. При повышенном содержании шлама одностадиальная схема
может быть применена только с уменьшением производительности магнитных
сепараторов до 50—60 % номинального значения.
Двухстадиальная схема регенерации (см. рис. V.24, б) включает в себя
последовательно установленные сепараторы, причем отходы первой стадии и часть
слива направляют во вторую стадию регенерации. Обычно один перечистной
сепаратор устанавливают на 2—3 основных. Эту схему применяют при тяжело-
средном обогащении мелких углей, а также при обогащении крупных углей
в случае наличия ограничений, упомянутых выше. При тяжелосредном обогаще-
нии бурых углей применяют только двухстадиальную регенерацию.
Комбинированная схема регенерации (см. рис. V.24, б) включает также по-
следовательно установленные сепараторы, однако разбавленную суспензию
подают в оба сепаратора. Кроме того, отходы первой стадии направляют во вто-
рую стадию регенерации. Применяют комбинированную схему в тех же случаях,
что и двухстадиальную схему регенерации. Однако при обогащении мелких
углей предпочтительнее прямая двухстадиальная схема, а при обогащении круп-
ных углей по высокой плотности разделения,если разбавленная суспензия со-
держит более 150 кг/м3 шлама, — комбинированная схема.
Схема раздельной регенерации (рис. V.25) предусматривает подачу насосами
разбавленной суспензии с грохотов через индивидуальные сборники {на схеме
не показаны) в отдельные магнитные сепараторы. Отходы и часть слива магнит-
ных сепараторов классифицируют по граничному зерну примерно 0,2 мм также
в отдельных классификационных гидроциклонах. Зернистые сгущенные продукты
присаживают к соответствующим продуктам флотации и обезвоживают вместе
с ними. Тонкий шлам (слив классификационных гидроциклонов) либо циркули-
рует вместе с промывной водой, либо объединяется и направляется на флотацию.
226
Кондицион-
ная суспензия
Магнетита -
оый концен-
трат
Слив
11
Некондиционная
суспензия
Отходы
регенера-
ции на ос-
ветление
Слив
Магната
.товыи
Сккон-
центрат
Отходы
6
Слив
Магнетитовый
концентрат
Магнетита-
/ц кон
\цея-
трат
Рис. V.24. Схемы магнитной регенерации
разбавленной магнетитовой суспензии:
а — одностадиальная; б — двухстадиальная;
в — комбинированная
Отходы регене-
v рации на освет-
ление
Отходы
Схема раздельной регенерации при-
меняется только при тяжелосредном
обогащении мелких каменных углей
и антрацитов в гидроциклонах.
Классификация в гидроциклонах по
граничной крупности примерно 0,2 мм
позволяет предотвратить потери крупно-
зернистого шлама, снизить общую по-
дачу во флотацию и уменьшить ниж-
ний предел крупности до размера частиц,
эффективно обогащаемых в гидроциклонах. При раздельной регенерации допу-
скается повышение содержания шлама крупностью 0—0,5 мм в обесшламленном
машинном классе (до 10 % вместо нормативных 3—5 %).
Технология магнитной регенерации предусматривает подачу всей разбавлен-
ной суспензии в магнитные сепараторы. Слив из ванны магнитных сепараторов,
составляющий по объему наиболее крупный поток, направляется в циркуляцию
в качестве промывной воды. Отходы регенерации, содержащие сгущенный шлам,
поступают в шламовую систему фабрики, магнетитовый концентрат — в сборник
рабочей суспензии.
Магнитная регенерация больших потоков разбавленной суспензии требует
специальных сепараторов, способных эффективно работать в условиях высокой
скорости протекания жидкости через рабочую ванну. Этим требованиям удов-
летворяют отечественные сепараторы ЭБМ.
На зарубежных фабриках (в частности, в США) применяются схемы регене-
рации с предварительным сгущением разбавленной суспензии. В качестве сгу-
стительных устройств используются радиальные сгустители, гидроциклоны,
8*
227
К флотацион-
ному концен-
трату
К флотацион-
ному промпро-
дукту
В гидро-
отвал
^Концентрат
Промпродцю
Кондици-
Магнети-
товый кон-
центрат
Нагнети -
товый
концентрат
Маг-
нети
то вы и
концен-
трат
Рис. V.25. Схема раздельной регенерации разбавленной суспензии:
1— 3	— грохоты соответственно для концентрата, промпродукта, отходов; 4—6 — маг-
нитные сепараторы; 7—9 — гидроциклоны классификационные
дуговые грохоты и их комбинации. Известны двухстадиальные схемы регене-
рации (ПНР) с промежуточным сгущением в гидроциклоне отходов регенера-
ции первой стадии.
§ 4.	Основные параметры технологии тяжелосредного
обогащения углей и регенерации суспензии
Основные параметры технологии тяжелосредного обогащения углей сгруп-
пированы по характеру технологических операций.
Подготовка угля к обогащению. Мелкие зерна в машинном классе являются
наиболее вероятным источником засорения продуктов обогащения, а шлам, кроме
того, ухудшает реологические свойства суспензии. После обесшламливания круп-
ного машинного класса допускается следующее содержание зерен, размер кото-
рых меньше нижней границы крупности.
Нижний предел крупности машинного класса, мм 25	13	10
Предельное содержание мелких частиц, %:
для каменных углей и антрацитов.............10,7	9,6	8
для бурых углей ............................25	—	—
Содержание шлама крупностью <1 мм не должно быть выше 1,5 %.
Примерная удельная производительность обесшламливающих грохотов для
крупных углей в зависимости от размера сит приведена в табл. V. 11.
В мелком машинном классе содержание шлама крупностью <0,5 мм (ниж-
ний граничный размер) составляет 3—5 %.
228
Таблица V. 11
Удельная производительность обесшламливающих грохотов
для крупных углей, т/(ч-м2)*
Размер отверстий сит, мм
Материал
10	13	25
Каменный и бурый угли
Антрацит
Горючий сланец
17	22,5	26	30
21	27	29	36
И	19	20	27
* Методика определения производительности инерционных грохотов при грохо-
чении каменных и бурых углей, антрацитов и горючих сланцев, 1980.
Удельные производительности обесшламливающих грохотов для мелкого
машинного класса следующие: при крупности 0—6 мм —4 т/(ч-м2),
0—13 (10) мм — 6,5 т/(ч-м3), 0—25 мм—9 т/(ч-м3).
При содержании шлама в оборотной воде не более 100—120 г/л и отсутствии
в углях размокаемых глинистых пород в схемах гидроциклонных установок для
обесшламливания можно применять элеваторные классификаторы. При обесшлам-
ливании по граничной крупности 0,5 мм принимают удельную производительность
15—20 м3/(ч-м2). Содержание зерен >0,5 мм в сливе не превышает 5—6 %,
а в обесшламленном продукте класса 0—0,5 мм— 15—17 %.
Содержание вторичного шлама, образующегося при обесшламливапии,
составляет: при самотечной подаче материала 1,5 %, при насосной подаче
до 10 %.
При обогащении крупных углей верхний предел крупности машинного
класса, как правило, принимают не более 200 мм. В отдельных случаях допу-
скается верхний предел крупности 300 мм.
Обогащение крупных углей двух машинных классов рекомендуется приме-
нять в случае целесообразности их разделения по разным плотностям, а также
если содержание каждого узкого класса достаточно для назгрузки сепаратора.
Крупность двух машинных классов может быть принята 13—25 (50) и 25 (50)—
200 мм.
Верхний предел крупности мелкого машинного класса может быть принят
13; 25; 40 (30) мм. В отдельных случаях целесообразно обогащать два машин-
ных класса, например, 0—6 и 6—25 мм.
При обесшламливании крупных углей рекомендуется использовать оборот-
ную воду с содержанием твердого до 50—60 кг/м3. Обесшламливание мелких
углей осуществляется через один-два ряда брызгальных устройств чистой водой
с содержанием твердого не более 20—30 кг/м3.
Нормы расхода воды на обесшламливание крупного машинного класса
следующие:
Размер отверстий сит, мм ... .	6	10	13	25
Расход воды, м3/т .................0,5	—0,8	0,8—1	1 — 1,4	1,4—1,6
При сухом транспортировании по желобу мелкого машинного класса на
обесшламливающий грохот расход воды составляет 2—3 м3/т. Из них 2/3 подают
в желоб, а 1/3 — через брызгальное устройство грохота. При гидравлической
подаче угля расход воды повышается до 3—4 м3/т. Насосная подача, помимо
повышенного расхода воды, связана с дополнительным измельчением углей,
т. е. она неприменима для структурно слабых углей и при наличии размокаемой
породы.
229
Обогащение крупных углей. Производительность тяжелосредного сепаратора
(т/ч на 1 м ширины ванны) зависит от крупности обогащаемого машинного
класса:
Крупность			Крупность		
обогащаемого угля, мм	Средняя	Предельная	обогащаемого угля, мм	Средняя	Предельная
10 — 25	40	50	13 — 50	60	80
10 (13) —50	50	60 (65)	25—100	70	90
10—100	55	70	25—150	75	95
13—100	60	75	25 — 200	80	100
13—150	65	85	25 — 300	90	105
13 — 200	70	90	50 — 200 (300)	95	НО
Производительность сепаратора рассчитывается по всплывшему (потонув-
шему) продукту при его выходе от исходного >50 %.
Для определения полной производительности (т/ч) сепаратора рекомендуется
следующая формула:
Q == lOOqB/R,
где q — удельная производительность, т/(ч-м); В—ширина ванны, м; R—
возможный выход всплывшего (потонувшего) продукта, доли ед.
Если в угле содержится >50 % породы, следует проверить транспортную
способность (т/ч) элеваторного колеса по формуле
Qm = О,О6Ел20у,
где V — вместимость одного ковша, м3 (принимается равной для сепаратора
СДВ20 0,25 м3, СКВ32 — 0,49 м3); п — частота вращения элеваторного колеса,
мин' 1 (п = 2—2,1 мин’3); z — число ковшей в колесе (z = 8); 0 — коэффициент
заполнения ковшей (0 = 0,5—0,6); у — насыпная плотность потонувшей фрак-
ции, кг/м3.
Производительность сепараторов
Крупность обогащаемого
угля, ММ
13 — 300	190
25-300	240
СКВ, т/ч
СКВ32
300
380
Расход рабочей суспензии должен быть достаточным для заполнения ванны
сепаратора, всех коммуникаций, включая циркуляционный насос, нагнетатель-
ные трубопроводы и трубы на нисходящих линиях.
На практике для сепараторов СКВ20 с ванной вместимостью 8 м3 устанав-
ливаются сборники суспензии вместимостью 15 м3, для сепараторов СКВ32
с ванной вместимостью 18 м3 — сборники вместимостью 30 м3.
Рабочая суспензия, находящаяся в циркуляции, предназначена для поддер-
жания постоянного уровня суспензии в ванне сепаратора, создания восходящего
и транспортного потоков. На практике принимают расход суспензии на сливном
пороге сепаратора 60—100 (в среднем 80) м3/ч на 1 м ширины ванны или
примерно до 1 м3 на 1 т производительности по исходному углю. Высота сво-
бодного слива суспензии из ванны сепаратора составляет 20—30 мм, скорость
потока в ванне— 1 —1,2 м/с.
Производительность насосных установок выбирается на 15—25 % выше
необходимого номинального расхода суспензии.
Обогащение мелких углей. Тяжелосредные гидроциклоны как двух-, так
и трехпродуктовые работают под гидростатическим напором. Высота напора Н
пульпы (смесь угля и рабочей суспензии) не должна быть меньше 9 диаметров D (м)
аппарата, т. е.
Л/>9Г>.
Производительность гидроциклонов Q (т/ч). по обогащенному материалу
является функцией их размера и принимается пропорциональной площади по-
перечного сечения аппарата:
Q = 200D2,
где D принимается в метрах.
230
Эта эмпирическая формула дает значения производительности, хорошо
соответствующие практическим показателям, принятым для типоразмерного ряда
тяжелосредных гидроциклонов:
Диаметр гидроциклона, мм........................ 500	630	710
Производительность по углю, т/ч ................ 50	80	100
Объемная производительность гидроциклонов является их гидравлической
характеристикой, зависящей от конструктивных и режимных параметров аппа-
рата. Несмотря на наличие большого числа формул разных авторов для расчета
объемной производительности, уравнения, дающего достаточно точные значения
этого параметра, нет. На практике пользуются следующими эмпирическими
данными, входящими в характеристику тяжелосредных гидроциклонов:
Диаметр гидроциклона, мм.......................... 500	630	710
Объемная производительность по суспензии, м3/ч . .	160	250	300
Эти данные показывают, что расход суспензии на 15—20 % больше, чем
фактическая объемная производительность гидроциклона, работающего с насад-
ками максимального размера. Излишек суспензии предназначен для создания
постоянного перелива из смесителя, что обеспечивает стабильный расход и
напор питания, поступающего в гидроциклон.
Выходящая из гидроциклона суспензия распределяется между продуктами
обогащения в следующих соотношениях, %:
Двухпродуктовые гидроциклоны:
с концентратом ..........................................60	—	80
с отходами ..............................................20	—	40
Трехпродуктовые гидроциклоны:
с концентратом ..........................................50	—	60
с промпродуктом..........................................30	—	40
с отходами ..............................................10	—	30
Вместимость сборника для кондиционной суспензии должна превышать
вместимость гидроциклона и системы коммуникаций на 5—12 м3. Обычно для
гидроциклонной установки производительностью до 100 т/ч используют сборник
вместимостью 15 м3.
Если в тяжелосредных сепараторах плотность разделения практически равна
плотности рабочей суспензии, в тяжелосредных гидроциклонах плотность разде-
ления обогащаемого материала не совпадает с плотностью исходной суспензии.
Плотность разделения в тяжелосредных гидропиклонах регулируется путем
изменения плотности исходной суспензии и размеров разгрузочных патрубков.
Например, для каскадного трехпродуктового гидроциклона переменными могут
быть размеры сливных патрубков 1-ой и 2-ой секций и размер нижнего па-
трубка 2-ой секции. Изменение размеров питающего и переходного патрубков
между секциями для регулирования не используется как из-за малого влияния
на процесс, так и по конструктивным соображениям. Необходимый в промыш-
ленных условиях диапазон регулирования плотности разделения в каскадном
гидроциклоне (1350—1600 для первой секции, 1800—2200 кг/м3 для второй
секции) при правильно выбранном размере сливных патрубков обеспечивается
изменением только двух параметров: плотности исходной суспензии и размера
насадки нижнего разгрузочного отверстия второй секции.
Для двухпродуктовых гидроциклонов соотношение размеров сливного па-
трубка и нижней насадки можно иметь постоянным. Плотность разделения
успешно регулируют автоматическим поддержанием соответствующей плот-
ности исходной суспензии.
Размеры патрубков для двух- и трехпродуктовых тяжелосредных гидроцик-
лонов даны в табл. V.12.
Отделение суспензии, отмывка и обезвоживание продуктов обогащения. Для
отделения кондиционной суспензии, отмывки продуктов обогащения и их обез-
воживания в зависимости от крупности обогащаемых углей используются либо
последовательно установленные сита предварительного сброса суспензии и виб-
рационные грохоты (крупный уголь), либо последовательно установленные дуго-
вые и вибрационные грохоты и фильтрующие центрифуги (мелкий уголь). Обез-
воживание отходов обогащения крупного и мелкого углей завершается на вибра-
ционных грохотах.
231
Таблица V. 12
Размеры патрубков для двух- и трехпродуктовых
тяжелосредных гидроциклонов, мм
Наименование патрубков	Двухпродуктовые			Трехпродуктовые	
	ГТ500	ГТ630	ГТ710	ГТ730/500	ГТ710/500
Входной Переходной Сливной:	150Х 150	150X150	205X130	150X150 150X150	205X130 150Х 150
1-я секция	220	240	270; 320	240	270; 320
2-я секция		 1	—	200; 220	220; 240
Нижняя насадка	130; 150;	130; 150;	130; 150;	НО; 130;	НО; 120;
	180	180	180	150	130
Рекомендуется применять двухситные вибрационные грохоты с отверстиями
верхнего разгрузочного сита размером 6; 13 и 25 мм. Нижнее сито — щелевое
со щелью размером 0,75—1.5 мм для крупных углей и 0,5—1 мм—для мел-
ких углей.
Минимальная длина грохота: на участке отделения кондиционной суспен-
зии — 1,5 м, на участке отмывки продуктов (отделение магнетита) — 1,5—2 м,
на участке обезвоживания — 1,5—2 м. Суммарная длина грохота не менее 5—6 м.
Ширину грохота для крупного концентрата рекомендуется принимать равной
ширине ванны сепаратора ±0,2 м.
Производительность грохота рассчитывается исходя из допустимой на 1 м
ширины сита грохота, в зависимости от крупности продуктов обогащения.
Крупность, мм..............................
Предельная производительность, т/ч на 1 м
ширины сита................................
Крупность, мм..............................
Предельная производительность, т/ч на 1 м
ширины сита................................
0,5 — 6	0,5—10 (13) 0,5 — 25	13 — 100
20	22 (25)	28	50
13—150	25 — 100	25 — 200	25 — 300
55	60	65-70	75 — 80
Отмывка магнетита от продуктов обогащения производится, как правило,
двумя рядами промывочных брызгал. В первый ряд брызгал, работающих по
принципу водослива или дождевания, подводится оборотная вода, которой слу-
жит слив регенерационных сепараторов, во второй ряд — чистая техническая
вода.
Расход воды для отмывки продуктов обогащения крупных углей составляет
0,6—1,2 м3/т, мелких — 1,5—3 м3/т. Основной объем воды (слив магнитных
сепараторов) поступает в первый ряд брызгал, небольшая часть, не превышающая
0,2—0,3 м3/т, — во второй ряд.
Общий расход воды в зависимости от крупности продуктов обогащения
следующий:
Крупность, мм...............
Расход воды, м3/т . . .	.
0,5 — 6	0,5—10	0,5—13	0,5 — 25	13 — 100
2 — 3	1,8 —2,5	1,5 — 2	1,5—1,7	0,8—1
Крупность, мм...................13—150
Расход воды, м3/т ..............0,7 —0,9
25—150 25 — 200 (300)	25 — 300
(бурый уголь)
0,7-0,8	0,6-0,7	0,8-1,2
Опыт эксплуатации тяжелосредных сепараторов и гидроциклонов показы-
вает примерно следующее засорение продуктов обогащения шламом, %:
Источник засорения
Крупный уголь Мелкий уголь
Неполнота классификации ............................ 1,5	— 2
Истирание продуктов в сепараторах, гидроцикло-
нах, на грохотах...................................... 1	— 1,5
Остаток шлама в продуктах обогащения после обез-
воживающих грохотов................................... 1	— 1,5
3 — 5
1 — 2
2 — 2,5
232
Регенерация суспензии. Разбавленную магнетитовую суспензию в отечествен-
ной и зарубежной практике преимущественно регенерируют методом магнитного
обогащения. При современном уровне техники магнитной регенерации и приня-
тых технологических схемах извлечение магнетита из промывных вод составляет
99,9 %.
Магнетитовый концентрат по^де .магнитных сепараторов имеет плотность
2100—2300 кг/м3, что заведомо выше плотности суспензии, необходимой для обо-
гащения любого горючего ископаемого. Указанная плотность магнетита обеспе-
чивает нормальную работу системы автоматического регулирования плотности
рабочей суспензии в цикле обогащения. В магнетитовом концентрате должно
быть не более 5 % (по массе) немагнитного шлама. Сдив магнитных сепараторов,
содержащий 90—120 кг/м3 твердой фазы (в том числе 0,5—1 кг/м3 магнетита),
возвращается в цикл в виде промывной воды, используемой на операции отмывки
продуктов обогащения от магнетита. С отходами магнитных сепараторов в за-
висимости от содержания шлама в разбавленной суспензии, поступающей на
регенерацию, допускаются потери от 0,5 до 2 кг/м3 магнетита (до 0,8 кг на 1 т
обогащаемого угля). Отходы регенерации, содержащие обычно 100—150 кг/м3
шлама, сбрасываются в осветительные устройства водно-шламовой системы фаб-
рики.
Доля рабочей суспензии, отводимой на регенерацию, при содержании в пи-
тании шлама до 2 % составляет:
Плотность суспензии, кг/м3 ................ До	1500 До 1800	1900 и более
Доля суспензии, выводимой на регенерацию, %	10	20	30
Если в обогащаемых углях содержится до 3,5 % шлама, то долю рабочей
суспензии, отводимой на регенерацию, увеличивают в 1,5 раза.
В схемах с раздельной регенерацией промывных вод долю рабочей суспен-
зии, отводимой на регенерацию, должна составлять до 40 % независимо от
плотности суспензии. При обогащении крупных углей в трехпродуктовых сепара-
торах на регенерацию выводится вся рабочая суспензия.
Расход (общий) утяжелителя складывается из безвозвратных потерь с про-
дуктами обогащения, отходами регенерации, переливами, которые не возвра-
щаются в цикл регенерации, при доставке и складировании.
Нормы потерь утяжелителя при обогащении каменных углей и антраци-
тов, кг/м:
Крупные угли
Мелкие угли
С продуктами обогащения
С отходами регенерации
Прочие потери ....
Всего ..................
0,2 —0,4
0,2-— 0,3
0,1—0,2
0,5—0,9
0.5 — 0,7
0,4 —0,8
0,1 —0,2
§ 5.	Показатели и эффективность тяжелосредного обогащения
Засорение продуктов тяжелосредного обогащения посторонними фракциями
происходит вследствие воздействия ряда факторов, носящих в основном случай-
ный характер. К ним относятся колебания плотности и вязкости суспензии,
заметные изменения гранулометрического и фракционного составов обогащаемых
углей, турбулентное перемешивание, колебания производительности и др.
Однако тяжелосредное обогащение как крупного, так и мелкого углей
отличается высокой эффективностью по сравнению с другими методами обо-
гащения и менее подвержено воздействию возмущающих факторов.
Оценка эффективности обогащения производится по общепринятому показа-
телю Ерт (кг/дм3 или кг/м3) — среднему вероятному отклонению от плотности
разделения. Учитывается также величина засорения продуктов обогащения фрак-
циями, плотность которых в концентрате выше плотности разделения и в отхо-
дах — ниже плотности разделения. В промпродукте учитывают засорение кон-
центратными и породными фракциями (табл. V.13).
Показатели двухстадиального обогащения крупного угля в трехпродукто-
вых сепараторах близки к показателям обогащения, приведенным в табл. V. 13.
233
Таблица V.13
Результаты двухстадиального обогащения крупных углей
в двухпродуктовых тяжелосредных сепараторах
Показатели
Производительность, т/ч
Крупность углей, мм
Зольность углей, %
Плотность разделения, кг/м3:
I стадия
II стадия
Показатель эффективности разделения,
кг/м3:
I стадия
II стадия
Содержание фракций в продуктах обо-
гащения, %:
концентрат:
легкие
промежуточные
тяжелые
промпродукт:
легкие
промежуточные
тяжелые
отходы:
легкие
промежуточные
тяжелые
Выход продуктов обогащения, %:
концентрата
промпродукта
отходов
Зольность продуктов обогащения, %:
концентрата
промпродукта
отходов
Потери магнетита (технологические)
на 1 т питания, кг
ЦОФ «Сухо- доль- ская»	ЦОФ «Узлов- ская»	ЦОФ «Октябрь- ская»	ОФш. «Север- ная»
ПО	125	140	160
13—125	10—100	18—200	10—150
61,4	54,3	25,0	52,2
1375	1465	1585	1410
1775	1800	1775	1860
45	34	37	20
60	30	65	50
92,5	96	99	98,9
7,5	4	1	1,1
1	-		- «
7,7	9,5	33	5,5
71,3	81,5	57	91,5
21	9	10	3
0,1		1	0,1
1,8	0,5	2	1,3
98,1	99,5	97	98,6
18,8	29,7	67,3	39,9
16	12,1	8,8	9,9
65,2	58,2	23,9	50,2
6,7	7	4,2	8,6
33,9	39,4	41,2	34,3
82,6	82,1	79,8	90,2
0,84	0,8	1,3	1,1
Технология обогащения мелких углей и антрацитов в тяжелосредных гидро-
циклонах также обеспечивает высокую эффективность разделения и небольшое
засорение продуктов обогащения посторонними фракциями (табл. V.14, V.15).
Для зерен одинаковой крупности наилучший показатель эффективности
достигается в гидроциклонах (рис. V.26, кривая 1), затем следуют сепараторы
(кривая 2— разделение по низкой плотности, кривая 3 — разделение по вы-
сокой плотности) и, наконец, отсадочные машины (кривые 4, 5). Известный
из промышленной практики факт, что в сепараторах показатель эффективности
выше, чем в гидроциклонах, объясняется большей крупностью машинного класса,
обогащаемого в сепараторах.
Эффективный предел обогащения в тяжелосредных гидроциклонах, равный
0,2 (0,15) мм, делает возможным использование их для выделения обогащенного
шлама в схемах с раздельной регенерацией промывных вод. Эффективность обо-
гащения шлама в гидроциклонах выше, чем в отсадочных машинах, она находится
на уровне флотации (табл. V.16).
234
Рис. V.26. Зависимость пока-
зателя эффективности Ерт от
крупности обогащаемого угля
для тяжелосредных гидроцикло-
нов, тяжелосредных сепара-
торов и отсадочных машин
Таблица V. 14
Показатели двухстадиального обогащения мелких углей (0,5—10 мм)
в трехпродуктовом каскадном гидроциклоне на ОФ ш. «Северная»
Примечание. Плотность разделения в I стадии — 1480, во II — 1790 кг/ма,
показатель эффективности ЕрГП в I стадии — 35, во II — 40 кг/м3.
Таблица V.15
Показатели одностадиального обогащения мелкого антрацита (0,5—13 мм)
в двухпродуктовом гидроциклоне на ОФ шахтоуправления «Южное»
Примечав ие. Плотность разделения 2000 кг/м8; показатель эффективности
Ерт — 50 кг/м3.
235
Таблица V.16
Эффективность обогащения шлама различными методами
Обогатительный аппарат	Класс, мм	Эффективная плотность разделе- ния, кг/ма	Показатель эффек- тивности Ерт* кг/м8
Тяжелосредный гидро-	0,3—0,5	1690	80
циклон	0,2—0,3	1810	110
	0,1—0,2	2070	190
Отсадочная машина	0,3-0,5	2220	220
	0,2—0,3	2450	290
	0,1—0,2	2530	290
Флотационная машина	0,3—0,5	1480	130
	0,2—0,3	1490	150
	0,1—0,2	1530	180
Усредненные зависимости эффективности обогащения (кг/м3) в тяжелосред-
ных сепараторах и гидроциклонах от плотности разделения (кг/м3) могут быть
выражены следующими линейными уравнениями:
Ерт = 0,015рр+ 20 —для сепаратора при крупности обогащаемого угля
>13 мм;
Ерт ~ 0,01рр + 20 —для сепаратора, при крупности обогащаемого угля
>25 мм;
Ерт ~ О.ОЗрр — 15 —для двухпродуктового гидроциклона;
Ерт = 0,04рр — 10 —для первой секции трехпродуктового гидроциклона;
Ерт ~ 0,045рр — 15 — для второй секции трехпродуктового гидроциклона.
Раздел VI
ОБОГАЩЕНИЕ ОТСАДКОЙ
Глава 1
ПРОЦЕСС ОТСАДКИ
§ 1. Общие сведения
О т с а д к а — метод обогащения, основанный на разделении материала
по плотности в вертикальном пульсирующем потоке воды знакопеременной
скорости.
Крупность углей, обогащаемых отсадкой, обычно находится в пределах
0,5—100 мм, иногда она снижается до 0,3 мм и повышается до 25(Гмм. В за-
висимости от размеров зерен обогащаемых углей различают:
отсадку крупных углей (крупность> 10 (13) мм, реже >25 мм);
отсадку мелких углей (крупность <10 (13) мм или <25 мм);
отсадку ширококлассифицированных углей —
совместное обогащение в отсадочной машине крупных и мелких классов угля,
обычно 0,5-80 мм или 0,5—100 мм с предварительной классификацией рядо-
вого угля по верхней и нижней крупности;
отсадку неклассифицированных углей — обогащение
в одной отсадочной машине рядового угля без предварительной классификации.
Различают также основную отсадку и контрольную
отсадку. Под основной отсадкой понимают первичное обогаще-
ние углей в отсадочных машинах, под контрольной отсадкой —
повторное обогащение промежуточного продукта (тяжелого продукта второй
ступени) в контрольной отсадочной машине.
Методом отсадки обогащают угли, антрациты и сланцы различной обога-
тимости. Благодаря простоте, универсальности и дешевизне отсадка получила
преимущественное распространение в углеобогатительной промышленности боль-
шинства стран мира.
Отсадочные машины имеют различное конструктивное испол-
нение. Исходный уголь загружают на решето рабочего отделения (рис. VI. 1).
Под действием поршня или сжатого воздуха создаются вертикальные колебания
(пульсации) воды. Смесь угля, породы и промежуточных фракций, лежащих
на решете (постель), пульсирующим потоком приводится попеременно в разрых-
ленное и уплотненное состояние. При этом зерна обогащаемого угля под влия-
нием сил, действующих в пульсирующем потоке, перераспределяются таким
образом, что в нижней части постели сосредотачиваются частицы максимальной
плотности, а в верхней — минимальной.
Распределение смеси зерен по плотности обусловлено действием гравита-
ционной силы, оказывающей превалирующее влияние на процесс формирования
постели. Наличие случайных факторов в формировании сил, действующих на
отдельную частицу, препятствует точному разделению обогащаемого материала
по плотности. Поэтому распределение частиц различной плотности и крупности по
слоям постели отсадочной машины имеет вероятностный характер
и подчиняется статистическим закономерностям.
Под действием загружаемого материала, а также от движения транспортной
и подрешетной воды постель одновременно с расслоением перемещается в гори-
зонтальном направлении. Нижние слои постели, состоящие из тяжелых продук-
тов, удаляются из отсадочной машины через решето и разгрузочные щели, а за-
тем в большинстве случаев с помощью обезвоживающих элеваторов: в первой
ступени — отходы, во второй — промежуточный продукт. Обогащенный
продукт, или концентрат, вместе с водой удаляется через сливной
порог.
237
Рис. VI. 1. Принципиальная схема
отсадочной машины
Рис. VI.2. Синусоидальный цикл
пульсаций:
/ и / — время восходящего и ни-
сходящего ходов; и ~ скорость
восходящего и нисходящего переме-
щения воды
Различают отсадочные машины с естественной и искусствен-
ной постелями.
Естественной постелью называется нижний слой материала,
состоящий из частиц тяжелых минералов, содержащихся в исходном угле. В пер-
вой ступени находится породная постель, во второй — промпро-
дуктовая (для двухступенчатой отсадочной машины).
Искусственная постель — слой материала, расположенного
между решетом и естественной постелью, формируемый из частиц минерала, не
содержащегося в исходном угле (например, полевого шпата), или из специально
изготовленных частиц (керамических, резиновых кубиков, шаров и др.).
Состояние отсадочной постели характеризуется ее разрыхленностью,
т. е. отношением суммарного объема промежутков между частицами к общему
объему постели. Разрыхленность постели изменяется в течение цикла отсадки.
Она зависит как от физических свойств обогащаемого материала, так и от гидро-
динамических параметров. С увеличением амплитуды пульсаций разрыхленность
возрастает.
Под циклом отсадки понимается характер изменения скорости
вертикального перемещения воды в рабочем отделении отсадочной машины в те-
чение одного колебания (рис. VI.2).
В беспоршневых отсадочных машинах колебания постели определяются
воздушным циклом о т с а д к и, т. е. соотношением периодов впуск —
пауза—выпуск воздуха. Периодичность впуска и выпуска воздуха осуществляется
воздушными приводами (пульсаторами), установленными на каждой секции отса-
дочной машины.
Различают симметричный (с одинаковым периодом впуска и вы-
пуска) и асимметричный (с различными периодами впуска и выпуска)
воздушные циклы.
Регулировка режима отсадки осуществляется изменением расхода воздуха
и подрешетной воды, подаваемых в отсадочную машину, а также изменением
выпуска тяжелых продуктов из машины. В современных отсадочных машинах
разгрузка отходов и промежуточного продукта осуществляется автоматически.
Определяющими размерами отсадочной машины являются длина и
ширина рабочего отделения или площадь отсадки,
равная площади решет рабочего отделения отсадочной машины.
Определяющим технологическим параметром отсадки является плот-
ность разделения.
Плотность разделения равна плотности фракции, половина
которой при отсадке уходит в верхний продукт (концентрат) и половина —
в нижний (отходы или промпродукт). Перемещение частиц данной плотности
в верхний и нижний продукты равновероятно. При разделении исход-
238
J 4
Рис. VI.3. Двухступенчатая беспоршневая отсадочная машина:
1 -  корпус; 2 — поплавковый датчик; 3 — промежуточный порог; 4 -- воздушный при-
вод (пульсатор); 5 -- разгрузочный порог; 6 — разгрузочное устройство; 7 — решето;
8 — разгрузочный карман; 9 — гидравлический обтекатель
ного угля на три продукта процесс характеризуется двумя плотностями разделе-
ния: низкой плотностью — 1450—1550 кг/м3 «высокой плот-
ностью — 1800—2100 кг/м3.
Современные отсадочные машины имеют две или три ступени; каждая сту-
пень предназначена для выделения одного из тяжелых продуктов: отходов, про-
межуточного продукта или смеси продуктов, поступающих на повторное обогаще-
ние. Конструктивно беспоршневые отсадочные машины для обогащения углей
и антрацитов делят на два типа: машины с боковым расположением воздушных
камер и машины с подрешетным расположением воздушных камер.
На рис. VI.3 показано схематическое изображение двухступенчатой отса-
дочной машины с боковым расположением воздушных камер.
§ 2. Элементы теории отсадки
Фактором разделения при обогащении углей в отсадочных машинах согласно
классическому направлению теории отсадки является относительная разница
в конечных скоростях падения, зависящая от размера частицы, ее плотности
и плотности среды.
Для эффективного обогащения считалось необходимым, чтобы отношение
предельных размеров частиц, обогащаемых в одной отсадочной машине, не пре-
вышало отношения разницы плотностей, т. е.
^max/^mln — (Рт2 pm)/(pTj Рж).
Это отношение было названо коэффициентом равнопадае-
мости, идея которого продолжительное время служила теоретической основой
отсадки и являлась основанием для дробной классификации углей перед обо-
гащением.
Практика эксплуатации отсадочных машин показала, что для эффективного
обогащения углей дробная классификация не обязательна и угли успешно
обогащаются при делении только на два класса.
Современные теоретические направления в отсадке рассматривают законо-
мерности перемещения не отдельного зерна, а совокупности зерен на основе
вероятностно-статистического подхода.
Вероятностно-статистическая модель представляет отсадку как массовый
процесс с вероятностным характером перемещения каждой отдельной частицы и
закономерным перемещением группы однородных частиц, характеризуемым цен-
тром их перемещения и дисперсией распределения вокруг этого центра. В ре-
зультате неравномерного распределения скоростей внутри отсадочной постели
и многочисленных соударений частиц различной плотности, кроме закономерного
расслоения по плотности, имеет место процесс частичного перемешивания частиц,
239
в особенности на границах слоев различной плотности. Общая тенденция распре-
деления частиц по плотности достаточно убедительно подтверждена теоретиче-
скими и экспериментальными исследованиями и практикой обогащения углей
в отсадочных машинах. Основной же задачей вероятностно-статистического на-
правления исследований являлось определение закономерностей формирования
постели, т. е. перехода частиц различной плотности и крупности из беспоря-
дочного состояния в упорядоченное, характерное для расслоенной постели.
В результате теоретических исследований, рассматривавших отсадку как
массовый процесс, различными авторами при использовании разных исходных
предпосылок были получены уравнения одного и того же типа, характеризующие
процесс формирования постели экспоненциальным законом.
Дифференциальное уравнение, в основу которого положен закон действу-
ющих масс, применительно к отсадке имеет вид
dFp/dZ = — kFp,
где Fp — содержание выделяемой фракции в зоне разделения; / — время про-
текания процесса отсадки; k — коэффициент, характеризующий скорость форми-
рования отсадочной постели.
Конечное уравнение кинетики отсадки, полученное на основе указанных
предпосылок, следующее:
FB = Ги(1 — е~*9»
где и Fn — содержание отделяемых фракций, соответственно выделившихся
в продукт и в исходном угле; е — основание натурального логарифма.
Аналогичные уравнения были получены и при других подходах к кинетике
отсадки.
При энергетической трактовке отсадки на основе потенциальной теории
кинетика отсадки, характеризуемая снижением центра тяжести постели, описы-
вается уравнением
yt = As (1 — e~*z),
где yt — текущее положение центра тяжести постели отсадочной машины; As —
конечная разница в положении центров тяжести расслоенной и нерасслоенной
постел и.
Вероятностно-статистическая трактовка отсадки также приводит к анало-
гичному уравнению
Ут ~ Утах О е ^0’
где ут и Vmax — соответственно текущее и конечное положения центров распре-
деления группы однородных частиц.
Экспоненциальный характер формирования постели достаточно убедительно
подтвержден экспериментальными исследованиями и опытом эксплуатации от-
садочных машин.
Указанный подход к кинетике отсадки позволил установить аналитическую
зависимость между производительностью отсадочной машины и точностью разде-
ления углей на конечные продукты. Связь между количественными и качествен-
ными показателями отсадки установлена исходя из того, что отсадочная машина,
кроме технологической функции разделения материала по плотности, выполняет
транспортную задачу по перемещению материала от загрузки к местам выгрузки.
Эта функция отсадочной машины выражается формулой
Q = ЗбООуср - BHZit^
где Q — производительность отсадочной машины, т/ч, уср — средняя насыпная
плотность материала, находящегося в отсадочной машине, кг/м3; В, HZ —
геометрические размеры отсадочной постели м;/ср— среднее время пребывания
материала в отсадочной машине, с.
Так как технологическое время протекания процесса отсадки,
входящее в формулу кинетики, равно транспортному времени пребыва-
ния частицы в отсадочной машине, то это дает возможность аналитическим путем
связать производительность отсадочной машины с ее технологическими показа-
240
телями, характеризуемыми, например, взаимозасоренностыо продуктов отсадки.
Формула производительности (т/ч) с учетом указанных соображений имеет вид
Q = 3600уср5Шт],
где Тер — средняя насыпная плотность постели, т/м3; S — площадь рабочего
отделения отсадочной машины, м2; Н — высота отсадочной постели, м; k — коэф-
фициент скорости отсадки, с-1; ^ — критерий точности разделения; т] =
— 1п(100/2а)’>	— сумма посторонних фракций в продуктах отсадки, %
от исходного угля (погрешность извлечения).
Из формулы, связывающей производительность отсадочной машины с ки-
нетикой расслоения постели, видно, что ее производительность зависит не
только от насыпной плотности обогащаемого материала, геометрических разме-
ров рабочего отделения, но и от технологических параметров k и т|. Чем выше
скорость формирования постели, характеризуемая коэффициентом k, тем больше
при прочих равных условиях может быть удельная производительность машины.
Коэффициент скорости отсадки k зависит как от свойств обогащаемого материала,
так и от конструктивных особенностей отсадочной машины, позволяющих полу-
чить наиболее эффективный и устойчивый режим обогащения.
Показатель т), характеризующий точность разделения, связан с удельной
производительностью отсадочной машины обратной зависимостью. Он прямо
пропорционален скорости расслоения и времени пребывания материала в отса-
дочной машине (ц = kt), а время t обратно пропорционально удельной произво-
дительности q.
Практически он рассчитывается по фракционному составу продуктов отсадки
путем нахождения суммы неправильно переместившихся фракций и опре-
деляется как натуральный логарифм обратной
величины погрешности извлечения г| = In (100/5ja)-
Оценки параметров k и ц на основании практических результатов обогащения
углей в отсадочных машинах следующие:
п
3 — 2,5
2,5 — 2
2—1,5
k, С1
>0,04
0,04 — 0,03
0,03 — 0,02
0,02 — 0,01
Очень хорошие
Хорошие
Удовлетворительн ые
Неудовлетворительн ые
Численные значения параметров k и ц и другие характерные показатели
отсадки для различных типов отсадочных машин приведены в табл. VI. 1 (по
данным промышленных испытаний на обогатительных фабриках Донбасса).
Отсадочные машины расположены в порядке убывания технологической эффек-
тивности.	-д
Пример. Рассчитать параметры Л и k для отсадочной машины ОМ12
(см. табл. VI. 1) по фракционному составу продуктов обогащения, их фактическим
выходам и производительности отсадочной машины (табл. VI.2).
В табл. VI.2 посторонними фракциями названы фракции, оказавшиеся
в «чужих» продуктах обогащения, например, легкие фракции <1500 кг/м3 —
в промпродукте и отходах (1,31 + 0,04 — 1,35). Суммарные посторонние фрак-
ции составляют 5,02.
Критерий качества
П = In (100/а) = In (100/5,02) - 3.
Коэффициент скорости расслоения
k = Q^(3^ycpSH),
где Q — производительность отсадочной машины (без учета шлама оборотной
воды и класса 0—0,5 мм, так как эти продукты в отсадочной машине практически
не обогащаются), т/ч; уСр — средняя насыпная плотность разрыхленной по-
стели, т/м3; S —площадь рабочего отделения отсадочной машины, м2; ее опре-
деляют по фактическим замерам одновременно с отбором проб продуктов отсадки
для фракционного анализа; Н — высота постели, м.
241
Таблица VI. 1
Технологические показатели отсадки для различных типов
отсадочных машин (по данным промышленных испытаний)
Тип машины	Круп- ность обога- щаемого угля, мм	Производи- тельность по классу >0,5 мм		Сумма посторонних фрак- ций La, %	Параметры отсадки			Погрешность разделения (среднее значение для обеих плотностей разделе- ния) J
		общая, т/ч i	удельная, т/(ч* м2) 1		Критерий точ- ности разделе- ния т] i	Коэффициент скорости рас- слоения fe, с-1	Время отсадки Л с	
ОМ12для крупного угля	6—80	157	13,1	5,02	3	0,027	111	0,15
0МШ12Ш	12—80	98	8,2	5,66	2,87	0,016	179	0,14
ОМ24	0,5—13	483	20	6,10	2,74	0,027	105	0,15
ОМ12 для мелкого угля	0—13	208	16,8	6,18	2,78	0,033	81	0,18
ОМ12К	0—13	161	13,4	6,60	2,72	0,025	109	0,19
ОМ18	13—100	340	18,8	6,90	2,67	0,028	95	0,17
ОМП18	0—10	470	26,1	8,56	2,46	0,045	55	0,25
БОММ-Ю (модер- низированная ДГИ)	5—13	104	10,4	9,63	2,34	0,017	137	0,25
БОММ-К6 (модер- низированная Юж- гипрошахтом)	0—100	134	22,3	20,88	1,57	0,024	65	0,25
Таблица VI.2
Фракционный состав продуктов обогащения отсадочной машины ОМ12
Плотность фракций, кг/м3	Выход концентрата, %		Выход промпродукта, %		Выход отходов, 0/ /0		Посто- ронние фракции s «• %
	от про- дукта	от ис- ходного	от про- дукта	от ис- ходного	от про- дукта	от ис- ходного	
<1500	98,11	78,49	22,22	1,31	0,26	0,04	1,35
1500—1800	1,52	1,22	49,07	2,9	3,36	0,47	1,69
>1800	0,37	0,29	28,71	1,69	96,38	13,59	1,98
100
80	100	5,9	100	14,1	5,02
Исходная
фракция
По данным опробования машины ОМ12 на обогатительной фабрике Донец-
кого КХЗ, Q = 157 т/ч, г| = 3; уср = 0,73 т/м3, Н = 0,55 м и S = 12 м2.
Тогда
k = (157-3)/(3600-0,73-12-0,55) - 0,027 с"1.
Оценки параметров Г| и k удовлетворительные.
Отсадочная машина, как и любой технологический аппарат, не может эффек-
тивно работать при любой удельной производительности. При очень высокой
242
удельной производительности отсадочная машина превращается в транспортный
механизм, так как время пребывания материала в ней оказывается недостаточным
для удовлетворительного расслоения его по плотности. При очень низких
удельных производительностях технологические показатели обогащения могут
также оказаться неудовлетворительными, в особенности при малом содержании
в угле тяжелых фракций. Если содержание тяжелого продукта в исходном угле
и способного пройти под решето будет меньше пропускной способности послед-
него, то под решето уйдет не только тяжелый продукт, но и часть легких фракций.
Поэтому содержание породы и промпродукта, поступающих в отсадочную ма-
шину, должно быть достаточным, чтобы обеспечить создание хотя бы небольшой
постели на решете.
§ 3. Гидродинамические параметры отсадки
Параметры отсадки, или факторы, влияющие на процесс разделения мате-
риала по плотности, делятся на гидродинамические и техно-
логические. К гидродинамическим относятся параметры, обусловливающие
создание колебательного режима среды и взвешивание постели. К технологиче-
ским параметрам относятся факторы, определяемые качеством и количеством обо-
гащаемых углей, т. е. их фракционным, гранулометрическим составами и удель-
ными производительностями по исходному углю, отходам и промпродукту.
Технологические результаты отсадки характеризуются взаимозасорением конеч-
ных продуктов обогащения, а также показателями технологической эффектив-
ности — средним вероятным отклонением Ерт, погрешностью разделения J
или критерием качества т|.
Разрыхленность постели, размах колебаний, высота подъема постели, ско-
рости восходящего и нисходящего потоков обусловлены совместным действием
гидродинамических и технологических параметров и названы выходными
гидродинамическими параметрами отсадки.
Оптимальные условия для успешного разделения углей по плотности дости-
гаются путем регулировки подачи сжатого воздуха и подрешетной воды в отса-
дочную машину, при этом важную роль играют исходные параметры сжатого
воздуха, его давление и характер подачи в отсадочную машину, т. е. воздушный
цикл пульсаций.
Из выходных гидродинамических параметров решающее значение имеет раз-
рыхленность постели, динамическая характеристика которой зависит от совмест-
ного действия всех параметров. Разрыхленность постели служит связующим
звеном между гидродинамическими и технологическими параметрами, поэтому
создание оптимальной разрыхленности является основной задачей гидродина-
мической регулировки.
Отсадочная постель в течение каждого цикла пульсаций последовательно
переходит от уплотненного состояния к разрыхленному, но так как расслоение
материала производится только во взвешенной постели (причем имеет значение
не только сам факт взвешивания, но и степень разрыхления в каждый момент
времени), технологически важно это ее состояние.
В качестве критерия разрыхленности R принята условная величина, равная
суммарной площади, образованной кривой вертикального перемещения постели
в течение одного цикла отсадки, отнесенной к числу пульсаций в 1 мин. Этот
показатель в первом приближении может служить критерием для сравнительной
оценки различных режимов отсадки.
Воздушный цикл характеризуется длительностью впуска, выпуска
и паузы между ними, давлением воздуха в воздухосборнике и частотой колебаний
в единицу времени.
С увеличением длительности впуска скорость восходящего потока уменьша-
ется, а нисходящего возрастает. Максимальный размах колебаний и критерий
разрыхленности достигаются при циклах 50—0—50 или 45—10—45. Дальнейшее
увеличение длительности впуска сопровождается уменьшением размаха колеба-
ний и критерия разрыхленности. Небольшая пауза (до 10 %) не оказывает сущест-
венного влияния на выходные гидродинамические параметры, однако с ростом
паузы (выше 10 %) критерий разрыхленности и размах колебаний значительно
243
Рис. VI.4. Влияние давления и частоты
колебаний на критерий разрыхленно-
сти и максимальную скорость восхо-
дящего потока:
уменьшаются. С увеличением частоты
пульсаций значения выходных гидро-
динамических параметров уменьшают-
ся, особенно резко уменьшается
подъем постели и критерий разры-
хленности. В зоне малых частот пуль-
саций выходные гидродинамические
параметры изменяются более резко,
чем в зоне высоких. Иными сло-
вами, при увеличении частоты коле-
баний режим становится более устой-
чивым. При малых частотах колебаний
отсадочная машина становится весьма
чувствительной к изменению давления
воздуха и требует более точной регули-
ровки. Взаимное влияние давления
воздуха и частоты колебаний на гид-
родинамический режим отсадки по-
казано на рис. VI.4.
Под решети а я вода уве-
личивает скорость восходящего
потока, т. е. повышает разрыхлен-
1—3 — соответственно 30: 40 и 60 пульса-
ций в 1 мин
ность постели при восходящем ходе,
уменьшает скорость нисходящего
потока, т. с. снижает засасывание
мелких классов под решето, умень-
шает перепад гидростатического давления между рабочим и воздушным отделе-
ниями, что равносильно увеличению эффективного давления, вместе с транспорт-
ной водой перемещает верхние слои концентрата к сливному порогу. С помощью
подрешетной воды компенсируется дебаланс колеблющейся массы воды при восхо-
дящем и нисходящем ходах.
Изменяя расход подрешетной воды, поддерживают оптимальную разрыхлен-
ность постели, при которой получают наилучшее разделение исходного угля.
В большинстве отсадочных машин подрешетная вода подается непрерывно в тече-
ние всего цикла отсадки, однако некоторые специалисты (например, К. К. Колло-
дий) рекомендуют подавать подрешетную воду только в период восходящего хода.
В табл. VI.3 приведены экспериментальные данные Э. Э. Рафалес-Ламарка,
характеризующие влияние расхода подрешетной воды на выходные гидродинами-
ческие параметры отсадки при различном размахе колебаний. Динамическое воз-
действие подрешетной воды сводится главным образом к увеличению эффективного
давления рЭф, равного разности между давлением воздуха р в воздушной камере
и давлением столба жидкости, зависящим от перепада уровней HQ между рабочим
и воздушным отделениями, т. е.
Рэф = Р —
где у — удельный вес жидкости, Н/м3.
С увеличением расхода подрешетной воды перепад уровней Но уменьшается и,
следовательно, возрастает рэф, т. е. повышается динамическое воздействие сжа-
того воздуха на постель отсадочной машины. Такого же эффекта можно достигнуть
увеличением давления воздуха, но расход подрешетной воды поддается более
точной регулировке, чем давление воздуха. Поэтому в практике работу отсадочной
машины чаще регулируют изменением расхода подрешетной воды. Однако большой
расход воды усложняет эксплуатацию водно-шламовой схемы фабрики, поэтому
потребление воды на отсадку не должно превышать минимальных технологических
потребностей.
Практические нормы потребления транспортной и подрешетной воды для
отсадочных машин в зависимости от характеристики исходных углей, рекомендуе-
мые УкрНИИУглеобогащением, приведены в табл. VI.4.
Минимальный удельный расход подрешетной воды независимо от производи-
тельности не должен быть ниже 20 м3/(ч-м2).
244
Табл и”ц а VI.3
Зависимость выходных гидродинамических параметров от удельного расхода
подрешетной воды при различных частотах колебаний *
1 СО	О 25	Выходные гидродинамические					параметры	
ф о	X < и о со X	t со \о	1 ф 5л 2	Перепад уровней				
*7 X	о ST	ф	О S О 2 с	воды		Максималь- ная скорость	Максималь- ная скорость	Критерий
X	S!2 ® Й	S s						
й	~ н 7 ►О OJ -L		л СО			восходящего	нисходящего	р ЙЗ р Ы X ЛСН “
со н *	к дс.	X (X	s Е			потока	потока	ности /С (см* с)/мин
О £ н У СО н-ч	СХ 2 >5 о -	со « И S	® Я	^тах» мм	мм	~bvmax’ см/с	vmax' см/с	
нГ К	>э с Су	СХ X	С t;					
30	0	109	77	503	• 168	18,1	19,3	144,5
30	18	НО	79	492	161	18,4	19,3	150
30	45	111	84	491	147	19,1	19,3	166
30	72	112	89	482	132	19,9	19,2	182
40	0	73	46	428	210	16,1	14,3	88,5
40	18	73	49	421	200	16,6	14,4	97,7
40	45	74	52	412	188	17,2	14,4	105
40	72	75	55	402	175	17,9	14,2	116
60	0	35	18	356	251	13,1	8,6	35,5 35,5
60	18	36	19	350	242	13,5	8,6	
60	45	36	21	337	230	14,1	8,6	40,9
60	72	37	23	326	218	14,6	8,7	45,1
* По данным,
Б0ММ16.
полученным при
исследовании на модели отсадочной машины
Таблица VI.4
Нормы расхода воды на отсадочные машины
Характеристика углей			Удельный расход, м3/т		Общий удельный расход, м3/т
Обогати- мость	Крупность» мм	Содержание породы, %	транспорт- ной воды	подрешетной воды	
Легкая и средняя	Мелкий «13)	До 15 15—25 >25	1,1 1,3 1,6	0,9 1,1 1,4	2 2,4 3
	Крупный 013)	До 15 15—25 >25	1,3 1,5 1,9	1,1 1,3 1,6	2,4 2,8 3,5
Трудная и очень трудная	Мелкий «13)	До 15 15—25 >25	1,2 1,4 1,7	1,0 1,2 1,6	2,2 2,6 3,3
	Крупный 013)	До 15 15—25 >25	1,4 1,6 2	1,2 1,4 1,8	2,6 3 3,8
245
Рис. Vl.5. Расчетная схема для опре-
деления расхода подрешетной воды на
сливном пороге отсадочной машины
Рис. VI.6. Номограмма для опреде-
ления удельного расхода оборотной
воды на отсадку углей:
1—2 ~ уголь крупностью соответствен-
но >13 и <13 мм
Обогатимость угля
Удельный рас-
ход боды, м2/т
? 5 10 15 20 25 50 55 40
Содержание породы
(фракций > 1800 кг/м3),Уо
Антрацитt
0 2 4 6 8 101214 1618 2022242628
Содержание промпродуктодых фрак-
ций (1400~ 1800кг/мУ} % от беспородной массы
В случае подачи в отсадочную машину сухого исходного угля минимальный
расход воды для его смачивания составляет 0,6—0,7 м3/т.
Фактический расход воды на отсадку определяется замером высоты водослива
на сливном пороге (при работе отсадочной машины) и горизонтальной скорости
потока. Общий расход воды (м3/ч) подсчитывается по формуле
Q = 3600p.fi У 2g (Н + v/2g)3/2,	(VI. I)
где р — коэффициент расхода, равный 0,37; В — ширина порога водослива, м;
Н — средняя высота водослива, измеряемая на расстоянии не менее ЗН от по-
рога, м; v — средняя горизонтальная скорость воды перед порогом, м/с; g — уско-
рение свободного падения, м/с2.
Высота водослива определяется многократным (Ю—15 раз) замером макси-
мального Нтах и минимального ЯШ1п уровней воды над порогом (рис. VI.5) и
расчетом среднего значения // по формуле
п
н = 2 (^Лпах + ^mln)/(2tt),	(VI-2)
1
где п — число замеров уровня воды.
При замерах расхода воды под нагрузкой из общего объема, подсчитанного
по формуле водослива, исключается объем концентрата, уходящего через сливной
246
порог отсадочной машины. Шлам, содержащийся в оборотной воде, при определе-
нии ее удельных расходов из общего объема не исключается.
Для определения необходимых расходов транспортной и подрешетной воды
можно также пользоваться номограммой, приведенной на рис. VI.6. Кривая 2
может быть использована также для определения расходов воды при обогащении
угля размером <6, 10 и 25 мм.
Глава 2
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ РЕЖИМЫ И СХЕМЫ ОТСАДКИ
§ 1. Крупность и гранулометрический состав
Режим отсадки угля в значительной степени определяется его крупностью,
гранулометрическим и фракционным составами. Эти показатели, наряду с удель-
ной производительностью, оказывают существенное влияние на технологические
результаты обогащения.
Значительные колебания гранулометрического состава обогащаемого угля
затрудняют регулировку отсадочных машин и ухудшают качественные показатели
отсадки. С уменьшением размера частиц точность разделения угля по плотности
снижается, а показатели Ерт и ./ соответственно возрастают.
В табл. VI.5 приведена эффективность обогащения углей разных классов,
полученная при испытании опытного образца отсадочной машины ОМП18.
Аналогичные закономерности были выявлены также при исследовании других
отсадочных машин как в Советском Союзе, так и за рубежом. Снижение точности
разделения с уменьшением размера обогащаемых частиц можно объяснить тем,
что влияние различных помех (например, вязкость среды, повышенная турбулент-
ность потоков, соударения частиц различной плотности) в значительно большей
степени сказывается на мелких частицах, чем на крупных. С уменьшением круп-
ности частиц увеличивается их удельная поверхность, отнесенная к единице
массы, и, следовательно, относительно возрастает значение вязкостной силы,
пропорциональной поверхности, и соответственно уменьшается влияние гравита-
ционной силы, пропорциональной массе. Эффективность разделения мелких
частиц по плотности при этом снижается, а после некоторого предела разделение
становится практически невозможным. Чем больше скорость потока и чем выше его
турбулентность, тем более крупные необогащенные частицы уходят в слив.
Механическое взаимодействие между частицами различной крупности и
плотности, их встречи и соударения в процессе расслоения постели также в боль-
шей степени отрицательно сказываются на мелких частицах, чем на крупных. Мел-
кая частица при соударении с крупной частицей другой плотности существенно
изменяет свою траекторию, в то время как для крупной частицы, обладающей боль-
шей массой, такая встреча может пройти без ощутимых последствий.Чем больше
размеры частиц, тем меньше они подвержены влиянию помех, возникающих при
Таблица VI.5
Показатели эффективности разделения по классам крупности
Класс, мм	Низкая плотность			Высокая плотность		
	Плот- ность разделе- ния рр, кг/мз	Среднее вероятное отклонение кг/м3	Погреш- ность разделе- ния J	Плотность разделения р , кг/м3	Среднее вероятное отклонение КГ/М3	Погреш- ность разделе- ния J
6-10	1400	70	0,19	1670	120	0,19
3—6	1500	100	0,21	1880	200	0,23
1-3	1710	190	0,27	2180	300	0,25
247
Таблица VI.6
Зависимость эффективности разделения угля крупностью 1 —13 мм
от содержания класса 0—1 мм
Содержание класса 0—1 мм, %	Разделение при низкой плотности			Разделение при высокой плотности	
	Плотность		Погрешность разделения J	Плотность разделения р , кг/м3	Погрешность разделения J
	разделения кг/м3	рр-			
0	1475		0,14	1790	0,127
5	1470		0,143	1725	0,146
10	1465		0,155	1850	0,153
15	1485		0,174	1845	0,18
19	1475		0,206	1850	0,214
25	1495		0,212	1830	0,208
30	1500		0,234	1940	0,247
их движении к своим слоям равновесия, и тем меньше вероятность попадания их
в «чужие» слои к моменту удаления из отсадочной машины.
Технологическая эффективность отсадки особенно зависит от содержания
в питании шлама крупностью 0—0,5 мм. Тонкие илистые частицы повышают вяз-
кость разделяющей среды и отрицательно влияют на показатели процесса.
Исследованиями установлена тесная связь между содержанием в питании
тонких шламов и погрешностью разделения. Для нормальной работы отсадочной
машины содержание класса 0—0,5 мм в исходном угле не должно превышать 15 %.
В табл. VI.6 приведены экспериментальные данные по обогащению угля круп-
ностью 1 —13 мм с последовательной добавкой к нему тонкого класса 0—1 мм от 5
до 30 %. Эффективность обогащения класса 1—13 мм при добавке к нему класса
0—1 мм существенно снижается.
Таким образом, направление на отсадку необесшлам-
ленного продукта технологически не оправдано.
Кроме излишней загрузки отсадочной машины необогащаемым в ней материалом,
тонкие частицы снижают эффективность обогащения более крупных классов, что
в итоге приводит к повышению зольности концентрата и увеличению потерь горю-
чей массы с отходами. Граничный размер, по которому целесообразно вести
отделение шлама, зависит от технологических возможностей данной обогатитель-
ной фабрики.
Минимальным пределом крупности для отсадки является такой размер частиц,
ниже которого эффективность обогащения другими методами будет более высокой,
Рис. VI.7. Зависимость между круп-
ностью и эффективностью обогаще-
ния угля методами отсадки (/) и
флотации (2) для одной из обогати-
тельных фабрик Донбасса
чем при отсадке. Этот размер является
технологической границей крупности при
стыковке различных методов обога-
щения.
На ряде обогатительных фабрик бы-
ли определены целесообразные пределы
крупности при сочетании отсадки с дру-
гими методами обогащения. Для каждого
метода обогащения были построены гра-
фические зависимости между крупностью
обогащаемого материала и эффективно-
стью разделения. По точкам пересечения
кривых определяли граничный размер
частиц для смежных процессов обогаще-
ния (рис. VI.7).
В практических условиях граничный
размер крупности между отсадкой и
флотацией на разных фабриках колеблет-
ся от 0,4 до 0,9 мм. По-видимому, этими
248
пределами целесообразно ограничить минимальную крупность исходного угля,
поступающего на отсадку. Верхний предел крупности ограничен не технологиче-
скими возможностями процесса, а конструктивными особенностями отсадочных
машин, главным образом конструкцией разгрузочных устройств. Для большинства
отсадочных машин старых и новых типов по условиям разгрузки тяжелых про-
дуктов максимальный размер зерен находится в пределах 100—150 мм, только
в отсадочной машине ОМА возможно обогащать материал крупностью до
250 мм.
Диапазон крупности угля, обогащаемого в отсадочной машине, зависит от
принятой на фабрике технологической схемы. По общепринятой в настоящее
время схеме уголь перед обогащением разделяют на два машинных класса, обычно
по граничному размеру 13 или 10 мм, с последующим его обесшламливанием и
обогащением мелкого класса в отсадочных машинах, а крупного — в тяжелосред-
иых сепараторах. При такой схеме целесообразность классификации угля оче-
видна. В случае, если отсадка является единственным гравитационным процессом
и предусматривается для обогащения угля в широком диапазоне крупности (на-
пример, от 0,5 до 150 мм), целесообразность раздельного или совместного обогаще-
ния крупного и мелкого классов в отсадочных машинах требует специального
обоснования. Практика обогащения неклассифицированных углей показала, что
общая эффективность обогащения в этом случае снижается. Особенно увеличива-
ется зольность концентрата вследствие выноса в сливной продукт мелких классов
породы и промежуточного продукта. Технология обогащения углей в неклассифи-
цированном виде в настоящее время редко встречается на действующих фабриках и
совершенно не предусматривается в проектах новых фабрик. Этот метод иногда
применяется при обогащении энергетических углей, если требуется отделить
только наиболее тяжелые породные фракции и качество концентрата не регламен-
тировано жесткими нормами.
§ 2.	Фракционный состав
В зависимости от фракционного состава угли по труд-
ности обогащения согласно ГОСТ 10100—75 подразделяются на четыре кате-
гории: легкая, средняя, трудная и очень трудная.
Критерием трудности обогащения является выход средних фракций плот-
ностью 1400—1800 кг/м3, отнесенный к беспородной массе.
Известны и другие подходы к оценке трудности разделения материала при его
обогащении. Однако во всех случаях критерий трудности связывается с фракцион-
ным составом обогащаемого угля.
Экспериментальными исследованиями установлена связь между фракционным
составом исходных углей и продуктов обогащения. Показано, что для отсадочных
машин с автоматической разгрузкой тяжелых продуктов доля влияния неравно-
мерности фракционного состава исходных углей на неравномерность его в конеч-
ных продуктах отсадки не превышает 28 %. Остальная доля неравномерности
возникает в результате погрешности работы отсадочной машины (чаще всего дина-
мические ошибки автоматического регулирования выпуска тяжелых продуктов),
а также в результате изменения других факторов (производительности, грануло-
метрического состава, зашламленности оборотной воды и др.).
В результате усреднения рядовых углей перед их обогащением колебания всех
качественных показателей, в том числе и фракционного состава, заметно уменьша-
ются. При достаточном числе одновременно работающих аккумулирующих бунке-
ров (не менее 15) неравномерность качества углей, характеризуемая среднеквадра-
тическим отклонением о, уменьшается на 50—70 %.
Кратковременные колебания фракционного и гранулометрического составов
исходных углей сказываются на процессе отсадки незначительно. При этом
отсадочные машины могут самонастраиваться па изменения гранулометрического
и фракционного составов. Если же отклонения имеют устойчивый характер, то это
заметно сказывается на качественных показателях отсадки.
На эффективность разделения углей в отсадочных машинах существенное
249
влияние оказывает также содержание тяжелых фракций в исходном материале.
Особенно это заметно при отсадке антрацитов, разделение которых производится,
как правило, по одной граничной плотности с выделением двух продуктов. При
высоком содержании тяжелых фракций в питании вся порода не успевает уда-
ляться в первом отделении машины и поэтому часть ее переходит во второе отделе-
ние. В этом случае резко возрастает содержание тяжелых фракций в промпродукте
и ухудшается качество концентрата.
Важное значение имеет также распределение фракций различных плот-
ностей, характеризуемое кривыми обогатимости и, в частности, кривой плотности,
которая выражает зависимость между выходом и плотностью фракций. По виду
этих кривых можно судить о трудности обогащения того или иного угля в каждом
интервале плотностей.
При обогащении углей определяющее значение имеет контрастность раздели-
тельных свойств, т. е. степень различия параметра, по которому производится
разделение исходного материала. Для гравитационных методов обогащения разде-
лительным свойством является плотность компонентов разделяемой смеси. При
разделении угля по плотности соседние элементарные слои, расположенные выше
и ниже демаркационной линии, в пределах принятого шага измерений, например
100 кг/м3, могут иметь больший или меньший выход в зависимости от характе-
ристики исходного угля. Если выход соседних фракций в пределах при-
нятого шага будет очень мал и им практически можно пренебречь, разница
в плотностях фракций, расположенных по обе стороны демаркационной линии,
будет существенной. Граница разделения в этом случае будет четко выражена,
а фракции, направляемые в разные продукты отсадки, будут контрастнее отли-
чаться друг от друга. Точное разделение угля по данной плотности не будет свя-
зано с большой трудностью. Если же соседние фракции будут представлены боль-
шими выходами и граница разделения в этом диапазоне плотностей будет не
явно выражена, то разделение такого угля произойдет менее точно. Снижение
эффективности разделения связано с тем обстоятельством, что с уменьшением конт-
растности в зоне разделения увеличивается содержание частиц, плотность кото-
рых несущественно отличается от плотности разделения, при этом даже неболь-
шие случайные воздействия могут помешать таким частицам достигнуть своего
слоя равновесия.
Во всем диапазоне фракционного состава наблюдается неодинаковая конт
растность, так как выход соседних фракций в пределах принятого шага изме-
рений различен, что и характеризуется кривыми плотностей. Аналитически конт-
растность можно определить как отношение приращения плотности к приращению
,	выхода фракций. При дискретном
изменении выхода элементарных
Рис. VI.8. Значение tg а в различных точ-
ках кривой плотности фракций
250
фракций контрастность определяет-
ся значением Кп = Др/Ay, или
в пределе при Ду 0 она может
определяться как производная
плотности по выходу, т. е.
Кп = dp/dy или К3 — dA^/dy,
если между плотностью и зольно-
стью элементарных фракций наблю-
дается тесная корреляционная
связь.
Отношение приращения плот-
ности (или зольности) к прира-
щению выхода равно tg а, где а —
угол, образованной осью абсцисс
и касательной к кривой р в
точке разделительной плотности
(рис. VI.8). Чем больше tg а,
тем меньше контрастность фракций
в этой точке кривой. В различных
точках кривой tg а будет различ-
ным и, следовательно, различными
будут трудность разделения и эф-
фективность обогащения. Таким образом, эти показатели зависят не только от
фракционного состава исходного материала, но и от плотности его разделения.
В практике обогащения углей часто допускают ошибку, когда для снижения золь-
ности концентрата вместо регулировки режима отсадки и упорядочения удельных
производительностей предпринимают попытки перейти на более низкую плотность
разделения, например с 1500 кг/м3 на 1400 кг/м3, без учета фракционного состава
исходного угля. При этом не учитывают, что снижение плотности разделения
при выделении концентрата, как правило, переводит разделение в более трудную
область, поскольку выход фракций в этом диапазоне фракционного состава
обычно значительно выше, чем в диапазоне более тяжелых фракций. Таким об-
разом, tg ос и точность разделения резко снижаются.
Иногда показатель tg а используют для оценки обогатимости углей. При
содержании смежных фракций, плотность которых отличается от разделительной
плотности на ±100 кг/м3, до 3 % от исходного материала, tg а = 0,25, что сви-
детельствует о хорошей обогатимости данного угля в пределах принятой плот-
ности разделения. При содержании смежных фракций 4 %, tg а = 0,33, что
характеризует среднюю обогатимость угля; при tga >0,5 разделение счи-
тается трудным.
Величина tg а подсчитывается по формуле
tga -= КАу/Др,
где К — масштабный коэффициент, равный 17; Ду — выход смежных фракций
в интервале ±100 кг/м3; Др — интервал плотности смежных фракций, равный
200 кг/м3.
Например, при выходе смежных фракций Ду — 3 %, tga — (17-3)/200
ж 0,25.
С помощью tg а погрешность разделения можно корректировать в зависи-
мости от плотности разделения по эмпирической формуле J — JQ + 0,021 tga,
где J — погрешность разделения для угля, фракционный состав которого и плот-
ность разделения характеризуются tga; Jo — погрешность разделения, харак-
терная для отсадочной машины данной конструкции. С помощью этой формулы
можно прогнозировать ожидаемую погрешность разделения для углей различ-
ного фракционного состава или при изменении плотности разделения, при этом
предварительно нужно знать величину Jo, найденную для отсадочной машины
данной конструкции в оптимальном режиме ее работы.
При выборе режима работы отсадочных машин необходимо учитывать не
только фракционный состав исходного угля, но и диапазон плотностей,по кото-
рым происходит разделение смеси. Если разделение производится в зоне высоких
значений tg а, то необходимо более тщательно соблюдать режим отсадки, обеспе-
чить по возможности равномерную и пониженную загрузку отсадочной машины,
чтобы максимально исключить влияние различных случайных факторов, могу-
щих привести к нарушению оптимального режима расслоения.
§ 3.	Удельная производительность
Режим работы отсадочной машины в значительной степени зависит от удель-
ной производительности поступающего на обогащение угля. Между количест-
венными и качественными показателями отсадки существует тесная взаимосвязь.
С увеличением производительности возрастает скорость продвижения материала
от загрузки к выгрузке и, следовательно, уменьшается время пребывания его
в отсадочной машине. Чем меньшее время материал находится в машине,тем ме-
нее точно произойдет расслоение его по плотности.
Удельная производительность действующих отсадочных
машин колеблется в весьма широких пределах — от 5 до 30 т/(ч*м2), она обуслов-
лена рядом факторов, в частности, физическими свойствами исходного угля, круп-
ностью обогащаемого материала, требованиями к качеству конечных продуктов,
конструктивными особенностями отсадочных машин и др.
Из вероятностной трактовки процесса отсадки следует, что между удельной
производительностью отсадочной машины q, коэффициентом скорости расслое-
251
Рис. VI.9. Зависимость критерия
качества т] от времени отсадки t, от-
носительной производительности q и
коэффициента скорости расслоения k\
1—4 — коэффициент k соответственно
равен 0,04; 0,03; 0,02; 0,01
ния k и точностью разделения, харак-
теризуемой критерием качества ц, су-
ществует аналитическая зависимость.
На рис. VI.9 показана теоретиче-
ская зависимость между параметрами k,
т), временем отсадки t и относительной
удельной производительностью отсадоч-
ной машины q (номинальная производи-
тельность, принятая за единицу, соответ-
ствует времени отсадки t = 100 с).
Исследования, проведенные в Совет-
ском Союзе и за рубежом на промыш-
ленных отсадочных машинах, подтвер-
дили, что с увеличением удельной
производительности эффективность обо-
гащения, как правило, снижается
(табл. VI.7).
С уменьшением удельной произво-
дительности по исходному углю эффек-
тивность разделения возрастает. Однако
снижение удельной производитель-
ности до 5—6 т/(м2*ч) и ниже неце-
лесообразно, так как невозможно по-
стоянно поддерживать необходимую
высоту тяжелого слоя постели. Может
оказаться, что разгрузка тяжелых фрак-
ций через решето будет преобладать над их поступлением с исходным^углем.
На основании опыта эксплуатации отсадочных машин разработаны нормы
удельных производительностей для углей (табл. VI.8).
Таблица VI.7
Зависимость засоренности продуктов отсадки
от удельной производительности
БОММЮ, класс 0—8 мм БОМК8, класс 0—100 мм
ОМ12, класс 0—80 мм
Удельная
производи-
тельность.
т/(ч* м2)
Суммарное
засорение,
% к исход-
ному углю
Удельная
производи-
тельность,
т/(ч* м2)
Суммарное
засорение,
% к исход-
ному углю
Удельная
производи-
тельность,
т/(ч* м2)
Суммарное
засорение,
% к исход-
ному углю
10,4
13,2
17,1
20,5
6,35
6,61
7,80
9,59
12,1
17,5
22,4
25,8
12,74
19,77
20,15
32,78
8,6
9,3
10,0
14,2
5,21
5,92
6,33
6,33
Таблица VI.8
Рекомендуемые удельные производительности при обогащении углей,
т/(ч* м2)
Крупность обогащаемых углей, мм	Обогатимость углей			Содержание породных фракций >1800 кг/м3 в питании, %
	легкая	средняя	трудная	
0,5—13 (мелкий машинный класс) >13 (крупный класс) и 0,5—100 (ширококлассифицированный)	12—15 13—18	8—12 10—13	7—10 8—12	Не более 50 »	» 60
252
Рекомендуемые удельные производительности при обогащении антрацитов
класса 6—150 мм следующие:
Содержание породных фракций (>2000 кг/м3) в пита-
нии, %	............................................ <25
Удельная производительность, т/(ч*м2)	............. 20 — 25
25 — 35	>35
18 — 20	16—18.
§ 4.	Режимы работы отсадочных машин
Режим отсадки определяется сочетанием различных гидродинамических
параметров и условиями разгрузки тяжелых продуктов, которые целенаправленно
изменяются для получения заданных результатов обогащения. Качественные
показатели исходного угля практически не поддаются оперативному управле-
нию, но их следует учитывать при выборе режима отсадки. Удельную производи-
тельность отсадочной машины можно только с известным ограничением отнести
к управляемым факторам, так как изменение ее ограничено сравнительно узкими
пределами, поскольку производительность фабрики в целом, в том числе и про-
изводительность отделения отсадки, жестко регламентированы производственным
планом.
Выбор оптимального режима отсадки в итоге определяется сочетанием
трех основных показателей: качества концентрата, величины
потерь и удельной производительности. Улучшение
одного из этих показателей в большинстве случаев сопряжено с ухудшением
двух остальных. Поэтому режим отсадки должен отвечать условию, при котором
все три показателя будут находиться в реально возможной области и соответст-
вовать максимальной технико-экономической эффективности обогащения.
Режим отсадки при обогащении углей направлен на соблюдение
принятых плотностей разделения и технически обоснованных норм допустимого
взаимозасорения конечных продуктов отсадки (табл. VI.9) при обеспечении
заданной производительности отсадочных машин.
Для каждой обогатительной фабрики нормы взаимозасорения продуктов
отсадки уточняются в зависимости от обогатимости исходного угля, принятой
технологической схемы отсадки, технического совершенства отсадочных машин,
их удельной производительности и других факторов, оказывающих влияние на
эффективность обогащения.
В соответствии с принятыми нормами взаимозасорения подбирается режим
отсадки, обеспечивающий получение конечных продуктов заданного качества.
Параметры режима отсадки делятся на две группы: нерегулируемые и опе-
ративно регулируемые. К нерегулируемым относятся такие параметры, которые
при обычной работе отсадочных машин остаются постоянными и могут изменяться
Таблица VI.9
Рекомендуемые нормы допустимого взаимозасорения продуктов отсадки
Класс угля	Обогати- мость	Содержание		(%) фракций плотностью,			кг/м8
		1500 — 1800	>1800	<1500	> 1800	<1500	1500 — 1800
		в концентрате		в промпродукте		в отходах	
Крупный	Легкая и средняя	1,3	0,2	10	40	0,2	2
	Трудная	1,7	0,3	15	45	0,3	3
Мелкий	Легкая и средняя	2,1	0,4	15	45	0,3	2,7
	Трудная	2,5	0,5	20	45	0,5	3,5
Ширококласси- фицированный	Легкая и средняя	2,8	0,7	30	40	0,7	4,3
253
Таблица VI. 10
Режимные параметры отсадочных машин БОМ
Тип
t 
М О)
Q СО
И X
Воздуш-
ный
цикл:
впуск—
пауза—
выпуск
Расход, м3/т
подре-
шетной
воды
Высота
постели, мм
по-
род-
ной
пром-
про-
дук-
товой
МБОММЮ (для
мелких углей)
БОММ16 (для
мелких углей)
МБОМК8 (для
крупных углей)
БОММ16 (кон-
трольная)
10—14	0,015	80	50-0-	-50	10—14	1,3-1,7	150
12—16	0,016	67	50—0-	-50	10—13	1,4-1,8	170
12—15	0,017	61	50-0-	-50	15—20	1,5-2,0	200
8—10	0,016	57	50-0-	-50	11—15	1,5-1,8	180
130
140
170
150
только при существенном изменении сырьевой базы или других важных техно-
логических факторов (шкала классификации исходного угля, схема отсадки и пр.).
К нерегулируемым параметрам относятся также давление воздуха в ресивере,
которое определяется типом установленной воздуходувки и средним расходом
воздуха; частота и воздушный цикл пульсаций (эти параметры определяются
конструкцией воздушного привода). Если конструкцией привода предусмотрена
возможность их изменения, то частота пульсаций и воздушный цикл выбираются
при пуске и наладке отсадочной машины и в процессе работы оперативно не из-
меняются. С применением клапанных пульсаторов, позволяющих без остановки
отсадочной машины изменять частоту и воздушный цикл пульсаций, указанные
параметры становятся оперативно регулируемыми, и данный канал управления
используется для создания и поддержания оптимального режима отсадки.
К оперативно регулируемым параметрам относятся:расход воздуха, расход
подрешетной воды, высота породной и промпродуктовой постели.
Разгрузка тяжелых продуктов и поддержание оптимальной высоты постели
производятся автоматически и оперативная регулировка чаще всего сводится
к изменению массы поплавка или к изменению положения задатчика в соответ-
ствии с требуемой высотой уплотненного слоя постели. Изменением указанных
параметров поддерживается оптимальная разрыхленность отсадочной постели с
таким расчетом, чтобы взаимозасоренность продуктов отсадки соответствовала
установленным нормам.
Ниже приведены режимные параметры для наиболее распространенных от-
садочных машин, обогащающих угли.
Данные табл. VI. 10 относятся к отсадочным машинам БОМ старых конструк-
ций. Они характеризуются низким давлением воздуха, относительно большим
его расходом и большим расходом подрешетной воды. На всех отсадочных маши-
нах старых конструкций применяется синусоидальный симметричный воздуш-
ный цикл со сравнительно высокой частотой пульсаций. В последние годы многие
машины были подвергнуты модернизации с заменой устаревших воздушных пуль-
саторов современными пульсаторами с асимметричным циклом пульсаций.
Режимные параметры серийных машин ОМ, а также машин ОМК и ОМШ,
изготовляемых по индивидуальным заказам, характеризуются более высоким, чем
в старых машинах, давлением воздуха и меньшим расходом подрешетной воды.
Для всех машин этого типа характерны также меньшая частота пульсации и
асимметричный воздушный цикл (табл. VI. 11).
В машинах типа ОМК и ОМ предусмотрен комбинированный способ разгру-
зки тяжелых продуктов. Конструкцией воздушных приводов этих машин преду-
смотрена возможность изменять частоту колебаний в широких пределах.
254
Таблица VI.11
Режимные параметры отсадочных машин типов ОМ, ОМ К, ОМШ
Типы машин	Удель- ная про- изводи- тель- ность, т/(ч- м2)	Параметры режима							Параметры искусственной постели		
		Давление воздуха в реси- вере, МПа	Частота пуль- саций, мин-1	Воздушный цикл: впуск— пауза— выпуск	Расход, м3/т		Высота постели» мм		Мате- риал	Круп- ность частиц, мм	Высота слоя, мм
					воз- духа	подре- шетной воды	по- род- ной	пром- продук- товой			
			X,								
ОМ (для мелких	12—17	0,02	57	Регулируе-	8—10	1-1,3	190	170	Полевой	30—50	70—120
углей				мый					шпат		
ОМ (для крупных и ширококлассифи- цированных углей)	15—20	0,024	43	То же	10—12	1,2—1,6	220	200	"	—			
ОМК (для мелких	10—16	0,016	67	40—10—50	11—13	1,1-1,5	180	150	Полевой	30—50	70—120
углей)									шпат		
ОМШ (для круп-	12—20	0,018	51	40—10—50	14—16	1,4-1,8	220	200			———	"	
ных и широко- классифицирован- ных углей)											
В табл. VI. 11 приведены наиболее часто применяемые частоты пульсаций.
На многих фабриках в последние годы отказались от повышенной частоты пуль-
саций и перешли на работу отсадочных машин в диапазоне средних частот.
Применение комбинированного способа разгрузки тяжелых продуктов в от-
садочных машинах ОМК и ОМ требует дифференцированного водовоздушного
режима в отделениях с искусственной и естественной постелями. На участках
с естественной постелью, где с помощью механического разгрузчика удаляется
основная масса тяжелого продукта, требуется более интенсивный режим пульса-
ций, чем на участках с искусственной постелью, где удаляются наиболее мелкие
и легкие частицы породы и промежуточного продукта. В отделениях с искусствен-
ной постелью уменьшается расход воздуха и основная регулировка осущест-
вляется подрешетной водой.
В качестве материала для искусственной постели обычно применяется поле-
вой шпат плотностью 2500—2650 кг/м3 и крупностью от 30 до 50 мм; его мини-
мальный размер должен быть на 5—10 мм больше размера отверстий решета.
В отсадочную машину мелкого угля могут случайно поступать отдельные
крупные куски тяжелых продуктов или посторонние предметы, засоряющие поле-
вошпатовую постель. При эксплуатации отсадочных машин необходимы система-
тическая очистка искусственной постели от посторонних частиц и предметов,
а также пополнение естественной убыли полевого шпата от дробления и истира-
ния.
Отсадочные машины зарубежных фирм, работающие на отечественных
фабриках, характеризуются более низкой удельной производительностью, чем
отечественные, и меньшим давлением воздуха, но значительно большим расходом
подрешетной воды.
Режимные параметры зарубежных отсадочных машин для мелких углей
приведены ниже:
«ПИК»	«Ведаг»
Удельная производительность, т/(ч*м2)
Давление воздуха в ресивере, МПа . . .
Частота пульсаций, мин"1 ..............
Воздушный цикл . ......................
Расход, м3/т:
воздуха ..............................
подрешетной воды...................
Высота постели, мм:
породной .............................
промпродуктовой ...................
Параметры искусственной постели:
материал..............................
крупность частиц, мм..............
высота слоя, мм ..................
5 — 7
0,02
50-°05— 50
15 — 20
4-5
10—15
0,025
38
Регулируемый
9-11
1,5 — 2
160
140
Полевой шпат
30 — 45	25 — 35
70—90	50—70
Режим отсадки при обогащении антрацитов имеет особенности по сравне
нию с обогащением каменных углей. Органическая часть антрацитов об-
ладает более высокой плотностью, тогда как плотность сопутствующих пород
примерно такая же, как и в рядовых углях. Контрастность разделительного
признака при обогащении антрацитов несколько ниже, чем при обогащении ка-
менных углей, что требует более тщательного подбора режима отсадки и большего
внимания при регулировке отсадочных машин. Плотность разделения при обо-
гащении антрацитов составляет 1700—1800 кг/м3 при отделении концентрата
и 2000—2200 кг/м3 при отделении породы. Для эффективного расслоения постели
при таких разделительных плотностях требуется более высокое давление и боль-
ший расход воздуха, чем при обогащении углей. Повышение указанных пара-
метров особенно необходимо при обогащении крупных и средних сортов антраци-
тов. В этом случае размах колебаний достигает 200 мм. Создание необходимого
режима пульсаций требует повышенного давления и увеличенного расхода сжа-
того воздуха. Для соблюдения этих условий при обогащении антрацитов при-
меняются турбовоздуходувки с избыточным давлением 0,04—0,06 МПа.
Особенность отсадки антрацитов заключается также в том, что схемой, как
правило, не предусматривается выделение конечного промпродукта и разделение
производится только на концентрат и отходы, причем, средние фракции плот-
ностью до 2000—2100 кг/м3 извлекаются в концентрат. Тяжелый продукт второй
ступени отсадочной машины обычно возвращается в загрузочное устройство
машины.
Так как средние фракции должны быть выделены в концентрат, то режим
работы обеих ступеней отсадочной машины отрегулирован на выделение пород-
ных фракций. В первой ступени выделяется максимально возможное содержание
поступающей с исходным материалом породы, во второй — оставшаяся порода
в смеси с небольшим содержанием наиболее тяжелых средних фракций.
Режимные параметры отсадочных машин ОМ и ОМА при обогащении
а нтрацита следующие:
ОМ	ОМА
(для мелкого) (для крупного)
Удельная производительность. т/(ч*м2)............
Частота пульсации, мшг1..........................
Воздушный цикл .................................
Расход, м3/т:
воздуха ........................................
подрешетной воды ...........................
Высота постели, мм;
породной .......................................
промпродуктовой ............................
16 20	20 — 25
Регулируемая
Регулируемый
12 14
1,8 — 2
180
250
16-20
2 — 2.5
250
200
§ 5.	Схемы отсадки
Рядовой уголь
Крупный |Классификация^-^
класс —I । f — т
Результаты обогащения в отсадочных машинах в большой степени зависят
от принятой схемы и режима эксплуатации всего отделения отсадки.
Проектом обогатительной фабрики обычно предусматриваются, кроме ос-
новной схемы отсадки, несколько возможных вариантов, применяемых при из-
менении качества исходных углей или предъявлении более жестких требований
к качеству конечных продуктов обогащения.
При раздельном обогащении в отсадочных машинах наиболее типичной яв-
ляется схема с контрольной отсадкой и дроблением крупных сростков (рис. VI. 10).
Машины, как правило, устанавливаются на одном перекрытии. Исходный
уголь подается с помощью гидротранспорта по желобам в основные отсадочные
машины, а перемывочный продукт — в контрольную. На многих фабриках эта
стандартная схема в процессе эксплуатации видоизменялась в зависимости от
качества исходного угля, требований, предъявляемых к качеству конечных
продуктов, и ряда других технико-экономических соображений.
Наиболее существенные изменения схемы следующие:
тяжелый продукт второй ступени отсадочной машины крупного угля перед
поступлением в дробилку классифицируется на колосниковой решетке с щелью
25(30) мм. Надрешетный продукт направляется на дробление, а подрешетный воз-
вращается в отсадочную машину крупного угля. Эта схема обусловлена малым
содержанием сростков в классе <25(30) мм
и стремлением уменьшить шламообразо-
вание при дроблении перемывочиого
продукта;
перемывочный продукт после дроб-
ления в молотковой дробилке классифи-
цируется на грохоте с отверстиями сита
13 мм. Подрешетный продукт напра-
вляется в контрольную машину, а пад-
решетный возвращается для додраблпва-
ния. Такое изменение схемы вызвано
главным образом тем, что в молотковой
дробилке трудно достичь заданного из-
мельчения, т. е. отсутствия в дробленом
продукте кусков >13 мм, без излишнего
переизмельчения. Поступление на кон-
трольную машину хотя бы небольшого
содержания кусков >13 мм значительно
затрудняет ее эксплуатацию, особенно
если машина работает с искусственной
постелью;
—1	Д Шмм
Мелкий. хкласс 1
Отходы г~-S а I-;---4?
I	Ютхойы | ОтхоМ s i <
1	ИЛИ I™
I I II 1
Концентрат Концентрат
Рис. VI. 10. Схема отсадки^коксую-
щихся углей:
/ — отсадочная машина крупного клас
са; 2 — отсадочные машины мелкого
класса; 3 — контрольная отсадочная
машина; 4 — дробилка
9 Заказ 77
257
| Рядовой антрацит
Классификация
Крупный класс
на обогащение 6 тяжелой среде
Мелкий у класс
О б всем лаек
ливание
Обесшлам-
ливание
Обессилим
ливанце
Обессилим -
ливание
Концентрат концентрат	Концентрат Концентрат
Рис. VI.11. Схема отсадки антрацитов^без выделения промпродукта
последовательное направление перемывочного продукта с первой отсадочной
машины мелкого угля на вторую, а затем на контрольную. Эта схема позволяет
сократить выход промежуточного продукта при среднем содержании (7—10 %)
промежуточных фракций в исходном угле. Схема может быть реализована только
при наличии резерва в производительности отсадочных машин для мелкого
класса;
направление части (обычно половины) промежуточного продукта контроль-
ной отсадочной машины в виде циркулирующей нагрузки на контрольную ма-
шину или на одну из отсадочных машин для мелкого угля. Такая схема прием-
лема, если требуется уменьшить выход промежуточного продукта при сравни-
тельно малом содержании (4—7 %) промежуточных фракций в исходном угле;
полное замыкание промежуточного продукта контрольной отсадочной ма-
шины, а в некоторых случаях и перемывочного продукта основных машин в виде
циркулирующих нагрузок. Схема применяется, если возникает необходимость
в полном прекращении выпуска товарного промпродукта.
На фабриках, обогащающих антрациты или энергетические угли, где про-
межуточный продукт не выделяется и контрольные отсадочные машины отсут-
ствуют, в обеих ступенях отсадочной машины выделяются отходы (рис. VI. 11).
Иногда тяжелый продукт второй ступени замыкается в виде циркулирующей
нагрузки.
Схема отсадки упрощается, если применяются отсадочные машины, выделя-
ющие три готовых продукта. При этом контрольная отсадочная машина не пре-
дусматривается, и конечный промежуточный продукт получается на основных
машинах. Иногда для улучшения фракционного состава промпродукта исполь-
зуется одна из отсадочных машин, на которую, кроме основной нагрузки, пода-
ется промежуточный продукт с остальных машин. Такие схемы приемлемы при
использовании отсадочных машин с искусственной постелью или с комбинирован-
ным способом разгрузки тяжелых продуктов.
На рис. VI. 12 показана комбинированная схема отсадки. Со средней ступ и
отсадочной машины тяжелый продукт может направляться на переобогащени j
258
Рис. VI. 12. Схема отсадки
углей на отсадочных машинах
ОМ12 и ОМ12К
Рис. VI. 13. Варианты схем
выделения тяжелых продук-
тов в трехступенчатых отса-
дочных машинах типа ОМ
Рядовой уголь
и „ I классификация
Крупный класс *-—।— ------з——
Мелкий класс v
Концентрат
Отходы
t
Отходы Возврат
в машину
Оромпродукт
в виде циркулирующей нагрузки либо выделяться как отходы или конечный про-
межуточный продукт в зависимости от содержания тяжелых и промежуточных
фракций в исходном угле. Чаще первая и вторая ступени используются для вы-
деления отходов, а третья—для выделения промежуточного продукта.
На фабриках, оснащенных современными отсадочными машинами ОМ,
ОМШ или ОМК, при обогащении углей для коксования в виде двух машинных
классов применяется гибкая схема отсадки (рис. VI. 13). Она дает возможность
оперативно изменять удельную производительность по отходам и промежуточному
продукту без изменения общей производительности путем переключения сред-
них ступеней отсадочных машин для выделения отходов или промежуточного
продукта в зависимости от фракционного состава исходных углей.
Опыт эксплуатации таких отсадочных машин показал возможность широкого
маневрирования технологической схемой отсадки в зависимости от фракционного
состава поступающих углей и требований к качеству продуктов отсадки.
9*
259
Глава 3
ОТСАДОЧНЫЕ МАШИНЫ
§ 1.	Общие сведения
В СССР и за рубежом в настоящее время для обогащения углей выпускаются
только беспоршневые отсадочные машины, у которых колебательное движение
постели осуществляется сжатым воздухом. Производительность отсадочных
машин колеблется в широком диапазоне и зависит главным образом от площади
отсадочного отделения. В Советском Союзе для обогащения углей принят па-
раметрический ряд отсадочных машин с площадью отсадки 8; 12; 18; 24 м2
и максимальной производительностью до 650 т/ч. Для достижения большой про-
изводительности в одном агрегате в некоторых случаях применяют сдвоенные
отсадочные машины, площадь отсадки которых может достигать 36 или 48 м2.
Большинство отсадочных машин выпускается в секционном ис-
полнении, что упрощает их изготовление, монтаж и эксплуатацию. Совре-
менные отсадочные машины снабжены загрузочными устройствами для равномер-
ного распределения нагрузки по ширине машины и обеспечения спокойного по-
ступления исходного угля.
В некоторых случаях загрузочное устройство служит для одновременного
обесшламливания исходного угля по классу 0,5 мм и сброса части транспортной
воды. Обычно для этой цели используются щелевидные сита — плоские и дуговые.
Все новые машины оборудованы автоматическим устройством для разгрузки
тяжелых продуктов. В качестве датчика чаще всего используется поплавок.
Разгрузка отходов и промпродукта осуществляется через вертикальную или го-
ризонтальную щель с помощью подвижной заслонки (сектора) или роторного
разгрузчика с переменной частотой вращения ротора. При регулировке выпуска
тяжелых продуктов подвижной заслонкой в качестве исполнительного механизма
применяются масляные или воздушные цилиндры, [при роторных разгрузчиках —
электрический двигатель с системой преобразования перемещений поплавкового
датчика в электрические импульсы.
При разгрузке тяжелых продуктов через искусственную постель в некоторых
отсадочных машинах предусмотрена автоматическая регулировка разрыхленности
искусственной постели для измерения ее пропускной способности.
В качестве воздушных приводов обычно применяются роторные пульсаторы
с асимметричным воздушным циклом. Наблюдается тенденция к распространению
клапанного привода для получения переменного воздушного цикла, управляемого
датчиками или вручную. Избыточное давление воздуха, необходимое для создания
пульсаций, колеблется в пределах 0,025—0,06 МПа. Все отсадочные машины
для регулировки процесса расслоения используют кроме сжатого воздуха под-
решетную воду.
Корпуса отсадочных машин изготовляются из листовой углеродистой или
низколегированной стали. Основной вид соединений деталей корпуса — сварка.
Для увеличения срока службы отсадочных машин места, подверженные наи-
большему истиранию, футеруют абразивно стойкими материалами: шлакоситал-
лом, каменным литьем, метлахской плиткой, эпоксидной смолой с карборундо-
вым наполнителем и др. Для некоторых деталей отсадочных машин (решета,
втулки пульсаторов, поплавки и др.) применяются синтетические полимерные
материалы.
По расположению воздушных отделений отсадочные машины разделяют на
беспоршневые с боковым расположением воздушных
камер (БОМ) и с подрешетным расположением воздуш-
ных камер (ОМ или ОМА).
§ 2.	Отсадочные машины с боковым расположением
воздушных камер
В Советском Союзе до 1965 г. выпускались отсадочные машины БОМ, ко-
торыми оснащено большинство действующих фабрик. С 1966 г. к серийному
производству приняты отсадочные машины ОМ конструкции Гипромашуглеобо-
260
Рис. VI. 14. Отсадочная машина МБОММЮ
Таблица VI.12
Технические характеристики отсадочных машин БОМ
Параметры	МБ ОМ Кб	МБОМК8	БОМКЮ	МБОММЮ	БОММ16
 Производительность, т/ч	 До 80	До ПО	До 175	До 140	До 300
Крупность обогащаемого угля, мм	13—125	13—125	0,5—125	0,5—13	0,5—13
Площадь отсадочного отделе- ния, м2	6	8	10	10	16
Ширина отсадочного отделе- ния, м	1,5/1,7	1,5	2,14	2	2,7
Давление воздуха, МПа	0,014—0,016	0,014—0,016	0,018—0,019	0,014—0,016	0,018—0,019
Расход воздуха, м3/мин	До 36	До 36	До 30	До 32	До 60
Частота пульсаций, мшГ1 Электродвигатель:	61	61	От 36 до 67	84	От 36 до 67
мощность, кВт	2,8	2,8	2,8 и 1,2	2,8	2,8 и 1,2
частота вращения, мин-1 Габаритные размеры, мм:	970	970	970 и 2600	970	970 и 2600
длина	5530	5980	6400	6610	7422
ширина	3800	3800	4510	3700	4510
высота	5790	5790	6335	5790	6335
Масса без электродвигате- ля, т	18,9	20,7	33,8	21,8	39,8
Изготовитель — Ворошиловградский заво^ угольного машиностроения им. Пархоменко
гащения (г. Ворошиловград) с подрешетным расположением воздушных камер.
По индивидуальным заказам изготовляются отсадочные машины ОМК и ОМШ
конструкции Гипромашобогащения (г. Ленинград) с боковым расположением
воздушных камер.
Отсадочные машины БОМ имеют пять типоразмеров. Для обо-
гащения крупных и ширококлассифицировапных углей предназначены машины
МБОМК6, МБОМК8 и БОМКЮ. Для обогащения мелких углей предназначены
два типоразмера отсадочных машин — МБОММЮ и Б0ММ16 (рис. VI. 14,
табл. VI. 12).
Машины БОМ оснащены роторными пульсаторами и автоматическими регу-
ляторами для разгрузки тяжелых продуктов.
В процессе эксплуатации машины БОМ многократно подвергались модер-
низации и усовершенствованию с целью повышения их производительности и
улучшения технологических показателей обогащения.
Технологические результаты обогащения углей на отсадочных машинах
БОМ приведены в табл. VI. 13.
Отсадочные машины ОМШ и ОМК представляют собой совре-
менные модели машин с боковым расположением воздушных камер. Они выпу-
скаются трех типоразмеров — с рабочим отделением площадью 8; 12 и 18 м2.
Ширина рабочего отделения отсадочных машин с отсадочным отделением
площадью 8 и 12 м2—2 м, а машин с отсадочным отделением площадью 18 м2—
3 м. Для обогащения крупных и ширококлассифицированных углей предназна-
чены машины ОМШ (рис. VI. 15) с отсадочным отделением площадью 8; 12 и
18 м2. Обогащение мелких углей производится в машинах ОМК (отсадочная
машина комбинированная) с отсадочным отделением площадью 12 и 18 м2 и
с комбинированной системой разгрузки тяжелых продуктов (рис. VI. 16). Тех-
нические характеристики машин ОМШ и ОМК приведены в табл. VI. 14.
Все типоразмеры машин ОМК и ОМШ набирают из нескольких унифици-
рованных блоков с рабочим отделением шириной 2 или 3 м в зависимости от
требуемой производительности и крупности обогащаемого материала.
Для лучшего использования производственной площади в новых машинах
увеличено соотношение между шириной рабочего и воздушного отделений. Для
отсадочных машин площадью 8 и 12 м2 оно составляет 2,2, а для машин пло-
щадью 18 м2 — 2,5. Перегородка между рабочим и воздушным отделениями за-
канчивается каплевидным обтекателем, что способствует более равномерному рас-
пределению скоростей восходящего потока по ширине решета. В машинах ОМШ
предусмотрены отсадочные решета из листовой стали с продолговатыми отверсти-
ями размерами 12X40 мм для секций, выделяющих отходы, и 6X20 мм для сек-
ций, выделяющих промпродукт. Частота вращения всех золотников отсадочной
машины регулируется ступенчато с помощью коробки скоростей в пределах
36—37 мин-1. Тяжелые продукты разгружаются в машинах ОМК через искусст-
венную постель и через донный шибер с узкой разгрузочной щелью в средней
секции каждого отделения. Порогов между ступенями машины нет. Комбини-
рованная разгрузка позволяет использовать фильтрующие свойства искусствен-
ной постели для удаления мелких отходов и промпродукта. Высокая производи-
тельность по отходам и промпродукту достигается удалением основной части от-
Таблица VI. 13
Результаты обогащения углей на отсадочных машинах БОМ
	МБОМК6			БОММ16		
Плотность	Выход продуктов, %					
фракций, кг/м3	Концен- трат	Пром- продукт	Отходы	Концен- трат	Пром- продукт	Отходы
<1500	97,65	37,6	1,24	96,6	34,74	0,77
1500—1800	1,72	39,15	4,32	2,68	19,53	1,23
>1800	0,63	24,25	94,44	0,72	45,73	98
263
Рис. VI. 15. Отсадочная машина ОМШ для обогащения крупных и ширококлас-
сифицированных углей:
1 — воздухосборник; 2 — датчик поплавковый; 3 — пульсатор; 4 — разгрузочная во»
ронка; 5 -- секция; 6 — решето; 7 — шиберное устройство; 8 — разгрузочное устрой-
ство; 9 -- привод пульсаторов
ходов через механический разгрузчик донного типа с автоматической регулиров-
кой. Секции с механическим разгрузчиком и искусственной постелью череду-
ются таким образом, чтобы вначале через донную щель удалялись наиболее круп-
ные частицы отходов и случайные металлические предметы, поступающие с ис-
ходным углем, а затем через искусственную постель и решето — более мелкие
отходы.
Система автоматического регулирования разгрузки состоит из поплавко-
вого датчика с золотниковым устройством, исполнительного механизма и устрой-
ства донной разгрузки (рис. VI. 17). Масса поплавка регулируется шайбами, на-
деваемыми на штангу поплавка, и передвижением контргруза.
Устройство для подачи сжатого воздуха в исполнительный механизм имеет
цилиндрический золотник со стаканом обратной связи и действует по импульсам,
поступающим от поплавка. Разгрузка тяжелых продуктов в машине ОМШ про-
исходит через вертикальную щель с помощью автоматического устройства с ка-
чающимся шибером, образующим порог в конце отсадочного решета. Высота
порога изменяется в зависимости от толщины постели тяжелого продукта, контро-
лируемой поплавком.
Технологические показатели отсадочных машин
ОМШ омк
Крупность углей, мм ............................. 13 — 80	0,5—15
Низкая плотность разделения, кг/м3	............... 1530	1580
Ерт, кг/м3........................................ 80	100
Погрешность разделения J . .	.'.............. 0,15	0,18
Высокая плотность разделения, кг/м3 ................. 1910	2030
Ерт, кг/м3 ...................................... 130	21 0
Погрешность разделения J .........	0,14	0,21
264
Рис. VI.16. Отсадочная машина ОМС для мелких углей с комбинированной
разгрузкой тяжелых продуктов:
1 — решето; 2 — разгрузочное устройство; 3 — шибер; 4 — искусственная постель; 5 —
решето для искусственной постели; 6 — привод пульсаторов; 7 — воздухосборник;
8 — пульсатор; 9 — поплавок; 10 — секция; 11 — разгрузочная воронка
На некоторых отечественных углеобогатительных фабриках установлены за-
рубежные отсадочные машины с боковым расположением воздушных камер.
Отсадочная машина фирмы «ПИК» (Франция) для мелких уг-
лей (рис. VI. 18) набирается из стандартных секции, каждая из которых имеет
пульсатор и авторегулятор разрыхленности постели. Тяжелые продукты раз-
гружаются только через искусственную постель и удаляются из машины посред-
ством труб, соединяющих каждую секцию с обезвоживающим элеватором. Сред-
няя секция в разгрузочном патрубке имеет перекидной клапан, с помощью кото-
рого можно направлять тяжелый продукт этой камеры или в элеватор для отхо-
дов, или в промпродуктовый элеватор.
Объем воздуха регулируется автомагически в зависимости от высоты по-
стели тяжелого продукта, контролируемой поплавковым датчиком. Автоматиза-
ция разгрузки тяжелых продуктов через искусственную постель достигается из-
менением расхода воздуха, оказывающего влияние на разрыхленность искусст-
венной постели, что, в свою очередь, приводит к изменению ее пропускной спо-
собности.
Машины фирмы «ПИ К» обличаются высокой технологической эффективностью,
однако их удельная производительность обычно не превышает 7 т/(ч-м2). Рас-
ход воды составляет 5—7 м3/т обогащаемого угля, что превышает расход
воды в машинах с подрешетным расположением воздушных камер.
265
Табл и ц а VI. 14
Технические характеристики отсадочных машин ОМШ и ОМК
Параметры
ОМК12	ОМК18	ОМШ8	ОМШ 12
ОМШ 18
Производительность, т/ч:
по исходному углю
по отходам
Крупность обогащаемого
угля, мм
Площадь отсадочного отде-
ления, м2
Ширина отсадочного отде-
ления, м
Число секций
Разгрузка тяжелых и про-
межуточных фракций
120—200 40 0,5—13	180—300 60 0,5—13	160 44 До 125	240 50 До 125	240—300 70 До 125
12	18	8	12	18
2	3	2	2	3
6	6	4	6	6
непрерывная, ав-
Комбинированная
через искусствен-
Шиберная,
тематическая
Давление воздуха, МПа
Объем воздухосборника, м3
Расход воздуха, м3/ч
Частота пульсаций (регули-
руется), мин-1
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, т
ную постель и
донный клапан
0,015—0,016
7,8	7,8
2000	3000
36	43
6800
3100
5100
23,4
6800
4400
5800
36,7
Изготовитель (по индивидуальным заказам) — Вор
льнсго машиисстрсения им. Пархоменко
5,2
2300
47
0,016—0,018
7,8
3800
57
7,8
5000
67
5300	7300	7300
3400	3400	4700
5100	5100	5800
21	28	43,4
ошиловградский завод уго-
Рис. VI. 17. Автоматический регу-
лятор выпуска тяжелых продук-
тов отсадочной машины ОМК:
1 — золотниковое устройство; 2 —
контргруз; 3 — пневматический ци-
линдр; 4 — заслонка; 5 — разгрузоч-
ное устройство; 6 — тяга; 7 — по-
плавок; 8 ~ вал с рычагами; 9 —
муфта регулирования; 10 — тяга об-
ратной связи; 11 — канал подачи
сжатого воздуха
266
Разгрузка
3
Рис. VI. 18. Отсадочная машина фирмы
«ПИК» (Франция) для мелких углей:
желоб загрузочный; 2 — загрузочное
устройство; 3 — пульсатор; 4 — воздухосборник;
5 — авторегулятор; 6 — поплавок; 7 — решето;
8 — корпус; 9 — патрубок подрешетной воды
Число секций в зависимости от требуемой производительности и характери-
стики исходного угля может изменяться для каждого конкретного случая при
проектировании обогатительной фабрики.
Показатели технологической эффективности отсадочной машины фирма
«ПИК» для мелких углей на фабриках
«Калининская»
«Кдциевская»
Крупность обогащаемого угля, мм	0,5—10
Производительность:
общая, т/ч .......................... 140
удельная, т/(ч-м2)............ 5,8
Удельный расход воды, м3/т ....	6
Низкая плотность разделения, кг/м3	1540
Ерт* кг/м3............................ 80
Погрешность разделения J , .	.	0,16
Высокая плотность разделения, кг/м3	1800
Ерт, кг/м3.................... 120
Погрешность разделения J . .	,	0,16
0,5 — 10
120
5
6,5
1590
110
0,19
1840
150
0,18
Рис, VI. 19. Отсадочная машина фирмы «Ведаг» (ФРГ):
1 — корпус; 2 — решето; 3 — пульсатор; 4 — разгрузочное устройство
267
Отсадочные машины фирмы «Ведаг» (ФРГ) (рис. VI. 19)
выпускаются для мелких и крупных углей. В отсадочной машине для мелких
углей тяжелые продукты разгружаются комбинированным способом: через меха-
нические разгрузочные устройства, установленные в средних секциях каждой
ступени, и через искусственную постель в крайних секциях обеих ступеней.
В отсадочных машинах для крупных углей отходы и промпродукт разгружаются
через вертикальную щель, регулируемую качающейся шиберной заслонкой.
Отличительной особенностью отсадочной машины «Ведаг» для мелких уг-
лей является отсутствие промежуточного порога между породной и промпродук-
товой ступенями. При таком исполнении корпуса отсадочная постель при пере-
ходе из одной ступени в другую не перемешивается, что дает возможность полу-
чить более чистые конечные продукты отсадки.
Воздушные пульсаторы роторного типа позволяют изменять характер воз-
душного пикла. Это достигается поворотом внутреннего стакана в корпусе пуль-
сатора, что приводит к изменению проходных сечений впускных и выпускных
окон. Удельная производительность отсадочной машины этого типа составляет
10—15 т/(ч-м2), а расход воды — 3—3,5 м3/т.
§ 3.	Отсадочные машины с подрешетным расположением
воздушных камер
При подрешетном расположении воздушных камер значительно увеличива-
ется рабочая площаДь отсадки, что позволяет повысить производительность от-
садочной машины без существенного изменения ее размеров. Кроме того, при
таком расположении воздушных камер уменьшается масса колеблющейся воды
и, следовательно, уменьшаются динамические нагрузки на строительные кон-
струкции и обеспечивается более равномерное поле скоростей по ширине машины.
На современных углеобогатительных фабриках применяются главным об-
разом отсадочные машины ОМ, а на обогатительных фабриках, обогащающих
антрациты, отсадочные машины ОМА. Отсадочные машины ОМ выпускаются че-
тырех типоразмеров с площадью отсадки 8; 12; 18 и 24 м2. Конструкция отсадоч-
ных машин ОМ была существенно модернизирована и к серийному выпуску
приняты модернизированные отсадочные машины (рис. VI.20, табл. VI. 15).
Машины предназначены для обогащения коксующихся, энергетических углей
и антрацитов различной крупности: 0,5—13; 13—125 мм и ширококлассифици-
рованных углей крупностью 0,5—125 мм. В машине ОМ24-1 (рис. VI.21) верхний
предел крупности составляет 150 мм.
Рис. VI.20. Отсадочная машина ОМ12-1:
/ — корпус; 2 — разгрузочная воронка; 3 — решето; 4 — воздушная камера; 5 — пуль-
сатор
268
Рис. VI.21. Отсадочная машина ОМ-21:
1 — корпус; 2 - - пульсатор; 3 — разгрузочная воронка
Таблица VI. 15
Технические характеристики отсадочных машин ОМ
Показатели	ОМ8-1	ОМ 12-1	ОМ18-1	ОМ24-1
Производительность, т/ч:				
по исходному углю	[80—120	120—320	180—500	240—650
по отходам	40	75	115	140
Крупность обогащаемо-	0,5—13	0,5—125	13—125(150)	
го угля, мм				
Число секций	4	6	6	6
Площадь отсадочного от-	8	12	18	24
деления, м2				
Ширина отсадочного от-	2	2	3	4
деления, м				
Давление воздуха в ре-		От 0,021 дс	0,025	
сивере, МПа				
Расход воздуха, м3/с	0,46—0,56	0,7—0,86	1,1 — 1,28	1,46—1,84
Частота пульсаций, мин"1		От 30 ;	хо 80	
Мощность электродви-			1,6	
гателя, кВт				
Габаритные размеры, мм:				
длина	4980	730	7255	7300
ширина	3330	3230	3955	5195
высота	4540	4540	4540	4900
Масса, т	15,26	22,75	27,8	37,38
Изготовитель — Ворошпловградский завод угольного машиностроения им. Пар-
хоменко
269
Рис. VI.22. Схемы ис-
полнения отсадочных ма-
шин ОМ12, ОМ18, ОМ24
в зависимости от способа
разгрузки тяжелых про-
дуктов
Корпуса отсадочных машин ОМ набираются из унифицированных секций
шириной 2; 3 или 4 м в зависимости от производительности машины. Выпуск
тяжелых продуктов производится автоматически с помощью бесколосникового
роторного разгрузчика в зависимости от толщины слоя тяжелого продукта, фик-
сируемого поплавковым устройством. В машинах, предназначенных для обога-
щения мелких углей или антрацитов, предусмотрен комбинированный способ
разгрузки — через роторный разгрузчик или искусственную постель. На
рис. VI.22 показаны различные схемы исполнения отсадочных машин ОМ12,
ОМ18 и ОМ24 в зависимости от способа разгрузки тяжелых продуктов.
Пульсация воздуха в отсадочных машинах ОМ-1 создается клапанным пуль-
сатором (рис. VI.23) сэлектропневматической системой управления режимом пуль-
саций, осуществляемым блоком вынужденных колебаний и электропневматиче-
ским клапаном (рис. VI.24).
Результаты обогащения в отсадочных машинах ОМ 12 приведены в табл. VI. 16.
Показатели технологической эффективности отсадочной машины ОМ12 приведены
ниже:
Крупность обогащаемого угля, мм................
Низкая плотность разделения, кг/м3.............
ке/м3.............. .................
Погрешность разделения J .........
Высокая плотность разделения, кг/м3 .............
кг/м8..................................
Погрешность разделения J .........
6 — 80
1530
80
0,15
1820
130
0,16
0,5 — 13
1550
100
0,18
1730
130
0,18
Таблица VI.16
Результаты обогащения углей в отсадочной машине ОМ12
Плотность фракций, кг/м3	Класс 6 — 80 мм			Класс 0,5—13 мм		
	Выход, %					
	концен- трата	пром- продукта	отходов	концен- трата	пром- продукта	отходов
<1500 1500— 1800 >1800	98,1 1,5 0,4	22,2 49,1 28,7	0,3 3,3 96,4	97,5 2,0 0,5	30,3 46,2 23,5	0,6 4,5 94,9
Выход продуктов к исходному	80	5,9	11,1	81,6	3,8	14,6
270
Рис. VI.23. Клапанный
пульсатор для отсадочных
машин ОМ1:
1 — корпус; 2 - впускной
клапан; 3,5 — пневмобало-
ны; 4 — шток; 6 — пру-
жина; 7 — выпускной кла-
пан
Рис. VI.24. Электропнев
магический клапан:
1 — силовая пружина; 2 —
перепускной клапан; 3 ~
впускной стакан; 4 — вы-
пускной стакан; 5 — диаф-
рагма; 6, 7 — прижимные
пружины; 8 — выпускной
клапан; 9 — впускной кла-
пан; /0 — шток
электропневматическому
> клапану
От реси-
вера
В атмо-
в машину сферу
Сжатый
воздух
Отсадочные машины ОМА8 и ОМАЮ разработаны Гипромашуглеобогаще-
нием и УкрНИИУглеобогащением для обогащения крупных и средних классов
антрацитов крупностью до 250 мм.
Технические характеристики отсадочных
машин ОМА8 и ОМАЮ
ОМА8 ОМАЮ
Производительность, т/ч:
общая..................... ..............
по отходам ..........................
Крупность обогащаемого угля, мм ...
Число секций.............................
Площадь отсадочного отделения, м2 . . .
Ширина отсадочного отделения, м . . . .
Давление воздуха в ресивере, МПа . . .
Расход воздуха, м3/мин...................
Частота пульсаций, мин'1 ................
Мощность электродвигателя привода пульса-
тора, кВт ..............................
До 200
До 80
До 250
4
8
2
0,04
70
51; 42
2,8
До 250
До 100
До 250
5
10
2
0,04
90
271
Габаритные размеры, мм:
длина .................................... 5330	6200
ширина ................................... 3330	3500
высота.................................... 4540	4660
Масса, т....................................... 15	18
Изготовитель — Ворошиловградский завод угольного машиностроения им.
Пархоменко.
Отсадочная машина ОМАЮ (рис. VI.25) состоит из двух ступеней общей
длиной 6 м, ширина рабочего отделения 2 м. Под решетом каждой ступени рас-
положены воздушные камеры увеличенного объема по сравнению с воздушными
Рис. VI.25. Отсадочная машина
ОМАЮ для обогащения антра-
цитов:
1 — корпус машины; 2,8 — отса-
дочные решета; <3 — загрузочный
желоб; 4 — опоры; 5 — пульсатор;
6 — поплавок; 7 — шибер на раз-
грузочном пороге; 9 — загрузочная
камера; 10 — пневмопривод; 11 —
люк для осмотра разгрузочного уст-
ройства; 12 — разгрузочная ворон-
ка; 13 — секторное разгрузочное
устройство
Рис. VI.26. Автоматический ре-
гулятор разгрузки отсадочной
машины ОМА10:
1 — воздушный золотник; 2 — по-
плавковый датчик; 3 — секторный
затвор; 4 — пневмопривод; 5 — ры-
чаг; 6 — трос обратной связи
272
Таблица V1.17
Показатели технологической эффективности отсадочной машины ОМАЮ
Класс, мм	Содержание, %		Среднее вероятное отклонение £‘рт, кг/м3	Погрешность разделения J
	в концентра- те фракций >2000 кг/м3	в отходах фракций <2000 кг/м3		
>25	0,4	1,7	70	0,08
13-25	1,1	1,9	130	0,12
6—13	2,2	2,9	140	0,13
<6	1,3	1,9	100	0,1
камерами машин ОМ. Это позволяет получить размах колебаний в рабочем от-
делении машины до 200 мм. Подрешетная вода подается в воздушные камеры
от общего водяного коллектора через отверстия в гидравлических обтекателях
воздушных камер. Расход подрешетной воды регулируется задвижками. Пуль-
саторы обеспечивают асимметричный цикл пульсаций с относительной продол-
жительностью впуска 53,5, паузы 2 и выпуска 44,5%. Между первой и второй
ступенями, а также на сливе машины имеются регулируемые пороги для изме-
нения высоты постели. Система автоматического регулирования разгрузки тя-
желых продуктов состоит из поплавкового датчика, золотникового устройства
с цилиндром обратной связи и исполнительного механизма—пневмоцилиндра,
связанного системой рычагов с выпускным сектором разгрузочного устрой-
ства (рис. VI.26).
Технологические результаты обогащения антрацитов на отсадочной машине
ОМАЮ, по данным промышленных испытаний на ЦОФ «Киселевская» ПО
«Торезантрацит», приведены в табл. VI. 17.
Расход воды при обогащении антрацитов на отсадочных машинах ОМА8
и ОМАЮ составляет 4—4,5 м3/т.
В модернизированных отсадочных машинах ОМАЮ-1 роторные пульсаторы
заменены клапанными с электропневматической системой управления пульса-
циями и увеличен диаметр пневмоцилиндра в разгрузочном устройстве.
Отсадочные машины с подрешетным расположением воздушных камер, вы-
пускаемые в Польше (рис. VI.27), набираются из стандартных унифицированных
секций площадью 4 м2 каждая. Для обогащения мелких углей изготовляется
Впуск i
Воздуха
Исходное
питание
Отходы Промежуточный,
продукт
Рис. VI.27. Трехступенчатая сдвоенная отсадочная машина ОМ для мелких
углей (ПНР)
273
Таблица VI. 18
Технические характеристики польских отсадочных машин ОМ
ОМ8-2	ОМ16-2	ОМ12-3
ОМ24-3
Параметр
Производительность, т/ч	100—250	250—500	150—300	300—600
Число секций	2	4	3	6
Площадь отсадки, м2	8	16	12	24
Расход, м3/мин:				
воды	До 10	До 20	До 15	До 30
воздуха	» 30	» 60	» 50	» 100
Избыточное давление воздуха, МПа	0,024	0,026	0,025	0,030
Установленная мощность, кВт	7	7	7	7
Масса, т	15	27,5	22	40,5
4 типоразмера отсадочных машин ОМ производительностью от 250 до 600 т/ч
(табл. VI. 18). Для пульсации воздуха применяются роторные пульсаторы по од-
ному на каждое отделение. Разгрузка тяжелых продуктов производится шибер-
ными разгрузочными устройствами с автоматическим управлением.
Для обогащения крупных углей (класса 0,5—50 мм) предназначены машины
OZ с площадью отсадки от 8 до 36 м2 и с удельной производительностью до
25 т/(ч-м2).
Испытания указанных машин на польских обогатительных фабриках под-
твердили их высокую технологическую эффективность: для мелких углей Е])т =
-- 100-:-150 кг/м3, J = 0,12-^0,18; для крупных углей - 80-:-120 кг/м3,
J — 0,12-:-0,16. Эти показатели, как и в других отсадочных машинах, зависят от
ряда внешних факторов: удельной производительности, крупности и грануло-
метрического состава обогащаемого угля, равномерности питания, содержания
тонких классов в исходном угле и оборотной воде.
Японская отсадочная машина «Такуб» (рис. VI.28) относится к ранним об-
разцам. Она имеет под отсадочным решетом 12 узких воздушных камер. Суммар-
Рис. VI.28. Отсадочная машина«Такуб»
(Япония):
1 — отсадочное решето; 2 — воздушная ка-
мера
ная площадь их поперечного сечения
примерно в два раза меньше площади
отсадки. Сжатый воздух через пуль-
саторы поступает в верхнюю часть
каждой камеры, вытесняя под решето
определенный объем воды и создавая
таким образом восходящий ход; при
выпуске воздуха вода возвращается
в воздушные камеры. В период нисхо-
дящего хода вода не должна заполнять
весь объем воздушных камер, в про-
тивном случае она может попасть
в пульсаторы и нарушить их работу.
Для предотвращения этого уровень
воды в воздушных камерах контроли-
руют электрическим датчиком, да-
ющим звуковой и световой сигналы
при достижении водой предельного
уровня.
Подрешетную воду подают в ниж-
нюю часть воздушных камер. Число
пульсаций можно ступенчато регули-
ровать с помощью вариатора ско-
ростей.
При технологических испытаниях
первого образца машины «Такуб»
в Японии были получены показа-
тели: среднее вероятное отклоне-
274
ние Ерт = 90-ь70, погрешность разделения 7 = 0,12-1-0,11. Производитель-
ность машин — от 50 до 340 т/ч.
В отсадочной машине «Батак» («Баум-Такуб») совмещены отсадочнее от-
деление машины «Баум» с усовершенствованным воздушным отделением машины
«Такуб». В отличие от машины «Такуб» число воздушных камер уменьшено за счет
их большей ширины.
Колебание воды производится клапанными пульсаторами с электронным
устройством, обеспечивающим изменение числа пульсаций от 40 до 70 мин-1.
Разгрузка тяжелых продуктов осуществляется автоматически шиберным устрой-
ством с гидравлическим приводом. Управление приводом производится по элект-
рическим сигналам от поплавка, проходящим через электронный блок.
При обогащении мелких углей применяется комбинированный способ раз-
грузки: частично через искусственную постель. Отсадочные машины «Батак»
изготовляются с рабочим отделением шириной от 5 до 7 м и с площадью от-
садки до 36 м2. Производительность по крупному углю достигает 325 т/ч и по
мелкому углю — 540 т/ч при достаточно высокой точности разделения.
§ 4. Комплектующее оборудование для отсадочных машин
В состав комплектующего оборудования для отсадочной машины входят*
загрузочное устройство; элеваторы для удаления тяжелых продуктов отсадки;
воздуходувки.
Комплектующее оборудование заказывается и поставляется отдельно в за-
висимости от проектных решений, принятых для данной фабрики.
Загрузочное устройство отсадочной машины предназначено
для равномерного распределения питания по ее ширине и спокойного ввода в ма-
шину угля, чтобы исключить размыв постели в области загрузки.
Исходный уголь загружается в отсадочные машины, как правило, по желобам
с помощью гидротранспорта. Попытки применить конвейерную загрузку при
сухой классификации оказались безуспешными. Сухой мелкий уголь, попадая
в машину, образует плавающие на ее поверхности комья, часть которых в нерас-
слоенном виде достигает порога и уходит в концентрат. Предварительное сма-
чивание угля перед отсадкой в механических смесителях усложняет схему и не
приводит к существенному сокращению расхода воды.
С применением мокрой классификации и обесшламливания загрузка отсадоч-
ных машин без дополнительной транспортной воды становится рациональной и
практически возможной.
При сочетании загрузочного и обесшламливающего устройств выполняются
также операции сброса транспортной воды и отделения шлама крупностью 0—
0,5 мм.
В практике углеобогащения применяется несколько типов загрузочных
устройств.
Жел об ное загрузочное устройство для мелких углей
представляет собой расширяющийся желоб с несколькими продольными поло-
сами-рассекателями (обычно два-три) для равномерного распределения матери-
ала по ширине отсадочной машины. Для гашения кинетической энергии потока
в конце расширенной части загрузочного устройства под углом 60—70° укреплен
перфорированный отбойный лист. Поток угля, ударяясь об этот лист, теряет
скорость, и материал относительно спокойно загружается в машину. Дно и бо-
ковые стенки загрузочного устройства футерованы плитками из каменного литья
или шлакоситалла.
Загрузочное устройство с дуговым ситом
(рис. VI.29) состоит из распределительного желоба и обычно из четырех секций
дуговых сит (число секций изменяется в зависимости от ширины машины), рас-
положенных по ширине машины. Дуговые сита обеспечивают более высокую сте-
пень обесшламливания и обезвоживания по сравнению с плоскими ситами. На
них отделяется до 80 % транспортной воды и около 70 % класса 0—0,5 мм.
Загрузочно-обесшламливающее устройство УЗО разработано Гипромаш-
углеобогащением для параметрического ряда отсадочных машин ОМ в двух моди-
275
Технические характеристики турбовоздуходувок типа ТВ
Таблица VI. 19
Параметр	ТВ-42-1,4	ТВ-50-1,6	ТВ-80-1,2	ТВ-80-1,4	ТВ-80-1,6	ТВ-200-1,25	ТВ-200-1,4
Производительность, м3/ч	2500	3000	5000	5000	5000	12 000
Повышение давления, МПа	0,04	0,06	0,02	0,04	0,06	0,02
Число рабочих колес	4	5	2	4	5	3
Тип электродвигателя	АО2-82-2	А2-91-2	АО2-82-2	А2-91-2	АО2-92-2	А101-2
Мощность электродвигателя, кВт	55	100	55	100	135	160
Частота вращения, мийгх	2950	2950	2950	2950	2950	2955
Масса агрегата, т	4,4	4,7	3,2	4,7	5,1	4,9
Изготовитель — Завод химического машиностроения «Узбекхиммаш», г. Чирчик
12 000
0,04
4
А102-2
200
2960
5,9
Рис. VI.31. Турбовоздуходувка ТВ80:
1 — электродвигатель; 2 — опорный подшипник; 3 — литой чугунный корпус; 4 — опор-
ная рама
с большим радиусом кривизны, подсоединяемого к подводящему желобу с по-
мощью диффузора. Распределение потока по ширине дугового сита осуществля-
ется поворотом направляющих щитов, установленных в диффузоре. Для прижа-
тия потока водоугольной смеси к ситу на выходе из диффузора предусмотрено
прижимное устройство с резиновым фартуком.
При обогащении крупных или ширококлассифицированных углей в устрой-
стве УЗОК дополнительно устанавливаются течка и колосниковая решетка для
разделения исходных углей на два класса: 0—13 и >*13 мм.
Технические характеристики загрузочно-обесшламливающих устройств УЗО
(см. в разделе III).
Для воздухоснабжения отсадочных машин применяются центробежные
компрессорные машины — турбовоздуходувки ТВ (рис. VI.31, табл. VI.19),
которые поставляются вместе с электродвигателями, собранными на общей раме
(без пусковой и контрольно-измерительной аппаратуры). Опыт эксплуатации
турбовоздуходувок на обогатительных фабриках показал их высокую механиче-
скую надежность и постоянство аэродинамических параметров.
Глава 4
ПРАКТИКА НАЛАДКИ, РЕГУЛИРОВАНИЯ И ЭКСПЛУАТАЦИИ
ОТСАДОЧНЫХ МАШИН
При эксплуатации отсадочных машин технологическая характеристика
исходного материала и удельная производительность не остаются постоянными,
а непрерывно изменяются как в малых, так и в больших интервалах времени
при изменении марочного или шахтного состава рядовых углей, поступающих на
фабрику. Не остаются постоянными также требования к качеству и ассортименту
конечных продуктов обогащения. Изменяется также техническое состояние и даже
состав основного и вспомогательного оборудования,входящего в комплексотсадки.
Все эти обстоятельства приводят к необходимости систематически корректи-
ровать режим работы отсадочных машин, а в некоторых случаях и изменять схему
отсадки, чтобы обеспечить в сложившихся конкретных условиях наиболее вы-
сокую технологическую эффективность обогащения.
Регулировка отсадочных машин подразделяется на два вида: наладочная,
или установочная и оперативная, или текущая.
277
Наладочная, или установочная регулировка касается
всего отделения отсадки. При наладочной регулировке выбирается наиболее ра-
циональный вариант схемы отсадки, в наибольшей степени соответствующий
характеристике исходного материала и требованиям к качеству выпускаемых
продуктов, а также определяются установочные параметры регулируемых кон-
структивных узлов отсадочной машины: частота и цикл пульсаций, угол наклона
и размер отверстий решет рабочего отделения, параметры искусственной по-
стели и другие факторы в зависимости от конструктивных особенностей отса-
дочной машины. Кроме того, уточняются основные характеристики вспомогатель-
ного оборудования (ширина щели дуговых сит обесшламливающих устройств,
производительность и напор циркуляционных насосов и воздуходувок) и опре-
деляется необходимое число одновременно работающих насосов и воздуходувок;
налаживается система водо- и воздухоснабжения; устанавливаются основные па-
раметры системы автоматического регулирования разгрузки тяжелых продуктов;
оборудуются точки контроля и выбирается режим опробования.
Оперативная, или текущая регулировка производится
в течение всего времени эксплуатации обогатительной фабрики. Она сводится
к практически непрерывной корректировке режима расслоения и разгрузки в за-
висимости от случайных изменений нагрузок или качества поступающего на от-
садку материала, т. е. в зависимости от естественной в данных условиях флук-
туации этих показателей вокруг средних значений, для которых произведена на-
ладочная регулировка отсадочной машины.
Оперативная регулировка осуществляется изменением расхода воздуха
и подрешетной воды для поддержания оптимальной разрыхленности отсадочной
постели и изменением эффективной массы поплавка или положения задатчика
для регулировки высоты постели тяжелых продуктов и интенсивности их уда-
ления.
§ 1. Наладочная регулировка
Наладочная регулировка выполняется при пуске новых обогатительных
фабрик, при замене старых отсадочных машин новыми. В задачу наладочной ре-
гулировки входят подготовка к пуску и устранение дефектов монтажа отсадочных
машин и другого оборудования, входящего в комплекс отсадки, а также выбор
и установка конструктивно изменяемых факторов и основных режимных па-
раметров, в наибольшей степени отвечающих конкретным условиям данной фаб-
рики. Наладочная регулировка связана с проведением технологических исследо-
ваний и испытанием оборудования, входящего в комплекс отсадки, она обычно
заканчивается генеральным опробованием, при котором фиксируются качественно-
количественные показатели работы отсадочной машины, достигнутые в оптималь-
ном режиме обогащения.
Пуск и наладка отсадочных машин производятся в следующем порядке:
выбирается технологическая схема отсадки и определяются ступени отсадоч-
ных машин для работы с естественной и искусственной постелью; налаживается
система водоснабжения; налаживается система воздухоснабжения, устанавли-
вается воздушный цикл пульсаций; устанавливается угол наклона решет в сту-
пенях, работающих с естественной постелью, подбирается характеристика искус-
ственной постели; регулируется режим расслоения постели; отлаживается си-
стема автоматического регулирования разгрузки тяжелых продуктов; налажи-
вается контроль качества продуктов отсадки и проводится генеральное опробо-
вание отсадочной машины.
Схемы отсадки и принцип выбора их рационального варианта рассмотрены
выше. Технико-экономическое сравнение различных схем отсадки и обоснование
предпочтительного варианта обычно производятся при проектировании фабрики.
В условиях действующих фабрик потребность в изменении схем отсадки воз-
никает при существенном изменении качества исходного угля или изменении
ассортимента выпускаемой продукции.
Наладка системы водоснабжения отсадочных машин производится в началь-
ный период пуска обогатительной фабрики. Тщательно проверяется герметич-
ность оборудования и коммуникаций оборотной воды, устраняются обнаруженные
278
течи во фланцевых соединениях и в сальниковых уплотнениях, отлаживаются
гидротранспортные устройства (желоба, расширители, повороты и делители по-
токов). Эти устройства после монтажа, как правило, требуют доводки с целью
устранения разбрызгиваний, выбросов воды через края желоба, а также установки
в нужное положение регулировочных заслонок для равномерного распределения
потоков по ширине желоба. В желобах проверяются и устраняются возможные
дефекты футеровки. На задвижках с электроприводом регулируются конечные
выключатели, ограничивающие диапазон открытия задвижек. В циркуляционных
насосах проверяются давление нагнетания и производительность при различной
степени открытия задвижек на напорном трубопроводе.
Производительность насосов удобнее всего замерять расходомером. При
отсутствии расходомеров производительность насоса можно определить по
времени заполнения бака оборотной воды, вместимость которого должна быть
предварительно определена непосредственно обмером.
Более простой, но менее точный способ измерения производительности насо-
сов может быть применен, если имеется паспортная гидравлическая характери-
стика насоса в виде графической зависимости Q = f (Н), где Н --- полный напор,
создаваемый насосом.
Полный напор (м) определяется по формуле
// ~ (рн РвЙоб. в,
где рн и рй—давление при нагнетании и всасывании, Па; у0б. в — удельный
вес оборотной воды, Н/м3.
Величины рн и рв определяются по показаниям манометров, устанавливае-
мых на напорных и всасывающих патрубках.
Удельный вес оборотной воды принимается в зависимости от содержания в ней
твердого остатка.
По найденному полному напору с помощью кривой Q = f (//) определяется
максимальная производительность насоса при полностью открытой задвижке,
а затем таким же образом — при различной степени открытия задвижки на на-
порном трубопроводе. Данные тарировки записываются в журнал наладочной
регулировки и в дальнейшем используются при регулировке расхода воды на
отсадку.
После определения фактической производительности насоса и максимальной
потребности в воде на отсадку, исходя из норм расхода транспортной и подрешет-
ной воды, найденных по номограмме (см. рис. VI.6), определяют необходимое чи-
сло одновременно работающих насосов и степень открытия задвижек для создания
равновесия между производительностью циркуляционных насосов и расходом
воды на отсадку. Правильность выбранного соотношения в балансе оборотной воды
проверяется по сохранению уровней в напорном баке и главном сборнике обо-
ротной воды. Если уровень воды в одной из этих емкостей снижается или, наобо-
рот, повышается и достигает перелива, значит баланс не достигнут и необходимо
отрегулировать производительность насоса в соответствии с потреблением обо-
ротной воды. В процессе эксплуатации фабрики необходимо систематически на-
блюдать за соблюдением баланса в расходе оборотной воды, не допуская ухода
ее через переливы, так как это связано не только с потерей воды и излишними
энергетическими затратами на ее перекачку, но и с потерями ценного продукта,
содержащегося в оборотной воде в виде твердого остатка, если переливные воды
уходят за пределы фабрики.
Расход транспортной и подрешетной вод на каждую отсадочную машину
устанавливается при работе ее под нагрузкой и является элементом оператив-
ной регулировки. В период наладочной регулировки проверяется только исправ-
ность задвижек или дроссельных заслонок и устанавливается возможность пла-
вно изменять расход транспортной и подрешетной воды в требуемых пределах.
При пуске отсадочных машин наладочная регулировка системы воздухоснаб-
жен ия сводится к наладке воздуходувной машины, проверке воздушных комму-
никаций и установлению требуемого воздушного цикла пульсаций. В качестве
воздуходувных машин для отсадки обычно применяются многоступенчатые
турбовоздуходувки ТВ-80 или ТВ-200 с различной степенью сжатия воздуха
(см. табл. VI. 19). Эти воздуходувки работают при высоких числах оборотов
(2950 мин1) и имеют довольно большую массу ротора, поэтому их монтаж, на-
279
ладка и пуск требуют особой тщательности. При пуске воздуходувки необходимо
убедиться в правильности направления вращения ротора, наличии масла в ван-
нах подшипников и в поступлении воды для их охлаждения (при температуре
окружающего воздуха ниже +4 °C вода для охлаждения не подается).
Если при полных оборотах ротора наблюдаются заметная вибрация (на
подшипниках она не должна превышать 0,06 мм) или ненормальный шум, возду-
ходувку необходимо немедленно остановить и устранить причину ненормальной
работы.
После наладки и запуска воздуходувки проверяется воздушная сеть, возду-
хосборник, воздушные задвижки и устраняются возможные утечки воздуха.
В самой отсадочной машине регулируется воздушный привод. Если отсадочная
машина оснащена воздушным приводом с регулируемыми циклом и частотой пуль-
саций, то в зависимости от характеристики исходного материала выбирают
значение этих параметров и производят соответствующую настройку воздушных
приводов. При пуске отсадочной машины обычно устанавливают среднюю частоту
пульсаций, предусмотренную диапазоном регулирования. В дальнейшем при
работе отсадочной машины под нагрузкой оптимальную частоту пульсаций под-
бирают опытным путем, руководствуясь тем положением, что с увеличением ча-
стоты пульсаций повышается устойчивость процесса, но снижаются выходные
гидродинамические параметры отсадки (скорость восходящего потока, размах
колебаний и критерий разрыхленности). Чем крупнее материал, подвергаемый
обогащению, тем менее ощутимо влияние различных помех и тем большей устой-
чивостью характеризуется процесс расслоения. Эго позволяет при обогащении
крупных классов снижать частоту пульсаций без риска оказаться в зоне неустой-
чивых гидродинамических режимов работы.
При выборе воздушного цикла пульсаций следует руководствоваться следу-
ющим принципом: чем мельче обогащаемый материал и чем больше в нем содер-
жание тонких тяжелых фракций, подлежащих удалению под решето, тем больше
воздушный цикл должен приближаться к симметричному. Однако выбор кон-
кретного цикла, как и частоты пульсаций, целесообразно производить опытным
путем при технологических испытаниях отсадочной машины.
Практически применяемые циклы и частота пульсаций на обогатительных
фабриках при обогащении углей и антрацитов приведены в табл. VI.20.
Подбор углов наклона отсадочных решет и подготовка искусственной по-
стели. В соответствии с принятой схемой отсадки и намечаемым режимом эк-
сплуатации определяются ступени отсадочных машин, предназначенные для
работы на естественной и искусственной постелях. В ступенях с естественной
постелью при обогащении углей и антрацитов угол наклона решет в сторону раз-
грузки обычно устанавливается от 0 до 5°. Чем больше в исходном угле содер-
жится тяжелых фракций и чем крупнее обогащаемый материал, тем с большим
уклоном следует устанавливать отсадочное решето. В ступенях, работающих на
искусственной постели, решета устанавливаются горизонтально.
Таблица VI.20
Частота пульсаций и воздушные циклы,
применяемые при обогащении углей и антрацитов
		Частота нуль-	Цикл: впуск
Материал	Крупность, мм	сацпй, мин-1	пауза-выпуск, Д',
	13—100	40—45	65—2—33
			50-0—50
Каменные угли	0,5—100	45—50	60—2—38
			60-0—40
	0,5—13	50—60	50-0—50
			40—10—50
Антрациты	13—250	40-45	53—2—45
	0,5—13	50—55	60—2—38
280
Пуск новых отсадочных машин рекомендуется производить при минималь-
ных углах наклона решет нс более 1—2°, Увеличивать угол следует лишь в том
случае, если тяжелые фракции будут накапливаться в загрузочной части отса-
дочной машины или будут медленно транспортироваться по решету, увели-
чивая высоту породного слоя. Такое положение обычно наблюдается при значи-
тельном содержании в исходном материале тяжелых пиритных включений или
крупных кусков породы пластинчатой формы. Для увеличения транспортной
скорости тяжелых фракций не следует, однако, значительно увеличивать угол
наклона решета и превышать его предельное значение, равное 4—5°. При боль-
ших углах наклона отсадочного решета высота постели будет существенно от-
личаться в начале и конце отделения и, естественно, будет различным ее гидрав-
лическое сопротивление. При восходящем ходе через участок с повышенным
сопротивлением пройдет меньший объем годы и разрыхленность в этом месте будет
ниже, чем в начале отделения, где слой постели более тонкий. Таким образом, при
больших уклонах решета возникает неравномерная разрыхленность постели
по длине отсадочной машины, что приводит к снижению точности разделения.
При накоплении тяжелых фракций в загрузочной части отсадочной машины
в первую очередь необходимо устранить различные механические препятствия,
мешающие продвижению породы к месту разгрузки: тщательно очистить и вы-
ровнять решето; убрать выступающие части крепежных элементов; упорядочить
стыки между отдельными картами отсадочных решет. Угол наклона решета
считается достаточным, если при оптимальной разрыхленности, максимально до-
пустимой производительности по исходному материалу и разгрузке породы в за-
грузочной части отсадочной машины не происходит накапливания породного
слоя. Очень часто плохая транспортировка породной постели наблюдается вслед-
ствие попадания в отсадочную машину большого числа различных металлических
предметов, в частности, остатков сварочных электродов и кусков проволоки,
которые, закрепляясь в отверстиях решета, создают труднопреодолимые пре-
пятствия для перемещения породы. Устраняется эта трудность путем отлажива-
ния работы железоотделителей, а также мерами (в том числе и разъяснениями ре-
монтному персоналу), предотвращающими попадание металлических предметов
в технологический поток на внутрифабричных транспортных и технологических
трактах.
При установке решет следует с особой тщательностью проверить плотность
прилегания их к стенкам корпуса отсадочной машины и надежно устранить
обнаруженные зазоры и неплотности, очень часто являющиеся источником по-
вышенного проникновения легких фракций в тяжелый продукт отсадки. Следует
также обеспечить надежное крепление решет к опорной раме, не допуская даже
малейшего их колебания при пульсации постели. Недостаточно жесткое крепле-
ние ухудшает расслоение постели и приводит к преждевременному изнашиванию
отсадочных решет.
В ступенях, предназначенных для работы с искусственной постелью, решета
устанавливаются в строго горизонтальном положении, чтобы предотвратить од-
ностороннее перемещение искусственной постели в ограничительных ячейках
отсадочного решета. Не рекомендуется полностью загружать ячейки частицами
искусственной постели, так как под действием пульсаций верхний слой может
быть вытеснен из ячеек и перемещен к переливному порогу, что нарушит струк-
туру постели. Крупность частиц искусственной постели выбирается с таким рас-
четом, чтобы их нижний размер был в 2—3 раза, а верхний в 4—5 раз больше
максимальной крупности обогащаемого материала. Искусственная постель укла-
дывается в 2—4 слоя с таким расчетом, чтобы ограничительная ячейка была за-
полнена примерно на 2/3 высоты. При обогащении углей и антрацитов высота
слоя искусственной постели обычно колеблется от 70 до 120 мм. При наладке
отсадочной машины оптимальная высота слоя искусственной постели подбира-
ется опытным путем. Если в подрешетный продукт при нормальной разрыхлен-
ности уходят частицы легких фракций и не удается уменьшить их содержание
регулировкой гидродинамических параметров, необходимо увеличить толщину
слоя искусственной постели. При постоянном засорении сливного продукта тя-
желыми частицами слой искусственной постели следует уменьшить. Такая регу-
лировка производится одновременно с наладкой режима расслоения при выборе
оптимальных гидродинамических параметров отсадки.
281
Наладка загрузочных и обесшламливающих устройств. После запуска цирку-
ляционных насосов и воздуходувок на отсадочные машины подается питание
и регулируется распределение грузовых потоков на каждую отсадочную машину
и по ширине рабочего отделения в самой машине. Питание на отсадочные ма-
шины распределяется пропорционально площади отсадочных отделений, но с уче-
том принятой схемы отсадки. Если по схеме предусматривается направление на
контрольную отсадочную машину вместе с промежуточным продуктом основных
машин некоторой части исходного материала (как, например, в схеме на
рис. VI. 12), то необходимо, чтобы общая удельная производительность этой
машины была несколько ниже (на 20—30 %), чем основных отсадочных машин,
так как на контрольную отсадочную машину поступит материал с более тяжелой
характеристикой обогатимости.
Регулировка загрузки производится поворотом направляющих лопаток,
установленных в расширителе загрузочного устройства с таким расчетом, чтобы
нагрузка по твердому распределилась равномерно по ширине машин. При рас-
пределении потока очень часто допускается ошибка, если равномерность рас-
пределения оценивается визуально по высоте слоя всей водоугольной смеси в раз-
личных участках распределительного устройства. Несмотря на кажущийся
ровным слой водоугольной смеси, распределение твердого материала может
оказаться далеко не равномерным, особенно это имеет место после различных по-
воротов транспортных желобов или несимметричной загрузки исходного матери-
ала в желоб. Жидкая и твердая фазы неодинаково перемещаются на поворотах
и тем более неодинаково выравниваются на прямолинейных участках транспорт-
ных желобов. Поэтому равномерность распределения по ширине отсадочной ма-
шины следует оценивать по фактической массе исходного материала, отнесенной
к равным участкам ширины отсадочной машины. При наладочной регулировке
необходимо на входе в отсадочную машину отбирать порции исходного материала
в течение равных промежутков времени и на равной ширине (кратной общей
ширине рабочего отделения отсадочной машины, составляющей, например,
1/4 или 1/8 ее часть). Поворотом направляющих лопаток следует добиваться
такого положения, чтобы все отобранные порции были примерно одинаковой массы
или хотя бы суммарные массы порций, отобранных с правой и левой половин
загрузочного устройства, были примерно равными. В некоторых случаях отбор
предварительных порций загружаемого материала затруднен из-за большой ско-
рости потока на входе или неудобного подхода к месту отбора. В этом случае
равномерность распределения материала по ширине отсадочного отделения ма-
шины можно оценивать путем опробования легкого продукта на сливе разгрузоч-
ного порога. Однако этот способ менее точен, так как он не учитывает распреде-
ления по ширине тяжелых и промежуточных фракций, удаленных из машины.
Регулировка обесшламливающих устройств с дуговыми ситами сводится к вы-
бору ширины щели сита и к обеспечению наиболее целесообразного направления
потока по отношению к плоскости сита. Ширина щели сита оказывает решающее
влияние на производительность устройства, степень обезвоживания и обесшлам-
ливания исходного материала. Кроме того, она определяет граничную крупность
отделяемого шлама. При пуске фабрики желательно иметь набор разных сит
с щелью 0,5; 0,75; 1 мм. Обычно граничная крупность отделяемого шлама при-
мерно в 1,5 раза меньше размера щели сита и составляет 0,33; 0,5; 0,67 мм (вы-
бор граничной крупности при обесшламливании углей перед отсадкой рассмотрен
в главе 2).
В период пуска ширина щели сита выбирается из условий обезвоживания
исходного материала перед отсадкой и возможностей аппаратов водно-шламового
комплекса. Удобнее всего начинать пуск и наладку отсадочных машин с приме-
нением дуговых сит с щелью средним размером, например 0,75 мм. При этом
в большинстве случаев обеспечивается удовлетворительное отделение транспорт-
ной воды и шлама без излишней перегрузки флотационного отделения. В процессе
эксплуатации ширина щели вследствие изнашивания граней колосников непре-
рывно увеличивается и, если износ превышает 30 %, сито следует заменить. Поэ-
тому первоначальный размер щели рекомендуется принимать несколько меньше
граничного размера, определяемого по технологическим соображениям.
Для эффективной работы обесшламливающего устройства необходимо,
чтобы, кроме равномерного распределения водоугольной смеси по ширине ду-
282
гового сита, соблюдалось тангенциальное направление потока к плоскости по-
следнего. Прижатие потока к ситу и регулировка его направления производятся
путем изменения положения гибких поворотных завес, которые устанавливаются
между диффузором и дуговым ситом. Зазор между завесой и ситом должен быть
равномерным по ширине и по возможности минимальным, чтобы обеспечивался
пропуск только необходимого объема обесшламливаемого материала. При боль-
шом зазоре и неудовлетворительном прижатии потока к ситу может происходить
свободное истечение водоугольной смеси и нарушаться принцип работы обес-
шламливающего устройства. К снижению эффективности обесшламливания может
привести слишком большой угол между направлением потока и касательной
к дуге сита в месте загрузки. В этом случае кинетическая энергия потока будет
бесполезно расходоваться на соударение с ситом, и результат обезвоживания
значительно снизится. Критериями правильно отрегулированного обесшламли-
вающего устройства являются равномерный по всей ширине сита сход надрешет-
ного продукта и отсутствие местных потоков обводненной водоугольной смеси
на каком-либо участке дугового сита. Наладка загрузочного и обесшламливающего
устройства вначале производится при пониженной производительности, а затем
обязательно проверяется и корректируется при максимально допустимой произ-
водительности отсадочной машины.
Регулировка режима расслоения. Для получения высоких результатов обо-
гащения необходимо, чтобы постель разрыхлялась равномерно по всей площади
отсадочного отделения машины. Если достигнуто удовлетворительное распреде-
ление питания по ширине машины, то равномерность разрыхленности в этом слу-
чае будет зависеть от равномерности поля скоростей при восходящем ходе, кото-
торая, в свою очередь, будет зависеть от объема воды, проходящей через каждый
участок площади решета в течение одного цикла пульсаций. Кроме равномерности
скоростей восходящего потока необходимо подобрать наиболее благоприятную
разрыхленность постели, максимально отвечающую характеристике исходного
материала и требованиям к качеству конечных продуктов отсадки.
При наладочной регулировке обе задачи решаются одновременно путем из-
менения основных гидродинамических параметров (давления и расхода воздуха
и подрешетной воды). Разрыхленность постели оценивается по сопротивлению,
которое оказывает постель при погружении в иее щупа. Такая оценка носит
субъективный характер, и только опытный работник может достаточно квалифи-
цированно оценить, насколько соответствует разрыхленность отсадочной постели
оптимальному значению. Для объективной оценки разрыхленности постели ис-
пользуется метод, основанный на измерении скорости погружения лота в отсадоч-
ную постель. Однако для оперативной оценки этот метод не применяется: им
пользуются только при технологических исследованиях отсадочных машин.
Поэтому при регулировке отсадочных машин ограничиваются качественной
оценкой разрыхленности с одновременной проверкой результатов обогащения
путем экспресс-контроля продуктов отсадки.
Равномерность поля скоростей восходящего потока обеспечивается конструк-
цией проточной части отсадочной машины. Проверка равномерности производи-
тся в условиях работы отсадочной машины при номинальной производительно-
сти путем опробования щупом различных участков площади отсадочного от-
деления. Этим способом легко обнаруживаются излишне уплотненные или раз-
рыхленные участки постели. Выравнивание разрыхленности достигается измене-
нием расхода подрешетной воды и воздуха на участках, где обнаружены откло-
нения. Если этим способом не удается выровнять разрыхленность постели по
всей площади отсадочного отделения, следует искать причину, приводящую
к неравномерности. Наиболее часто причиной неравномерной разрыхленности
постели являются: неравномерная подача питания по ширине машины, посту-
пление исходного материала с большой скоростью и размыв постели на входе,
залегание в начале машины тяжелых минералов или посторонних металлических
предметов, местное забивание отверстий отсадочного решета, плохое закрепление
или прорывы отсадочного решета, зашламовывание задвижки или подводящего
патрубка подрешетной воды.
Если после наладки гидродинамического режима и устранения обнаружен-
ных помех продолжает наблюдаться неравномерная разрыхленность постели
в одной или нескольких зонах по длине или ширине отсадочной машины, то это
283
свидетельствует о наличии органического дефекта в конструкции или изготовле-
нии проточной части отсадочной машины. В этом случае необходимо более де-
тально обследовать проточную часть, снять объективную характеристику раз-
рыхленности постели, например, с помощью погружения лота и таким образом
выявить основную причину неравномерности.
Me менее сложно подобрать оптимальную разрыхленность постели, при кото-
рой достигается максимальная точность разделения и заданное качество продук-
тов отсадки. При наладочной регулировке отсадочных машин основным фактором
регулирования является расход свежего воздуха. Объем потребляемого воздуха,
как правило, уменьшается от первой ступени к последней, в соответствии с чем
и регулируется открытие задвижек. Общими задвижками производится лишь
ориентировочное распределение воздуха по машинам и ее отдельным ступеням
с таким расчетом, чтобы все точки потребления обеспечивались достаточным объе-
мом воздуха. Так как гидравлическое сопротивление постели по длине отсадоч-
ного отделения, как правило, неодинаково (оно зависит от угла наклона решета
и от содержания уходящих в подрешетное пространство тяжелых фракций),
то для достижения равномерной разрыхленности необходима посекционная ре-
гулировка расхода воздуха и подрешетной воды. Тем более различным должен
быть режим работы в различных ступенях отсадочной машины, так как в каждой
ступени разделение происходит по разной плотности. В первой ступени, где вы-
деляются наиболее тяжелые фракции, для их взвешивания требуются большие
скорости восходящего потока и, следовательно, повышенные расходы воздуха;
в последующих ступенях разделение происходит при меньшей плотности и мень-
шем расходе воздуха. Регулировка разрыхленности обязательно должна сопро-
вождаться регулировкой разгрузки тяжелых продуктов и объективно оценива-
ться с помощью экспресс-контроля продуктов обогащения. Повышенная засорен-
ность легкого продукта тяжелыми фракциями часто является следствием уплот-
нения отсадочной постели, хотя последнее не является единственной причиной.
Это может произойти также вследствие перегрузки отсадочной машины, большой
скорости горизонтального потока или недостаточно интенсивного удаления из
отсадочной машины тяжелых фракций.
При излишне разрыхленной отсадочной постели наблюдается повышенное
содержание легких фракций в тяжелых продуктах, хотя и в данном случае это
может быть вызвано рядом других причин, не связанных с разрыхленностью по-
стели. Поэтому при наладочной регулировке отсадочной машины необходимо
учитывать весь комплекс факторов, влияющих на точность разделения. Следует
также иметь в виду, что поскольку на отсадку поступает исходный материал
различной характеристики, а к качеству продуктов обогащения предъявляются
разнообразные требования, постольку не может быть универсального режима
отсадки и единого пути его достижения.
Наладка автоматических, регуляторов разгрузки тяжелых продуктов. Ниже
рассмотрена наладка двух наиболее распространенных и характерных типов
авторегуляторов: с пневматическим приводом и электрическим приводом. Ти-
пичным представителем первой группы является авторегулятор, применяемый
на отсадочных машинах ОМА с секторным рабочим органом, а второй группы —
авторегулятор уровня постели с роторным разгрузчиком, применяемый на се-
рийных отсадочных машинах ОМ.
В обеих системах разгрузки датчиком, следящим за уровнем постели и да-
ющим первичные сигналы регулирующему устройству на изменение разгрузки
тяжелых продуктов, является поплавок. При наладке в первую очередь опреде-
ляется его эффективная плотность и среднее (нулевое) положение по высоте. Оба
эти показателя определяют высоту постели тяжелого продукта, которую должен
поддерживать авторегулятор при астатической системе регулирования, или вы-
соту постели, которая соответствует номинальной производительности отсадочной
машины по тяжелому продукту при статической системе регулирования.
Плотность поплавка принимается несколько ниже (на 10—15 %) плотности
разделения. Разница между плотностью контролируемого слоя и плотностью
поплавка зависит от частоты пульсаций. Минимальная разница наблюдается при
45—50 пульсациях в 1 мин, при увеличении или уменьшении числа пульсаций эта
разница возрастает,
284
По эффективной плотности * и объему погруженной части поплавка опреде-
ляется его масса, в соответствии с которой производится догрузка поплавка до
расчетной массы. При наличии в кинематической схеме поплавкового устройства
рычага с контргрузом регулировка осуществляется перемещением груза по ко-
ромыслу рычажного механизма. Окончательная регулировка массы поплавка и
его положения в вертикальной плоскости производится при работе отсадочной
машины с номинальной производительностью и фиксированной толщиной постели
тяжелого продукта в заданных пределах. Регулировка поплавка заканчивается
выставлением рычага с контргрузом или пантографа в строго горизонтальное по-
ложение (при заданной номинальной толщине постели тяжелого продукта) и
фиксацией положения контргруза или числа регулировочных весовых шайб,
обеспечивающих требуемую массу поплавка.
При наладке авторегулятора с пневмоприводом проверяется плавность хода
рабочего органа — шибера или сектора. Неравномерное перемещение или оста-
новка рабочего органа могут быть вызваны заклиниванием его самого или поршня
пневмопривода. После устранения выявленных неполадок секторный затвор
должен свободно перемещаться при небольшом усилии от руки. Торможение пе-
ремещения поршня в пневмоцилиндре обычно возникает при сильно зажатых
манжетах или загрязнении внутренней полости пневмоцилиндра. Медленное
перемещение поршня может быть также вызвано значительной утечкой сжатого
воздуха в подводящих линиях и сальниковых уплотнениях. Падение давления
воздуха в пневмоцилиндре в течение 3 мин после отключения от воздушной маги-
страли не должно превышать 4 % от первоначального.
После устранения механических дефектов в разгрузочном устройстве и
и пневмоприводе регулируется длина троса (в машинах ОМК — тяги) обратной
связи. Если требуется уменьшить высоту тяжелого слоя постели, длина тяги
обратной связи увеличивается; при необходимости увеличить высоту тяжелого
слоя — длина тяги уменьшается. При хорошо отрегулированном устройстве масса
выгружаемого продукта резко не изменяется, что можно наблюдать по наполне-
нию ковшей обезвоживающих элеваторов. Если наблюдаются резкие скачки
в заполнении ковшей в течение небольших интервалов времени, то это свидетель-
ствует о том, что регулятор не налажен.
Подготовка к пуску и наладке автоматического регулятора с электрическим
приводом и роторным разгрузочным устройством сводится к наладочным работам,
непосредственно связанным с механизмом разгрузки тяжелых продуктов, и на-
ладке электрических блоков, входящих в схему автоматического управления.
Оба вида наладочных работ тесно взаимосвязаны. Однако они выполняются,
как правило, последовательно работниками технологических и электромехани-
ческих служб.
Настройка авторегуляторов по ступеням отсадочной машины производится
в следующем порядке: налаживается авторегулятор первой ступени с получением
отходов, затем третьей ступени — с получением кондиционного концентрата при
минимальном выходе промежуточного продукта; в последнюю очередь налажи-
вается авторегулятор второй ступени с получением отходов или товарного пром-
продукта в зависимости от принятой схемы отсадки. При настройке авторегулято-
ров одновременно корректируется режим расслоения путем изменения рас-
хода воздуха и подрешетной воды в зависимости от содержания выделяемого тя-
желого продукта отсадки. Ход наладочных работ контролируют по результатам
экспресс-контроля, которые позволяют оценивать точность разделения исходного
материала на конечные продукты отсадки по принятым в данных условиях плот-
ностям.
§ 2. Генеральное испытание отсадочных машин
После окончания пуско-наладочных работ и установления оптимального
режима обычно проводятся генеральные испытания отсадочных машин с целью
определения качественно-количественных показателей и технологической эффек-
* Под эффективной плотностью понимается отношение всей движущейся массы по-
плавка к объему его погруженной части.
285
тивности обогащения. При генеральных испытаниях определяются общая и удель-
ная производительность, расход оборотной воды, фиксируются основные пара-
метры регулирования, при которых достигнута наиболее высокая точность раз-
деления. Точность разделения оценивается по взаимозасоренности продуктов
отсадки, а также по общепринятым для данных условий универсальным пока-
зателям технологической эффективности процесса. При обогащении углей и
антрацитов, кроме взаимозасоренности конечных продуктов, определяются также
плотности разделения, средние вероятные отклонения и погрешности разделения.
При испытании новых отсадочных машин эти показатели служат для оценки
технологических возможностей данного типа машин и сравнения их с уже извест-
ными, применяемыми в аналогичных условиях машинами. При испытании мо-
дернизированных или действующих отсадочных машин, в случае существенного
изменения схемы или режима их работы, показатели технологической эффектив-
ности служат для оценки проведенной модернизации и целесообразности внедре-
ния новой схемы или режима работы. Данные о взаимозасоренности продуктов
отсадки используются при составлении норм качества продуктов обогащения и
технологических инструкций для оперативного регулирования и эксплуатации
отсадочных машин.
Для получения представительных данных продолжительность опробования
должна составлять 7 ч (одна рабочая смена). Если необходимо получить техно-
логическую характеристику отсадочных машин с высокой степенью точности
(например, при государственных испытаниях новых образцов отсадочных машин
перед их серийным производством или гарантийных испытаниях при экспортно-
импортных поставках) опробование машин производится два раза с раздельной
обработкой полученных результатов. Для оценки отсадочной машины принима-
ются средние данные двух опробований. Интервал отбора проб составляет 20 мин.
При однородном качестве исходного питания и равномерной нагрузке интервал
отбора проб может быть увеличен до 30 мин, а продолжительность испытаний со-
кращена до 4 ч.
Перечень опробуемых продуктов, масса рядовых проб, а также общая масса
проб, накапливаемых в специальных емкостях, приведены в табл. VI.21.
Таблица VI.21
Рекомендуемая масса проб продуктов отсадки
при генеральном испытании
Продукты	Назначение проб	Минималь- ная масса разовых проб, кг		Общая масса проб, накап- ливаемых за одно опробо- вание, кг	
		Крупный уголь > 13 мм	Мелкий уголь <13 мм	Крупный уголь > 13 мм	Мелкий уголь < 13 мм
					
Исходный уголь	Определение производи- тельности, содержания вла- ги; фракционный и экс- пресс-анализы	12	8	250	170
Промпродукт	То же	10	6	210	120
Отходы 		»	10	6	210	125
Концентрат	Ситовый, фракционный и экспресс-анализы	10	6	210^	125
Оборотная вода	Определение содержания	4 л	4 л	100 л	100 л
	твердого; ситовый анализ				
286
Отбор проб начинается после стабилизации процесса и производится по
возможности одновременно во всех точках опробования. Пробы исходного угля
и тяжелых продуктов аккумулируются в ящиках вместимостью не менее 250 кг
для крупного угля и 200 кг для мелкого. Проба концентрата отбирается в 3—4
точках по ширине сливного порога вместе с водой, при этом не допускается пе-
релив воды через края пробоотборника. Аккумулируется проба в металлических
сосудах вместимостью до 1 м3. Пробы породы и промпродукта обычно отбира-
ются на перепаде из обезвоживающих элеваторов в желоб. При этом необходимо,
чтобы в пробу попадало все содержимое одного или нескольких ковшей, число
которых обусловлено их загрузкой. Производить отбор проб можно также с по-
мощью перекидного шибера, установленного в желобе, по которому транспорти-
руется продукт. При этом необходимо по возможности точно (с применением се-
кундомера) фиксировать продолжительность отбора каждой разовой пробы.
Проба оборотной воды отбирается в напорном баке или в другой точке, пре-
дусмотренной схемой контроля данной фабрики. Пробы исходного угля, проме-
жуточного продукта и отходов сразу после отбора взвешиваются, от них отбира-
ются частные пробы и через каждые 2 ч отправляются в лабораторию для опре-
деления влажности. Средняя влажность продуктов за период опробования оп-
ределяется как средняя арифметическая влажность всех частных проб и исполь-
зуется в дальнейшем для пересчета фактической массы в условную массу, при-
веденную к влаге исходного угля. Массовый выход продуктов обогащения опре-
деляется по результатам взвешивания проб исходного угля и тяжелых продук-
тов отсадки. Масса концентрата, получаемого в 1 ч, определяется по разности
между массой поступившего в отсадочную машину исходного угля и выходящей
массой тяжелых продуктов, подсчитываемых по формуле
Q = 0,001/п/,
где Q — масса отходов или промпродукта, получаемых в 1 ч; п — число ков-
шей, разгружаемых в 1 ч; q — средняя масса продукта, находящегося в одном
ковше, кг.
Величина q определяется как частное отделения общей массы пробы, набран-
ной за период опробования, на число ковшей, из которых эта проба набрана.
При отборе проб с помощью перекидного шибера количество продукта (т/ч)
определяется по формуле
Q = 3,6qlt,
где значения Q и q те же, что и в предыдущей формуле; t — время отбора проб,
значение t определяется в зависимости от производительности по опробуемому
продукту с таким расчетом, чтобы масса разовой пробы была не менее массы,
приведенной в табл. VI.21.
Этим же способом может быть определена общая производительность отса-
дочной машины, если есть удобный для установки шибера желоб, по которому
поступает исходный уголь. Если подача исходного угля производится ленточ-
ным конвейером, то производительность (т/ч) определяется по формуле
Q = 3,6ф?,
где q — удельная производительность, на 1 м ленты, кг/м; v — скорость ленты
конвейера, м/с.
Все количественные расчеты по продуктам отсадки производятся в условной
массе, приведенной к фактической влаге исходного угля.
Пересчет производится по следующей формуле:
Р	\	прJ I \	ITCX}
где Qp — расчетная производительность, т/ч; фф —фактическая производитель-
ность, т/ч; Wrt , Wrf — рабочая влажность соответственно продукта и исход-
*пр 'исх
ного угля, %.
287
Если непосредственным замером определить производительность отсадочной
машины не удается, то можно пользоваться следующей формулой, полученной
из балансового уравнения зольностей:
Сисх = [<?п11 (лпп -	+ Q - а*]/(а‘‘сх - д;').
где <?исх» Фпл, Q — производительность соответственно по исходному пита-
нию, промпродукту, концентрату; Л„сх, Л*» А^тх — зольность исход-
ного, концентрата, промпродукта и отходов соответственно.
Однако к этому методу определения общей производительности следует
прибегать лишь в крайнем случае, так как он имеет значительно меньшую точ-
ность, чем непосредственное массовое определение производительности.
Точность определения выходов массовым способом может быть проверена
по уравнению баланса продуктов
^исх^исх	“Ь Тпп^пп Тогх^отх1
по которому рассчитывают и сравнивают с фактической балансовую зольность
исходного угля. Точность определения выходов считается удовлетворительной,
если относительная погрешность (процентное отношение разности зольностей
к фактической зольности) не превышает ±5 %.
По найденной общей производительности отсадочной машины определяется
удельная производительность, отнесенная к I м2 ее рабочей площади, определяе-
мой непосредственным обмером или по паспортным данным.
Расход оборотной воды (м3/ч) рассчитывается по формуле (VI.I).
Вначале определяется приближенный расход воды, без учета скорости ее под-
хода к сливному порогу
Q1 = HB/'2i(l,l7//)3/2)	(VI.3)
где ц— коэффициент расхода; В, Н — соответственно ширина и высота по-
тока .
Скорость подхода воды (м/с) находится по приближенному расходу и
площади поперечного сечения потока равной 1,17 ВН:
v - О1,17В/7).	(VI.4)
Значение v подставляется в формулу (VI. 1) и определяется скорректирован-
ный общий расход воды (транспортной и подрешетной), потребляемой машиной,
Если возможно установить скорость подхода воды непосредственным замером,
то расход воды Q определяется по формуле (VI. 1). Высота уровня воды над
сливным порогом определяется многократным замером (10—15 раз)	и //Ш1п
и расчетом среднего значения по формуле (VI.2).
При замере высоты водослива на расстоянии не менее ЗН от сливного порога
в формулу (VI.4) подставляется значение без поправочного коэффициента 1,17,
учитывающего сжатие струи в месте водослива. Если измерение расхода оборот-
ной воды производится при работе отсадочной машины под нагрузкой, то из
общего объема, рассчитанного по формуле водослива, вычитается объем концен-
трата, уходящего через сливной порог. Шлам крупностью 0—0,5 мм, содержа-
щийся в оборотной воде, из расхода оборотной воды не исключается.
Для определения показателей технологической эффективности отсадочной
машины производится обработка отобранных проб — их ситовый и фракционный
анализы. В зависимости от поставленной задачи показатели технологической эф-
фективности могут быть определены или для всего машинного класса, поступа-
ющего в отсадочную машину, или для узких классов крупности, если требуется
определить точность разделения различных классов. В последнем случае пробы
исходного угля, концентрата, промпродукта и отходов после их подсушки и
сокращения рассеиваются на соответствующие классы крупности, по которым
требуется определить показатели технологической эффективности. Например,
при опробовании отсадочной машины мелкого угля пробы обычно рассеваются
на классы 0—0,5; 0,5—1; 1—3; 3—6; и 6 13 мм.
Проба концентрата, отобранная вместе с оборотной водой, отстаивается до
полного осветления; вода сливается и определяется ее объем. По объему оборот-
288
ной воды рассчитывается содержание шлама, попавшего в пробу вместе с оборот-
ной водой, которое в дальнейшем при камеральной обработке результатов опро-
бования исключается с соответствующей корректировкой гранулометрического
состава концентрата. С этой же целью определяется содержание и гранулометри-
ческий состав твердого, содержащегося в пробе оборотной воды.
Для построения кривых извлечения, по которым определяются показатели
технологической эффективности, продукты отсадки после обесшламливания на
сите с отверстиями 0,5 мм расслаиваются на узкие фракции.
По массовым содержаниям фракций рассчитывается их выход к продуктам,
а затем с учетом найденных массовых выходов конечных продуктов отсадки опре-
деляется выход к исходному углю. Для проверки точности выполненного опро-
бования проба исходного угля расслаивается на несколько укрупненных фрак-
ций, например, <1500, 1500—1800 и >1800 кг/м3, а затем сравнивается факти-
ческий выход фракций с восстановленным выходом, полученным расчетным путем
на основании фракционного анализа каждого конечного продукта отсадки и его
фактического выхода при генеральном опробовании отсадочной машины. Точность
опробования считается удовлетворительной, если относительная разница фак-
тического и расчетного выхода фракции не превышает ±5 %.
§ 3. Оперативная регулировка отсадочных машин
Оперативная регулировка составляет основное содержание работ по теку-
щему обслуживанию отсадочных машин, она производится постоянно сменным
персоналом фабрики.
Исследования, проведенные на углеобогатительных фабриках, показали,
что даже после прохождения рядового угля через современные усреднительные
устройства колебания гранулометрического и фракционного составов еще остаются
довольно значительными, вследствие чего отсадочные машины нуждаются в по-
стоянной корректировке режима их работы.
Даже в современных отсадочных машинах, где разгрузка тяжелых продук-
тов производится автоматически, часто возникает необходимость корректировать
основные параметры регулирования — высоту тяжелого слоя постели и массу
поплавка. Регулировка режима расслоения также требует непрерывного внима-
ния для поддержания оптимальной разрыхленности постели при любых изме-
нениях в качестве исходного питания. Об изменении качества и содержания по-
ступающего материала сменный персонал может судить лишь по косвенным при-
знакам при непосредственном наблюдении за работой отсадочных машин. Каче-
ственные и количественные изменения исходного угля в первую очередь сказы-
ваются на состоянии отсадочной постели. При увеличении производительности
возрастает плотность постели, однако это может произойти и без увеличения об-
щей производительности, а вследствие повышенного содержания тонких классов
в исходном материале в результате неудовлетворительной работы классифика-
ционных или обесшламливающих устройств. Фактическая причина может быть
установлена по ряду внешних признаков. Например, при увеличении общей
производительности на поверхности отсадочной постели могут образоваться
участки, не полностью покрытые транспортной водой; возрастают уровень водо-
угольной смеси в подводящих желобах и слой надрешетного продукта на обес-
шламливающих устройствах. Повышенное содержание шлама в исходном ма-
териале или в оборотной воде определяется по виду продуктов отсадки и по умень-
шению дренажа оборотной воды через перфорированные отверстия ковшей обез-
воживающих элеваторов. Имеется и ряд других признаков, по которым опытные
мойщики определяют причину изменения разрыхленности отсадочной постели,
и в зависимости от этого принимают меры по корректировке режима или по
устранению причин, приведших к изменению отсадочной постели.
При оперативной регулировке отсадочных машин не всегда следует огра-
ничиваться только мерами, связанными с изменением режима отсадки. Необхо-
димо определить: насколько объективно неизбежны изменения в питании; яв-
ляются ли они результатом изменения качества поступившего на фабрику сырья
или же вызваны какими-либо нарушениями в технологической цепи предшеству-
10 Заказ 77	289
101ЦИХ операций, например, произвольным или случайным увеличением исходной-
нагрузки, отклонением от заданных норм шихтовки исходного материала, за-
бивкой или неисправностью сит на классификационных и обесшламливающих
устройствах, нарушениями в схеме регенерации оборотной воды и др.
Оптимальную разрыхленность отсадочной постели восстанавливают сразу же
после обнаружения отклонений регулировкой подачи воздуха и подрешетной
воды вне зависимости от причин, вызвавших отклонение.
При регулировке производительности отсадочной машины следует исходить
из того, что между нею и технологической эффективностью существует тесная
зависимость и что ее повышение, как правило, приводит к снижению точности раз-
деления. Если наблюдается устойчивое изменение гранулометрического состава
исходного материала и в результате увеличивается выход одного из машинных
классов, целесообразно изменить шкалу классификации с таким расчетом, чтобы
выровнять фактические нагрузки между отсадочными машинами, обогащающими
различные классы, или между отсадкой и другими процессами, если на фабрике
применяются различные методы обогащения.
При изменении производительности одновременно регулируются расход
транспортной воды и распределение исходного материала по ширине машины.
Расход транспортной воды ограничивается минимумом, необходимым для сма-
чивания всего исходного материала и спокойного его продвижения по транспорт-
ным желобам. Критерием при оперативной регулировке расхода транспортной
воды служит скорость входа водоугольной смеси в отсадочную машину или обес-
шламливающее устройство и скорость продольного движения верхних слоев
воды в машине. Чтобы избежать размыва постели в загрузочной части и уноса
в сливной продукт мелких частиц в необогащенном виде, скорость входа не должна
превышать 5—6 м/с, а горизонтальная скорость продольного потока — 0,6—
0,8 м/с.
Текущая регулировка разрыхленности постели выполняется главным об-
разом на основе данных экспресс-контроля продуктов отсадки и визуального на-
блюдения за состоянием постели. Регулируя расход воздуха и подрешетной воды,
необходимо стремиться, чтобы амплитуда пульсаций соответствовала крупности
обогащаемого материала. При обогащении углей и антрацитов рекомендуется
следующее выработанное практикой соотношение между размером обогащаемого
материала и амплитудой пульсаций: для крупного машинного класса с верхним
пределом крупности 150 мм при частоте пульсаций 45—60 в 1 мин амплитуда
должна быть в 1,2—1,5 раза выше максимального размера; для машинного класса
с верхним пределом крупности 13 мм при той же частоте пульсаций — в 2—
2,5 раза.
Первичная регулировка разрыхленности постели производится сжатым
воздухом. Изменением расхода воздуха достигаются необходимые скорости вос-
ходящего и нисходящего потоков, при которых постель разрыхляется от нижних
слоев до верхних. При этом не допускается, чтобы постель поднималась целиком,
отрываясь от отсадочного решета. Такое движение постели наблюдается при
излишне высоком давлении воздуха, большом его расходе и повышенном гидра-
влическом сопротивлении постели, например, вследствие неудовлетворительного
обесшламливания исходного материала. Добиться равномерной разрыхленности
постели по высоте в этом случае можно более высоким расходом подрешетной
воды и сокращением расхода воздуха. Снижение гидравлического сопротивления
постели может быть достигнуто путем повышения эффективности обесшламлива-
ния и снижения содержания твердого остатка в оборотной воде.
Оценка эффективности регулировки производится по данным экспресс-
контроля продуктов отсадки. Превышение содержания посторонних фракций
в тяжелых продуктах по сравнению с установленной для данных условий нормой
может быть вызвано или излишней разрыхленностыо отсадочной постели или ма-
лой высотой тяжелого слоя. Уплотнение постели достигается сокращением рас-
хода воздуха или подрешетной воды, а увеличение высоты тяжелого слоя по-
стели — уменьшением массы поплавка или изменением положения задатчика,
регламентирующего высоту тяжелого слоя.
При повышенном засорении концентрата тяжелыми фракциями необходимо
снизить плотность постели и контролируемую высоту тяжелого слоя. Коррек-
тировка режима расслоения и разгрузки тяжелых продуктов производится до
290
тех пор, пока не будет достигнуто требуемое качество концентрата при допусти-
мых нормах потерь с отходами обогащения. Эта задача сравнительно легко ре-
шается при выделении только двух конечных продуктов с переобогащением
третьего на контрольной отсадочной машине или на других обогатительных
аппаратах. При выделении трех конечных продуктов в одной машине наиболее
трудной задачей является получение промежуточного продукта с минимальным
содержанием в нем легких и тяжелых фракций. Обычно ступень отсадочной ма-
шины, где выделяется промежуточный продукт, работает неустойчиво, и содер-
жание посторонних фракций в промпродукте колеблется в более значительных
пределах, чем в концентрате и отходах. Лучшие результаты обогащения дости-
гаются при выделении промежуточного продукта через искусственную постель.
При работе с естественной постелью и выделении трех конечных продуктов
следует особо тщательно регулировать разрыхленность, массу поплавка и вы-
соту контролируемых слоев постели во всех ступенях отсадочной машины, так
как недостаточно точное разделение хотя бы в одной из ступеней неизбежно ска-
жется на засоренности промежуточного продукта посторонними фракциями.
В некоторых случаях повышенное содержание легких фракций, особенно
мелких классов, в подрешетном продукте отсадочных машин наблюдается вслед-
ствие интенсивного всасывания мелочи при нисходящем ходе, что чаще всего про-
исходит при большом перепаде уровней воды //0 между рабочим и воздушным
отделениями отсадочной машины. Для уменьшения вредного влияния всасыва-
ния целесообразно дросселировать выпуск воздуха из воздушных камер в ат-
мосферу, регулируя открытие выпускных отверстий, или увеличивать расход
подрешетной воды. Перепад уровней между рабочим и воздушным отделениями
возникает главным образом вследствие повышения гидравлического сопротивле-
ния постели или самого решета в результате его засорения труднопроходимыми
зернами тяжелого продукта. Для предотвращения указанных нарушений при
эксплуатации отсадочных машин необходимо систематически (обычно два-три
раза в неделю) очищать отсадочные решета и регулярно удалять накопившиеся
посторонние предметы. Повышенное сопротивление постели из-за большого
содержания шлама приводит не только к увеличению перепада уровней между
рабочим и воздушным отделениями, но в некоторых случаях и к прорыву воздуха
из воздушных камер в рабочее отделение, что в конечном счете полностью рас-
страивает режим пульсаций. В этом случае может создаться трудно устранимое
противоречие в регулировке режима. Для разрыхления уплотненной постели
необходимо увеличить расход или давление воздуха, но при этом перепад уровней
Яо возрастет еще больше, и воздух начнет прорываться сквозь постель, эффектив-
ное давление снизится и разрыхленность постели не увеличится, а даже умень-
шится. Выход из такого положения достигается путем снижения производительно-
сти отсадочной машины и увеличения расхода подрешетной воды. Однако эти
меры экстраординарные и могут носить лишь временный характер. Радикальное
решение задачи сводится к упорядочению работы обесшламливающих устройств
и режима регенерации оборотной воды с целью снижения содержания в ней твер-
дого остатка.
Несмотря на то, что в общем балансе пульсирующей в отсадочной машине
воды доля подрешетной воды составляет только 7—10 %, ее роль в технологиче-
ской регулировке имеет решающее значение. Корректировать режим пульсаций
удобнее всего путем изменения расхода подрешетной воды, так как этот фактор
регулирования является достаточно оперативным и более точным по сравнению
с изменением расхода воздуха. Однако оборотная вода должна использоваться
ограниченно и применяться именно для корректировки режима, а не в качестве
энергетического источника, равноценного сжатому воздуху. Удобство использо-
вания подрешетной воды для регулировки разрыхленности постели во многих
случаях приводит к необоснованно повышенному ее расходу и к излишней объем-
ной загрузке водно-шламовой системы обогатительной фабрики, в то время как
основной энергоноситель — сжатый воздух — используется недостаточно. Не
следует также прибегать к другой крайности — резкому сокращению расхода
подрешетной воды вплоть до прекращения ее подачи. В этом случае в резуль-
тате дебаланса в расходе воды при восходящем и нисходящем ходах резко пони-
жается ее уровень в воздушной камере, снижаются размах колебаний и степень
разрыхленности постели, что в итоге крайне отрицательно сказывается па резуль-
10*	291
татах отсадки и даже может привести к вынужденной остановке отсадочной
машины.
Оперативная регулировка разгрузки тяжелых продуктов не компенсирует
несовершенство процесса расслоения: суммарная засоренность конечных продук-
тов отсадки не может быть улучшена даже самой совершенной регулировкой раз-
грузки тяжелых продуктов, если не достигнуто четкое расслоение постели.
Поэтому при оперативной регулировке разгрузки необходимо одновременно
контролировать экспресс-методом все продукты отсадочной машины, добиваясь
максимального приближения к нормальным показателям взаимозасоренности
продуктов. Если экспресс-контроль показывает, что и концентрат, и отходы за-
сорены выше допустимых норм, то следует регулировать не разгрузку тяжелых
продуктов, а гидродинамический режим пульсаций. Если и в этом случае не до-
стигнут требуемый эффект, то это свидетельствует либо о неисправности отсадоч-
ной машины, либо о ее перегрузке исходным материалом.
Выбор контрольных плотностей, по которым совершается текущий экспресс-
контроль и устанавливаются нормы взаимозасоренности продуктов отсадки, про-
изводится исходя из фракционного состава исходного материала и требуемого
качества продуктов отсадки. По кривым фракционного состава исходного мате-
риала определяются разделительные плотности для выделения тяжелого про-
дукта, производимого в первых ступенях, и отделения легкого продукта от про-
межуточного с таким расчетом, чтобы качество концентрата с учетом допустимой
засоренности его посторонними фракциями соответствовало требуемым конди-
циям, а в отходах было минимальное содержание полезного продукта. Допу-
стимые нормы взаимозасоренности продуктов отсадки сначала устанавливаются
по результатам генерального опробования или на основании практического опыта
обогащения в аналогичных условиях с применением такого же типа отсадочных
машин. В дальнейшем, с накоплением фактических результатов, нормативные
цифры засоренности уточняются. Они, как правило, должны быть лучше средних
результатов, достигнутых фабрикой в первые месяцы ее эксплуатации. Уточне-
ние нормативных данных производится систематически по мере освоения фабри-
кой проектных показателей и роста квалификации обслуживающего персонала.
Принятые плотности разделения и установленные нормы допустимой взаимо-
засоренности продуктов обогащения являются исходными данными для опера-
тивной регулировки и создания требуемого режима отсадки.
Раздел VII
ОБОГАЩЕНИЕ В НАКЛОННОТЕКУЩЕМ ПОТОКЕ
Глава 1
ПРОТИВОТОЧНАЯ ВОДНАЯ СЕПАРАЦИЯ
§ 1. Общие сведения
Противоточная водная сепарация не имеет аналогов за рубежом и приме-
няется на обогатительных фабриках и установках СССР для переработки энерге-
тических и разубоженных углей в шнековых и крутонаклонных сепараторах.
Шнековые горизонтальные и вертикальные сепараторы СШ-15 и СВШ-15
внедрены на ряде фабрик взамен моечных желобов для обогащения углей круп-
ностью б—25 мм и 13—100 (80) мм (табл. VII. 1).
Крутонаклонные сепараторы КНС применяются для обогащения разубо-
женных углей, крупнозернистых шламов и механизации выборки породы круп-
ностью до 150 мм.
Сепараторы КНС были опробованы и внедрены на пяти обогатительных
установках разрезов ПО «Челябинскуголь» и «Средазуголь». На этих установках
ежегодноперерабатывается до7 млн. тгорноймассы и выпускается около 1,5млн. т
товарных углей (табл. VI 1.2).
Опыт эксплуатации крутонаклонных сепараторов показал их надежную
работу при обогащении углей широкого диапазона крупности с высоким содержа-
нием породы и сростков. Внедрение сепараторов КНС для механизации выборки
породы на шахтах, а также для извлечения углей из пород, поступающих в от-
валы, позволило значительно улучшить технико-экономические показатели,
дополнительно вовлечь в эксплуатацию часть некондиционных пластов и сокра-
тить потери углей при добыче.
На ряде углеобогатительных фабрик внедрены сепараторы КНС для грави-
тационного обогащения мокрых отсевов и крупнозернистых шламов. Разрабо-
танные для этих целей сепараторы КНС-104 и КНС-54 показали хорошие резуль-
таты на предприятиях производственных объединений «Челябинскуголь» и «Вост-
сибуголь». В ближайшие годы намечается широкое внедрение на предприятиях
Минуглепрома СССР противоточных гравитационных сепараторов различного
типа.
Таблица VI 1.2
Технологические показатели работы сепараторов КНС
на угольных разрезах
Зольность, %
Установка
Число
сепара-
торов
Типоразмер
исходной
горной
массы
концен-
трата
отходов
№ 1 разреза «Батурин-
ский»
№ 2 разреза «Батурин-
ский»
Разрезов:
«Красносельский»
«Коркинский»
«Ангренский»
КНС-108	61,6	24,5
КНС-108	67,4	29,2
КНС-108 КНС-108	65,3	29,4
КНС-104	69	29,5
КНС-108	60,6	20,7
71,8
76,6
72,9
78
75
293
Таблица VII. 1
Освоение показатели работы шнековых сепараторов
Производственное объединение, обогатительн ая фабрика	Годовая перера- ботка, тыс. т	Мар- ка угля	Крупность перераба- тываемого угля, мм	Золь- ность - машин- ного класса, %	Зольность, %		Засоре- ние кон- центрата отхода- ми, %	Потери концен- трата в отхо- дах, %	Год вне- дрения	Число, типоразмер сепараторов
					концен- трата	отходов				
«Гуковуголь», ОФ hi. «Алмазная»	1153	• А	1 6—25	34,5	11,9	76,9	4,5	1,2	1970	2, СШ-15
« Востси бу гол ь»,	ОФ «Храмцовская»	2680	д	13—80	27,2	17,8	74,6	0,9	2,5	1970	4, СШ-15
«Востсибуголь», ОФ «Новогришевская»	2170	д	13—80	25,3	15,7	64,9	До 3	До 3	1977	2, СШ-15
«Карагандауголь», ОУ-7 им. Горбачева	800	к	13—80	44,8	26,7	65,0	До 3	До 4	1975	2, СШ-15
«Красноярскуголь», ОФ «Енисейская»	1560	д	13—100	21,6	12,9	61,1	0,9	1,1	1981	3, СШ-15
^Кизелуголь», ГОФ «Коспашская»	390	г		34,9	17,7	62,2	6	1,8	1973	2, СВШ-15
«Ростову го ль»,	ОФ ill им. газеты «Комсо- мольская правда» *	1135	А	6—25	30,1	13,0	81,5	6,6	1,6	1968	2, СШ-15
«Карагандауголь» ОФ ш. № 37 им. 50-летия Октября **	1229	К	13—80	30,9	17,5	62,0	1,8	4,2	1972	2, СШ-15
* Сепараторы работали до реконструкции фабрики 1976 г.
** То же, 1978 г.
§ 2. Элементы теории противоточной водной сепарации
Противоточные гравитационные сепараторы отличаются характером раз-
деления в них обогащаемого материала, способами транспортирования продуктов
и принципами регулирования рабочего режима. При этом, несмотря на различия
в конструктивных особенностях сепараторов, в них реализуются общие принципы,
заключающиеся в повышении эффективности разделения вследствие рециркуля-
ции определенной части обогащаемого материала в пределах рабочей зоны.
Во всех противоточных гравитационных сепараторах исходный материал делится
на два продукта: концентрат и отходы. Сформированные в процессе сепарации
встречные транспортные потоки продуктов разделения движутся в пределах
рабочей зоны с заданным гидродинамическим сопротивлением их относитель-
ному перемещению, при этом поток легких фракций является попутным потоку
разделительной среды, а поток тяжелых фракций — встречным (рис. VII. 1).
Рабочие зоны сепараторов представляют собой закрытые каналы, оснащенные
системой однотипных элементов, обтекаемых потоком и обусловливающих обра-
зование определенным образом организованной системы вторичных течений и
вихрей. Как правило, в таких системах при определенных условиях исходный
материал разделяется по плотности, значительно превосходящей плотность
разделительной среды.
В транспортном отношении, согласно условной модели (см. рис. VII. 1, а),
в горизонтальном шнековом сепараторе имеют место дискретное транспортирова-
ние тяжелых компонентов Т посредством шнека М и совместное гидравлическое
и дискретное механическое транспортирование МГ легких компонентов Л в про-
тивоположном направлении.
В вертикальном шнековом сепараторе (см. рис. VII. 1, б) предусмотрены
непрерывное гидравлическое транспортирование Г легких компонентов Л и
непрерывное механическое перемещение М тяжелых компонентов Т в сторону их
разгрузки.
В крутонаклонном сепараторе (см. рис. VII. 1, в) транспортирование разделяе-
мых компонентов осуществляется в разные стороны гидравлическим способом Г
вследствие взаимодействия сил, создаваемых восходящим потоком разделитель-
ной среды, и сил тяжести.
Рис. VI 1.1. Схемы противоточных гравитационных сепараторов и соответствую-
щие им модели транспортирования продуктов разделения:
а~в — сепараторы, соответственно, горизонтальный шнековый; вертикальный шнеко-
вый; крутонаклонный
295
Существенным отличительным свойством противоточных гравитационных
сепараторов является наличие специфической естественной постели, которая
значительно отличается от известных аналогов гравитационного обогащения.
В рабочей зоне аппаратов этого типа накапливаются тяжелые зерна и сростки, и
их содержание оказывается значительно большим, чем в исходном питании.
Естественная постель выполняет роль тяжелой суспензии, на ее поддержание
затрачивается дополнительный градиент давления, что равносильно повышению
плотности среды до некоторого значения эффективной плотности.
Благодаря наличию взаимопроникающих встречных потоков легких и тяже-
лых фракций естественная постель хорошо разрыхлена, ее протяженность в на-
правлении сегрегации обогащаемого материала достаточно велика. Важно также,
что естественная постель является саморегулирующейся, в ней лучше подав-
ляются случайные засорения и она менее чувствительна к колебаниям нагрузки
и вещественного состава питания.
Застойные зоны с обратной циркуляцией и возвратные течения возникают
в местах изменения сечения проточной части канала.
При этом работа, связанная с приращением кинетической энергии в зоне
сужения потока, отнесенная к единице объема жидкости, в реальных условиях
после препятствия не переходит полностью в избыточное давление, в большей
мере она растрачивается на создание турбулентных вихрей. Вихреобразование
будет тем полнее, чем менее обтекаемо препятствие.
По аналогии с этим можно предположить, что в потоках, несущих твердые
частицы, неоднородности в геометрии ограничивающих поверхностей должны
приводить к появлению зон с рециркуляцией твердых частиц и образованию
дюн. Наиболее благоприятные условия для разделения по плотности возникают
тогда, когда в рабочей части аппарата энергия хаотического движения несущей
среды намного превышает энергию ее направленного движения. Отсюда ясна
важная роль неоднородностей геометрии аппарата: возвратные течения должны
индуцироваться уже при минимальных расходах несущей среды, тогда умень-
шится эффект классификации обогащаемых частиц по крупности и увеличится
роль разделения по плотности.
Существует оптимум линейного масштаба неоднородности при заданных
общих размерах аппарата: при малом масштабе разделение происходит по при-
знаку равнопадаемости, при большом — преобладает перемешивание. При вы-
боре рационального рабочего пространства противоточного гравитационного
сепаратора главными являются условия подачи исходного материала и первич-
ного обогащения в центральной части аппарата, условия протекания процессов
переобогащения в периферийных частях рабочей зоны, возможность и необходи-
мые пределы регулирования процесса, надежность элементов конструкций.
Эти условия учтены в конструкциях центробежно-гравитационных сепара-
торов СШ и СВШ, работающих при низких значениях фактора разделения,
а также в сепараторах КНС, в которых наиболее полно реализована идея грави-
тационного сортирующего слоя.
Шнековые сепараторы горизонтального и вертикального типов относятся
к классу обогатительных аппаратов, в которых повышение эффективной плот-
ности разделения обусловливается отставанием движения частиц обогащаемого
материала от движения разделительной среды, а также действием дополнительного
градиента давления, возникающего при несовпадении векторов скоростей частиц
и среды. Отставание движения частиц материала является следствием действия
сил инерции и особого характера распределения окружных скоростей в пре-
делах рабочей зоны. В этом случае эффективная плотность разделения
(’эф = Руж/уч'
где и — соответственно окружные скорости движения твердой частицы и
разделительной среды; р — плотность среды.
Между эффективной плотностью разделения и скоростью движения частиц
материала существует обратно пропорциональная зависимость. При определен-
ных условиях в зоне разделения возникает дополнительная объемная сила, на-
правленная к центру кривизны винтового потока; она определяет в конечном
счете эффективность разделения.
296
В сепараторах КНС, в отличие от шнековых сепараторов, наблюдается управ-
ляемое взаимодействие между транспортными потоками легкой и тяжелой фракций
по всей длине их контактирования в рабочей зоне.
Экспериментальные исследования условий равновесия частиц в наклонном
канале, в котором создаются турбулентные возмущения потока (например,
введением пластин с перегородками), показали, что для одних и тех же частиц
сопротивление турбулентного потока тем больше, чем больше заданная интен-
сивность турбулентности. Эта зависимость может быть описана математически
в виде уравнения кажущейся дополнительной плотности среды:
Арс =Л dP/(g d/) = kNPc (Чпах —
где Ape — кажущаяся дополнительная плотность среды; dp/dZ — дополнитель-
ный перепад давления на единицу длины канала; k — коэффициент полноты
турбулизации потока; N — число перегородок на единицу длины канала; цтах —
максимальная скорость потока среды на уровне перегородок; v — средняя ско-
рость потока среды; g—ускорение свободного падения.
Это уравнение получено из предположения, что турбулизация потока вве-
дением в него определенных регулярных препятствий создает дополнительный
перепад давления за счет перехода избыточной кинетической энергии на уровне
препятствий в энергию турбулентных вихрей.
Приведенные особенности выгодно отличают противоточные обогатительные
процессы от прямоточных, в которых разделительные взаимодействия проис-
ходят поперек гравитационного сортирующего слоя, и от сечения к сечению сум-
марный вещественный состав разделяемых материалов практически не изме-
няется. Вследствие малой разрыхленности прямоточного гравитационного слоя
и сравнительно небольшой протяженности в направлении сегрегации подвижность
зерен в нем невелика, кинетические закономерности имеют экспоненциальный
характер, а остаточные и чисто случайные засорения ликвидируются медленно.
§ 3. Центробежно-гравитационные противоточные сепараторы
Шнековый сепаратор СШ-15 (рис. VI 1.2) состоит из цилиндри-
ческого корпуса, шпека, рамы и привода.
Корпус сепаратора имеет горизонтальный разъем в диаметральной пло-
скости, который делит его на верхний и нижний полукорпусы, состоящие в свою
очередь соответственно из трех и двух частей, соединяемых фланцами с помощью
герметизирующих прокладок.
В верхней части корпуса в средней зоне имеется загрузочная воронка для
подачи исходного материала (размеры сечения 510X590 мм). В нижней части
корпуса расположена течка для выгрузки породы (размеры сечения 390X790 мм),
находящаяся от торцовой стенки корпуса на расстоянии 480 мм. Концентрат
выгружается через течку в верхней части корпуса. На верхней части корпуса
имеются тангенциальный патрубок для подачи рабочей воды и четыре люка-
лаза для профилактических работ. Корпус сепаратора футерован стальным
Рис. VI1.2. Горизонтальный шнековый сепаратор СШ-15:
/ -- рама; 2 — корпус; 3 — шнек; 4 - - привод
297
листом с креплением на сварных швах. Шнек сепаратора СШ-15, выполненный
в однозаходном варианте, цельносварной, длиной 6250 мм. Лопасти шнека по
наружной кромке футерованы накладками толщиной 8—12 мм.
Привод состоит из электродвигателя, клиноременной передачи со сменными
шкивами, стандартного редуктора и цепной муфты. Сепаратор с приводом укреп-
лены на раме сварной конструкции, выполненной из швеллеров.
Через тангенциальный патрубок в аппарат подается вода, которая движется
по винтовому каналу, образованному внутренней стенкой корпуса и шнеком,
вращающимся в направлении движения водного потока. Вращение шнека суще-
ственно перераспределяет профиль скоростей водного потока. Скорости водного
потока и вращения шнека подбираются с таким расчетом, чтобы обеспечить наи-
большую эффективность разделения исходного материала при минимальном
расходе воды.
Исходный материал подается через загрузочную воронку в середину рабочей
зоны сепаратора, где на участке канала длиной 1 —1,5 витка происходит основное
обогащение и формирование двух транспортных потоков, направленных в проти-
воположные стороны — к концентратной и породной разгрузочным течкам.
Значительная часть разделяемого материала перемещается в сепараторе
по сложным винтовым траекториям, причем частота вращения твердых частиц
вокруг вала шнека определяется их крупностью и плотностью. Частицы, у кото-
рых частота вращения близка к частоте вращения водного потока, перемещаются
вместе с ним к концентратной разгрузочной течке. Частицы, частота вращения
которых вокруг вала меньше частоты вращения водного потока и шнека, а также
материал, выпавший из взвешенного потока на дно и придонные участки у стенок
сепаратора, с различной скоростью транспортируются шнеком к породной раз-
грузочной течке.
Зоны рабочего канала, расположенные по обе стороны от загрузочной во-
ронки, выполняют функции перечистных зон. Эффективность переобогащения
определяется интенсивностью обменного взаимодействия частиц материала
в каждом витке рабочего канала. При этом плотность разделения определяется
главным образом расходом воды, частотой вращения шнека, а также исходной
нагрузкой. Оптимальное соотношение указанных параметров устанавливается
при проведении пуско-наладочных работ для конкретных производственных
условий обогатительных фабрик.
Техническая характеристика сепаратора СШ-15
Производительность, т/ч............................ До 120
Крупность обогащаемого материала, мм................... 6—100
Диаметр шнека, мм ...................................... 1500
Шаг шнека, мм ...................................... 500;	600: 750
Частота вращения шнека, мин~1 ......................9,85;	15,5; 19,8;
24,6; 31,3; 35
Мощность электродвигателя привода, кВт............. 13; 22
Габаритные размеры, мм:
длина................................................ 8300
ширина .............................................. 2000
высота............................................... 2200
Масса, т, не более........................................ 15
Изготовитель — Карагандинский машиностроительный завод № 2 им. Пар*
хоменко
Вертикальный шнековый сепаратор СВШ-15 имеет
вертикальную компоновку, центральную загрузку исходного сырья через полый
вал шнека и нижнее расположение привода.
Конструктивно сепаратор СВШ-15 (рис. VII.3) состоит из цилиндрического
корпуса, шнека и привода, включающего электродвигатель, коническо-цилин-
дрический редуктор, клиноременную передачу и цепную муфту. Частота враще-
ния шнека изменяется с помощью сменных шкивов.
Корпус сепаратора представляет собой сварную конструкцию цилиндриче-
ской формы, разделенную в вертикальной диаметральной плоскости на откидной
и неподвижный полукорпусы, консольно закрепленные на раме.
В верхней и нижней неподвижной частях корпуса размещены соответственно
разгрузочные течки для концентрата, отходов и тангенциально установленный
патрубок для воды,
298
Рис. V1I.3. Вертикальный шнековый
сепаратор СВШ-15:
1 — течка отходов; 2 ~~ тангенциальный па-
трубок для подачи воды; 3 — корпус; 4 —
течка концентрата; 5 — загрузочная ворон-
ка; 6 — шнек; 7 — разгрузочное окно; 8 —
привод
Внутри корпуса помещен шнек,
который вращается в двух опорах:
нижней — в конических подшипни-
ках, установленных в донной части
корпуса, и верхней — в трех ролико-
вых подшипниках, закрепленных на
верхней крышке корпуса сепаратора.
Угол наклона лопасти шнека к
оси аппарата 45°. Полый вал шнека
сверху заканчивается фланцем для
присоединения загрузочной воронки.
В средней части вала шнека прорезаны
два разгрузочных окна, через которые
поступает материал в диаметрально
противоположные области межвитко-
вого пространства. Вода подается
в сепаратор через тангенциальный
патрубок с таким расчетом, чтобы
совпадали направления вращения
шнека и водного потока.
Поступающая в нижнюю часть
сепаратора вода движется вверх по
винтовому каналу, образованному
внутренней стенкой корпуса, валом
и лопастью шнека. Сверху через
полый вал шнека подается исходный
материал. Перемещаясь по криволи-
нейным траекториям, легкие зерна
угля, плотность которых меньше плот -
н ости р а зде л ен и я, в ыта л кива юте я
к валу шнека и выносятся водным
потоком к месту разгрузки.
Тяжелые фракции материала под
действием центробежной и гравита-
ционной сил движутся по лопасти
шнека в направлении к стенке сепара-
тора, одновременно перемещаясь к по-
родной разгрузочной течке. Распре-
деление частиц породы по лопасти
шнека определяет характер их тран-
спортирования. Тяжелые фракции,
соприкасающиеся со стенками корпуса, тормозятся под действием сил трения
и опускаются под действием силы тяжести, поддерживаемые лопастью шнека.
Породные частицы, не контактирующие со стенками корпуса, перемещаются
к загрузочной течке вдоль лопасти.
Оперативными параметрами регулирования процесса, так же как в случае.
с горизонтальным шнековым сепаратором, являются расход воды, частота враще-
ния шнека и производительность по исходному материалу.
Техническая характеристика сепаратора СВШ-15
Производительность, т/ч...................................До 150
Крупность обогащаемого материала, мм ..................... 6—150
Диаметр шнека, мм........................................... 1495
Шаг шнека, мм............................................... 750
Угол наклона витков шнека,	градус....................... 45
299
Частота вращения шнека,	мин'1	............................. 10—25
Мощность электродвигателя	привода,	кВт ...................... 10
Габаритные размеры, мм:
длина ................................................. 2500
ширина ................................................. 2470
высота.................................................. 6700
Масса, т.................................................... 10,8
Изготовитель — Жилевская ОПОФ, ЦЭММ производственных объединений
Первые образцы вертикальных шнековых сепараторов СВШ-15 были уста-
новлены на ГОФ «Коспашская» ПО «Кизелуголь» в 1973—1975 гг. для обогаще-
ния энергетического угля крупностью 13—100 мм трудной обогатимости. Уста-
новка сепараторов позволила усовершенствовать технологическую схему фабрики
и улучшить качество продуктов обогащения.
При эксплуатации шнековых сепараторов было установлено, что эффектив-
ность обогащения в значительной степени определяется их конструктивными
особенностями и, в частности, исполнением узла загрузки исходного материала
в рабочую зону разделения.
При подаче исходного материала в середину рабочей зоны могут создаваться
неблагоприятные условия для первичного обогащения углей в этой части сепара-
тора: стесненные условия затрудняют прохождение движущихся в обоих на-
правлениях транспортных потоков расслоившихся и перечищаемых материалов
и ограничивают эффективность работы устройства.
В вертикальном шнековом сепараторе СВШ-15 вариант загрузки материала
в рабочую зону более совершенный, чем в сепараторе СШ-15, так как прилега-
ющая к валу часть лопасти шнека, на которую поступает материал, как правило,
свободна от разделившихся продуктов, и поступающий материал почти не оказы-
вает влияния на формирование транспортных потоков в зоне загрузки.
Одними из главных недостатков сепаратора СШ-15, установленными в ходе
эксплуатации, являются его невысокая производительность и недолговечность
корпуса и шнека.
Эллиптичность корпуса и, следовательно, неравномерность зазора между
стенкой корпуса и кромкой шнека, обусловленные несовершенством технологии
изготовления сепаратора, являются причиной его частого заклинивания включе-
Таблица VII.3
Результаты испытаний сепаратора СШ-15 с обычным
и расширенным фронтом загрузки исходного материала
Сепаратор	Плотность фракций, кг/м3	Исходный материал		Концентрат		Отходы		Производитель- ность, т/ч
		Выход, %	Золь- ность, %	Выход, %	Золь- ность, %	Выход, о/ /0	Золь- ность, %	
С обычной	<1500	66,2	18,6	93,9	17	5,4	35	
загрузкой	1500—1800	14	47,7	4	48,2	11	48,8	100
	>1800	19,8	75,9	2,1	70,7	83,6	76,4	
Исходная фракция		100	34	100	19,4	100	71,1	
94,5 15
С модернизи-
рованной
загрузкой
<1500
1500—1800
>1800
63,2 15,4
13,3 46,1
23,5 77,6
45,8
71,8
160
Исходная фракция
100	34,1 100	17,2 100	74
300
Ийями породы или посторонними пред-
метами. По мере изнашивания сепара-
тора это приводит к заметному ухуд-
шению качественных показателей
обогащения.
ПОТТ совместно с ВНИИПТугле-
машем разработаны футеровочные
сегменты шнека из нового износостой-
кого сплава ВУ-10 (ИЧ210Х 30Г4).
Сегменты были смонтированы на шне-
ковых сепараторах СШ-15 обогати-
тельной фабрики шахтоуправления
«Алмазное» ПО «Гуковуголь».
Было установлено, что стойкость
к изнашиванию таких сегментов в 40—
50 раз больше, чем у серийно изгото-
вленных из стали марки 35Г (10ХСНД).
Использование новых футеровочных
сегментов шнека позволило стабилизи-
ровать гидродинамический режим
сепараторов и улучшить технологи-
ческие показатели их работы.
Одним из путей интенсификации
процесса обогащения в противоточ-
ных гравитационных сепараторах и,
в частности, шнековых сепараторах,
является частичное перераспределе-
ние материала по длине аппарата.
Более широкий фронт загрузки
исходного материала позволяет улуч-
шить систему циркуляции продуктов
в пределах рабочей зоны, интенси-
фицировать процесс разделения и
транспортирования материала, повы-
сить производительность сепаратора
без снижения эффективности его ра-
боты. Промышленная проверка нового
варианта загрузки сепаратора прове-
дена на ОФ «Храмцовская» ПО «Во-
стсибуголь» (табл. VII.3).
В результате испытаний устано-
влена возможность значительного
увеличения производительности гори-
зонтального шнекового сепаратора
без ухудшения качества продуктов
обогащения и изменения его основных
конструктивных размеров.
В ПОТТ разработан эксперимен-
тальный образец модернизи-
рованного шнекового се-
паратора СШ-15П производи-
тельностью до 200 т/ч (рис. VII.4).
Для модернизированного сепара-
тора использован тот же привод,
а корпус, шнек и рама имеют новую
конструкцию.
Корпус сепаратора СШ-15П со-
стоит из трех рабочих и двух раз-
грузочных секций.
Крайние рабочие секции одина-
ковой конструкции; они взаимозаме-
301
ияемы и выполнены в виде цилиндрической обечайки с фланцами. Фланцы по
торцам обработаны. Они имеют центрирующий выступ с одной стороны и вы-
точку — с другой для соосной сборки секций.
Шнек сепаратора отличается от серийно изготовляемого; его длина умень-
шена на 650 мм без изменения длины рабочей зоны (пять рабочих витков при шаге
750 мм), быстроизнашивающиеся витки выполнены съемными, цапфы приварены
к валу-трубе шнека через конические обтекатели.
Наружная кромка витков шнека футерована пластинами из износостойкого
чугуна ВУ-10 (ИЧ210Х30Г4).
Труба шнека в зоне загрузки исходного материала и породной части рабочей
зоны защищена накладками из стального листа. Такая конструкция шнека зна-
чительно упрощает его изготовление, повышает точность, а также облегчает ре-
монт и замену изношенных витков, что позволяет увеличить срок службы шнека
в 1,5—2 раза.
Предложенный вариант конструкции горизонтального шнекового сепара-
тора характеризуется наличием минимального (3 мм) гарантированного кольце-
вого зазора между стенкой корпуса и кромкой шнека. Такой зазор в значитель-
ной степени предотвращает возможность заклинивания шнека, а применение
футеровок нового типа увеличивает межремонтный цикл сепаратора.
Техническая характеристика горизонтального шнекового
сепаратора СШ-15П
Производительность, т/ч...................................До 200
Крупность обогащаемого угля, мм........................... 3—150
Диаметр шнека, мм.......................................... 1450
Шаг витков шнека, мм ..................................... 750; 900
Частота вращения шнека, мин -1	........................ 10 — 25
Мощность электродвигателя привода, кВт....................13 (22)
Габаритные размеры, мм:
длина .................................................. 7360
ширина ................................................ 2080
высота................................................. 2020
Масса, т, не более .......................................... 12
Опытный образец сепаратора изготовлен на Жилевской ОПОФ.
Испытания нового сепаратора закончены в 1980 г. на ГОФ «Храмцовская»
ПО «Востсибуголь» (табл. VII.4). Исходным материалом являлся уголь марки Д
крупностью 13—80 мм. Производительность сепаратора изменялась от 100 до
160 т/ч, частота вращения шнека 16 мин-1, расход воды 500—600 м3/ч.
Промышленные испытания показали, что сепаратор СШ-15П обладает повы-
шенной производительностью и надежностью основных рабочих узлов.
Опыт промышленной эксплуатации сепаратора СВШ-15 показал, что вариант
конструкции с вертикальным разъемом корпуса вдоль оси аппарата не обеспе-
чивает равномерного зазора между кромкой шнека и внутренней поверхностью
корпуса. Наблюдается частое заклинивание разделяемого материала, приводя-
щее к повышенному износу футеровки, появлению задиров, ухудшению транспор-
тирования отходов и др.
Таблица VII.4
Результаты промышленных испытаний сепаратора СШ-15П
Плотность фракций, кг/м3	Исходный материал		Кон цен трат		Отходы	
	Выход, %	Золь- ность, %	Выход, о/ /о	Золь- ность, %	Выход, о/ /0	Золь- ность, %
<1500	59,5	18,6	91	14,9	2,5	37,3
1500—1800	17,4	47,9	7,1	47,4	16	57,4
>1800	23,1	73,5	1,9	77,9	81,5	75,9
Исходная фракция	100	36,4	100	18,4	100	71,9
302
Рис. VI 1.5. Модернизированный вер-
тикальный шнековый сепаратор
СВШ-15М:
1 — корпус; 2 — привод; 3 ~ рама; 4 — теч-
ка отходов; 5 — патрубок для подачи воды;
6 — шнек; 7 — окно; 8 — течка для удале-
ния концентрата; 9 — загрузочная труба
Сепаратор СВШ-15М яв-
ляется модернизированным вариантом
опытно-промышленного образца сепа-
ратора СВШ-15, он состоит из кор-
пуса, шнека, рамы и привода
(рис. VII.5).
Корпус выполнен из четырех
сварных секций цилиндрической фор-
мы — верхней, двух средних, ниж-
ней и крышки корпуса.
В верхней секции имеется раз-
грузочная течка для удаления кон-
центрата, в нижней — течка для вы-
грузки отходов обогащения, а также
патрубок для подачи воды. Средние
секции корпуса снабжены лазами-
люками, предназначенными для про-
филактического осмотра внутренних
поверхностей рабочей зоны. Нижняя
секция опирается четырьмя лапами
на раму коробчатой конструкции и
крепится к ней болтами.
Исполнение корпуса вертикаль-
ного сепаратора в виде системы
отдельных кольцевых элементов по-
зволило обеспечить гарантированный
зазор до 3 мм между внутренней по-
верхностью корпуса и кромкой шне-
ка. Шнек сепаратора сварной. Витки
приварены к полому валу-трубе,
имеющей в средней части два окна
для подачи исходного материала
внутрь винтового канала. Шнек вра-
щается в двух опорах: нижней (в ко-
нических упорных подшипниках)
и верхней (в роликоподшипниках).
Вращение шпека осуществляется
с помощью электродвигателя через
клиноременную передачу и коническо-
цилиндрический редуктор. Частота
вращения шпека регулируется под-
бором сменных шкивов.
По сравнению с ранее выпускавшимся сепаратором в модернизированном
образце увеличено проходное сечение центральной загрузочной трубы на 100 мм
(в 1,5 раза по площади) и расширены разгрузочные течки.
Техническая характеристика модернизированного вертикального
шнекового сепаратора СВШ-15М
Производительность, т/ч...................................До 150
Крупность обогащаемого угля, мм............................ 6—150
Диаметр шнека, мм.......................................... 1498
Шаг витков шнека, мм ....................................... 750
Угол наклона витков шнека, градус........................... 45
Частота вращения шнека, мин ..............................15;	20; 25
Мощность электродвигателя, кВт . ........................... 13
303
Габаритные размеры, мм:
длина ............................................ 2400
ширина ........................................... 2250
высота............................................ 6720
Масса, т................................................ 9,6
Испытания и отладка режима работы модернизированного сепаратора
СВШ-15М проведены на ГОФ «Коспашская» ПО «Кизелуголь» (табл. VII.5).
Средняя производительность сепаратора составляла 120—130 т/ч, максимальная
170—180 т/ч.
Зольность концентрата равнялась 17,8 % при норме 18 %. Потери в отхо-
дах фракции <1800 кг/м3 были представлены в основном мелкими классами.
В ходе испытаний было подтверждено, что новый сепаратор прост в обслужи-
вании, обладает повышенной по сравнению с ранее выпускавшимся сепаратором
производительностью и обеспечивает высокое качество продуктов обогащения.
Лабораторными и промышленными исследованиями установлено, что верти-
кальная компоновка рабочего канала сепаратора позволяет интенсифицировать
разделительные процессы вследствие ускорения отвода разделившихся продук-
тов из зоны разделения. Вертикальные противоточные шнековые сепараторы ра-
ботают при более низких гидродинамических силах, уравновешивающих только
составляющую силы тяжести разделяемых частиц, параллельную винтовой линии
канала.
Проходит испытания противоточный винтовой сепаратор ПВС, представля-
ющий собой вариант вертикального сепаратора, в котором полностью исключено
вращение шнека, а сам шнек выполнен в виде винтовой поверхности (геликоида),
наклоненной к центральной оси сепаратора. Отсутствие вала в рабочей зоне зна-
чительно увеличивает ее пропускную способность.
Сепаратор типа ПВС выполнен в виде отдельных секций-модулей восьми-
гранной призматической формы, внутренняя винтовая поверхность которых
Таблица VII.5
Показатели работы сепаратора CB1U-15M на ГОФ
«Коспашская» ПО «Кизелуголь»
Продукт	Плотность фракций, кг/м3			Крупность, мм			
		13	— 25	25-	-100	13-	-100
		Выход, о/ /о	Золь- ность, %	Выход, %	Золь- ность, %	Выход, о/ /0	Золь- ность, %
Концентрат	<1500 1500—1800 >1800	80,8 10,2 9	12,6 27,2 57,8	75,3 18,1 6,6	11,5 25,6 58,1	78,1 13 8,9	11,9 26,1 57,9
	Исходная фракция	100	17,9	100	17,1	100	17,8
Отходы	<1500 1500— 1800 >1800	2 4,3 93,7	13,5 26,9 81,4	100	72,3	0,9 1,9 97,2	13,5 26,9 75,9
	Исходная фракция	100	77	100	72,3	100	74,7
Исходный	<1500 1500—1800 >1800	60,5 8,8 30,7	12,9 32,1 68,1	64 17,3 18,7	12,4 34,1 67,3	62,7 14,5 22,8	12,6 33,7 67,7
	Исходная фракция	100	31,6	100	26,4 4 1	100	28,1
304
А~А
Отходы
Рис. VI 1.6. Противоточный винтовой сепаратор ПВС
набрана из отдельных плоских треугольных элементов (рис. VI 1.6). Благодаря
использованию отдельных сопрягаемых элементов конфигурация рабочей зоны
может быть выполнена с максимальным учетом физико-механических свойств
обогащаемого материала, а секции-модули по мере их изнашивания могут быть
легко заменены.
Модульная компоновка концентратной и породной частей сепаратора осу-
ществляется с помощью соответствующего набора промежуточных секций-мо-
дулей, устанавливаемых между верхней, средней и нижней секциями сепаратора.
В этих секциях размещены: в верхней — разгрузочная течка для концентрата;
в средней — загрузочная течка для исходного материала и в нижней — разгру-
зочная течка для отходов.
Новая конструкция сепаратора может быть использована для обогащения
углей различной крупности и обогатимости.
Разработана и проходит полупромышленные испытания на стенде Жилев-
ской ОПОФ новая технология сухого противоточного гравитационного обога-
щения отсевов в воздушном сепараторе канального типа.
Конструкция сепаратора аналогична конструкции вертикального шнекового
сепаратора СВЩ,
305
Воздушный противоточный сепаратор СВП-5 состоит
из вертикально установленного цилиндрического корпуса с тангенциально под-
соединенным воздуховодом и патрубками для удаления легких и тяжелых фрак-
ций обогащаемого материала. В сепараторе осуществляется осевая подача исход-
ного материала в рабочую зону. Внутри корпуса установлен шнек, лопасть ко-
торого имеет наклон в пределах 10° к плоскости, перпендикулярной к осн ап-
парата.
Воздушный поток тангенциально входит в спиральный канал, образованный
корпусом и лопастью шнека. Шнек вращается в направлении движения воздуш-
ного потока. Разделение по плотности осуществляется в режиме противотока,
когда исходный материал, поступающий в среднюю часть рабочей зоны, движется
навстречу воздушному потоку.
Легкая фракция материала уносится потоком воздуха в верхнюю разгрузоч-
ную течку, а тяжелая фракция по лопасти шнека перемещается вниз к месту
выгрузки.
Процесс обогащения в новом сепараторе может проводиться в режимах
нагнетания и отсоса воздуха. Предпочтительнее второй вариант, обеспечивающий
меньшее пылеобразование и упрощающий компоновку оборудования.
Испытания воздушного противоточного сепаратора, являющегося аналогом
вертикального шнекового сепаратора, производительностью до 5 т/ч при обога-
щении бурых, каменных углей и антрацитов крупностью 0—25 мм, подтвердили
перспективность принятого направления улучшения качества отсевов.
Имеется вариант технологического процесса, сочетающий предварительную
подсушку и классификацию исходного материала теплым воздухом с последую-
щим обогащением в противоточном воздушном сепараторе. Реализация техноло-
гии термоаэросепарации открывает большие возможности сухого обогащения
влажных углей крупностью до 25 (50) мм.
§ 4. Крутонаклонные сепараторы КНС
В крутонаклонных сепараторах высокая производительность и возможность
широкой технологической регулировки рабочих режимов сочетаются с простотой
конструкции и эксплуатационной надежностью.
Крутонаклонный сепаратор (рис. VII.7) представляет собой
короб <3 прямоугольного сечения, наклоненный под углом 46—54° к горизонту.
В средней части корпуса имеется загрузочный желоб 5 для подачи в аппарат
исходного угля. На верхней крышке каждого из отделений сепаратора укреплены
винтовые регуляторы 4, поддерживающие внутри рабочего канала две специаль-
ные деки 2, снабженные зигзагообразными поперечными перегородками. Верхняя
крышка сепаратора крепится к корпусу на фланцах. Герметичность крепления
достигается установкой резиновых прокладок. Деки, фиксируемые винтовыми
регуляторами, обеспечивают необходимое сечение канала в породном (нижнем)
и концентратном (верхнем) отделениях сепаратора. Кроме того, перегородки на
деках увеличивают сопротивление потоку в верхней части канала и создают
в нем переменное по длине и ширине поле скоростей потока, что обеспечивает
наиболее благоприятные условия для разделения угля и породы в рабочей зоне.
Деки соединены с крышкой сепаратора резиновыми манжетами, препятству-
ющими попаданию крупных частиц исходного материала и направленного
потока разделительной среды в нерабочее пространство между деками
и крышкой.
Гидравлическое сопротивление канала сепаратора зависит от высоты, взаим-
ного расположения и формы геометрически подобных обтекаемых поперечных
перегородок на деках, а также от интенсивности вихреобразования на их кромках.
Соответствующий выбор регулировочных параметров позволяет иметь рабо-
чие скорости в сепараторе 0,5—0,7 м/с для крупных классов и 0,2—0,3 м/с —
для мелких классов.
Нижняя часть сепаратора с помощью фланца и переходного желоба 1 соеди-
няется с обезвоживающим элеватором 6 для удаления отходов, а верхняя часть
заканчивается желобом для разгрузки концентрата.
306
Рис. VII.7. Крутонаклонный сепаратор КНС
В нижних частях концентратного и породного отделений сепаратора на
обеих боковых стенках имеются люки, закрытые крышками. Через люки периоди-
чески производится промывка полостей над деками.
Материал, подлежащий обогащению, непрерывно подается по загрузочной
течке в центральную часть канала сепаратора. Одновременно в его нижнюю часть
через башмак элеватора поступает с заданной скоростью вода. Тяжелые фракции
выпадают в придонный слой, движущийся навстречу потоку воды. Легкие фрак-
ции выносятся потоком вверх через сливной порог сепаратора. При нормальном
Таблица VII.6
Технические характеристики сепараторов КНС
Параметр	КНС-54	КНС-104	КНС-58	КНС-108
Производительность по исходному ма-
териалу, т/ч:
минимальная
максимальная
Максимальная крупность обогащае-
мого материала, мм
Расход воды, м3/т
Размеры канала, мм:
длина
ширина
высота
Масса, т
25	50	50	100
75	150	150	250
40	50	100	150
	3,5-	-5	
	5300		
500	1000	500	1000
400	400	800	800
19	3,2	3,2	3,6
Изготовители — Жилевская ОПОФ; ЦЭММ производственных объединений
307
Результаты обогащения разубоженных углей Кузбасса в сепараторе КНС
Разрез	Крупность обогаща- емого мате- риала, мм	Зольность исходного материала, %	Концентрат	
			Выход, %	Зольность, о/ /о
«Моховский»	0—25	50—55	40—45	11 — 14,5
«Краснобродский»	0—25	30—34,7	39—42	10—11,5
«Им. 50-летия Октября»	0—25	55—58	30—35	9,5—11,5
«Колмогоровский»	0—25	37—43	36—39	10,5—12,6
«Листвянский»	0—100	32—45	48—60	17—22
«Байдаевский»	0—100	38—43	45—54	10—12
течении процесса и непрерывной подаче исходного материала в сепараторе су-
ществуют два потока материала: нисходящий и восходящий, занимающие опре-
деленную площадь сечения наклонного канала.
Зоны перегородок, являющиеся участками локального увеличения скорости
потока, вместе с тем представляют собой многократно повторяющиеся участки
повышенного разрыхления материала. Нисходящий поток материала, несущий
тяжелые частицы, периодически разрыхляется и уплотняется, выделяя легкие
частицы в зону восходящего потока. Таким образом, по всей длине рабочего ка-
нала сепаратора осуществляется противоточный процесс с разделением частиц
преимущественно по плотности. Оптимальные режимы сепарации имеют место
при эквивалентности гидравлического сопротивления в зоне осаждения тяжелых
частиц перепаду давления в зоне перегородок.
Эффективность процесса разделения в сепараторе КНС зависит от ряда
постоянных и переменных параметров.
К постоянным параметрам относятся угол наклона корпуса аппарата (вы-
бирается перед монтажом) и положение подвижных дек (подбирается в период
настройки режима работы сепаратора). Переменным (оперативным) параметром
является расход воды, подаваемой в воронку с исходным материалом и поступа-
ющей в башмак элеватора.
Угол наклона корпуса сепаратора определяет степень разрыхленности
материала в рабочей зоне. При обогащении крупных классов и углей, классифи-
цированных по узкой шкале, угол наклона должен быть больше, чем при обога-
щении неклассифицированных и необесшламленных углей.
Положение подвижных дек определяет проходное сечение рабочего канала
в концентратной и породной частях сепаратора. От их положения зависят про-
пускная способность (производительность) аппарата, качественные показатели
процесса разделения, а также относительный расход воды на переработку исход-
ного материала при оптимальной нагрузке.
Объем воды, поступающей в воронку, а также в башмак элеватора, опреде-
ляет поле скоростей в различных сечениях рабочего канала. Расход воды должен
соответствовать пропускной способности сечений концентратной и породной зон
канала. Соотношение потоков необходимо выбирать таким образом, чтобы под-
держивать заданную плотность разделения на постоянном уровне в пределах
рабочей зоны.
Разработаны и испытаны в промышленности четыре типоразмера сепараторов
КНС для обогащения крупного и мелкого классов углей в классифицированном и
неклассифицированном видах (табл. VII.6).
Изготовляются два новых типоразмера крутонаклонных сепараторов
КНС-105Ш и КНС-138, модернизированных с учетом опыта эксплуатации сепа-
раторов КНС-104 и КНС-108 (см. табл. VII.6). Модернизированный сепаратор
КНС-105Ш предназначен для обогащения в основном крупнозернистых шламов,
а сепаратор КНС-138 производительностью до 400 т/ч — для обогащения крупного
угля.
308
Таблица VII.7
(данные ИОТТ и КузНИ И Углеобогащения)
	Отходы		Шлам	
	Выход, %	Зольность, %	Выход, %	Зольность, %
	38—41,5	71,5—74	16,8—18,5	62,5—67
	22,5—28	84—88	32—35	17—18
	45—58	82—85	15—20	45—48
	28—32	73—77	30—40	43—48
	40—50	63—71	11—15	38—42
	30—35	80—83	16—20	62—66
В зависимости от условий обогатительного предприятия возможны два
основных способа ведения процесса обогащения в крутонаклонном сепараторе.
Первый способ применяется при стабильной подаче по исходному питанию
и характеризуется сравнительно малым расходом воды (3,5—4 м3/т). В этом слу-
чае четкость разделения Ерт в среднем по всем классам крупности составляет
120—150 кг/м3 при сравнительно незначительном изменении плотности разде-
ления.
Второй способ применяется при больших колебаниях состава и количества
поступающего материала. В этом случае приходится настраивать процесс обога-
Таблица VII.8
Технико-экономические показатели обогащения разубоженных углей
Кузбасса в сепараторах КНС (данные ИОТТ)
Разрезы .
Марка угля	Г	т	ОС	г	А	Г
Мощность установки по горной мас- се, тыс. т/год Зольность разубоженных углей, %	1037	1500	2000	2000	600	1000
	45,6	32,3	57	37	41	42,7
Выпуск товарной продукции, тыс. т/год	440	600	590	1238	292	533
Зольность товарной продукции, %	11,8	11,5	14,6	17,5	22,5	12,7
Капитальные затраты (ориентировоч- но), млн. руб.	3	4,5	4,5	4,5	3	3
Эксплуатационные затраты, млн. руб./год	1	1,5	2	2	1,2	1,5
Стоимость товарной продукции, млн. руб./год	3,8	7	4,4	9,6	2,1	4,8
Ожидаемый годовой экономический эффект, млн. руб.	2,5	5	1,9	7,1	0,6	2,9
Срок окупаемости капитальных за- трат, лет	1,4	1	3	1	8	1,5
309
щеп и я таким образом, чтобы имелся запас производительности, а пиковые на-
грузки по концентрату и породе не превышали пропускной способности канала
сепаратора. Этот режим обогащения характеризуется повышенным расходом
воды, а также имеет место несколько большее изменение плотности разделения
по классам крупности. Четкость разделения остается достаточно высокой, если
нагрузки далеки от пиковых, и несколько снижается при пиковых нагрузках.
Результаты исследований обогащения коркинских, воркутинских и ангренских
углей показали, что в случаях колебаний нагрузок по концентрату и породе,
превышающих двукратные значения, средний показатель Ерт остается на уровне
120—150 кг/м3 для крупных классов и на уровне 150—180 кг/м3 — во всем ин-
тервале крупностей от 3 до 150 мм.
В табл. VI 1.7 приведены результаты обогащения в сепараторе КНС разубо-
жениых углей Кузбасса, характеризуемых сложным составом, высокой золь-
ностью, значительным содержанием мелких классов, силыю выраженной спо-
собностью к шламообразованию и наличием размокаемых включений, а
в табл. VII.8 — технико-экономи-
Горная масса
В отгрузку
Рис. VII.8. Схема цепи аппаратов установ-
ки механизированной породовыборки на
ш. «Комсомольская»:
1 — грохот предварительного рассева; 2 —
конвейер для выборки посторонних предметов;
3 —дробилка; 4 — грохот классификационный;
5 — сепаратор КНС-138 с элеватором; 6 — гро-
хот обезвоживающий; 7 — гидроциклон (3 шт.);
8 — центрифуга шнековая осадительная; 9 —
центрифуга шнековая фильтрующая
ческие показатели.
Извлечение углей из разубо-
женной горной массы в сепарато-
рах КНС делает рентабельной
самостоятельную разработку некон-
диционных углей, что позволит
вовлечь в промышленную эксплуа-
тацию большие запасы неконди-
ционных углей, полностью ликви-
дировать их самовозгорание в от-
валах и уменьшить загрязнение
атмосферы.
§ 5. Механизация выборки
породы с использованием
сепараторов КНС
Применение крутонаклониых
сепараторов для механизации по-
родовыборки из углей крупно-
стью >25 (13) мм на шахтах и раз-
резах является целесообразным и
экономичным решением. В первую
очередь это может относиться к тем
угольным бассейнам, в которых
изменение горно-геологических
условий не всегда сопровождается
существенным изменением техноло-
гии производства. В сложившихся
условиях этих бассейнов улучше-
ние качества добываемых углей
путем их сортировки с примене-
нием ручной породовыборки не
может обеспечить отгрузку товар-
ной продукции зольностью, соот-
ветствующей заданным норма-
тивам.
На рис. VII.8 показана схема
цепи аппаратов установки механи-
зированной породовыборки на ш.
«Комсомольская» Печорского бас-
сейна.
Предварительное грохочение
по крупности 100 мм осущест-
310
вляется на грохоте ГИТ-71.
Надрешетный продукт напра-
вляется в дробилку СМ-16Д
с разгрузочной щелью 80 мм.
Подготовительное грохочение по
крупности 13 мм производится
на двух грохотах ГРД-72 со
струнными ситами. Подрешет-
ный продукт крупностью<13 мм
направляется в бункера для
отсева, а уголь машинного
класса >13 мм поступает в во-
ронку питания сепаратора
КНС-138. Сюда же подается
транспортная вода. После обо-
гащения концентрат с водой
поступает для обезвоживания
на сито предварительного сброса
и далее на грохот ГСЛ-72.
В дальнейшем концентрат круп-
ностыо>13 мм поступает в бун-
кера, а концентрат <13 мм —
в центрифугу для дополнитель-
ного обезвоживания, а затем
также в бункера.
Отходы сепарации выгру-
жаются обезвоживающим эле-
ватором ЭО-Ю и после дополни-
тельного обезвоживания на
грохоте ГСЛ-62 направляются
в бункер.
В водно-шламовой схеме
обогатительной установки преду-
смотрено ее замыкание через
наружный отстойник. Для вы-
ведения крупнозернистого шла-
ма на установке имеются три
низконапорных гидроциклона
диаметром 900 мм. Слив гидро-
цикл онов поступает в оборот,
а сгущенный продукт после
обезвоживания в шнековой
осадительной центрифуге
НОГШ-1350 присаживается к
сухому отсеву.
Концентрат также шихтует-
ся с сухим отсевом и отгружает-
ся в виде рядового обогащенного
угля.
Из-за отсутствия на обога-
тительной установке аккумули-
рующих устройств содержание
в питании угольных фракций
изменяется от 15 до 60 %.
С учетом колебаний производи-
тельности сепаратора в преде-
лах 120—210 т/ч, а также изме-
нения фракционного состава
питания выход концентрата
составляет от 45 до И4 т/ч,
отходов — от 55 до 100 т/ч.
311
Качество продуктов обогащения во всех случаях остается удовлетвори-
тельным.
В табл. VII.9 приведены результаты опытно-промышленного обогащения
горной массы ряда шахт Донбасса.
С 1979 г. на ш. «Куйбышевская» работает обогатительная установка, осна-
щенная сепаратором КНС-58. Верхний предел крупности материала, обогащае-
мого в противоточном сепараторе, увеличен до 200 мм, а расход воды снижен
до 2,5—3 м3/т.
В Донбассе ведется строительство ряда обогатительных установок подобного
типа.
§ 6. Извлечение углей из отвальной породы шахт
На ш. «Долинская» ПО «Карагандауголь» эксплуатируется обогатительная
установка, оснащенная сепаратором КНС-108 для переработки горной массы
зольностью 60—65 %, направляемой ранее в отвал. Содержание угольных фрак-
ций в ней составляет от 15 до 30 %.
Таблица VII.10
Гранулометрический состав исходного материала
и продуктов обогащения на установке «Долинская»
ПО « Кара ган дау гол ь »
Класс, мм	Исходный		Концентрат		Отходы	
	Выход, о/ /0	Золь- ность, %	Выход, %	Золь- ность, %	Выход, о/ /0	Золь- ность, %
>13	37,9	72,7 65,0	56,3	20,1	54,4	78
6—13	20,8		19,3	28,2	23,2 16,4	79,8
3—6	21,35	54,6	13,6	30,9		77,2
1—3	9,6	48,4	7,1	32,7	3,7	74,9
0—1	10,4	46,9	3,7	35,7	2,3	61,8
Суммарный класс	100	62,3	100	24,7	100	77,8
Таблица VII. 11
Фракционный состав исходного материала и продуктов обогащения
в сепараторе КНС-108 на установке «Долинская» ПО «Карагандауголь»
Плотн ость фракций, кг/м3	Исходный		Концентрат		Отходы	
	Выход, %	Золь- ность, %	Выход, %	Золь- ность, 0/ /0	Выход, %	Золь- ность, %
<1300	12,7	7,1	37,6	6,9	2,4	8,1 15,3
1300—1400	7,6	15,1	22,21	15,0	1,4	
1400—1500	4,4	22,7	12,4	22,8	2,9	22,5
1500— 1600	4,2	33,4	6,4	32,3	3,0	34,3
1600—1700	2,8	41,4	3,8	40,6	2,4	41,9
1700—1800	1,7	48,7	1,8	48,2	2,9	48,9
1800—1900	1,9	56,5	0,8	60,3	2,3	55,9
1900—2000	3,0	71,2	0,6	71,2	2,7	71,2
>2000	52,8	87,2	7,3	86,5	71,6	87,2
Шлам	8,3	63,3	7,1	43,6	8,4	70,1
Исходная фракция	100	62,9	100	25,5	100	77,5
312
Технологическая схема обогатительной установки аналогична схемам, при-
меняемым для обогащения разубоженных углей. Исходная горная масса посту-
пает на колосниковый грохот для удаления кусков крупностью >100 мм, пред-
ставленных в основном породными фракциями и направляемых в отвал. Мате-
риал крупностью 0—100 мм направляется в крутонаклонный сепаратор, где
выделяются отвальная порода и уголь. Уголь поступает на сито предварительного
сброса воды, а затем на обезвоживающий грохот. Конвейером обезвоженный
уголь направляется на склад. Отходы выгружаются обезвоживающим элеватором
в бункер, из которого они автотранспортом вывозятся в отвал. Шламовые воды
из-под сита предварительного сброса и грохота направляются в емкость, а оттуда
насосами подаются в гидроциклоны, слив которых поступает в бак оборотной
воды, а сгущенный продукт присаживается к концентрату. Периодически шлам,
осевший в баке оборотной воды, перекачивается насосом в наружный шламовый
отстойник, осветленная вода которого возвращается в технологический процесс.
В табл. VII. 10 и VII. 11 приведены результаты опробования работы обогати-
тельной установки.
Технико-экономические показатели обогатительной установки ш. «Долин-
ская» ПО «Карагандауголь» следующие:
Проектная мощность установки:
годовая, тыс. т............................................300
часовая, т................................................. 150
Крупность обогащаемого материала,	мм........................0—150
Марка угля .....................................................КЖ
Характеристика обогащаемой горной массы, %:
зольность ................................................. 65
влажность................................................7 — 8
Выпуск товарной продукции, тыс. т/год.......................... 90
Зольность товарной продукции, %:
фактическая................................................ 30
нормативная................................................ 38
Отходы, тыс. т/год.............................................210
Зольность отходов, %	....................................78 — 80
§ 7. Обогащение крупнозернистых шламов в сепараторах КНС
Крутонаклонные сепараторы КНС-54 и КНС-104 предназначены для обога-
щения угольной мелочи.
В настоящее время в промышленности работают несколько противоточных
гравитационных сепараторов КНС, в которых обогащаются крупнозернистые
шламы и мокрые отсевы. Опыт эксплуатации сепараторов подтверждает перспек-
тивность их использования в водно-шламовых схемах обогатительных фабрик
(табл. VII.12).
Крупность поступающего на обогащение материала на разрезе «Коркинский»
О—3 мм при зольности 40—45 %, производительность сепаратора не более 70 т/ч.
Сепаратор обеспечивает получение концентрата с устойчивой зольностью 21 —
25 % (табл. VII. 13).
На ГОФ разреза «Сафроновский» сепаратор КНС-54 установлен для обогаще-
ния мокрых отсевов крупностью <43 мм, зольностью 30—38 %, с высоким со-
держанием глинистых частиц, затрудняющих работу обезвоживающего обору-
дования.
В результате обогащения мокрого отсева в крутонаклонном сепараторе в от-
ходы вместе с породой удалялась размокающая глина, что улучшило работу
центрифуги, а влажность присаживаемого к сухому отсеву продукта позволила
снизить на 2,8 %. Зольность концентрата составляла 25—26 %.
На ГОФ «Храмцовская», обогащающей угли марки Д очень трудной обога-
тимости (содержание промпродукта, отнесенное к беспородной горной массе,
составляет 18—23 %), смонтирована технологическая схема, включающая:
сепаратор КНС-54 для обогащения крупнозернистого шлама, поступающего
из пирамидальных отстойников фабрики; приемную воронку; бункер отходов;
систему обезвоживания продуктов.
Сгущенный шлам зольностью 40—50 % из пирамидальных отстойников
по желобу подается в приемную воронку сепаратора КНС-54. Нижняя часть
313
Таблица VII. 12
Показатели переработки крупнозернистых шламов
и отсевов в сепараторе КНС
ПО, предприятие	Типоразмер сепаратора	Произ- водитель- ность сепарато- ра, т/ч	Концентрат		Отходы		ис- ход- ный
			Выход, о/ /0	Золь- ность, %	Выход, %	Золь- ность, %	Золь- ность, %
«Челябинск-
уголь», разрез
«Коркинский»
«Востсибуголь»,
ГОФ разреза «Саф-
роновский»
«Востсибуголь»,
ГОФ «Храмцовская»
«Челябинск-
уголь», ЦОФ «Объ-
единенная»
КНС-104	50—70	59,8	20,9	40,2	69,9	40,6
КНС-54	30—40	82,2	25,8	17,8	74,1	34,4
КНС-54	30—40	60	17,9	40	68,2	38
КНС-104	25—30	70	25	30	74	39,7
сепаратора соединена с бункером приема отходов вместимостью 1,2 м3. Отходы
выпускаются из бункера через калиброванную насадку с отверстием диаметром
45 мм в сборный бак и затем шламовым насосом перекачиваются в шламовую
систему фабрики.
Концентрат зольностью 21—22 % самотеком поступает на дуговое сито и
далее на обезвоживающий грохот. Обезвоженный концентрат крупностью
>0,5 мм присаживается к товарному отсеву.
При производительности сепаратора КНС-54 30—40 т/ч погрешность разделе-
ния Ерт составляет 160—180 кг/м3. В результате внедрения крутонаклонного
сепаратора на фабрике появилась возможность дополнительно извлекать 60—
70 тыс. т угля в год.
При производительности сепаратора около 30 т/ч зольность концентрата
колеблется в пределах 17—25%, а отходов 70,8—82 %.
Таблица VII.13
Результаты работы сепаратора КНС-104
на установке разреза «Коркинский» ПО «Челябинскуголь»
Концентрат		Отходы		Исходный
Выход, %	Зольность, 0/ /0	Выход, %	Зольность, %	Зольность, %
43,8	13,1	56,2	63,5	45,8
53,2	22,8	46,8	69,7	38,3
71	26,7	29	76,7	41,2
66,3	21,1	33,7	68,4	36,4
50,5	18	49,5	67,1	42,9
70,2	23,7	29,8	73,9	38,9
314
§ 8. Технологические схемы с использованием
противоточных гравитационных сепараторов
Разработанная и внедренная в практику углеобогащения противоточная
гравитационная сепарация в водной среде характеризуется сравнительно низ-
кими капитальными и эксплуатационными затратами, простотой компоновочных
решений и высокой эффективностью процесса разделения.
Специфическим требованием, предъявляемым к технологическим схемам
с сепараторами СШ-15 и СВШ-15, является соблюдение определенной (не менее
7 м) разности уровней переливов в концентратной течке сепаратора и в баке обо-
ротной воды. Несоблюдение этого условия приводит к падению напора жидкости
в рабочем канале сепаратора и, как следствие, к неизбежному ухудшению ка-
чества продуктов сепарации.
Одностадиальиые технологические схемы с сепараторами СШ-15 и СВШ-15
использованы при замене моечных желобов на фабриках, обогащающих энерге-
тические угли, и с крутонаклонными сепараторами при замене моечных желобов
на обогатительных установках, перерабатывающих разубоженные угли.
Наиболее характерным примером первой схемы служит ГОФ «Храмцовская»
ПО «Востсибуголь».
Технологическая схема фабрики значительно упрощена за счет сокращения
23 единиц оборудования. В настоящее время она включает следующие основные
операции: дробление угля крупностью более 80 мм в дробилках ККД-500 с кон-
трольным грохочением по классу 80 мм на грохотах ГИТ-51; классификацию
дробленого угля на классы 13—80 и 0—13 мм на грохотах ВГО-1 и ГИЛ-32А;
обогащение машинного класса 13—80 мм в горизонтальных шнековых сепараторах
СШ-15 с получением концентрата и отходов; обезвоживание концентрата класса
13—80 мм на грохотах ГСЛ-62 и класса 1—13 мм в центрифуге НВШ-1000; обез-
воживание отходов в элеваторах ЭО-6С и сгущение шламов в пирамидальных
отстойниках; обогащение шламов в крутонаклонном сепараторе КНС-54. При-
менение в схеме фабрики сепараторов СШ-15 повысило эффективность обогащения.
Примером второй схемы является схема обогатительной установки разреза
«Ангренский» с применением крутонаклонных сепараторов КНС-108, обогаща-
ющих разубоженную горную массу (рис. VII.9).
Разубоженная горная масса размывается гидромонитором и по трубам
подается на обогатительную установку. В результате гидроразмыва и гидротранс*
портирования образуется большое количество высокозольного шлама. Зольность
продукта, поступающего непосредственно в сепаратор, снижается при этом на
20 %. Однако высокое содержание шлама значительно усложняет шламовое хо-
зяйство и приводит к сильному зашламованию (250—300 г/л) технической воды,
подаваемой на установку.
Для обогащения в сепаратор КНС-108 поступает 180—200 т/ч сгущенного
продукта крупностью до 150 мм из багер-зумпфа. Увеличение производительности
сепаратора сдерживается недостаточной пропускной способностью вспомогатель-
ного оборудования.
Результаты работы обогатительной установки разреза «Ангренский» приве-
дены в табл. VII. 14.
Улучшение качества обогащения и снижение потерь с отходами по сравнению
с результатами обогащения в моечных желобах позволило предприятию допол-
нительно получить 35—40 тыс. т концентрата.
Аналогичные технологические схемы переработки горной массы в сепараторах
типа КНС приняты на обогатительных установках по механизации выборки по-
роды на шахтах.
В зависимости от местных условий обогатительная установка может быть
размещена под землей или в наземном шахтном комплексе.
Подземный вариант размещения целесообразен на шахтах, имеющих большие
присечки боковых пород, и на гидрошахтах. Этот вариант может хорошо соче-
таться с операциями по закладке выработанного пространства отходами обогаще-
ния (рис. VII.10).
Размещение обогатительной установки в пределах шахтного комплекса в виде
дтдельного здания является наиболее универсальным решением для большинства
315
Из отстойника
Рис. VII.9. Схема обогатительной установки разреза «Ангренский» ПО «Средаз-
уголь»:
1 — колосниковый грохот; 2 — бак для воды; 3 — обезвоживающий элеватор; 4 — гро-
хот; 5 — сепаратор КНС; 6,9 — сита предварительного сброса воды; 7 — насос; 8 —’
багер-зумпф; 10 — землесос; 11 — гидромонитор
шахт. Установки подобного типа сооружены в Подмосковном угольном бассейне
и в Донбассе.
На ш. «Лидиевка» завершено строительство обогатительной установки для
механизированного удаления породы по проекту ПК.Б ПО «Донецкуголь»
(рис. VII. 11). В качестве основного обогатительного устройства на установке
применен крутонаклонный сепаратор КНС-58.
При большом содержании промежуточных фракций в исходном материале
трудно обеспечить оптимальную производительность противоточного сепаратора,
Таблица VII.14
Показатели работы сепаратора КНС-108 на обогатительной установке
разреза «Ангренский»
Плотность фракций, кг/м1	Сгущенный продукт багер-зумпфа		Концентрат				Отходы	
			крупный		мелкий		Выход, %	Зольность, %
	Выход, %	Золь- ность, %	Выход» о/ /О	Золь- ность, %		Выход, О/ /о	Золь- ность, %		
<1500	62,4	15,9	90	14,1	57,1	15,7	6,1	28,7
1500— 1800	6,6	62,5	3,6	59,3	3,5	45,7 71,9	12,1	64,8
>1800	23,7	86,1	1,1	77,3	1,9		77,3	86,4
Класс 0—3 мм	7,3	47,1	5,3	22,9	37,5	20,6	4,5	76,2
Исходный продукт	100	37,9	100	16,9	100	19,7	100	80,6
316
Вода
^Отходы
Подпитка	v
Техническая 1 о-вомн
бода ’	7^
15
Угольная
пульпа —
15
12
11
Подача боды 5
гидроэлебатор
Гадрозакладоч-
ный комплекс
Отходы
Уголь
Отходы
Рис. VII. 10. Схема подземной обогатительной установки с сепаратором КНС
на гидрошахте:
1 — грохот; 2 — дробилка; 3 — насос; 4 — резервуар технической воды; 5 — обогати-
тельная фабрика; 6 — золоотвал; 7,8 — углесосы; 9 — зумпф для отходов; 10 — зумпф
для угля; 11 — гидроэлеватор; 12 — крутонаклонный сепаратор КНС; 13 — питатель;
14 — бункер рядового угля; 15 — емкость для воды
Рис. VII.11. Компоновка оборудования обогатительной установки при ш. «Ли-
диевка»:
1 — грохот для классификации горной массы по крупности 13 (25) мм; 2 — зумпф
для зашламленной воды; 3 — сито предварительного сброса воды; 4 — напорный бак;
5 — грохот для обезвоживания концентрата; б — сепаратор ^НС-58 для обогаще-
ния класса 13—15Q (25—150) мм
не выходя из допускаемых пределов качества конечных продуктов. Этот вопрос
можно решить, используя различные варианты технологических схем из двух
противоточных сепараторов (рис. VII. 12).
Противоточные гравитационные сепараторы допускают различные варианты
агрегатирования двух аппаратов с возможностью перечистки любого из продук-
тов, выделяемых в первой стадии обогащения. Это позволяет создавать достаточно
гибкие и рациональные технологические схемы, в которых полностью учитываются
специфические особенности перерабатываемого сырья.
Первая двухстадиальная технологическая схема с использованием противо-
точных сепараторов КНС-108 была испытана и внедрена на обогатительной уста-
новке разреза «Коркинский» ПО «Челябинскуголь».
Учитывая большой объем разубоженной горной массы, поступающей на обо-
гащение, на установке приняли схему, по которой исходное питание подавалось
в два крутонаклонных сепаратора КНС-108 для предварительного выделения
максимально возможного количества отвальной породы. Концентрат (перемы-
вочный продукт) из сепараторов первой стадии обесшламливался и обезвоживался
в багер-зумпфе, а затем переобогащался в сепараторе КНС-108 второй стадии
обогащения. Концентрат второй стадии после обезвоживания отгружался по-
требителю, а отходы обогащения возвращались в сепараторы первой стадии в ка-
честве циркулирующей нагрузки.
318
5
Горная масса
Рис. VII. 12. Варианты
схем цепи аппаратов с дву-
мя последовательными
стадиями обогащения в
противоточных гравита-
ционных сепараторах для
разрезов «Ургальский»
(а) и «Ангренский» (б):
1 — дробилка; 2 — конвей-
ер; 3 — грохот предвари-
тельного рассева; 4 — клас-
сификационный грохот; 5 —
сепаратор КНС; 6 — дуговое
сито; 7 — обезвоживающий
грохот; 8 — гидроциклон;
9 — центрифуга; 10 — кон*
вейер; 11 — отстойник; 12 —
бункер отходов; 13 — багер-
зумпф
Аналогичные решения были использованы при разработке технологических
схем обогащения высокозольных углей на разрезе «Ангренский» ПО «Средаз-
уголь» и в шахтоуправлении «Липовецкое» ПО «Приморскуголь». В настоящее
время для этих объединений с учетом рекомендаций ИОТТ Южгипрошахтом и
Дальгипрошахтом выполнено рабочее проектирование обогатительных пред-
приятий.
Результаты обогащения угля ш. «Восточная» ,ПО «Интауголь» в две стадии
в двух последовательно расположенных сепараторах КНС-34 приведены
в табл. VII.15 и VII.16. В первом сепараторе получался концентрат и перемы-
вочный продукт, который элеватором подавался во второй сепаратор КНС, где
выделялись концентрат и отходы.
Уголь зольностью 42,7 % ш. «Восточная» содержал 30 % фракций
<1400 кг/м3; 30 % — 1400—1600 кг/м3; 10 % — 1600—2000 кг/м3 и 30 % по-
роды и имел показатель обогатимости 50,5 %. Объединенный концентрат обоих
сепараторов имел зольность 24,5 %, а отходы 77 %, причем потери в отходах
фракций <1800 кг/м3 составляли менее’2л%. Следует отметить, что в одной опе-
рации обогащения возможно получение' концентрата зольностью 27,5 % при
зольности отходов 77 %.
Выбор технологической схемы определяется вещественным составом исход-
ного сырья и задачами обогащения.
Если содержание угольных фракций в исходном сырье велико, то целесооб-
разно использовать схемы с получением концентрата в первой стадии и переобо-
гащением отходов.
Если исходное сырье имеет высокое содержание породных фракций (осо-
бенно размокаемых), в первую очередь целесообразно выделять отвальную по-
роду и переобогащать концентрат.
319
Таблица VII. 15
Качество продуктов двухстадиального обогащения угля
in. «Восточная» ПО «Интауголь» в сепараторе КНС
Класс, мм	Концентрат I		Концентрат II		Отходы	
	Выход от исход- ного, %	Золь- ность, %	Выход от исход- ного, %	Золь* кость, 0/ /0	Выход от исход- ного, %	Золь* кость, о/ /0
>13	3,1	19,5	6,5	26,3	7,7	71,7
6—13	9,8	18,9	9,6	28,9	12,6	79,5
3—6	13	18,4	6	38,1	4,9	84,5
1—3	13,9	21,2	3,6	41,2	2,3	84,2
0—1	5,5	23	0,8	40,4	0,7	61,2
Суммарный класс	45,3	20	26,5	32,3	28,2	77,4
Таблица VII.16
Изменение плотности и эффективности разделения угля
в зависимости от его крупности
Крупность, мм	I стадия		II стадия	
	Плотность разделения, кг/м3	Эффектив- ность разделе- ния Ергп, кг/м8	Плотность разделения, кг/м8	Эффектив- ность разделе- ния Ерт* кг/м3
>13	1384	107	1798	65
6—13	1453	165	1864	ПО
3—6	1617	206	1938	142
1—3	1829	225	2153	258
1—25	1532	177	1841	123
Глава 2
ОБОГАЩЕНИЕ НА КОНЦЕНТРАЦИОННЫХ СТОЛАХ
§ 1.	Общие сведения и элементы теории
Обогащение углей в струе воды, текущей по наклонной плоскости, осуще-
ствляется на концентрационных (сотрясательных) столах.
Подвижные концентрационные столы имеют большие
поверхности, по которым вода и материал движутся тонким слоем. Для раз-
деления углей на легкую и тяжелую фракции поверхность концентрационных
столов покрывается специальными материалами и снабжается рифлями.
Струя воды, текущая по наклонной плоскости, испытывает сопротивление,
обусловленное шероховатостью поверхности, рифлями и частицами, находящи-
мися в потоке. Эти факторы вызывают вращательное движение жидкости, т. е.
стимулируют вихреобразование. Наличие в движущемся по наклонной плоскости
потоке различно направленных вихрей создает сложные условия движения уголь-
ных зерен.
Средняя скорость движения ламинарного потока
vCp — ^п>
320
Рис. VII. 13. Схема действия сил на
частицу в потоке воды, текущей по
наклонной плоскости
где k — коэффициент, для ламинарного
потока k = 2/3;	— скорость движения
поверхностного слоя воды, м/с.
Высота от дна желоба элементар-
ного слоя воды, скорость которого равна
средней скорости потока
h = 0,423//,
где Н — высота движущегося потока, м.
В турбулентных потоках значения
коэффициента k рекомендуются следу-
ющие: переходный режим от ламинарного
к турбулентному 2/3— 3/4; турбулентный
режим 3/4—7/8; турбулентный режим при
очень больших числах Рейнольдса —
7/8 и более.
Для концентрационных столов, где скорости поверхностного потока равны
0,05—0,5 м/с, коэффициент k можно принять в среднем равным 3/4, тогда h ==
= 0,5Н.
Частицы обогащаемого материала, размер которых больше граничной круп-
ности, концентрируются в нижней части движущегося потока, т. е. в зоне малых
скоростей. Частицы, размер которых меньше граничной крупности, концентри-
руются в верхних слоях потока, т. е. в зоне больших скоростей.
Частица, находящаяся в струе воды, текущей по наклонной плоскости,
испытывает действие (рис. VII. 13):
1)	силы собственного веса в воде
<?о = mgo,
где т — масса частицы, кг;
ёй = g (Pi — Рв)/рт,
рт — плотность частицы, кг/м3; рв — плотность воды, кг/м3; g — ускорение
свободного падения, м/с2;
2)	динамического давления потока
Ро = (Уер — У)2 ^2Рв.
где ф — коэффициент сопротивления среды; vcp — средняя скорость потока
м/с; v — скорость движущейся частицы, м/с; d — диаметр частицы, м.
Динамическое давление потока зависит от разности скоростей потока и
частицы. Для турбулентного потока динамическое давление струи значительно
выше, чем для ламинарного;
3)	динамического действия вертикальной составляющей скорости Рс, кото-
рая может быть выражена формулой
Рс = 1рАРрв,
где с — вертикальная составляющая скорости частицы, м/с;
4)	силы трения Т, которая направлена в сторону, противоположную относи-
тельному перемещению частицы, и пропорциональна нормальному давлению ее
на плоскость
Т — mgQf cos а,
где f — коэффициент трения.
При установившемся движении сумма сил, под действием которых частица
перемещается, равна силе трения.
Исходя из этого условия, можно определить скорость продольного перемеще-
ния частицы в потоке
V	у (f cos а --- sin а) — /с,
где — конечная скорость падения частицы, м/с.
1 1 Заказ 77
321
Для частиц, движущихся по дну желоба, при отсутствии взвешивания можно
принять с _ 0, тогда продольная скорость частицы
ц = уср — ц0 К/ cos а — sin а.
§ 2.	Основные принципы
Разделение материала на концентрационном столе обусловлено многими
факторами. Каждая частица обогащаемого материала в зависимости от ее плот-
ности и крупности приобретает определенную скорость и направление движени я
в текущем по деке стола потоке воды (рис. VII. 14). При сотрясательных движе-
ниях стола частице сообщается прерывистое поступательное движение со ско-
ростью v, направленной перпендикулярно направлению скорости потока смывной
воды. Частица передвигается по диагонали со скоростью ш, равной геометрической
сумме скоростей цис.
Определение среднего значения с весьма важно для выяснения возможности
разделения на столе различных минералов.
Продольное перемещение частиц, находящихся в относительном покое,
на движущейся с переменной скоростью деке стола, будет иметь место тогда,
когда сила инерции та частицы массой т превзойдет силу трения 6/, удержива-
ющую ее в покое, т. е.
та Gf.
Критическое ускорение силы инерции, при котором зерно начинает дви-
гаться в потоке воды по деке сотрясательного стола,
«о = Gtflm,
где Go — сила тяжести (вес) частицы в воде.
Принимая для шарообразной частицы
Go nd3 (рт — рв) g/6,
т = jid3pT/6,
получим
— (рт “ Рв) ^//рт*
Таким образом, критическое ускорение частицы зависит от ее плотности и
коэффициента трения.
Рифли и качательные движения деки обусловливают дополнительные воз-
мущения в текущем потоке воды. Эти движения усиливают образование придон-
ных эллиптических вихрей и вертикальных составляющих скорости (рис. VII. 15).
Сотрясения деки стола сопровождаются сегрегацией зерен расслаиваемого
материала под действием гравитационных сил и сил инерции.
Направление смывной воды
Рис. VII. 14. Направление движения
деки, потока воды и частиц обогащае-
мого материала на концентрационном
столе:
1, 2 — соответственно тяжелый и легкий ми-
нералы
Рис. VII. 15. Схема движения пото-
ка жидкости по наклонной рифле-
ной поверхности
322
Питание
Рис. VI1.16. Распределение
исходного материала по круп-
ности и плотности по длине
деки стола СКМ-1:
К — концентрат; ПП — пром-
продукт
Рис. VII.17. Принципиаль-
ная схема процесса концен-
трации на деке стола
Смыбная &ода	питание
Концентрат
Основная часть крупных и легких зерен угля концентрируется в верхнем
слое постели. Смывная вода сносит эти зерна с деки стола в концентрат, Крупные
зерна угля, попавшие в средний слой постели, передвигаются под действием
качаний деки быстрее, чем под действием смывного потока, и сходят со стола
дальше выгрузки концентрата. В самом нижнем слое концентрируются мелкие
зерна породы, над ними — более крупные зерна той же плотности. Вследствие
сотрясательных движений деки породные зерна перемещаются в межрифлевых
желобках вдоль стола. Легкие частицы, попавшие в нижние слои, вытесняются
на поверхность породными частицами и также смываются.
При сходе обогащенного материала с кромки стола в первых зонах (со сто-
роны привода) располагаются наиболее крупные и наиболее легкие зерна, в по-
следующих зонах крупность материала уменьшается, а плотность возрастает
(рис. VII. 16). При этом соблюдается условие
6^1	^3	»
Рс-
Приведенные неравенства указывают на возможность регулирования разме-
ров зоны съема готового продукта в зависимости от требований к качеству продук-
тов. Это особенно ценно при получении малозольных концентратов для специаль-
ных целей.
На рис. VII. 17 показана принципиальная схема процесса концентрации
угольной мелочи на столах применительно к стандартной системе нарифлений.
Процесс обогащения на столах можно разделить на следующие основные
операции: подготовка; расслоение материала во взвешенном состоянии; разгрузка
конечных продуктов.
Эффективность процесса обогащения на столах зависит от многих факторов.
К их числу относятся плотность, крупность, форма частиц, гидродинамическое
воздействие потока (действие вертикальной составляющей скорости потока,
смывающее действие потока), качания стола, вытеснение более легких частиц из
межрифлевого пространства тяжелыми, явление сегрегации и др.
Действие перечисленных факторов различно для материала разной круп-
ности. При обогащении мелких классов углей разделение на легкие и тяжелые
фракции происходит главным образом вследствие воздействия вертикальной со-
ставляющей скорости потока и смывной воды. Сегрегация в слое тонкозернистого
материала хотя и имеет место, но не является существенной. При обогащении
углей средней крупности и особенно при значительной разнице в размерах между
самыми крупными и самыми мелкими зернами роль смывной воды и сегрегации
значительно возрастает, а влияние вертикальной составляющей скорости потока
уменьшается.
Расслоившийся материал непрерывно подвергается смывающему действию
потока. Распределение материала в слоях по плотности и крупности соответствует
распределению скоростей по глубине потока. Наиболее крупные и легкие частицы
угля, находящиеся в верхнем слое постели, перемещаются поверхностными
струями с наибольшей скоростью. Тяжелые частицы нижних слоев постели испы-
тывают небольшое воздействие смывающего потока.
Диапазон крупности зерен, эффективно обогащаемых па концентрационных
столах, 0,1 —13 мм.
Основными параметрами, влияющими на процесс разделения материала,
являются производительность концентрационных столов, длина хода и частота
ходов Деки, углы поперечного и продольного наклона ее, расход смывной воды,
система рифлей.
§ 3. Концентрационные столы
Для обогащения углей в СССР применяются рудные концентрационные
столы СКМ-1 и ЯСК-1 с измененной системой нарифлений, а также специально
разработанный шестидечный стол СКПМ-6.
За рубежом (США, Австралия) для этой цели используются концентрацион-
ные столы «Дейстер-Оверстром», «Консенко-77» (двухдечные) и однодечные типа
Ха 7 «Супердьюти» и столы «Вилфлей-Митчелл».
Рабочей поверхностью концентрационного стола является дека, на которой
происходит разделение исходного материала на компоненты по плотности. Ее
изготовляют из различных сортов дерева (дуб, бук, кипарис) или из алюминия.
Покрывают деки линолеумом, резиной и другими материалами. Рифли, как пра-
вило, изготовляют из дуба, сосны и резины.
Длина хода деки, т. е, двойное расстояние между ее крайними положениями,
изменяется в заданных пределах: 12; 16; 18; 20; 24 и 28 мм. Неравномерность хода
деки характеризуется отношением времени /в хода деки вперед ко времени /н
хода деки назад
X =
где К — коэффициент неравномерности хода деки, равный обычно 1,2; 1,4.
Концентрационный стол СКМ-1 (рис. VII. 18). В этом столе
применены роликовые опоры взамен клинообразных, используемых в столах
других конструкций. Наклон деки регулируют, поднимая и опуская направля-
ющие ролики. Число продольных балок и опор увеличено с четырех до шести,
334
8	7	6
Рис. VII. 18. Концентрационный стол СКМ-1:
1 — приводной механизм; 2 — двигатель; 3 — дека; 4 — роликоопоры; 5 — регулиро-
вочный винт; 6 — желоб для воды; 7 — рифли; 8 — загрузочный желоб
Третья пара опор установлена в средней части деки, что придало ей необходимую
жесткость и создало хорошие условия для правильного распределения веера
материала по деке.
Сдвоенный трехъярусный стол такого типа с деками площадью 20 м2 (ЯСК-1)
показан на рис. VII. 19.
Приводной механизм для трехъярусных сдвоенных столов ЯСК-1 тот же,
что и для столов СКМ-1 (рис. VII.20).
Технические характеристики
концентрационных столов
СКМ-1 А
ЯСК-1
Производительность, т/ч ................. До 5
Число дек........................................ 1
Общая площадь дек, м1 .......................... 8,1
Длина хода деки, мм............................ 12—30
Частота качаний деки,	мин .................... 230—300
Угол поперечного наклона деки, градус . , .	2 — 8
Расход воды. мв/ч.............................. 2—20
Электродвигатель:
типоразмер ..............................АО2-33»6МЮ1
мощность, кВт............................... 2,2
частота вращения, мин ..................... 1000
Масса, т....................................... 1,33
Изготовитель — Завод «Труд», г. Новосибирск
До 20
3
20
10-26
300
1 — 10
«*»
АО-42-6
2,7
960
1,7
Для подачи питания на концентрационные столы СКМ-1 и ЯСК-1 применяют
лопастной питатель (рис. VII.21). Питатель 1 крепится к нижней части сварного
бункера вместимостью 2—3 т. Вращение питателю сообщают от привода 2 через
звездочки 3 и клиноременную передачу 4.
Техническая характеристика питателя
Производительность, т/ч................................. До 20
Электродвигатель:
типоразмер ...	........................... КОМ-12-4
мощность, кВт . .	  1
Частота вращения, мин ......................................  1420
Редуктор:
тип..................................................   ПДН-2
передаточное число ..................................... 39,66
Питатель прост в исполнении и надежен в работе.
325
ЕЁ
О
<XXXX XXXXXXX/^ KXXXXXXKW*XXXXXXXXXXX^^
х ххххххххх Хххххххх XX У/ХХХ хх х ххх ххЛ»

Хх ххххххххххх-!

Рис. VII.19. Концентрационный стол ЯСК-1:
1 — верхние деки; 2, 5 — желоба смывной воды; 3^6 — средние деки; 4 — нижние деки; 7
тель; 9 — регулировочный маховик; 10 ~ загрузочный желоб; 11 — роликоопоры
— приводной механизм; 8 — двига-
Рис. VII.20. Приводной
механизм столов СКМ-1
и Я СК-1:
1 — эксцентриковый ролик;
2 — эксцентриковый вал;
3 — коленчатый рычаг; 4 —
шток; 5 — регулировочный
винт
Рис. VII.21. Лопастной
питатель
§ 4. Режим работы и эффективность обогащения
на концентрационных столах
Главное условие нормальной работы стола — непрерывная и равномерная
подача угля и воды. Масса материала, разгружаемого на продольной и породной
кромках деки, взаимосвязана. При уменьшении или увеличении производитель-
ности стола веер продуктов обогащения смещается, а следовательно, изменяется
размер зоны их съема, что может привести к ухудшению качества продуктов.
В качестве смывной используется чистая вода. Применять для обогащения
на столах загрязненную шламом воду не рекомендуется, так как при этом ухуд-
шаются качественные показатели разделения. Грязная вода зашламовывает
коммуникации, вследствие чего может вообще прекратиться поступление воды на
деку. При недостаточном расходе смывной воды плотность породной постели уве-
личивается, и с породой уходят зерна угля. При большом расходе воды веер про-
дуктов разделения смещается в сторону приводной головки деки, а вследствие
повышенной скорости потока частицы породы смываются в концентрат.
Установлено, что слой воды над рифлями должен быть в 2—3 раза больше
их высоты. При обогащении крупного материала расход воды больше, чем при
обогащении мелкого.
Удельный расход воды при обогащении углей и антрацитов
на концентрационных столах, м3/т
СКМ-1 ЯСК-1
Крупность угля, мм (марка):
0- 6 (А)............................. 1,4 — 1,8	1.5—1,9
0—1 (А).............................. 0,4-0,5	0,4 —0,5
6-13 (Д)	. . .	............ 2,4	—
327
Производительность концентрационных столов
при обогащении различного исходного материала
СКМ-1 ЯСК-1
Антрацит:
О— 1 мм ...........................
0-6 мм.............................
Уголь марки Д:
0—13 мм ...........................
6— 13 мм ..........................
Промпродукт (0 — 13 мм) ...............
8,2
17,5
15
17,6
15,5
12,6
19,4
Производительность стола, степень разрыхления исходного материала,
эффективность расслоения по плотности и крупности, транспортирование зерен
расслоившегося материала по деке стола в большой степени зависят от характера
возвратно-поступательных движений деки, т. е. от длины и частоты ходов деки
и асимметричности ее движения. Наибольшее разрыхление материала имеет
место в период максимального ускорения, т. е. в конце поступательного и в начале
обратного хода деки.
С увеличением хода деки возрастает вертикальная составляющая скорости
потока и соответственно подъемная сила, что обеспечивает подъем более крупных
и тяжелых частиц на большую высоту. С увеличением частоты ходов деки возра-
стает частота колебаний потока в единицу времени, но подъемная сила может
быть небольшой. При обработке крупного материала высота нарифлений, а сле-
довательно и высота слоя материала на деке, большие, поэтому длина хода деки
Таблица VII.17
Кинематические параметры работы концентрационных столов
Параметр	Антрацит		Пром- продукт	Отсев угля марки Д	Отсев угля марки Г	Шлам марки
	0— 1 мм	0 — 6 мм	0—13 мм	6—13 мм	0—6 мм	0— 1 мм
Частота ходов де-	325	300	325	300	290	290
ки, мин-1 Длина хода деки,	20	24	25	28	26	20
мм Угол поперечного наклона деки, градус	2,5	4	4	5—6	3,5	2,5
Рис. VII.22. Система нарифления типа «Волна»
328
увеличивается. При обработке
мелкого материала увеличивается
частота качаний деки, а длина ее
хода уменьшается.
Сопротивление материала
передвижению в нем частиц боль-
ше при расслоении тонких зерен,
несмотря на то что абсолютная
высота слоя меньше. Следователь-
но, число элементарных циклов,
необходимых для эффективного
расслоения, должно увеличиваться
при переходе от обработки круп-
ных классов к мелким. Скорость
движения материальных зерен по
деке в поперечном направлении
зависит от расхода воды и угла
наклона деки. При малом угле
наклона деки веер разделения сме-
щается в сторону породной кром-
ки, при большом — в сторону
приводного конца, а поток жид-
кости смывает угольные и породные
фракции в концентрат.
При обогащении углей различ-
ной крупности необходим разный
угол наклона деки: для шламов
1—2°; для более крупных мате-
риалов 3—4°. Оптимальные зна-
чения кинематических парамет-
ров работы столов приведены
в табл. VII.17.
Для обогащения антрацито-
вых штыбов разработана спе-
циальная система нарифлений
типа «Волна» (рис. VII.22). От-
личительная особенность этой
системы заключается в наклоне
рифлей в зоне разделения к оси
деки, что обеспечивает пере-
чистку породы. При этом частицы
породы переворачиваются, и вос-
ходящими потоками вымывают-
ся захваченные ими легкие зерна
угля. Расстояние между риф-
лями за линией окончания «Вол-
ны» увеличено до 68 мм. Рифли
поставлены вразбежку. Эта си-
стема нарифлений была при-
менена на концентрационных сто-
лах ОФ шахтоуправления «Янов-
ское».
Исследованиями установлено,
что оптимальным условием для
лучшего разделения является
равномерное и полное взвешива-
ние частиц в межрифельном про-
странстве, что возможно при
изменении его конфигурации.
Ликвидация крупномасштабных
вихрей и наиболее равномерное
00
3
3

329
Рис. VII.23. Рифли
типа «Обратная
волна»
распределение микропульсаций скорости в межрифельном пространстве имеют
место при форме рифлей типа «Обратная волна» (рис. VI 1.23).
Эффективность работы концентрационных столов
Антрацит (0 — 6 мм):
Ерт> кг/м3...................................
Погрешность разделения J.....................
Плотность разделения, кг/м3..................
Уголь марки D (0—13 мм): ........................
Ерт, кг/м3 ....	.
Погрешность разделения J ....................
Плотность разделения, кг/м3..................
СКМ-1 ЯСК-1
120	140
0,15	0,16
1825	1870
НО	—
0,17	—
1660	—
Средние показатели работы столов приведены в табл. VII. 18.
На концентрационных столах происходит эффективное обессеривание углей.
Это объясняется особо благоприятными условиями, создаваемыми для выделения
пирита и пиритизированных сростков.
Раздел V111
СУХИЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ
Глава 1
ПНЕВМАТИЧЕСКОЕ ОБОГАЩЕНИЕ
§ 1.	Общие сведения
К сухим методам обогащения относятся процессы разделения смеси мине-
ральных частиц в воздушной среде. Из сухих методов обогащения наибольшее
распространение получил метод пневматического обогащения, который осуще-
ствляется на перфорированной рабочей поверхности машины под действием
воздушного потока, иногда в комбинации с механическим встряхиванием рабо-
чей поверхности. При этом происходит разрыхление и расслаивание материала
по плотности и крупности. Разделение на продукты производится путем пере-
мещения образующихся слоев материала по рабочей поверхности машины в раз-
ных направлениях или путем удаления нижних слоев постели через разгрузоч-
ные карманы.
Характер воздействия рабочей поверхности и воздушного потока на обога-
щаемый материал, принципы разделения и способы разгрузки продуктов, а сле-
довательно, и результаты обогащения определяются конструкцией машин, кото-
рые делятся на пневматические сепараторы и пневматические отсадочные машины.
Преимуществами пневматического метода обогащения являются: простота
схем обогащения и фабрик в целом, более низкие капитальные затраты и себе-
стоимость процесса, меньшая энергоемкость, отсутствие потребности в воде и
получение сухих продуктов обогащения.
Недостатки пневматического метода обогащения — зависимость резуль-
татов разделения от внешней влажности и обогатимости исходного угля, низкая
технологическая эффективность процесса. Вследствие этого пневматический
метод обогащения имеет ограниченное применение и используется преимуще-
ственно на фабриках и установках для обогащения бурых и легкообогатимых
каменных углей в районах с суровым климатом или в районах, где ощущается
недостаток воды.
В стадии промышленного внедрения находится метод обогащения в воздуш-
ной среде с утяжелителем — разделение минеральных частиц по плотности
в аэросуспензиях.
Все машины для пневматического обогащения принято разделять на пнев-
матические сепараторы и пневматические отсадоч-
ные машины. Отличительным признаком пневматических отсадочных ма-
шин является последовательное отделение и выгрузка из машины отдельных слоев
постели сверху или снизу. В пневматических сепараторах происходит постепен-
ное отделение образующихся слоев на всей площади рабочей поверхности, а раз-
грузка продуктов — с периферийных участков дек.
К сухим методам относятся также процессы обогащения, в которых исполь-
зуются различия в таких физических свойствах компонентов угля, как форма,
цвет, коэффициент трения, электрические константы и др.
В настоящее время пневматический метод применяется для обогащения бу-
рых и каменных углей, а также горючих сланцев на 8 пневматических фабриках,
13 установках и 8 фабриках с комбинированными схемами обогащения. Наиболь-
шее распространение пневматический метод получил при обогащении бурых углей
на Северном и Южном Урале и на Дальнем Востоке. Кроме того, этот метод при-
меняется для обогащения каменных углей в Кузбассе, Воркуте и Средней Азии
и для обогащения горючего сланца на ш. № 3 ПО «Ленинградсланец».
В настоящее время на обогатительных фабриках и установках используются
83 сепаратора, в том числе серийно изготовляемые сепараторы СП-12 и СП-6,
331
а также машины ранее выпускавшихся конструкций ОСП-ЮО, СПБ-100М,
СПБ-100, СПК-40М, СПК-40, УШ-3, и 26 пневматических отсадочных машин,
в том числе 20 серийно выпускаемых машин ПОМ-2А и 6 ранее выпускавшихся
ПОМ-2М.
§ 2.	Элементы теории пневматического обогащения
Основой пневматического метода обогащения является использование раз-
ности плотностей зерен чистого угля и минеральных примесей, т. е. физические
принципы пневматического и мокрого методов обогащения идентичны. Разделяю-
щей средой при пневматическом методе обогащения является струя воздуха.
Поэтому при сравнении мокрого и пневматического методов обогащения необ-
ходимо учитывать разницу между плотностью воды (рв = 1000 кг/м3) и воздуха
(рв = 1,23 кг/м3), а также незначительную вязкость воздуха (1,8-10-5 Па-с),
которая в 50 раз ниже вязкости воды.
Если пренебречь малым значением плотности воздушной среды, то началь-
ное ускорение gQ падения тела в воздушной среде будет равно ускорению сво-
бодного падения, т. е. g0 — g. Тогда значение конечной скорости (м/с) падения
тела диаметром d и плотностью рг в воздухе составит
Vo k 1Л/рт,
где k — коэффициент, равный 5—5,5; d — диаметр тела, м; рг — плотность
тела, кг/м3.
Пневматические сепараторы имеют вибрирующие рабочие поверхности и
пульсирующую или непрерывную подачу воздуха, пневматические отсадочные
машины ПОМ — неподвижную рабочую поверхность и пульсирующую подачу
воздуха.
Процесс расслоения материала на деке пневматического сепаратора осуще-
ществляется по всей его рабочей поверхности в результате совместного воздей-
ствия восходящих воздушных потоков и встряхиваний, обеспечивающих раз-
рыхление постели, необходимое для взаимного перемещения зерен. Результаты
такого расслоения зависят от влияния каждого из этих двух факторов, характер
воздействия которых на зерна материала различной крупности в известной сте-
пени противоположен. Если под воздействием восходящих воздушных потоков
постель материала расслаивается таким образом, что в нижних слоях концен-
трируются более крупные зерна, а в верхних — более мелкие, то под влиянием
встряхиваний крупные зерна вытесняются вверх, а мелочь проваливается в ниж-
ние слои. Увеличение разрыхленности постели материала под воздействием воз-
духа уменьшает влияние процесса сегрегации, т. е. расслаивания материала
при встряхивании, а уплотнение постели способствует усилению ее влияния.
Полного взвешивания потоками воздуха даже чистых угольных зерен >6 мм
на деках пневматических сепараторов обычно не происходит. При насыпной
плотности материала 900—1300 кг/м3 средний перепад давления на 1 мм высоты
неразрыхленной постели обычно не превышает 7—9 Па, часто составляя всего
лишь 3—6 Па. Необходимая для взаимного перемещения зерен разрыхленность
постели достигается в этом случае ее встряхиванием.
В процессе сегрегации материала, находящегося под воздействием только
встряхиваний без подачи воздуха, происходит постоянное перемещение отдель-
ных зерен как из верхних слоев постели материала в нижние, так и наоборот.
Интенсивность перемещения возрастает с увеличением амплитуды и частоты
встряхивания. Перемещение отдельных зерен в постели происходит путем их
расклинивания, подклинивания и накатывания друг на друга. При этом раскли-
нивание имеет преимущественное влияние при вертикальном встряхивании,
подклинивание — как при вертикальном, так и при горизонтальном встряхи-
вании, а накатывание — в основном только при горизонтальном. Относительное
перемещение зерен в постели зависит от их крупности и образующихся между
ними зазоров. Мелкие зерна обладают в этом случае большей способностью, чем
крупные, проникать в образующиеся зазоры между зернами и подклинивать их,
в связи с чем они концентрируются в нижних слоях постели. Кроме того, при
горизонтальном встряхивании мелкие зерна, попадая под крупные, вызывают
332
накатывание последних, что также способствует их подъему В верхние слои по-
стели. С увеличением различия в крупности зерен возрастает возможность преи-
мущественного проникновения мелочи через зазоры между крупными зернами.
Повышение частоты встряхивания приводит к увеличению разрыхленности по-
стели и подвижности зерен. При этом эффект сегрегации снижается, так как
уменьшается преимущественная способность мелких зерен проникать в зазоры
между крупными и возрастает общее перемешивание зерен. В связи с тем что
возможности перемещения в постели одинаковых по крупности зерен (как тя-
желых, так и легких) приблизительно равнозначны, если не считать незначитель-
ного увеличения расклинивающей способности первых по сравнению со вторыми,
эффект сегрегации зерен по их плотности при встряхивании оказывается незна-
чительным.
При обогащении углей в пневматических сепараторах сегрегация материала
при встряхивании особенно заметно проявляется в уплотненных слабо взве-
шенных слоях постели при низких расходах воздуха. В этих случаях в верх-
них слоях постели концентрируются более крупные зерна. По мере перевали-
вания верхних слоев постели через дековые рифли из одного межрифельного
отсека в другой в направлении поперечного наклона деки концентрация круп-
ных зерен возрастает от отбойного бруса к бортовой рифле. Концентрат и пром-
продукт, разгружающиеся через бортовую рифлю, имеют более крупный гра-
нулометрический состав; отходы и промпродукт, выделяемые с торца деки, —
более мелкий. Процесс расслоения постели по плотности зерен в этом случае
происходит малоэффективно.
В целом сегрегация материала постели на деке сепаратора при встряхива-
нии способствует повышению крупности выделяемых через бортовую рифлю
продуктов (концентрата, промпродукта), увеличению плотности разделения круп-
ных классов и ее относительному снижению для мелких. При низких расходах
воздуха, когда постель наименее взвешена и сегрегация материала при встря-
хивании проявляется в большей степени, крупность получаемого концентрата
может превышать крупность отходов, а плотность разделения крупных классов
(более 25 мм) значительно выше плотности разделения мелких (3—6 мм; 6—13 мм).
Повышение содержания мелочи в исходном угле уменьшает пористость постели,
увеличивает при тех же расходах воздуха ее разрыхленность, что приводит
к снижению влияния сегрегации в процессе расслоения постели материала.
При этом тот же эффект сегрегации может быть достигнут при значительно мень-
ших методах воздуха. Повышение крупности исходного материала как вследствие
возрастания верхнего предела, так и уменьшения содержания в нем мелочи
увеличивает пористость постели, снижает ее разрыхленность и приводит к уси-
лению роли сегрегации в процессе расслоения.
При расслоении постели в процессе ее движения по рабочей поверхности
деки пневматического сепаратора четкого разделения материала по плотности
на слои по высоте не происходит. Легкие зерна, концентрируясь в верху постели,
образуют сравнительно чистый верхний слой, тяжелые — нижний слой. Сред-
ний, наиболее толстый слой представляет собой преимущественно смесь легких
и тяжелых зерен. Вследствие этого эффективность обогащения в пневматических
отсадочных машинах с послойным разделением продуктов по сравнению с эф-
фективностью обогащения в сепараторах ниже.
Сегрегация материала при встряхивании, относительно снижая плотность
разделения мелких классов и повышая ее для крупных, способствует расшире-
нию шкалы крупности материала, эффективно обогащаемого в пневматических
сепараторах. При обогащении в них шкала крупности эффективно обогащаемых
зерен составляет 1 : 5 (6).
В пневматических отсадочных машинах с неподвижной рабочей поверх-
ностью процесс расслоения материала происходит в стесненных условиях под
воздействием только пульсирующих воздушных потоков. В этом случае шкала
крупности эффективно обогащаемых зерен составляет 1 : 2 (3). При этом плот-
ность разделения материала с уменьшением его крупности всегда возрастает,
а эффективность обогащения снижается.
Для расслоения материала при пневматическом обогащении необхо-
дим перепад полного давления воздуха в постели АРПг (Па), который
Ср
333
Рис. VIII. 1. Зависимость коэффициента
смягчения т) входа в отверстия от от-
носительного радиуса закругления
входных кромок отверстий (а) и зави-
симость коэффициента сопротивления
£р.п рабочей поверхности пневматиче-
ских сепараторов с расшпильными си-
тами от ее живого сечения при разных
значениях т] (б)
*J
вливаемый по условию равномерности
определяется по формуле
дрпср - Kgyepha,
где К — коэффициент взвешенности
постели воздуха (0,6—0,8 для пнев-
матических сепараторов с вибриру-
ющей рабочей поверхностью и 0,9—
0,95 для пневматических отсадочных
машин с неподвижной рабочей поверх-
ностью); g — ускорение свободного
падения, м/с2; уср— средневзвешен-
ная насыпная плотность материа-
ла, кг/м3; hu — высота постели, м.
Одним из важнейших условий
эффективного расслоения постели
материала является равномерность
и стабильность распределения воз-
духа по рабочей поверхности. Для
обеспечения достаточной равномер-
ности и стабильности распределения
воздуха по вибрирующей рабочей
поверхности сепаратора ее минималь-
ное сопротивление должно быть не
ниже 0,25 сопротивления постели
при непрерывной подаче воздуха и не
ниже 0,1 — при пульсирующей.
В пневматических отсадочных маши-
нах с неподвижными рабочими по-
верхностями их сопротивление должно
составлять 0,5—1,5 сопротивления
постели обогащаемого материала.
Минимальный допустимый коэф-
фициент сопротивления рабочей по-
верхности £р. п определяется по
формуле
?р. и ~ 2^р.п/(Русрр п )’
где ДРр, п—перепад полного давле-
ния на рабочей поверхности, устана-
распределения воздуха; р —• плотность
воздуха; vcp п — средняя скорость воздуха над постелью.
Сопротивление рабочей перфорированной поверхности определяется в основ-
ном ее живым сечением и может быть рассчитано по формуле
5р. п [1 Н I Л О Фр. ц) Фр. п]/Фр. II»
где г) — коэффициент смягчения входа в отверстия; фр. п—живое сечение ра-
бочей поверхности (в долях ед.).
Для применяемых в пневматических сепараторах рашпильных сит в зави-
симости от радиуса г закругления кромок отверстий на входе значение коэффи-
циента т| колеблется от Одо 0,165, для гофрированных и резиновых сит с острыми
кромками отверстий г] принимается равным 0,5.
На рис. VIII.1 приведены зависимости |Рф п рабочей поверхности из раш-
пильных сит от их живого сечения для разных коэффициентов т] и коэффициента г]
от относительного радиуса закругления входных кромок отверстий r/d3.
Эквивалентный диаметр d3 отверстия определяется по формуле
d3 = 4S/(3a),
где а — размер стороны треугольного отверстия; S — площадь отверстия.
334
Часть рабочей поверхности не имеет перфорации (участки крепления и т. д.).
С учетом коэффициента перфорации сит |1, выражаемого отношением перфори-
рованной площади сит Sc к общей площади рабочей поверхности 8р. п, коэффи-
циенты сопротивления рабочей поверхности и сит связаны выражением
1Р. п --= №Вс/и2.
где К = [1 — fxipc + /пС1 —	— ipc + /т] (1 — 1|;с)];
фс — живое сечение перфорированной части сит;
р, — 8с/8р. п — фр, п/Фс-
Обычно К не превышает 1,02—1,03. Поэтому для приближенных расчетов |р>п
можно пользоваться формулой
Удельная мощность, затрачиваемая воздухом на преодоление сопротивле-
ния 1 м3 площади рабочей поверхности, определяется по формуле
^УД = gp. пР^срр. п/(2 • 1000).
Общая мощность для всей машины (кВт) — по формуле
N = Р*Е &>• "Лр. „Д П/Л2'1000)-
где 5р. п— площадь рабочей поверхности поля Z-й машины; п — число полей
в машине.
Мощность (кВт), затрачиваемая воздухом на взвешивание постели материала
на рабочей поверхности, определяется по формуле
i—n
Nn = 2 дрп. <?z/(3600  1000),
1=1	1
где — перепад полного давления воздуха в постели на участке (поле) i, Па;
Q — расход воздуха на участке (поле) /, м3/ч; п — число участков (полей) на
рабочей поверхности сепаратора.
Средняя мощность (кВт) по машине, отнесенная на 1 м2 площади рабочей
поверхности, затрачиваемая воздухом на взвешивание постели
^пуд = Xu/S,
где 8 — площадь рабочей поверхности, м2.
§ 3.	Пневматические сепараторы
Пневматические сепараторы предназначены в основном для обогащения углей
крупных классов — от 6; 25 до 50 (100) мм. Существенной особенностью пнев-
матического разделения в сепараторе является отсутствие периода уплотненного
состояния постели. Разрыхление постели обеспечивается непрерывным поступ-
лением воздуха через перфорированную деку. Сегрегация и расслоение постели
происходят под действием механических встряхиваний деки, а разделение и
перемещение продуктов обогащения — благодаря наличию рифлей переменной
высоты, устанавливаемых под углом к продольной оси деки. Продукты обога-
щения движутся в разных направлениях (образуют веер) и разгружаются на
разных участках деки. По конструкции пневматические сепараторы различаются
между собой числом коробов и полудек в одном коробе, площадью дек и числом
полей в одной деке.
В СССР серийно выпускаются сепараторы СП-12, СП-6, СПБ-100 и СПБ-100М
(табл. VIII. 1). Все они относятся к поперечно-поточным с продольным и попе-
речным наклонами рабочей поверхности к горизонту. Продольное продвижение
335
Таблица VIII. 1
Технические характеристики пневматических сепараторов
Параметры	СП-6	СП-12	СПБ-100	СПБ-100М
Производительность, т/ч	40—50	100	100	До 150
Крупность обогащаемого материала,	6—50	6—75	6-75	6-75
мм				
Площадь рабочей поверхности, м2	6,7	12	12	17
Число дек	1	1	1	2
Рабочая длина деки, мм	4700	6000	6000	5000
Рабочая ширина деки, мм	1400	2000	2000	1700
Частота качаний деки, мин'1	310—400	310—400	200—450	250—400
Число полей в каждой деке	3	4	4	4
Расстояние между дековыми рифля-	178	230	230	200
ми, мм				
Угол наклона, градус:				
дековых рифлей к продольной оси	7	10,5	9	10
сепаратора				
деки к горизонту				
продольный	4— 11	4—11	4—11	4—10
поперечный	3—10	4-11	2—12	4—10
опор деки к горизонту	40-70	38—75	34—61	45—75
Эксцентриситет приводного вала, мм	6	10	10	10
Частота пульсаций воздуха, мин'1	83—130	83— 130	83-130	62; 100;
				144
Мощность установленных электродви-	10,5	20	23,6	31,7
гателей, кВт				
Габаритные размеры, мм:				
длина	6410	8150	7950	16 000
ширина	2985	3590	3950	5 250
высота	5500	7403	9860	8 300
Масса, т	8,1	14,6	16,1	32,4
Изготовитель — Карагандинский машиностроительный завод № 2 им. Пар-
хоменко,
материала вверх по декам в сепараторах осуществляется под действием их ка-
чаний.
Сепаратор СП-12 (рис. VIII.2) имеет односкатную деку, состоящую
из короба 19 и рамы 18. Короб по длине разделен на четыре поля с самостоятель-
ным подводом воздуха через воздухопроводящие прорезиненные рукава 10 к диф-
фузорам 17. В качестве рабочей поверхности полей используются резиновые или
металлические сита 35. Под рабочей поверхностью внутри диффузоров имеются
три перегородки, разделяющие воздухоподводящнй канал по ширине на четыре
отсека. В каждом отсеке в горловине диффузора имеются дроссельные заслонки
с рукоятками 9, регулирующие распределение воздуха по ширине деки. Под
дроссельными заслонками расположены пульсаторы 22. Над ситами расположены
рамки с рифлями 34 для создания направленного движения нижнего слоя рас-
слаивающейся постели обогащаемого материала. В задней части короба имеется
питающий лоток 33 для поступающего угля. На верхней боковой стороне короба
установлен отбойный рифль 20, на нижней и верхней торцовой — выдвижные
(боковой 36 и торцовый 32) борта, с помощью которых регулируется высота по-
стели на рабочей поверхности. Короб нижней боковой стороной посредством шар-
ниров крепится к раме 18. Поперечный наклон короба регулируется винтовыми
механизмами 2, а закрепление короба в заданном положении производится сто-
порными механизмами 4. Рама деки с помощью задней 16 и передней 5 опор опи-
рается на поворотную раму 7 сепаратора. Угол подбрасывания материала на
рабочей поверхности регулируется изменением углов наклона опор деки к го-
ЗЗС?
*1	V
Рис. VIII.2. Пневматический сепаратор СП-12
ризонту путем перемещения с помощью винтов нижних опорных кареток 6 в на-
правляющих, закрепленных на поворотной раме. Качание деки производится
посредством эксцентриково-шатунного механизма /5, установленного на пово-
ротной раме. Привод эксцентриково-шатунного механизма осуществляется от
электродвигателя 11 через клиноременную передачу 14. Частота качании деки
регулируется механическим вариатором 12. Поворотная рама задним концом
опирается на шарниры опорных кронштейнов 13, а передним — на два винтовых
337
подъемных механизма 5, которыми регулируется ее наклон к горизонту. Воздух
под сепаратор от технологического вентилятора подается через воздуховод 24,
разделенный в верхней части на четыре патрубка, в которых установлены дрос-
сельные заслонки 23 для регулирования распределения воздуха по полям. Снизу
воздуховод имеет бункер 25 для сброса просыпающегося через сита материала
с выпускным клапаном 26, открывающимся рукояткой 27 со стопором. На па-
трубках установлены четыре индивидуальных пульсатора, привод которых
осуществляется от электродвигателя 29 через клиноременной вариатор 28. Раз-
гружающийся через борта материал поступает в боковую 30 и торцовую 3 прием-
ные воронки. Распределение материала по продуктам обогащения осуществляется
распределительными ножами 31. Приемные воронки под перфорированными участ-
ками бортов разделены перегородкой на отсеки, оборудованные разделительными
ножами для более четкого разделения вееров разгружающегося материала круп-
ных и мелких классов и направления его в соответствующие продукты. Дека
сепаратора сверху закрыта зонтом 1, через который отсасывается запыленный
воздух. Для герметизации установки между зонтом и декой применяются бре-
зентовые шторки 21.
Конструкции пневматических сепараторов позволяют регулировать следую-
щие параметры: высоту боковых бортов; высоту торцовых бортов или углов
наклона породоперемывочных площадок; высоту дековых рифлей, углы про-
дольного и поперечного наклонов дек к горизонту, углы наклона к горизонту
опор дек у загрузки и разгрузочного торца; частоту качаний деки; расход воздуха
по полям и зонам полей, частоту пульсаций воздуха; положение разделяющих
ножей в приемных воронках.
В процессе оперативной настройки сепаратора при небольших колебаниях
состава исходного материала обычно без остановки машины регулируют частоту
качаний деки, расход воздуха по полям и ширину зон съема продуктов положе-
нием разделяющих ножей в приемных воронках. Остальные параметры регули-
руют в ходе специальной наладки сепараторов при их остановке.
Высота рифлей устанавливается в зависимости от гранулометрического и
фракционного составов исходного материала и постепенно уменьшается от раз-
грузочного борта в поперечном направлении к отбойному брусу и в продольном—
к торцу деки. От высоты дековых рифлей зависит равномерность распределения
материала, от высоты бортовых рифлей — толщина постели и скорость разгрузки
концентрата. Ширина межрифлевых отсеков по условиям расклинивания круп-
ных кусков должна быть не менее трехкратного размера максимальных кусков
обогащаемого материала.
Продольный угол наклона деки определяет скорость разгрузки отходов и
промпродукта и обычно составляет 6°, если же разрыхление материала недоста-
точно и разница в скоростях движения вдоль деки нижних и верхних слоев по-
стели не обеспечивает требуемой концентрации материала, то продольный угол
наклона к горизонту увеличивают до 8°. Поперечным углом наклона деки регу-
лируют скорость разгрузки концентрата, при оптимальных воздушных режимах
он составляет около 6°. Если при заниженных расходах воздуха верхние слои
постели слабо разрыхлены и скорость их перемещения недостаточная, попереч-
ный наклон деки увеличивают до 8—10°.
Расход воздуха, необходимого при обогащении на пневматических сепара-
торах, зависит от гранулометрического и фракционного составов исходного угля.
Воздух должен распределяться равномерно по всему участку деки. При недо-
статке воздуха и неравномерном его распределении по всей площади деки эффек-
тивность обогащения резко снижается. Избыток воздуха также нежелателен,
так как при этом образуются местные вздутия и воронкп, следствием чего яв-
ляется перемешивание слоев постели. Чем больше крупность и влажность обо-
гащаемых углей, труднее обогатимость и выше постель, тем больше должны быть
расход и напор воздуха. Максимальная эффективность обогащения в сепараторах
для углей различной крупности достигается при следующих удельных расходах
воздуха:
Класс, мм 13 100	13 — 75	25 — 50 13 — 50 25 — 40 13 — 25 6—13 3 — 6
Удельный 15,2—15,8	13,5—14,7	13,6	12,8	12	9,6	8	6,4
расход
воздуха,
тыс. м3/(ч-м2)
338
Рис. VIII.3. Карта резинового сита
для сепаратора СП-12
с отходами. Амплитуда качаний деки
В случае обогащения углей указан-
ных классов при содержании 10—15 %
мелочи размером менее нижней границы
класса при приведенных расходах воз-
духа достигается так называемое «крити-
ческое» состояние постели, при котором
происходит максимальное взвешивание
зерен воздухом без нарушения постели.
Для получения равноценной эффектив-
ности обогащения углей крупных клас-
сов 013 мм) в присутствии мелочи, со-
держание которой более указанных пре-
делов, приведенный выше расход воздуха
необходимо снижать на 1,7 % на каж-
дый процент увеличения содержания
мелочи.
При пульсирующей подаче воздуха
обогащение углей в пневматических
сепараторах происходит с равнозначными
эффективностью и производительностью
при расходе воздуха в среднем на 25 %
ниже по сравнению с расходом при его
непрерывной подаче. В этом случае
частота пульсаций обычно не должна
превышать 120 мин-1.
Частота качаний деки является одним
из определяющих факторов степени раз-
рыхлепностп постели и производитель-
ности сепаратора и устанавливается в
зависимости от содержания породы
в исходных углях и их влажности. Чем
больше частота качаний деки, тем быстрее
происходит разгрузка отходов. Реко-
мендуется сочетать регулировку частоты
качаний деки с углом ее продольного
наклона. В противном случае породная
постель может быть нарушена, что при-
ведет к повышенным потерям концентрата
определяется эксцентриситетом приводного вала и параметрами кинематической
схемы машины при установленном положении опор и составляет от 6 до
10 мм.
Углы наклона опор деки к горизонту определяют интенсивность разрыхле-
ния слоя постели на деке. Оптимальные результаты обогащения достигаются
при углах наклона опор деки к горизонту у загрузки в пределах 38—45°, у раз-
грузочного торца 50—56°. С уменьшением содержания породы в исходных углях
разница в наклонах опор деки должна возрастать. Благодаря этому обеспечи-
вается накапливание тяжелых фракций у разгрузочного торца, что требуется
для получения чистых отходов.
На практике технологическая эффективность обогащения углей в пневмати-
ческих сепараторах зависит от большого числа факторов, и прежде всего от ка-
чества и влажности исходных углей. Она меняется в широких пределах. Так,
засорение концентрата фракциями ^>1800 кг/м3 при разделении угля на
два продукта составляет 4—10 %, а при разделении на три продукта 2—
5 %. Потери угля фракций <4500 кг/м3 в отходах обогащения при по-
лучении двух продуктов составляют 5—12 %, при получении трех продук-
тов 3—9 %.
В качестве перфорированной рабочей поверхности пневматических
сепараторов вместо рашпильных или металлических гофрированных сит
в последнее время все больше применяются резиновые сита (рис. VIII.3)
со ступенчатой рабочей поверхностью и живым сечением сита до 35 %,
которые обладают высокой износостойкостью (срок службы 2—3 года)
339
Й Хорошим сцеплением уступов с материалом, что стабилизирует процесс!
обогащения.
Технические характеристики резиновых сит
Живое сечение, %.....................
Размеры, мм:
длина ........................
ширина ..........................
высота ..........................
Число отверстий .....................
Уступы:
число ...............................
высота, мм	...............
шаг, мм..........................
Тип 1 Тип 2
32,2	34,4
490	393
326	323
48	46
774	1229
12	13
11	10
39,6	29
Сравнительные данные о работе пневматических сепараторов до и после уста-
новки резиновых сит приведены в табл. VIII.2.
В настоящее время создается новый усовершенствованный сепаратор СП-12А
производительностью до 150 т/ч с системой автоматической стабилизации про-
цесса обогащения путем регулирования частоты качаний деки в зависимости от
давления воздуха под рабочей поверхностью ее первого и третьего полей.
Из зарубежных сепараторов характерные конструктивные особенности имеют
сепараторы фирмы «Гумбольдт» (ФРГ), в которых две деки установлены парал-
лельно и каждая из них разделена на восемь полей (четыре по длине и два по
ширине). Сепараторы, эксплуатируемые в США, изготовляют с трапециевидной,
V-образной и другими формами дек для более полного использования их рабо-
чей площади.
Таблица VII 1.2
Показатели работы пневматических сепараторов,
обогащающих бурые угли на обогатительных установках
ПО «Приморскуголь»
Наименование предприя- тий и типоразмер сепаратора	Показатели, %	Результаты работы	
		до установки резиновых сит	после уста- новки рези- новых сит
Шахтоуправление «Тав-	Ad исходного угля	32,7	32,9
ричанское», СП-12	Выход концентрата	89,1	89,1
	Ad концентрата	28,2	28,2
	Выход отходов	10,9	10,9
	Ad отходов	69,4	71,3
Шахтоуправление «При-	Ad исходного угля	34,4	34,5
морское», СПБ-ЮОМ	Выход концентрата	83,5	85,5
	Ad концентрата	27,4	26,6
	Выход отходов	16,5	14,5
	Ad отходов	69,9	74,0
Разрез «Реттиховский»,	Ad исходного угля	20,2	20,3
СПБ-100	Выход концентрата	92,7	91,6
	Ad концентрата	16,6	15,8
	Выход отходов	7,3	8,4
	Ad отходов	65,8	69,3
340
§ 4.	Пневматические отсадочные машины
На отечественных обогатительных фабриках с пневматическим и комбини-
рованными методами обогащения применяются в основном пневматические отса-
дочные машины ПОМ-2А (рис. VIII.4) для обогащения мелких классов (0—13 мм
и в отдельных случаях 0—25 мм) легко- и среднеобогатимых углей с внешней
влажностью не более 4—5%. Превышение указанных пределов влажности ис-
ходного угля резко снижает эффективность обогащения.
В пневматических отсадочных машинах расслоение обогащаемого материала
происходит в слое постели под действием пульсирующего воздушного потока.
Продукты обогащения движутся в одном направлении и разгружаются послойно
в конце деки.
Техническая характеристика пневматической отсадочной машины ПОМ-2А
Производительность, т/ч ................................................ 100
Крупность обогащаемого материала, мм ............................... 0—13(25)
Площадь рабочей поверхности,	м2....................................... 4,5
Ширина двух полудек, мм ............................................... 1200
Живое сечение сит, °/(.................................................. 28
Угол наклона рабочей поверхности к горизонту, градусы-минуты ...	7° 45'
Частота колебаний зональной плиты, мин '1	........................ 63—101
Ход зональной плиты, мм............................................ 45
Частота вращения шнеков, мин"1 .................................... 63—101
Частота пульсаций воздуха, мин-1 .................................. 126 — 266
Ход разгрузочных клапанов, мм ................................... 0—108
Частота качаний разгрузочных клапанов, мин-1 ...................... 63 —101
Типоразмер вибратора .............................................. ВНДВ-3
Электродвигатель привода:
типоразмер......................................................... ВАО 41-4
мощность, кВт........................................................ 4
частота вращения	ротора,	мин"1.................................... 1450
Типоразмер нагнетательного	вентилятора ............................... ВД-12
Габаритные размеры, мм:
длина.............................................................. 8470
ширина ............................................................ 2215
высота............................................................. 3710
Масса, кг ............................................................. 8850
Изготовитель - - Карагандинский машиностроительный завод № 2 нм. Пархоменко
Рис. VIII.4. Пневматическая отсадочная машина ПОМ-2А
341
Обогащение материала в пневматических отсадочных машинах осуществ-
ляется на двух параллельно работающих полудеках, которые снабжены обособ-
ленной системой воздухораспределения. Исходный материал поступает на ма-
шину через загрузочный бункер 2. Для ликвидации зависания угля на загрузоч-
ном бункере установлен вибратор /, который включают периодически. Подачу
материала в машину регулируют шиберной заслонкой 25. Из загрузочного бун-
кера исходный уголь поступает в зону предварительного разрыхления 24, осу-
ществляемого непрерывно подаваемым под перфорированное днище по специаль-
ному каналу 23 потоком воздуха. Регулирование его подачи производится дрос-
селем 20. Предварительно разрыхленный уголь поступает на рабочую поверх-
ность машины — две полудеки. Рабочая поверхность полудек состоит из допол-
нительного поля предварительного разделения 22, породного 16, промпродук-
тового 12 и концентратного 10 полей. Для обеспечения равномерной подачи воз-
духа по всей площади поля в машине сопротивление рабочей поверхности уве-
личивают путем размещения под ситами искусственной постели из слоя фарфо-
ровых шариков диаметром 14 мм. Шарики размещают в специальных отсеках 18,
подачу воздуха в каждый отсек регулируют с помощью шторных заслонок 17.
Поля полудек разделяются между собой породным 13 и промпродуктовым 11
карманами, через которые из машины удаляются соответственно отходы и пром-
продукты. За карманами установлены пороги 5, задерживающие продвижение
нижнего слоя постели и обеспечивающие в нем концентрацию соответствующего
по плотности материала перед разгрузкой в карман. В конце концентратного поля
установлен шибер 8 для послойного разделения материала на концентрат и пере-
мывочный продукт, который удаляется в расположенный под шибером карман 9.
Разгрузка каждого продукта через соответствующий карман регулируется в це-
лом по машине изменением частоты качаний клапана 14 и на каждой стороне
машины — изменением хода клапана винтовым механизмом кулисы. Отходы и
промпродукт удаляются из машины шпеками 15, расположенными под клапанами.
Расслоение постели материала по плотности и частично по крупности зерен
происходит под действием пульсирующего потока воздуха, создаваемого с по-
мощью шести индивидуальных пульсаторов 19, находящихся под полями полу-
де к. Воздух подается через перфорированную поверхность полей, которая пред-
ставляет собой штампованные сита с круглыми отверстиями диаметром 1,2 мм
и живым сечением 26—33 %. Лопасти пульсаторов полудек развернуты под
углом 90°. Для обеспечения стабильности цикла пульсирующей подачи воздуха
под отдельные ноля индивидуальные пульсаторы должны вращаться с одинако-
вой частотой, а их лопасти должны быть развернуты под определенными углами
(рис. VIII.5). Для разравнивания постели материала и равномерного его рас-
пределения по всей площади над рабочей поверхностью каждой полудеки на шар-
нирных подвесках прикреплены качающиеся зональные плиты 7 (см. рис. VIII.4),
представляющие собой перфорированные стальные решетки с квадратными от-
верстиями размером 50X50 мм. Высота расположения зональных плит над ра-
бочей поверхностью регулируется в зависимости от высоты постели и содержа-
ния в исходном материале тяжелых фракций. При толщине постели материала
170—200 мм зональные плиты обычно устанавливаются на высоте 45—50 мм
над рабочей поверхностью. Все вращающиеся и качающиеся механизмы в машине
приводятся в движение от одного привода 21 через систему цепных передач.
Сверху машина закрыта зонтом 6 для отсоса запыленного воздуха, а по бокам
корпуса машины установлены быстросъемные остекленные панели 4 и герметич-
ные люки 3, которые служат соответственно для осмотра, чистки, ремонта дек и
визуального наблюдения за состоянием постели.
Расслоение постели на рабочей поверхности пневматической отсадочной
машины происходит в условиях стесненного движения зерен. При этом в ниж-
них слоях постели концентрируются тяжелые и крупные зерна, в верхних —
легкие и мелкие. Движение постели вдоль машины происходит под действием
потока воздуха и наклона рабочей поверхности к горизонту. При этом макси-
мальную скорость имеют верхние слои постели, минимальную — нижний. На
каждом поле нижний слой удерживается порогами, находящимися за разгру-
зочными карманами, что обеспечивает концентрацию соответствующих тяжелых
фракций в нижнем слое перед карманами. Качество разгружаемых продуктов
регулируется скоростью удаления нижнего слоя материала через карманы.
342
Ш поле
И поле
I поле
3	2
Поддуб
1
S
Рис. VIII.5. Схема пульсаций пневматической отсадочной машины ПОМ-2А:
а — рекомендуемая схема пульсаций; б - схема положения лопастей пульсаторов в
полностью открытом состоянии; й — рекомендуемая схема установки лопастей пульсато-
ров; 1 — 6 — номера пульсаторов
Конструкция пневматических отсадочных машин предусматривает регули-
рование: производительности по питанию посредством изменения положения
шиберной заслонки; количества удаляемых отходов и промпродукта путем
изменения амплитуды и частоты качаний разгрузочных клапанов в 1 мин; ка-
чество отходов и промпродукта изменением толщины породного и промпродук-
тового слоев регулировкой высоты порогов за разгрузочными карманами; ка-
чество перемывочного продукта (микста) и концентрата изменением толщины
слоя микста с помощью рассекающих шиберов; выхода микста изменением ам-
плитуды и частоты качания разгрузочных качающихся клапанов в 1 мин; сте-
пени разрыхленности постели путем изменения общего расхода воздуха по ма-
шине дросселями на подводящем воздуховоде и на отдельных участках полей
шторными заслонками (наряду с частотой пульсаций воздуха в 1 мин).
Постель материала должна быть максимально разрыхленной без локальных
нарушений: степени разрыхленности материала в зоне предварительного раз-
рыхления дроссельными заслонками в подводящих воздуховодах; равномер-
ности распределения воздуха по рабочей поверхности высотой искусственной
постели из шариков в соответствующих отсеках; степени разравнивания постели
и скорости ее движения (наряду с воздушным режимом) высотой положения
зональных плит над рабочей поверхностью и частотой их качаний; расслое-
ния постели путем изменения расхода воздуха и частоты его пульсаций
в 1 мин.
В зарубежной практике применяются пневматические отсадочные машины,
не имеющие принципиальных конструктивных отличий от машины ПОМ, напри-
мер пневматические отсадочные машины Супер Эр-Флоу (США), машины фирм
«Карлсхютте» и «Гумбольдт» (ФРГ), отличающиеся в основном кинематической
схемой.
Технологические показатели работы пневматических отсадочных машин
из-за послойной разгрузки расслоившейся постели ниже, чем пневматических
343
Таблица VIII.3
Допустимые засорения продуктов обогащения
в пневматических отсадочных машинах
Продукт	Содержание фракций, %		
	<1500 кг/м3	1500—1800 кг/м3	>1800 кг/м3
Концентрат	95—86	3—9	2—5
Промпродукт	55—65	25—20 '	20—15
Отходы	3—7	5—8	92—85
Примечание, Значительный разброс показателей засорения обусловлен
различием в крупности, обогатимости и влажности обогащаемого угля.
сепараторов, и значительно хуже, чем при мокром обогащении (табл. VIII.3).
Баланс продуктов обогащения (класс 0 — 13 мм)
в пневматических отсадочных машинах фабрики «Северная» ПО «Прокопьевскуголь»
Продукты	Выход, %
Концентрат ........................................ 90,4
Промпродукт ........................................ 6,4
Отходы.............................................. 3,2
Исходный .......................................... 100
Зольность, %
8,2
29,5
63,1
Глава 2
ДРУГИЕ МЕТОДЫ СУХОГО ОБОГАЩЕНИЯ
§ 1.	Электрическое обогащение
Электрический метод обогащения основан на использовании различия в элек-
тропроводности, диэлектрической проницаемости, электризации трением и адге-
зии компонентов углей.
Электрические силы, действующие на частицы в электрическом поле, опре-
деляются их электрическим зарядом и разницей в диэлектрической проницае-
мости частиц и разделительной среды.
Электрическая сила, возникающая вследствие неоднородности электриче-
ского поля и действующая на частицу с диэлектрической проницаемостью
в среде с диэлектрической проницаемостью 8, определяется равенством
F — 8г3 (8Х — е) Е grad £’/(е1 — 2е),
где г —• радиус частицы; Е — напряженность электростатического поля; grad Е—
градиент напряженности электрического поля.
В зависимости от характера электрического поля и способов придания ча-
стицам электрического заряда (трением, контактом с заряженным электродом,
ионизацией, индукцией, нагревом или комбинацией перечисленных способов)
различают электростатический, коронный, диэлектрический, трибоадгезионный,
комбинированные методы электрического обогащения. Для обогащения углей
применяют в основном электростатический, коронный и трибоадгезионный ме-
тоды .
Электростатическое обогащение основано на значительной разнице в элек-
трической проводимости компонентов углей. Необходимым условием электро-
статического обогащения углей является предварительная электризация его
частиц, осуществляемая непосредственным соприкосновением частиц с заря-
женным металлическим электродом или трением о поверхности транспортирую-
щих устройств. Интенсификация электризации частиц осуществляется путем
344
ионизации с применением остро-
конечных электродов, что способ-
ствует основной зарядке ионами
частиц, находящихся на зазем-
ленном электроде.
При обогащении в электро-
статическом поле применяют пла-
стинчатые, барабанные, камерные,
ленточные и каскадные сепараторы
(рис. VIII.6). В этих сепараторах
электризация частиц компонентов
угля осуществляется непосредст-
венным соприкосновением их с за-
ряженным металлическим элек-
тродом. Минеральные частицы,
получая одноименный с электродом
заряд, отталкиваются от него.
Угольные частицы получают незна-
чительный заряд и практически
не изменяют свою первоначальную
траекторию движения. На харак-
тер движения заряженных частиц
а
оказывает также существенное
влияние их масса, сила и форма
электрического поля, определяемые
конструкцией электродов и на-
пряжением.
Коронное электрообогащение
основано на разнице в величине
удельного (на единицу массы)
заряда [.частиц компонентов угля,
и трубчатые коронные сепараторы. В
Рис. VIII.6. Схемы электростатических
сепараторов:
а— барабанный; б — каскадный; /— бункер;
2 — лоток; 3 — электрод заряженный; 4 —
электрод заземленный; 5 — приемник; 6 --
делительная плоскость; 7 — жалюзеобразная
пластина; 8 — гладкая пластина
Применяют барабанные, камерные
коронном сепараторе проводящие частицы
(уголь) при контакте с заземленным электродом приобретают одноименный
с ним заряд и отталкиваются от его поверхности. Непроводники (минеральные
примеси) приобретают ионизацией заряд коронирующего электрода и электро-
статическими силами притягиваются к заземленному электроду (рис. VII 1.7).
Рис. VIII.7. Схема камерного коронного сепаратора:
1 — приемный бункер; 2 —- заземленный электрод; 3,4 — бункера; 5 — коро-
нирующий электрод; 6 — изолятор; 7 — лоток
345
Ю	9	8
Рис. VIII.8. Схема лабораторного три-
боадгезионного сепаратора:
1 - бункер; 2 — лоток; 3 - вибратор; 4 - -
заземленный барабан; 5  щетка; 6 — де-
лительная плоскость; 7 — щелевое сито;
8 — 10 — приемники продуктов обогащения
Трибоадгезионное обогащение
основано на различии в силах ад-
гезии частиц компонентов угля
(рис. VIII.8).
Электрические сепараторы могут
иметь одноступенчатое и многосту-
пенчатое исполнение. В последних
материал многократно подвергается
действию электрического поля до
полного извлечения электропроводя-
щих компонентов. Удовлетворитель-
ные результаты при электрическом
обогащении достигаются на углях
крупностью 0,1 — 1мм при влажности
их не более 3—4 % и относитель-
ной влажности воздуха до 40 %.
Повышение температуры воздуха
оказывает положительное влияние
на эффективность разделения. Об-
ласть применения электрического
метода обогащения — получение
чистых и сверхчистых концен-
тратов зольностью до 1 %, а так-
же осаждение угольных частиц при
обеспыливании (электрофильтры).
Повышенная сложность эксплуата-
ции установок, связанных с при-
менением токов высокого напря-
жения, и опасность воспламене-
ния угольной пыли в этих условиях сдерживают применение элек-
трического метода в практике углеобогащения.
§ 2.	Магнитное и термомагнитное обогащение углей
Магнитное обогащение углей основано на использовании различия в маг-
нитной восприимчивости их легких и тяжелых фракций. Процесс обогащения
осуществляется в магнитных сепараторах с сильным магнитным полем преиму-
щественно барабанного и роликового типов. В магнитном поле тяжелые фракции,
обладающие более высокой, чем легкие фракции, магнитной восприимчивостью,
намагничиваются и притягиваются полюсами магнитов сепараторов. Немагнит-
ные легкие фракции углей слабо намагничиваются и могут быть свободно выве-
дены из магнитного поля. Для нормального протекания процесса магнитного
обогащения в воздушной среде необходимо, чтобы магнитная сила
^магн = Vx/7 grad Н
(где V — объем частиц, м3; х — объемная магнитная восприимчивость; Н — на-
пряженность магнитного поля, А/м; grad Н — градиент напряженности магнит-
ного поля, А/м2) была больше суммы действующих механических сил.
Напряженность магнитного поля определяется экспериментальным путем
и иа основе ее измерения рассчитывается магнитная сила для конкретных участ-
ков рабочей зоны магнитного сепаратора.
Основным минеральным компонентом магнитных фракций углей, как и тя-
желых продуктов их гравитационного обогащения, является глинистое вещество,
которому свойственны примеси свободных окислов железа и часто сопутствуют
гидроокислы алюминия и железа, сидерит, серный колчедан и др. В глинистое
вещество входят также определенные группы железистых силикатов, обладаю-
щих слабыми магнитными свойствами. Носителем магнитных свойств глинистого
вещества являются окислы и гидроокислы железа, которые присутствуют в гли-
нистом веществе в тонкодисперсном состоянии. Для интенсификации процесса
магнитного обогащения углей с целью повышения его эффективности и снижения
346
числа перечисток в исходные угли вносят в небольшом количестве магнитные
активизирующие добавки различных ферромагнитных и парамагнитных тонко-
дисперсных порошков.
Магнитное обогащение углей, предварительно подвергнутых тепловой обра-
ботке (термомагнитное обогащение), улучшает процесс разделения.
По данным лабораторных исследований область распространения магнит-
ного обогащения углей ограничивается классом 0,1 — 1 мм (3 мм). В настоящее
время магнитному и термомагнитному методам обогащения в СССР, ФРГ и США
придается значение в связи с тем, что с помощью этого метода возможно не только
обеззоливание мелких фракций углей, но и их обессеривание. Практика обога-
щения углей магнитным и термомагнитным методами пока ограничивается ла-
бораторными опытами.
§ 3.	Обогащение в аэросуспензиях
Этот метод обогащения основан на использовании принципа псевдоожиже-
ния тонкодисперсных сыпучих материалов под действием проходящих через слой
материала вертикальных воздушных потоков. Образующиеся при псевдоожи-
жении аэросуспензии применяются в качестве сухой тяжелой среды для грави-
тационного разделения частиц угля различной плотности. Исследования физико-
механических характеристик аэросуспензий, технологические эксперименты по
расслоению в них механических смесей частиц различной плотности и крупности
показали, что аэросусиензиям присущи основные свойства минеральных гидро-
суспензий и истинных тяжелых жидкостей. Непременным условием гомо-
генности (однородности) аэросуспензии является равномерное кипение ее
без фонтанирования и выбросов утяжелителя в надслоевое пространство, что
зависит от скорости воздушного потока, проходящего через слой частиц
утяжелителя суспензии, и от характера распределения частиц в слое самого
потока. Скорость воздушного потока начала псевдоожижения зависит от плот-
ности твердой и воздушной фаз, размера частиц утяжелителя, вязкости воздуш-
ной среды т], начальной пористости слоя 80 — 1 — с0. В общем виде скорость
начала псевдоожижения можно выразить как
VO = f (Pl, р2, d, Т]80),
где с0 — концентрация твердой фазы; pj — плотность дисперсной фазы (утяже-
лителя); р2 — плотность дисперсной среды (воздуха); d — средний размер частиц
утяжелителя.
Для характеристики режима псевдоожижения широкое распространение
получил безразмерный параметр, называемый числом псевдоожижения Af, опре-
деляемый отношением рабочей скорости воздушного потока и к скорости потока
начала псевдоожижения и0:
AZ =s v/vq.
Этот параметр дает возможность производить сравнение аэросуспензий
с различной дисперсностью и плотностью твердой фазы при одинаковых режимах
псевдоожижения. Аэросуспензии по физико-механическим свойствам подобны
тяжелой жидкости в диапазоне чисел псевдоожижения 1,4—1,6 при расширении
слоя на 3,5—7 %. За этими пределами изменение расхода воздуха, подаваемого
в слой, не может служить эффективным средством изменения плотности суспен-
зии. В качестве дисперсной фазы аэросуспензий могут быть использованы прак-
тически любые порошкообразные сыпучие материалы, в частности, естественные
и искусственные утяжелители—песок, тонкодисперсный магнетит, галенит, апа-
тит, оолитовая бурожелезняковая руда, гранулированный ферросилиций и дру-
гие материалы крупностью 0,15—0,5 мм в зависимости от плотности утяжели-
теля. Для создания однородной (по объему) взвеси аэросуспензии (кипящего
слоя) необходимо иметь высокое сопротивление рабочей поверхности перегородки
для обеспечения равномерного распределения воздушного потока на элементар-
ные струйки воздуха с минимальным сечением. Таким условиям удовлетворяют
технический войлок и различные виды пористой керамики — аэроплитка с по-
рами диаметром 15 мкм и др,
347
в атмосферу
/7 и тан и о
Исходный уголь
Отсос
О
с *
fcC
аягаллгд
Рис. VIII.9. Схема сепаратора СВС-1
1 — сито-питатель; 2 — скребковый конвейер тяжелого пр
дукта; 3, 4t 8 — сита для отделения утяжелителя; 5 — воз-
душные камеры; 6 — пористое дно; 7 — микропористая пли-
та; 9 — скребковый конвейер легкого продукта
}
о
D
°о"°
° о
Утяжелитель
t на регенерацию
Отходы
о
во
Утяжелитель
на регенерацию
Отсев
о
о
О
мел но г о продукта
Свежий
утяжелитель
Всплывший
л роду нт
Утяжелитель
'на регенерацию
Способ регенерации утяжелителя выбирается в зависимости от его физи-
ческих свойств и характеристики обогащаемого угля. Для регенерации утяже-
лителя могут быть применены магнитные и электрические сепараторы.
Практика обогащения углей в аэросуспензиях пока ограничивается лабора-
торными и промышленными опытами.
В КНИУИ создан и испытывается в промышленных условиях сепаратор
СВС-100 (сепаратор воздушный суспензионный производительностью 100 т/ч)
для обогащения в аэросуспензии углей крупностью 25—100 мм (рис. VIII.9).
В качестве утяжелителя в сепараторе используется оолитовая руда, которая
по физико-механическим свойствам и гранулометрическому составу является
естественным утяжелителем, не требующим специальной подготовки и обеспечи-
вающим получение аэросуспензии плотностью до 1800 кг/м3.
Техническая характеристика сепаратора СВС-100
Производительность по исходному углю, т/ч................ 100
Крупность обогащаемого угля, мм..........................25 —100
Рабочая влажность исходного угля, %	.................. До 6
Рабочая площадь ванны, м2..................................... 6
Расход отсасываемого воздуха, м3/с ........................... 5
Мощность привода, кВт:
концентратной цепи...................................... 7,5
породной цепи ........................................... 7,5
Частота вращения, мин"1 .................................... 970
Масса, т.................................................... 28,7
Изготовитель - Карагандинский машиностроительный завод № 2 им.
Пархоменко
§ 4. Механизированная выборка породы
Операция выборки крупнокусковой породы на шахтных сортировках и фаб-
риках малой мощности осуществляется вручную (табл. VIII.4). Это связано
со значительной трудоемкостью работ и требует строгого соблюдения правил
техники безопасности.
Механизация выборки породы является в настоящее время одной из самых
актуальных задач. В практике углеобогащения в различные периоды предла-
гались механизированные методы выборки породы, основанные на различии
электропроводности, оптических свойств (цвета и блеска) угля и породы, погло-
щения жестких лучей типа рентгеновских и т. п.
Электрические породовыборные сепараторы
(рис. VIII. 10) основаны на различии электропроводности кусков угля и породы.
Обогащаемый материал равномерно и рассредоточенно загружается на ленточ-
ный конвейер и транспортируется через контрольную зону, где определяется
электрическое сопротивление каждого куска при его прохождении между кон-
тактными устройствами. Увеличение сопротивления при прохождении куска
Таблица VIII.4
Нормативы ручной выборки породы с конвейерных лент
Угли	Крупность угля, из которого производится выборка, мм	Видимая порода, %		
		До 4	4 — 6	свыше 6
		Число выборщиков на 1 т выбираемой породы		
Рядовые	25-50 50— 100	1,3 0,75	0,8 0,5	0,65 0,4
Грохоченые	>50	] >75 >100	J	0,43	0,35	0,25
349
Уголь
Рис. VIII. 10. Схема аппаратов для механизированной выборки породы:
а — электрический сепаратор; б — рентгенометрический сепаратор с ковшовой цепью;
в — радиометрический сепаратор с выталкивающим сортировочным устройством
породы вызывает срабатывание электромагнита, переключающего шибер сорти-
ровочного устройства (рис. VIII.10, а).
Рентгенометрические сепараторы основаны на раз-
личном поглощении и рассеивании углем и породой рентгеновских лучей. Из-
вестны рентгенометрические сепараторы АРС и РС (рис. VIII. 10, б, в). В первых
осуществляется поштучное распределение кусков обогащаемого угля по ковшам
бесконечной замкнутой цепи. При прохождении ковша с куском породы через
зону облучения ослабление рентгеновских лучей вызывает срабатывание испол-
нительного механизма, сбрасывающего защелку откидного днища ковша.
В сепараторах РС куски угля и породы транспортируются по параллельным
каналам наклонного вибрирующего желоба. Исполнительный механизм, реаги-
руя на кусок породы, сбрасывает его выталкивателем в соответствующий желоб.
Известны попытки использовать для выборки кусков породы отличие ее
оптических свойств (цвет и блеск), воспринимаемых фотоэлементом.
Общими недостатками всех рассмотренных типов сепараторов являются:
необходимость поштучной подачи кусков обогащаемого материала, что ограничи-
вает производительность аппаратов; ошибочные срабатывания исполнительных
устройств при прохождении сростков, попадании в зону облучения двух кусков
угля и по другим причинам, приводящим к значительным потерям углей с от-
ходами; чувствительность аппаратов к колебаниям расхода питания, изме-
нению влажности углей, запыленности воздуха и к другим случайным факторам.
§ 5. Обогащение по форме, трению и объемной прочности
Область применения обогащения углей по форме и трению весьма ограничена
и сводится главным образом к использованию индивидуальных приспособлений
для отделения от углей плоских кусков углистого сланца, засоряющего концен-
трат отсадочных машин. Попытки применить данный принцип разделения в ка-
честве самостоятельного метода обогащения крупных кусков углей и антрацитов
не привели к успеху.
Из многочисленных устройств для обогащения углей по форме и трению
наиболее известны:
ловушки с заостренной формой колосников (копья или уголки) для разде-
ления по форме (рис. VIII. 11, а);
35Q
6
Рис. VIII.11.
Схема устройств
для обогащения
по форме и тре-
нию
сепараторы трения листового типа, на которых разделение угля и плоских
частиц сланца происходит как вследствие различия в коэффициентах трения, так
и вследствие различия в форме кусков, что обусловливает скольжение плоских
частиц и качение округлых зерен (рис. VIII. 11, б);
сепараторы трения ленточного типа, в которых наряду с силами трения
используются также инерционные силы, обеспечивающие разделение равнове-
ликих кусков угля и породы (рис. VIII.11, в);
инерционные тарельчатые сепараторы, осуществляющие разделение кусков
угля и породы соизмеримой крупности вследствие различия их масс с исполь-
зованием центробежных сил; разница коэффициентов трения играет здесь вспо-
могательную роль (рис. VIII. 11, г).
Низкая эффективность перечисленных способов разделения обусловлена тем,
что различие сил трения и инерционных сил проявляется лишь при весьма узком
диапазоне крупности исходного материала, что в практических условиях трудно
достичь.
На четкость разделения оказывают также влияние влажность обогащаемого
угля, состояние рабочей поверхности сепаратора и другие факторы, часто слу-
чайные и изменяющиеся в широких пределах.
Основанный на различии в объемной прочности углей, сланцев и сопутствую-
щих пород метод избирательного дробления в барабанных грохотах-дробилках
находит практическое применение при переработке углей и прибалтийского горю-
чего сланца в основном как подготовительный процесс, хотя в некоторой степени
он является также и сухим обогатительным процессом. Он может применяться
как метод обогащения при значительном различии в прочности и хрупкости
полезного компонента и минеральных примесей.
Раздел IX. ФЛОТАЦИЯ

Глава 1
ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ, ОБЛАСТИ ПРИМЕНЕНИЯ
И ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРОЦЕССА ФЛОТАЦИИ
Процесс пенной флотации протекает в водной среде и основан на
использовании различий физико-химических свойств поверхности разделяемых
компонентов (угля и породы), главным из которых является смачиваемость
поверхности минеральных зерен водой (гидратированиость).
Введением в пульпу (смесь воды и мелких зерен) специальных веществ, назы-
ваемых флотационными реагентами, искусственно добиваются изменения сма-
чиваемости поверхности минеральных зерен и образования устойчивой
пены.
В качестве реагентов для углей используют разнообразные по химическому
составу, структуре и свойствам органические и неорганические вещества с раз-
личной растворимостью в воде.
Процесс флотации углей осуществляется во флотационных машинах, пред-
ставляющих собой ванны или ряд последовательно соединенных камер, запол-
ненных пульпой, в которую подаются реагенты и воздух. Угольные частицы
с закрепившимися на их поверхности реагентами становятся вследствие этого
несмачиваемыми водой, гидрофобными; они прилипают к воздушным пузырькам
и всплывают в виде флотационных комплексов на поверхность пульпы. Нако-
пившаяся при этом пена удаляется из машины. Зерна смачиваемых водой (гидро-
фильных) минералов не прилипают к воздушным пузырькам и остаются
в пульпе.
Роль процесса флотации в современных технологических схемах углеобо-
гатительных фабрик очень велика. Особенно она возросла за последние годы
в связи со значительным увеличением объемов переработки шламов, ростом их
зольности, вовлечением в сферу обогащения этим процессом углей практически
всего метаморфического ряда.
В настоящее время флотация на фабриках является не только одним из
основных технологических процессов обогащения шламов крупностью <4 мм,
но и процессом, позволяющим своевременно выводить тонкий илистый материал
из водно-шламовых схем, что в конечном итоге создает лучшие условия для про-
цесса обогащения углей в целом.
Если до последних лет флотационный процесс был неотъемлемой частью
технологических схем фабрик, обогащающих главным образом коксующиеся
угли, то в настоящее время его начинают применять на фабриках, перерабаты-
вающих угли, направляемые на энергетические нужды страны.
В данный период методом флотации обогащают практически все шламы кок-
сующихся углей и около 16 % шламов энергетических углей. Это позволяет уве-
личить ресурсы углей для коксования и снизить зольность товарной продукции
фабрик, обогащающих энергетические угли.
Применение флотации особенно важно для углей низкой и высокой стадий
метаморфизма, и в первую очередь для газовых углей и антрацитов, для которых
она начала находить применение.
Отсутствие флотационных установок на фабриках, обогащающих эти угли,
затрудняет получение оборотной воды с низким содержанием твердого, а следо-
вательно, и более высоких технико-экономических показателей их работы.
На углеобогатительных фабриках флотацией обогащаются до 30%, а на
отдельных фабриках до 45 % (например, ЦОФ «Чумаковская») высокозольной
(от 14 до 53 %) мелочи коксующихся и энергетических углей крупностью<4 мм.
Весьма перспективным является применение процесса флотации для получения
малозольных концентратов.
352
Развитию процесса пенной флотации предшествовали масляная и пленоч-
ная флотация.
Сущность масляной флотации заключается в избирательном
смачивании различными маслами частиц ценного компонента и пустой породы.
Частицы полезного минерала, покрытые слоем масла, образуют в пульпе круп-
ные агрегаты. Вследствие малой плотности они поднимаются на поверхность и
удаляются из аппарата в виде концентрата. Минералы пустой породы, хорошо
смоченные водой, остаются в пульпе во взвешенном состоянии. Недостаток этой
разновидности процесса — высокий расход масла (10—20 % от массы исходного
материала) и малая его селективность. По этим причинам масляная флотация
не получила промышленного применения.
Пленочная флотация основана на способности несмачивающихся
(гидрофобных) минералов плавать на поверхности воды и погружении смачиваю-
щихся (гидрофильных) в слой последней.
Пленочная флотация распространения в промышленности не получила вслед-
ствие низкой производительности и больших трудностей, возникающих при
обработке тонкоизмельчепного материала.
§ 1.	Смачиваемость поверхности минеральных
частиц
Теоретической основой элементарного акта пенной флотации (прилипание
частиц к пузырькам воздуха) являются известные положения физико-химии
поверхностных явлений, протекающих на границе раздела фаз: твердой, жидкой
и газообразной. Наиболее важные из них — смачиваемость твердой фазы и из-
менения ее при сорбции реагентов.
Степень смачиваемости (гидратированности) твердой поверхности водой опре-
деляется величиной краевого угла смачивания (рис. IX.1), образуемого поверх-
ностью растекающейся капли воды с поверхностью твердого тела. Из условия
равновесия сил поверхностного натяжения, действующих на границе раздела
фаз, находят выражение для равновесного краевого угла
COS 0 = (О’т-г От-ж)/^ж-г>
где от_г — поверхностное натяжение на границе фаз твердое — газ, Н/м; ог_ж—
поверхностное натяжение на границе твердое — жидкость, Н/м; — поверх-
ностное натяжение на границе жидкость—газ, Н/м.
Краевой угол смачивания изменяется от 0 до 180°. Меньшие значения крае-
вых углов соответствуют хорошо смачиваемым (гидрофильным) поверхностям
частиц, т. е. частицам, обладающим большим сродством к воде. Наоборот, ча-
стицы, на поверхности которых молекулы
более гидрофобными и обладают
большими флотационно-активными
свойствами.
Значительную роль в природе
и характере поверхностных явле-
ний играют флотационные реагенты,
обусловливающие изменение по-
верхностных свойств минералов,
образование воздушных пузырьков
и избирательное прилипание к ним
частиц ценных минералов.
Процесс флотации углей вклю-
чает адсорбцию реагентов на гра-
ницах раздела жидкость — твердое
и жидкость—газ, прилипание частиц
к пузырькам воздуха и образование
трехфазной пены.
Рис. IX. 1. Силы поверхностного натя-
жения и краевой угол смачивания
12 Заказ 77
воды удерживаются слаоо, являются
353
§ 2.	Адсорбция реагентов_на границе раздела
твердое — жидкость
Флотационные реагенты являются одним из главных факторов осуществле-
ния и регулирования процесса флотации.
При флотации с целые повышения гидрофобности поверхности минералов
применяют реагенты- собиратели, обеспечивающие усиление есте-
ственной способности флотируемых зерен прилипать к пузырькам воздуха.
Наряду с этим применяют реагенты- подав и те л и, выполняющие
функцию повышения гидрофильности подаваемых минералов, а следовательно,
и снижение способности их прилипать к пузырькам воздуха.
Для уменьшения крупности пузырьков воздуха и придания им необходимой
прочности в пульпу вводят реагенты- пенообразователи (по-
верхностно-активные вещества).
В зависимости от химической структуры реагенты могут быть разделены
на аполярные (неполярные), гетерополярные (аполярно-полярные) и полярные.
К аполярным органическим реагентам относятся многие предельные
углеводороды (масла) с симметричным строением молекул, в которых совпадают
электрические центры тяжести положительных и отрицательных зарядов. Эти
вещества слабо гидратируются и практически не растворяются в воде.
К гете ро пол я р н ым реагентам относятся химические вещества,
молекулы которых состоят из гидрофобной аполярной (углеводородной) и гидро-
фильной полярной (группы —ОН; —СООН; —СО и др.) частей. Растворимость
этих реагентов в воде зависит от длины аполярной части; она снижается с уве-
личением последней.
Полярные вещества состоят из молекул с ионной связью, они обычно
хорошо растворимы в воде. К ним относятся различные соли.
При флотации углей применяются аполярные и гетерополярные органиче-
ские реагенты.
Особые свойства углей обусловливают высокую и малоизбирательную сорб-
ционную способность их по отношению к аполярным или гетерополярным масля-
нистым веществам, закрепление которых на поверхности флотируемых зерен
осуществляется в виде капель, пленок или поверхностных соединений. Молекулы
реагентов, адсорбирующиеся на поверхности угольных зерен, удерживаются
слабыми силами и химически с ней не связываются.
Сорбция аполярных и гетерополярных реагентов на поверхности флотируе-
мых частиц осуществляется различно.
Аполярные реагенты закрепляются на поверхности частиц главным образом
в виде отдельных капель (рис. IX.2, а) и редко — в виде тонких масляных пле-
нок на особо чистых участках поверхности (рис. IX.2, б). Растекание происходит
тем эффективнее, чем однороднее и гидрофобнее поверхность частиц.
Молекулы гетерополярного реагента закрепляются на поверхности частиц
угля ориентированно. На свежеобнаженной поверхности угля молекулы закреп-
Рис. IX.2. Закрепление аполярного
реагента на поверхности частиц уг-
ля:
/ -- частица угля; 2 — масло
Рис. IX.3. Ориентация молекул ге-
терополярного реагента на свежеоб-
наженной (а) и окисленной (б) по-
верхностях угольных частиц
354
Рис. IX.4. Схема последовательного
закрепления на поверхности частиц уг-
ля гетерополярного (а) и аполярного
(б) реагентов
л я юте я углеводородной ветвью, по-
лярные же группы направлены в сто-
рону воды (рис. IX.3, п). При таком
закреплении гидрофобность поверх-
ности частиц не повышается, а сни-
жается. Однако в реальных условиях
наличие частиц с такой поверхностью
крайне незначительно, тем более что
их поверхность подвергается быстрому
окислению кислородом, растворенным
в воде. Это приводит к образованию
различных кислородсодержащих функ-
циональных групп, являющихся
активными центрами адсорбции реа-
гентов.
На таких поверхностях или на тонко рассеянных минеральных включениях
молекула гетерополярного реагента располагается своей полярной частью у по-
верхности, а аполярная часть обращена в сторону воды (рис. IX.3, б).
Одновременное введение в процесс аполярных и гетерополярных реагентов,
а также наличие в составе аполярных реагентов некоторого количества гетеро-
полярных реагентов приводят к иному механизму закрепления аполярных реа-
гентов на окисленных и минерализованных поверхностях угольных частиц
(рис. IX.4).
Вначале с поверхностью взаимодействуют молекулы гетерополярного реа-
гента, располагаясь своей активной полярной группой на поверхности и ориен-
тируясь аполярной ветвью в сторону воды, затем закрепляется пленка аполяр-
ного вещества.
Взаимодействие реагентов с поверхностью угольных частиц осложняется
разнообразием их петрографического состава.
Индивидуальное применение аполярных реагентов является эффективным
по своему действию только при флотации неокисленных углей, для углей с дру-
гой характеристикой необходимо применение аполярных и гетерополярных
реагентов.
Пленка реагента, адсорбированная на поверхности угольной частицы, сни-
жает прочность гидратной оболочки вокруг частицы угля и обусловливает воз-
можность прилипания частицы к пузырькам воздуха.
§ 3.	Адсорбция гетерополярных реагентов на поверхности
раздела жидкость—газ
Реагенты, состоящие из гетерополярных веществ, закрепляются не только
на твердой фазе, но и главным образом на поверхности раздела жидкость—газ,
с чем связано их пенообразующее действие.
Большинство органических гетерополярных веществ при растворении в воде
и адсорбции в поверхностном слое сильно понижают поверхностное натяжение
раствора, так как их поверхностное натяжение меньше, чем у воды. Такие веще-
ства называются поверхностно-активными (спирты, кислоты, эфиры и др.) и кон-
центрация их в поверхностном слое выше, нежели в объеме раствора. Наоборот,
вещества, концентрация которых на границе раздела жидкость—газ меньше,
чем в объеме раствора, повышают поверхностное натяжение и называются инак-
тивными (различного рода соли).
Адсорбция Г поверхностно-активных реагентов на границе раздела фаз
жидкое—газ определяется по уравнению Гиббса
Г == —(c/RT) (dcr/dc),
где с — концентрация растворенного вещества в объеме раствора, килограмм—
моль на 1 м3; R—газовая постоянная, равная 8,31Х103 Дж/(кмоль• К);
Т — абсолютная температура, К; п — поверхностное натяжение, Н/м. Вели-
чина do/dc названа поверхностной активностью, Она характеризует интенсив*
12*	355
Рис. IX.5. Закрепление гетерополяр-
ных реагентов на поверхности воздуш-
ных пузырьков
пость изменения поверхностного на-
тяжения раствора с изменением его
концентрации.
Поверхностная активность гете-
рогюлярных веществ с увеличением
в гомологическом ряду углеводород-
ной ветви па группу СН2 возрастает
более чем] в 3 ^раза. Чем длиннее
углеводородная ветвь поверхностно-
активного вещества (до определенной
величины’’молекул), тем меньше его
надо вводить в пульпу для образова-
ния пены.
Механизм закрепления гетеропо-
лярных реагентов на поверхности воз-
душных пузырьков связан с их
ориентированной адсорбцией: угле-
водородная ветвь направлена в сто-
рону воздуха, а полярная группа
в сторону воды (рис. IX.5). Такой
характер закрепления молекул способствует образованию устойчивых гид-
ратных оболочек вокруг пузырька и улучшению начального диспергирования
воздуха вследствие снижения поверхностного натяжения на границе раздела
жидкость—газ.
§ 4.	Закрепление минеральных частиц на поверхности
воздушных пузырьков
Образование флотационного комплекса минеральная частица — пузырек
воздуха возможно при условии разрушения гидратного слоя, заключенного между
частицей и пузырьком, устойчивость которого зависит от степени смачиваемости
поверхности частиц.
Устойчивость гидратных слоев вокруг флотируемых частиц угля резко сни-
жается вследствие закрепления на их поверхности реагентов, которые создают
благоприятные условия для закрепления частиц на пузырьках воздуха. Высокая
устойчивость гидратных оболочек на поверхности частиц породы препятствует
их прилипанию к пузырькам воздуха.
При столкновении частицы угля с пузырьком воздуха гидратная оболочка
разрывается, и на границе контакта трех фаз появляется каемка реагента
(рис. IX.6), способствующая повышению прочности закрепления частицы на
пузырьке воздуха.
Прилипание флотируемых частиц к пузырькам воздуха обусловлено стрем-
лением свободной поверхностной энергии частиц и пузырьков к минимуму. Изме-
нение свободной энергии в зависимости от толщины водной прослойки показано
на рис. IX.7. При сближении флотируемой частицы и пузырька воздуха на рас-
стояние, меньшее h2, сопротивление воды ее удалению резко возрастает, т. е.
существует некоторый энергетический барьер, препятствующий самопроизволь-
ному сближению частицы и пузырька. Преодоление этого барьера осуществляется
за счет кинетической энергии движения частиц и вихревых потоков. Дальнейшее
сближение частицы и пузырька (от/г3 до/г4) происходит самопроизвольно, так как
свободная поверхностная энергия уменьшается. Под пузырьком остается тон-
чайший, молекулярных размеров, очень устойчивый слой воды /г4, удаление ко-
торого с поверхности приводит к значительному возрастанию свободной энергии
системы. Прилипание минеральной частицы к пузырьку воздуха сопровождается
снижением свободной поверхностной энергии системы и для равновесных усло-
вий (рис. IX.8) выражается уравнением
АГ - аж-г I(Si - S'i)/S2 - cosO],
где — поверхностное натяжение на границе раздела жидкость—газ, Н/м;
Sj и Sy — площади поверхности раздела жидкость —газ соответственно до ц после
356
Рис. IX.6. Образо-
вание каемки реа-
гента по периметру
контакта пузырька
с частицей угля:
1 — воздушный пузы-
рек; 2 — частица уг-
ля; 3 — каемка реа-
гента
Рис. IX.7. Измене-
ния свободной энер-
гии а прослойки во-
ды h между твердой
(по А. Н. Фрумкину):
До — величина снижения
при прилипании частицы
свободной энергии
к пузырьку
прилипания пузырька воздуха к частице, м2; S', — площадь контакта пузырька
с поверхностью частицы, м2; 0 — равновесный краевой угол, градус.
При Si — s; --- s;
AUZ = ож_г (1 — cos 0).
Из уравнения видно, что чем больше убыль свободной энергии при образо-
вании комплекса частица—пузырек, тем вероятнее прилипание, а следовательно,
и лучше флотируемость. В данном случае
флотируемость определяется величиной ,
краевого угла смачивания и поверхностным	zz:
натяжением на границе раздела жидкость—	- |
газ. Увеличение—краевого угла смачивания —---------------------------—
улучшает_флотируемость частиц.
Пузырек^бзДуха удерживается на по-
верхности минеральной частицы силой,
равной произведению вертикальной соста-
вляющей поверхностного натяжения и пери-
метра площади прилипания. Эта сила
уравновешивается гидростатическим давле-
нием и давлением воздуха внутри пузырька.
Условия равновесия силы прилипания
пузырька к минеральной поверхности описы-
ваются уравнением
2лгсгж_г sin 0 = Vgp + пг2 (2аж_г/7? —
— Hgp),
где г — радиус площади прилипания
пузырька, м; ож._г — поверхностное натя-
Рис. IX.8. Прилипание частицы
к воздушному пузырьку:
/ — частица угля; 2 — пузырек воз-
духа
35Z
жение на границе раздела жидкость—газ, Н/м; 0 — краевой угол смачивания,
градус; V — объем пузырька, м3; g — ускорение силы свободного падения, м/с2;
р — плотность воды, кг/м3; R — радиус кривизны пузырька в его вершине, м;
Н — высота пузырька, м.
Из этого уравнения следует, что между прочностью прилипания воздушного
пузырька и величиной краевого угла смачивания существует прямая зависимость.
Чем меньше гидратирована поверхность угольных частиц, тем больше краевой
угол и тем выше прочность прилипания. Согласно теоретическим предпосылкам
существует определенное соотношение между крупностью флотируемых частиц
и размерами воздушных пузырьков. Для крупных частиц необходимы пузырьки
больших размеров, мелкие частицы лучше флотируются пузырьками малых
размеров.
§ 5.	Структура пены и ее роль при флотации углей
Конечной стадией флотационного процесса является образование минерали
зованных пен, благодаря которым ценный компонент отделяется от сопутствую
щих минералов. Роль пены при флотации углей чрезвычайно велика не только
вследствие специфических свойств углей (высокая гидрофобность и сравнительно
большая крупность зерен), но и вследствие особой структуры и свойств пены.
Минерализованная пена образуется на поверхности пульпы в камерах машин
вследствие всплывания и накопления большого количества флотационных комп-
лексов. Пепа, состоящая из двух фаз — жидкой и газообразной, называется
двухфазной, минерализованная пена — трехфазной. Чистые жидкости не обра-
зуют пены: пузырьки воздуха, возникшие в водной среде, сливаются (коалесци-
руют) и, поднявшись на поверхность, лопаются вследствие быстрого удаления
воды с их поверхности и наличия внутреннего давления газа. Для устранения
явления слияния пузырьков в объеме воды (пульпы) и разрушения их на поверх-
ности вводят специальные поверхностно-активные реагенты—вспениватели,
молекулы которых самопроизвольно адсорбируются на границе раздела жид-
кость—газ и понижают поверхностное натяжение воды. Пенообразующее дей-
ствие и механизм образования пены зависят от химического состава и структуры
реагентов.
Гетерополярные молекулы вспенивателя адсорбируются на поверхности
раздела вода—воздух так, что их полярная часть находится в воде, а аполярный
радикал обращен внутрь пузырьков (см. рис. IX.5). Полярные группы молекул
вспенивателя гидрофильны, т. е. сильно притягивают к себе молекулы воды,
создавая тем самым вокруг пузырька устойчивую гидратную оболочку, препят-
ствующую их слиянию. Адсорбция молекул гетерополярного вспенивателя
тем выше, чем больше их дипольный момент,
Совершенно иной характер адсорбции и пенообразования наблюдается в при-
сутствии неорганических реагентов. Их добавление приводит к отрицательной
адсорбции, вызывая повышение поверхностного натяжения вследствие концен-
трации реагентов не в поверхностном слое, а в объеме раствора. Концентрация
ионов электролита в поверхностном слое ниже, нежели в объеме раствора, что
обусловливает поляризацию и правильную ориентацию молекул воды в нем и
создание устойчивого гидратного слоя. Этим объясняется пенообразующее дей-
ствие неорганических солей, в частности, при «соляной» флотации. Расход солей
для образования пены во много раз больше расхода поверхностно-активных
пенообразователей.
Наряду со стабилизацией поверхности воздушных пузырьков вспениватели
уменьшают их сопротивление к диспергированию вследствие снижения поверх-
ностного натяжения на поверхности раздела жидкость—газ, способствуя тем
самым получению мелких, весьма устойчивых пузырьков.
Экспериментально установлено, что максимальной устойчивости пены соот-
ветствует ненасыщенное состояние адсорбционного слоя молекул вспенивателя
(рис. IX.9). В этом случае молекулы вспенивателя более гидратированы, т. е.
они прочнее связаны с пленкой воды, находящейся между пузырьками, что ведет
к повышению устойчивости пузырьков. Избыток вспенивателя приводит к сни-
жению устойчивости пены,
358
На стабилизацию пены сильное
действие оказывают частицы, при-
липшие к пузырькам. При этом чем
меньше размер частиц и пузырьков
воздуха и выше степень их минера-
лизации, тем прочнее и устойчивее
пена.
При флотации углей различают
пленочную, пленочно-
структурную и агрегат-
ную пены.
Пленочные пены состоят из тон-
Ненасыщенный слой | Насыщенный слой
Концентрация вспенивателя
кого слоя всплывших на поверхность
пульпы крупных минеральных ча-
стиц, соединенных между собой мель-
чайшими пузырьками воздуха.
Пленочно-структурные пены пред-
ставлены главным образом крупными
Рис. IX.9. Зависимость^между концен-
трацией вспенивателя, поверхностным
натяжением и прочностью пены
пузырьками воздуха, покрытыми от-
носительно мелкими минеральными частицами. Эти пены особенно характерны
для случая флотации углей в отсутствии собирателя и при повышенных расхо-
дах вспенивателя. Такие пены сильно обводнены и доставляют немало трудно-
стей при их фильтровании.
Наиболее эффективными при флотации углей являются агрегатные пены,
представленные частицами различной крупности (в первую очередь крупными)
и пузырьками меньших размеров по сравнению с пузырьками пленочно-струк-
турных пен. Агрегатные пены образуются в присутствии аполярных реагентов
в виде аэрофлокул, они хорошо минерализованы и обводнены меньше, чем пле-
ночно-структурные пены. Объемное содержание воздуха в них составляет от 45
до 60 % и зависит от крупности флотируемого угля, характера и соотношения
применяемых аполярных и гетероподйрных реагентов.
Созданием соответствующего реагентного режима достигается получение
таких свойств трехфазных пен, которые обеспечивают не только необходимую их
устойчивость, но и эффективное протекание процессов вторичной концентрации
в пенном слое и требуемое качество концентрата. Весьма устойчивые пены в произ-
водственных условиях затрудняют транспортировку их по трубам, перекачива-
ние насосами и фильтрование.
Глава 2
ФЛОТАЦИОННЫЕ РЕАГЕНТЫ
§ 1.	Классификация реагентов
Флотационные реагенты выполняют важнейшую роль в процессе флотации
углей, предопределяя его селективность и скорость. В качестве реагентов при-
меняются химические вещества, обладающие различными физико-химической
характеристикой и составом.
В соответствии с механизмом действия реагенты делятся на следующие
группы:
аполярные, или собиратели, адсорбируемые главным образом твердой по-
верхностью; поверхностно-активные, или вспениватели, адсорбирующиеся на
границе раздела жидкость—газ; регуляторы, изменяющие ионный состав пульпы
и регулирующие кислотность (щелочность) среды.
Подобное деление в известной мере условно, поскольку для многих реа-
гентов характерно одновременное сочетание собирательных, вспенивающих и
других свойств. Реагенты первых двух групп получили наибольшее распростра-
359
нение при флотации углей, реагенты третьей группы для флотации углей пока
не применяются.
К реагентам предъявляются следующие требования: высокая эффективность;
низкая стоимость, недефицитность и непожароопасность; значительные ресурсы
и благоприятное географическое расположение предприятия-поставщика; по-
стоянство химического состава и низкая температура застывания; незначитель-
ная токсичность и отсутствие неприятного запаха; удобство применения и хра-
нения; высокая селективность действия.
В качестве реагентов при флотации углей используются продукты различных
отраслей промышленности (нефтяной, химической, коксохимической и Др.).
§ 2.	Роль и характеристика аполярных реагентов
Действие аполярных реагентов заключается в увеличении скорости и проч-
ности прилипания частиц углей к воздушным пузырькам. К аполярным реаген-
там относятся различного рода технические углеводородные масла, обладающие
главным образом собирательными свойствами и ограниченной вспенивающей
способностью.	-
Аполярные реагенты-масла химически неактивны, обладают крайне малой
растворимостью в воде и при механическом воздействии образуют эмульсии,
капельки которых взаимодействуют с поверхностью угольных частиц.
Наличие в аполярных реагентах молекул поверхностно-активных веществ
способствует образованию устойчивых водных эмульсий реагента.
Применение реагентов в подогретом состоянии в виде водных эмульсий или
аэрозолей повышает эффективность их действия.
Из продуктов перегонки нефти и переработки газового конденсата широкое
распространение при флотации углей в качестве аполярных реагентов получили
аполярные ароматизированные реагенты ААР-1 и ААР-2, меньшее применение
имеют аполярный флотореагент АФ-2 и различные керосины (осветительный,
тракторный, отсульфированный, окисленный).
Аполярные ароматизированные реагенты ААР-1
и ААР-2 (табл. IX. 1) являются типичными реагентами аполярного типа для фло-
тации углей. Промышленное производство их организовано на специальных уста-
Таблица IX.1
Характеристики аполярных реагентов
Параметр
ААР-1
ААР-2
Плотность, кг/м3
Вязкость кинематическая при 20 °C,
м2/с
Показатель преломления
Температура застывания, °C, не выше
Температура вспышки в открытом
тигле, °C
Начало кипения, °C
Конец кипения, °C
Фракционный юстав по объему, %:
до температуры 200 °C выкипает
»	»	270 °C »
Конец кипения, °C
Групповой углеводородный состав по
объему, %:
ароматические
парафино-нафтеновые
780 1,8-10~б	860 3-10“6	910 3,3-10~6
1,445	1,485	1,528
—25	—25	—30
33—40	Не ниже	Не ниже
	70	60
150	185	190
380	315	306
20	5	1
50	75	80
380	315	306
20	42	75
80	58	25
360
новках при нефтеперерабатывающих заводах в соответствии с утвержденными
техническими условиями (ААР-1—ТУ—38 УССР 201221—77; ААР-2 — ТУ38
УССР 101765—78), регламентирующими качество реагентов.
Реагенты ААР-1 и ААР-2 — легкоподвижные однородные жидкости темно-
коричневого цвета, практически не растворимые в воде, сохраняющие высокую
текучесть при низких температурах, что обеспечивает их хорошую транспорта-
бельность и дозирование.	i
Основной отличительной особенностью реагентов ААР-1 и ААР-2 по сравне-
нию с АФ-2 является повышенное содержание в них ароматических соединений,
обеспечивающее им высокую флотационную активность. Из фракционного со-
става реагентов ААР-1 и ААР-2 практически исключены легкие фракции «190°C),
как менее активные, и сведены до минимума тяжелые (>270 °C), излишне уве-
личивающие вязкость и устойчивость пен. Реагенты ААР-1 и ААР-2 имеют узкий
интервал температур кипения, непожароопасны и нетоксичны. На фабриках они
используются при соблюдении общих правил безопасности, установленных для
работы с флотационными реагентами. Концентрация реагентов в воде и воздухе
производственных помещений находится в пределах норм, утвержденных Мини-
стерством здравоохранения СССР.
Реагенты ААР-1 и ААР-2 получили широкое применение на фабриках для
флотации углей различной стадии метаморфизма зольностью от 14 до 55 %.
В сочетании с поверхностно-активными реагентами их удельный расход в зави-
симости от характеристики флотируемых шламов и степени метаморфизма углей
следующий: ААР-1 — от 0,6 до 2,5 кг/т, ААР-2 — от 0,6 до 2 кг/т, что на 20—
40 % ниже расхода реагента АФ-2.
Стоимость 1 т реагента ААР-1 составляет 33 руб., а ААР-2 — 43 руб. Первый
реагент поставляется только на фабрики Донецкого бассейна Дрогобычским
НПЗ, второй — Кременчугским НПЗ на фабрики Донецкого, Кузнецкого и
Карагандинского бассейнов.
Реагент АФ-2 является аполярным с резко выраженными собиратель-
ными свойствами, нашедшими применение вместо керосина. Реагент АФ-2 пред-
ставляет собой крекинг-остаток конденсата Шебелинского газового месторожде-
ния, получаемого при ректификации прямогонного бензина после термического
реформинга. Он не содержит водорастворимых кислот, щелочей, воды и меха-
нических примесей. Его иодное число не более 20. Реагент состоит главным обра-
зом из аполярных углеводородов — парафиновых (60 %), нафтеновых (20 %)
и ароматических (20 %). Реагент малотоксичен, не имеет неприятного запаха,
применяется совместное поверхностно-активными реагентами. Расход0,8—2 кг/т.
Керосин — продукт дистилляции сырой нефти в интервале темпера-
тур 150—300 °C. Плотность его колеблется в пределах 820—860 кг/м3. В состав
керосина входят ароматические (10—30 %), нафтеновые (25—75 %) и метановые
(10—60 %) углеводороды. Фракционный состав осветительного керосина: до
270 °C — не менее 70 %, до 315 °C — не менее 98 %. Содержание серы не более
0,1 %. Осветительный керосин не содержит непредельных соединений, в то время
как для тракторного керосина характерно небольшое их содержание. .
Отсульфированный керосин получается при отделении от
керосина ароматических углеводородов путем обработки его серной кислотой
или серным ангидридом. После сульфирования и промывки керосина водой в нем
остается некоторое содержание сульфокислот (R—SO2—ОН), обусловливающих
несколько повышенную его флотационную активность по сравнению с активностью
тракторного и осветительного керосинов.
Окисленный керосин — продукт окисления керосина воз-
духом, из которого химическим путем удалены эфирные и карбоновые кислоты.
Кислотное число 50—60 мг КОН. Флотационная активность окисленного керо-
сина .является невысокой.
В присутствии только керосинов образуется малоустойчивая, непрочная и
«сухая» (малообводненная) пена. В производственных условиях это свойство
очень часто используется для регулировки характеристики пены и улучшения
процессов вторичной концентрации в ее слое. Керосины относятся к числу наи-
более селективно действующих реагентов. В сочетании с поверхностно-активными
реагентами они обеспечивают высокие качественно-количественные показатели
процесса флотации при расходах от 1 до 2,5 кг/т.
361
§ 3.	Роль и характеристика поверхностно-активных
реагентов
Поверхностно-активные реагенты являются одним из наиболее гибких средств
регулирования процесса флотации углей. Применения одних аполярных реа-
гентов обычно недостаточно для получения высоких качественно-количественных
показателей процесса. Введение поверхностно-активных реагентов позволяет
существенно улучшить результаты флотации и прежде всего повысить зольность
отходов. Особенно велика роль поверхностно-активных реагентов при флотации
высокозольных и труднофлотируемых углей. Для углей с высокой естественной
гидрофобностью иногда достаточно использовать только один поверхностно-ак-
тивный реагент: успешная флотация в этом случае объясняется не только его
пенообразующим, но и собирательным действием, обеспечивающим гидрофоби-
зацию поверхности угольных частиц.
Поверхностно-активные реагенты должны:
состоять из гетерополярных молекул, аполярные радикалы которых должны
быть достаточной длины (не менее 4 звеньев СН2) с одной или несколькими по-
лярными группами, расположенными резко асимметрично для циклических
соединений и симметрично для эфиров;
обладать высокими пенообразующими свойствами в растворах с малой
концентрацией, т. е. иметь большую поверхностную активность;
хорошо растворяться в воде (растворимость должна быть молекулярного
типа).
Поверхностно-активные реагенты могут содержать следующие полярные
группы: —ОН, =СО, ОСО, —СООН, N, — NH2, — SO2OH. Наиболее активными
являются реагенты, содержащие три первых группы. Широкое применение в про-
мышленности получили реагенты, содержащие гидроксильную группу —ОН.
Спирты СгН2П+1ОН являются исключительно активными реагентами
при флотации углей. Явно выраженными пенообразующими свойствами обладают
спирты, содержащие 6—8 атомов углерода в молекуле.
На Лисичанском химическом комбинате при производстве изобутилового
спирта выпускается как побочный продукт фракция синтетического
спирта с температурным интервалом 115—250 °C. Техническая характери-
стика данной фракции следующая: число атомов углерода в молекуле 6—14;
содержание непредельных соединений 1,4 %; гидроксильное число 9,6; карбо-
нильное число 0,11; температура начала кипения 115 °C; плотность 854 кг/м3.
Расходы этой фракции при флотации составляют 20—60 г/т при расходе керо-
сина не более 1200 г/т.
За рубежом на некоторых фабриках находят применение бутиловый и ами-
ловый спирты в чистом виде.
Кубовые остатки производства бутилового спир-
та представляют собой маслянистую желтовато-коричневого цвета жидкость,
имеющую плотность 850—950 кг/м3, вязкость кинематическую 5-10’3 м2/с при
20 °C, температуру вспышки не ниже 75 °C, температуру застывания —65 °C,
гидроксильное число 220—230. В состав реагента входят алифатические спирты,
главным образом октиловые, альдегиды, ацетали, эфиры и имеется небольшое
содержание ненасыщенных углеводородов. Кубовые остатки применяются сов-
местно с собирателями. Расход вспенивателя не превышает 300 г/т. Этот реагент
применяется на углеобогатительных фабриках Кузбасса.
Пен о р еа ген т —• отход производства бутанола при получении диви-
нилового синтетического каучука. Он состоит из предельных и непредельных
спиртов с 4—8 атомами углерода в молекуле; углеводородов, высших альдегидов,
сложных эфиров и смол. Промышленный образец пенореагента имеет следующую
характеристику: плотность 850—950 кг/м3; бромное число 62; гидроксильное
число 7,6; кислотное число 1,02; влажность 3,1 %; условная вязкость по Энг-
леру Е9>(} ~ 1,3835; содержание спиртов в пересчете на гексиловый спирт около
45 %. Пенореагент является активным пенообразователем, он применяется в со-
четании с аполярными реагентами. Расход его 200 г/т; пенореаг шт имеет неприят-
ный запах, применяется на фабриках Карагандинского каме пюуголыюго бас-
сейна.
362
Пол п г л и ко л и представляют собой кубовые остатки произ-
водства этиленгликоля. В состав полигликолей входят триэтиленгликоль
НО (СН2)2 ОСН2СН2ОСН2СН2ОН, тетраэтиленгликоль О (СН2СН2ОСН2СН2ОН)2
и более высокомолекулярные гликоли, а также продукты осмола. Внешне они
представляют собой густую темнокоричневую жидкость плотностью 1140—
1170 кг/м3, легко растворяющуюся в воде. При использовании совместно с керо-
сином (1 кг/т) расход полигликолей для различных углей составляет 150—200 г/т.
Кубовые остатки ректификации циклогексанола
(масло X) получают при производстве капролактама методом окисления
циклогексана кислородом воздуха. Внешний вид — однородная жидкость тем-
но-коричневого цвета. В состав масла X входят следующие соединения: цикло-
гексанол (10—15 %), циклогексиловые эфиры дикарбоновых кислот (до 40 %),
дициклогексанол до (40 %) и незначительная часть высококипящнх смол. Тем-
пература застывания —40 °C, плотность 980—1010 кг/м3, кинематическая вяз-
кость — не выше 80-10“° м2/с, содержание воды 2—5 %. Качество масла X рег-
ламентировано ГОСТом. Расход 150—200 г/т при расходе аполярных реагентов
около 1500—2000 г/т. В пределах флотационных концентраций (не более 100 мг/л)
масло X полностью растворяется в воде.
Кубовые остатки производства диметилдиоксана
(Т-66) по составу представляют собой смесь одно- и двухатомных диоксановых
и пирановых гетероциклических спиртов с примесью других веществ. Плотность
реагента при 20 °C составляет 1020—1050 кг/м3. Пределы выкипания при атмо-
сферном давлении 120—260 °C. Температура застывания не выше минус 57 °C.
Температура вспышки паров в открытом тигле не ниже 85 °C. Расход в зависи-
мости от характеристики флотируемых шламов колеблется от 60 до 200 г/т при
расходах аполярных реагентов от 800 до 2500 ”/т. Реагент Т-66 хорошо раство-
ряется в воде, не обладает неприятным запахом и сохраняет хорошую текучесть
даже при пониженных температурах. Это свойство реагента создает благоприят-
ные условия при подаче его по трубопроводам на фабрику и в различные точки
процесса флотации, что особенно важно для работы фабрик Кузнецкого и Кара-
гандинского бассейнов в зимний период. Пожароопасность реагента Т-66 ниже
пожароопасности тяжелых сортов керосина и может быть приравнена к. пожаро-
опасности аполярных ароматизированных реагентов (ААР-1 и ААР-2).
С и и рты ИМ-6-8 представляют собой смесь первичных алифатических
спиртов с 6—8 атомами углерода в углеводородной цепи в равных массовых
соотношениях. Оли обладают сильными пенообразующими свойствами. Расход
ИМ-6-8 на углях не превышает 100 г/т при совместном применении их с аполяр-
ными реагентами.
Мети л изоб у т и л ка р б и н о л (изогексиловый спирт, 2-метилпен-
танол-4) имеет формулу СН3СНОНСН2СН(СНз)2. Для метилизобутилкарбинола
характерны следующие константы: температура кипения 129—131 °C; плотность
806 кг/м3; показатель преломления 1,412. Синтез метилизобутилкарбинола осу-
ществляется путем конденсации ацетона в окись мезитила с последующим ее
каталитическим гидрированием.
По флотационному действию метилизобутилкарбинол можно отнести к числу
реагентов, обладающих исключительно высокими вспенивающими и собиратель-
ными свойствами. При флотации углей средней стадии метаморфизма и индиви-
дуальном применении метилизобутилкарбинола расход его не превышает 200 г/т.
При применении с аполярным реагентом (800—1000 г/т) его расход составляет
около 40 г/т.
Диметилфенилкарбинол СбН5СОН(СН3)2 относится к числу жирно-
ароматических спиртов. Технический диметилфенилкарбинол получается в каче-
стве побочного продукта при производстве синтетического каучука. Он пред-
ставляет собой жидкость, в состав которой помимо основного продукта входит
незначительное содержание метилстирола, бензойной кислоты, а также следы фе-
нола и некоторых других соединений. Диметилфенилкарбинол характеризуется
следующими константами: температура кипения 71 °C, плотность 985 кг/м3, пока-
затель преломления 1,5238. Он является сильным и достаточно селективным
реагентом-вспенивателем. Расход его при флотации легкофлотируемых углей и
при совместном применении с керосином (800—1000 г/т) не превышает 60—70 г/т.
Активность реагента ниже по сравнению с активностью метилизобутилкарбинола.
363
Реагент ОПСБ (окись пропилена спирт бутиловый) состоит из смеси
монобутиловых эфиров полипропиленгликолей. Жидкость темного цвета с запахом
бутилового спирта. Плотность 940 кг/м3, растворимость в воде 5 %, показатель
преломления 1,4385.
Реагент ОПСБ обладает очень сильными вспенивающими свойствами и отно-
сится к числу высокоселективных реагентов. При совместном применении с апо-
лярными реагентами его расход при флотации углей составляет около 50 г/т.
Реагент ОПСМ (окись пропилена спирт метиловый) состоит из смеси
монометиловых эфиров полипропиленгликолей и представляет собой жидкость
светло-коричневого цвета со слабым запахом. Плотность при 20 °C составляет
970 кг/м3, показатель преломления 1,4361. Реагент ОПСМ обладает достаточно
высокой вспенивающей способностью и хорошими собирательными свойствами
по отношению к углям. Расход его при флотации углей в 2 раза выше расхода
реагента ОПСБ.
Реагент ТЭБ-1, I, 3—три этоксибутан [СН3СНОС2Н5СН2СН(ОС2Н6)2]—
бесцветная или слегка желтоватая жидкость с приятным фруктовым запахом
со следующими физико-химическими константами: температура кипения при
давлении 2,7 кПа — 74 °C, плотность 880 кг/м3, вязкость кинематическая
1,5*10~б ма/с, показатель преломления 1,4082, поверхностное натяжение при
20 °C 24,2-10-7 Дж/см2, растворимость в воде при 20 °C 8 г/л, относительная
молекулярная масса 190.
ТЭБ является исключительно активным реагентом-пенообразователем, он
нашел широкое применение при флотации руд в ряде зарубежных стран.
При флотации углей этот реагент используется главным образом в лабора-
торных условиях. Высокие качественно-количественные показатели флотации
углей средней стадии метаморфизма достигаются при расходах ТЭБ 40—50 г/т
и расходах АФ-2 не выше 800 г/т. В слабокислой среде ТЭБ подвергается гид-
ролизу с образованием р-оксимасляного альдегида, который легко окисляется
в Р-оксимасляную кислоту. Это обстоятельство позволяет отнести ТЭБ к числу
реагентов, в меньшей степени отравляющих водоемы. Из реагентов класса
полиалкоксиалканов следует указать на 1,1,3,3-тетраэтоксипропан —
(С2Н5О)2СНСН2(ОС2Н5)СН с относительной молекулярной массой 220. Темпера-
тура его кипения 210 °C, плотность 915 кг/м3, показатель преломления 1,4110.
По флотационным свойствам он аналогичен триэтоксибутану.
§ 4. Реагенты, широко применяемые в практике
флотации углей
38
На фабриках Советского Союза в качестве собирателей применяются апо-
лярные реагенты ААР-1, ААР-2, АФ-2 и различные керосины, в качестве вспе-
нивателей — Т-66, кубовые остатки производств бутилового спирта и ректифи-
кации циклогексанола, различные температурные фракции высших спиртов.
Расходы реагентов на фабриках неодинаковы и зависят от степени метаморфизма
углей и характеристики флотируемых шламов. Расход аполярных реагентов
колеблется от 800 до 2500 г/т, а расход вспенивателей от 40 до 250 г/т.
Качество реагентов ААР-1, ААР-2, АФ-2, керосинов и Т-66 регламентировано
техническими условиями, что обеспечивает стабильность их состава и флотацион-
ных свойств и исключает нарушения в технологии процесса флотации.
Жесткие требования, предъявляемые к охране окружающей среды, вызы-
вают необходимость тщательной проверки токсических свойств реагентов и нали-
чия заключения специализированных институтов о возможности использования
их на фабриках, прежде чем они могут быть рекомендованы к промышленному
внедрению. Поэтому в настоящее время на фабриках СССР применяются только те
реагенты, которые в своем составе не содержат фенолов и других токсичных
соединений.
В ПНР в качестве реагентов используются: ксилолкрезиловое масло КК,
кислое масло К и нейтральное масло О, для которых характерным является
наличие фенолов, частично переходящих в отходы флотации. В ПНР в последние
годы завершены работы по применению бесфенольных реагентов.
364
В ЧССР наибольшее применение находят бесфенольные реагенты, пред-
ставляющие смесь 80 % минеральных масел К-315 и 20 % вспенивателей ОХО-НЕ
(дистилляционная фракция, образующаяся при оксосинтезе пропилена и содер-
жащая смесь высших и низших жирных кислот и их эфиров). Данный реагент
выпускается под названием «Флотакол NX», расход его составляет около 1,5 кг/т.
При этом расходе достигаются удовлетворительные технологические показатели
процесса. В настоящее время проводится широкое исследование новых реагентов
для промышленности.
В США при флотации углей в качестве реагентов-собирателей используют
топливное масло, представляющее смесь нефтяных масел и керосин.
Расходы их составляют 0,3 - 0,7 кг/т. В качестве реагентов-вспенивателей при-
меняют а э р о ф р о с ы 70, 73 и 77, сосновое масло и крезиловую кислоту.
Аэрофросы являются высшими алифатическими спиртами. Аэрофрос 77 состоит
в основном из неразветвленных цепей спиртов и обеспечивает более обильную
пену, чем аэрофрос 70 (метилизобутилкарбинол). Расходы его не превышают
0,2 кг/т.
В Великобритании в качестве собирателей используют газовые, ди-
зельные, парафиновые и нефтяные масла, креозоты
и дистиллированные каменноугольные масла. В качестве вспенива-
телей — креозолы, крезиловую кислоту, сосновое масло
и ксиленолы.
Во Франции применяют при флотации углей дизельное топливо,
керосин и газойль в качестве аполярных собирателей при расходах
0,2-0,6 кг/т; метилизобутилкарбинол (45 г/т), ксиленол
(0,2-0,35 кг/т), крезол, флото л, сосновое масло, дертол
(производное соснового масла) в качестве вспенивателей.
В ФРГ в качестве собирателей используют масла, получаемые из камен-
ноугольных и древесных смол, средние и поглотительные масла, отработанные
после улавливания бензола, и полимероль (смесь ароматических систем
и нафтенов). Последний является основным собирателем. В качестве вспенива-
телей применяют спирты терпенового ряда, синтетический вспе-
ниватель — флотоль А, метилизобутилкарбинол и кар-
бо н о л ь с различными органическими смесями (с древесно-смоляным мас-
лом) следующих разновидностей: карбоноль 33, карбоноль 4 и карбоноль S.
В последнее время широкое применение начали получать комплексные реагенты—
монтанол 300, монтанол 340 с индексами 300; 340; 350 и 361.
Глава 3
ФЛОТАЦИОННЫЕ МАШИНЫ
§ 1. Классификация машин и требования,
предъявляемые к ним
Скорость и технологическая эффективность флотационного процесса во
многом зависят от совершенства конструкций машин, к которым с учетом специфи-
ческих особенностей флотации углей предъявляются следующие требования:
высокая степень аэрации пульпы, характеризуемая не только оптимальной
дисперсностью и расходом вводимого воздуха, но и его содержанием и равномер-
ным распределением в объеме пульпы;
интенсивное перемешивание всего объема пульпы в зоне аэрации и агитации
машины при минимально возможных затратах энергии;
выделение газов из раствора, способствующих активизации процесса прили-
пания частиц к воздушным пузырькам;
большая зона пеноотстоя и эффективный способ удаления пенных продуктов
из камер машины;
небольшая высота всплывания флотационных комплексов в камере.
365
В большинстве случаев при классификации флотационных машин основным
признаком принимают способ аэрации пульпы. По этому признаку машины де-
лятся нам е х а н и чес ки е, п н евмом е ха н и чес к и е (комбинирован-
ные) и пневматически е.
К машинам механического типа или с самоаэрацией относятся такие, в кото-
рых воздух засасывается из атмосферы вследствие механического воздействия на
пульпу лопаток главного органа машины — аэратора и эжектирующего действия
пульпы при протекании ее через межлопаточные каналы аэратора.
В пневмомеханических машинах воздух в пульпу вводится частично или
полностью из внешнего источника, как правило, под низким давлением. Переме-
шивание пульповоздушной смеси в них осуществляется аналогично машинам
механического типа.
К пневматическим машинам относятся самые разнообразные по конструкции
машины, общим признаком которых является способ аэрации и перемешивания
пульпы — введение сжатого воздуха от специальных воздухоподающих устройств
низкого, среднего и высокого давления (воздуходувки, компрессоры и т. д.).
Диспергирование воздуха в машинах этого типа осуществляется с помощью раз-
личных конструктивных устройств, но без механических воздействий.
Флотационные машины по движению в них пульпы делятся на камерные и
прямоточные. Камерные машины состоят из различного числа камер (в зависимости
от характеристики флотируемого материала), пульпа в которых перетекает после-
довательно из одной камеры в другую через промежуточные карманы.
Прямоточные машины, пли машины с одинаковым уровнем пульпы, представ-
ляют собой длинную ванну со свободным течением пульпы от загрузочного кар-
мана к разгрузочному устройству. Такие машины могут иметь промежуточные
карманы только в отдельных секциях.
В угольной промышленности получили применение камерные и прямоточные
машины. Если в камерных машинах уровень пульпы регулируется в каждой ка-
мере или секции (состоящей из двух или более камер) отдельно, то в прямоточных,
вследствие наличия не доходящих до дна камеры перегородок или наличия широ-
ких проходных окон в межкамерных перегородках, уровень поддерживается
общим в машине с коротким фронтом. В машине с большим числом камер предусма-
триваются промежуточные карманы.
§ 2. Механические флотационные машины
В угольной промышленности этот тип машин получил наиболее широкое
применение как наиболее универсальный и не требующий дополнительных уст-
ройств. Общие признаки механических машин (рис.IX.10) следующие: наличие
различного числа последовательно соединенных камер пли общей ванны; располо-
жение у дна камер вращающихся аэрирующих органов — импеллеров, обеспечи-
вающих поступление воздуха из атмосферы, его диспергирование и смешение с
пульпой; наличие приемных, межкамерных и разгрузочных карманов, предназна-
ченных для приема и регулировки уровня пульпы, осуществления перетекания
Рис. IX. 10. Схема механических флотационных машин:
1 — приемный карман; 2 — камера; 3 — межкамерный карман; 4 — вал; 5 — централь-
ная труба; 6 — сливной карман; 7 — порог; 8 — пеногон; 9 — желоб для пены; 10 —
успокоительная решетка; 11 — статор; 12 — импеллер
366
Рис. IX. 11. Флотационная машина МФУ5:
1 — пеногон с шарнирно подвешенными лопатками; 2 — полый вал; 3 — межкамерные
перегородки; 4 - отверстия в межкамерных перегородках; 5 — импеллер; 6 — лопатки
статора; 7 -- статор; 8 — диафрагма для регулирования поступления воздуха в полый
вал; 9 — клиноременная передача; 10 — электродвигатель
ее из камеры в камеру и удаления отходов из машины; удаление пенного слоя
с помощью цепных или лопастных пекогонов через сливные борта.
Воздух поступает в машину по окружающей вал трубе или по пустотелому
валу импеллера. В большинстве случаев импеллер действует как рабочее колесо
центробежного насоса, обеспечивающее подсос пульпы и поступление воздуха
вследствие отрыва пульпы от лопаток вращающегося импеллера и образования за
ними зон вакуума, а также вследствие эжектирующего действия пульпы. Принцип
действия многокамерных механических и пневмомеханических машин в некоторой
степени является общим и заключается в следующем.
Пульпа поступает в первую камеру машины через приемный карман, а затем
в зону вращающегося импеллера, где происходит ее аэрация. В виде пульпо-
воздушной смеси она разбрасывается по окружности в межлопаточные каналы
статора, который способствует увеличению объема засасываемого импеллером
воздуха и более эффективному его диспергированию. Пройдя статор, пульпа посту-
пает в камеру, где происходит прилипание частиц угля к пузырькам воздуха,
всплывание на поверхность пульпы образовавшихся флотационных комплексов и
накопление их в виде слоя пены, которая с поверхности камеры удаляется пекого-
нами в желоба. Для накопления и отстаивания пены поверхность пульпы в камере
должна быть относительно спокойной, без бурлений и вихревых движений, созда-
ваемых вращающимся импеллером. Иногда для этого в камерах флотационных
машин устанавливают успокоительные решетки. В некоторых конструкциях ма-
шин зоны аэрации и флотации разделены. Это повышает эффективность процесса
флотации, так как создаются более благоприятные условия для аэрации пульпы,
минерализации и всплывания пузырьков воздуха.
Флотационная машина МФУ5 (рис. IX. 11) является шестикамер-
пой, состоящей из трех двухкамерных секций, приемного и одного сливного карма-
нов с шиберным устройством. Ее основные отличительные особенности: небольшая
глубина ванны (1000 мм), большая частота вращения импеллера, прямоточное
исполнение, повышенная скорость удаления пенных продуктов и особые конструк-
ции статора и импеллера. Конструктивно машина представляет собой длинную
ванну, разделенную перегородками на одинаковые по размеру камеры квадратного
сечения.
Импеллер крепится на пустотелом валу и приводится в движение индиви-
дуальным электродвигателем через клиноременную передачу. Статор машины,
в отличие от статоров других машин, имеет лопатки криволинейной формы, что
обеспечивает достаточно высокий эффект аэрации пульпы (вследствие безударного
отвода пульпы от среза лопаток импеллера) и способствует равномерному распре-
делению воздуха в объеме камеры. Кроме того, благодаря криволинейной форме
367
Рис. IX. 12. Импеллер Флотаци-
онной машины МФУ5:
1 — конус; 2 — лопатки; 3 — вырезы
для поступления воздуха; 4 — диск;
5 — конусообразный выступ; 6 —
консольные лопатки
лопаток статора потоки пульпы раскру-
чиваются и, следовательно, снижается
отрицательное влияние турбулентности.
Пульпа из одной камеры в другую
перетекает через отверстия прямоугольной
формы в межкамерных перегородках. Ее
уровень регулируется шибером в сливном
кармане, установленном на стенке последней
камеры.
Образующиеся в процессе работы
машины пенные продукты удаляются из
камер цепным пеногопом, гребки кото-
рого поддерживаются в вертикальном по-
ложении при погружении в пенный слой
и при удалении пены из камеры благодаря их
шарнирной подвеске. Объем воздуха, по-
ступающего через полый вал, регулируется
сменными диафрагмами, навинчиваемыми
на верхний конец вала. В машине применен
импеллер закрытого типа (рис. IX. 12), бла-
годаря чему достигается разделение потоков
воздуха и пульпы и в конечном итоге —
установившийся характер течения воздуха
и стабильная аэрационная характеристика
машины. Во время работы импеллер не
подвергается абразивному воздействию ми-
неральных частиц, так как через его полость
пульпа не протекает. Изнашиванию подвер-
жены главным образом выступающие за
пределы диска части лопаток.
Импеллер состоит из верхнего и ниж-
него рабочих узлов.
Верхний узел, предназначенный в основ-
ном для засоса воздуха и перемешивания
пульпы, представляет собой конус и диск
с расположенными между ними консоль-
ными лопатками криволинейной формы,
выступающими за пределы конуса и диска.
Лопатки загнуты вперед по направлению вращения для обеспечения боль-
шого скоростного напора воздуха на выходе из каналов импеллера, Для снижения
сопротивления воздушному потоку, поступающему через полый вал, на диске
импеллера предусмотрен конусообразный выступ.
Нижний узел служит для интенсивного перемешивания пульпы и выполнен
в виде криволинейных лопаток, расположенных на нижней поверхности диска.
Для увеличения статического папора и снижения потребляемой мощности лопатки
загнуты против направления вращения импеллера. Использование вакуума за
этими лопатками осуществляется с помощью вырезов, через которые поступает
воздух.Таким образом, в данной конструкции аэратора воздух в пульпу поступает
по двум путям — из верхнего и нижнего рабочих узлов импеллера.
За последние годы на отдельных углеобогатительных фабриках машины
МФУ5 подверглись модернизации. В частности, импеллеры описанной конструк-
ции были заменены импеллерами вихревого типа.
Флотационная машина МФУ6,3 (рис. IX. 13) камерного типа
имеет нижнее расположение узла подвода воздуха, непосредственное соединение
вала электродвигателя с валом блок-аэратора (рис. IX. 14) и оригинальную
конструкцию импеллера. Машина состоит из трех секций. Каждая секция пред-
ставляет две соединенные между собой камеры, первая из которых всасывающая,
вторая — прямоточная. Камеры соединены между собой отверстием в смежной
стенке камер. Исходная пульпа поступает в приемный карман, а из него по питаю-
щей трубе в надымпеллерный стакан и далее на импеллер. Вращение импеллеру
сообщается от электродвигателя через промежуточный съемный вал. Нижний
368
Рис. IX. 13. Флотационная машина
МФУ6,3:
1 — промежуточный карман; 2 — окно;
3 — прямоточная камера; 4 — шибер;
5 — вал; 6— корпус подшипников; 7 —
клапан; 8 — импеллер; 9 — надымпел-
лерный стакан; 10 — труба; 11 — блок
импеллера; 12 — всасывающая каме-
ра; 13 — приемный карман; 14 — разъ-
единительная кулачковая муфта; 15 —
пеногон скребкового типа; 16 — проме-
жуточный вал; 17 — фланцевый дви-
гатель; 18, 21 — муфты; 19 — площад-
ка для обслуживания; 20 — трубопро-
вод для подачи пульпы на перечистку;
22 — статор; 23 — ребра; 24 — успокои-
тельная решетка
Рис. IX. 14. Блок-аэратор флотаци-
онной машины МФУ6,3:
1 — надымпеллерный стакан; 2 — от-
верстия для подвода пенных продуктов
на перечистку; 3 — патрубок; 4 — ши-
бер; 5 — импеллер; 6 — статор; 7 — кла-
пан; 8 — корпус подшипников
Рис. IX. 15. Импеллер флотацион-
ной машины МФУ6,3
Рис. IX. 16. Флотационная машина
МФУ2-6,3:
1 — привод пекогона; 2 — камера; 3 —
блок-аэратор; 4 — ограждение при-
вода; 5 — электродвигатель; 6 — от-
верстие для протекания пульпы в сле-
дующую камеру; 7 — пробка; 8 — ус-
покоитель; 9 -- отверстие для прохода
пульпы; 10 — приемный карман
подшипник вала смонтирован в корпусе под днищем камеры. На концах вал имеет
шлицевые соединения в соответствующих шлицевых муфтах вала электродвига-
теля и вала импеллера. Воздух на импеллер поступает через специальный клапан,
размещенный под импеллером и открывающийся под действием создаваемого им-
пеллером вакуума. При остановке импеллера клапан давлением столба пульпы,
находящейся в камере, закрывается. Пульпо-воздушная смесь, образующаяся
на выходе из межл о паточных каналов импеллера, выбрасывается на лопатки ста-
тора и направляется в камеру. Для снижения бурления пульпы в камере установ-
лены успокоительные решетки. Внутрикамерная циркуляция пульпы через
полость импеллера регулируется степенью открытия шибера в надымпеллерных
стаканах с помощью тяги и штурвала. Уровень пульпы в секции машины регули-
руется шиберным устройством, установленным в промежуточном или сливном кар-
мане. Пеногон цепной, двухсторонний, приводимый в движение электродвигателем
через редуктор. При ц^обходимости он может быть остановлен поворотом специаль-
ного устройства без включения электродвигателя.
Пульпа из камеры выпускается через отверстие в днище, перекрываемое
пробкой. Отверстие открывают и закрывают с помощью тяги, ручка которой
выведена на обслуживающую площадку.
В машине предусмотрена возможность перечистки продуктов флотации. Для
этого в боковые стенки камеры вварены патрубки, через которые импеллер заса-
сывает пульпу. Конструктивно импеллер (рис. IX. 15) представляет собой два
диска с расположенными между ними лопатками объемной формы. Каждая ло-
патка состоит из передней и задней частей, между которыми предусмотрены
отверстия для прохода воздуха. Пульпа на импеллер поступает сверху, а воздух
снизу, т. е. раздельно, благодаря чему достигается стабильная аэрационная ха-
рактеристика машины. В машине МФУ6,3 применен тот же принцип аэрации
пульпы, что и в машине МФУ5, являющийся в настоящее время самым рациональ-
ным для импеллерных машин.
Одним из конструктивных недостатков решений машины МФУ6,3 является
расположение корпуса подшипников под днищем камеры. После непродолжитель-
ной промышленной эксплуатации машины пульпа через воздушное отверстие,
прикрываемое клапаном, попадает в нижние подшипники, вызывая их
370
быстрое изнашивание, и вследствие этого вибрации и выход из строя блок-
аэратора.
Флотационная машина МФУ2-6,3 (рис. IX. 16) состоит из двух
трех камерных последовательно расположенных секций, соединенных между
собой переливным карманом, двухстороннего двухрядного пеногона с шарнирно
подвешенными лопатками, блок-аэраторов и индивидуальных приводов.
Особенности машины: двухстадиальная аэрация и агитация пульпы; полное
разделение зон аэрации и флотации, позволяющее создать различный гидроаэро-
динамический режим, соответствующий оптимальному технологическому режиму
в каждой из этих зон; стабильная и достаточно высокая аэрационная характе-
ристика; наличие восходящих потоков пульпы в камере, интенсифицирующих
процесс всплывания минерализованных комплексов; прямоточное движение
пульпы в камере, позволяющее снизить расход электроэнергии.
В каждой камере машины имеются по два блок-аэратора (рис. IX.17), состоя-
щих из центробежного и осевого импеллеров, расположенных на общем валу,
центральной трубы с отверстием для воздуха. Импеллеры помещены в аэрацион-
ную камеру, изолирующую зоны агитации и аэрации во флотационной камере и
создающую тем самым более благоприятные условия для всплывания флотацион-
ных комплексов. Верхняя часть аэрационной камеры представляет собой крышку
с лопатками, выполняющую роль ста-
тора.
Пульпа из приемного кармана
(см. рис. IX. 16) через отверстие по-
ступает в камеру, где она подвергает-
ся аэрации двумя блок-аэраторами.
Непосредственно к ним пульпа под-
водится по двум путям: к ниж-
ней части центробежного импеллера
4 -4
Рис. IX. 17. Блок-аэратор флотацион-
ной машины МФУ2-6,3:
/, 2 — кольцевые отверстия; 3 — статор;
4~- перфорированный лист; 5 — аэрацион-
ная камера; 6 — осевой импеллер; 7 —
пульповод; 8 — центробежный импеллер;
9 ~ центральная труба; 10 - - вал; 11 —
отверстие для воздуха
Рис. IX. 18. Центробежный импел-
лер машины МФУ2-6,3:
1 — лопатка; 2 — верхний диск; 3 —-
кольцевая щель для поступления воз-
духа; 4 — кольцевая щель для поступ-
ления пульпы из камеры; 5 — отвер-
стие для поступления пульпы из пуль-
повода; 6 — нижний диск
371
(см. рис. IX. 17) с помощью пульповода и к верхней части через кольцевые
отверстия между диском импеллера и статора и между диском импеллера и цен-
тральной трубой. Там пульпа аэрируется и затем направляется на осевой импел-
лер.В осевом импеллере пульповоздушная смесь равномерно смешивается с частью
неаэрированной пульпы и выбрасывается во флотационную камеру через успокои-
тель (см. рис. IX. 16) с перфорированной поверхностью, обеспечивающий более
спокойный отвод пульповоздушного потока. Последний поступает в камеру в виде
восходящего веера с небольшой скоростью, что способствует всплыванию минера-
лизованных комплексов в подпенный слой. С целью осуществления аэрации
в камере верхнего слоя пульпы и стабилизации работы осевого импеллера часть
более насыщенной воздухом пульпы выбрасывается через щели в перфорирован-
ном листе (см. рис. IX. 17) аэрационной камеры непосредственно во флотационную
камеру.
Таким образом, в машине осуществляется принцип послойной аэрации пульпы
на уровне центробежного и осевого импеллеров. Воплощение этого нового прин-
ципа стало возможным благодаря оригинальной конструкции центробежного
импеллера (рис. IX. 18), в котором вследствие развитой площади контакта пульпо-
воздушной среды и наличия консольных лопаток, выступающих за пределы дисков,
достигается высокая производительность по воздуху и его эффективное дисперги-
рование.
Пенные продукты удаляются из камер с обеих стороп двухрядным пекогоном.
Пульпа из камеры в камеру поступает через отверстие в стенке камеры (см.
рис. IX. 16), а выходит из камеры через отверстие с пробкой.
Машина МФУ2-6,3 изготавливается в четырех-, шести- и восьмикамерном
исполнении. В машинах с длинным фронтом предусматривается установка двух
карманов с шиберными устройствами для поддержания заданного уровня пульпы
в камерах, так как для прямоточных машин установка только одного устройства
в последней камере (шестой или восьмой) оказывается недостаточной вследствие
весьма существенного гидравлического уклона, не позволяющего обеспечить
требуемый общий уровень по всему фронту машины. Например, для шестикамер-
ной машины МФУ2-6,3 шиберные устройства предусмотрены между третьей и
четвертой камерами и на стенке шестой камеры. Перепад высот между третьей и
четвертой камерами должен составлять не менее 100 мм.
Флотационная машина МФУ2-6,3 поставляется на углеобогатительные фаб-
рики не секциями, а отдельными камерами, что создает определенные удобства при
их транспортировании и монтаже.
Флотационная машина МФУ12 (рис. IX.19) с камерой вмести-
мостью 12,5 м3 является прямоточной, шести камерной. Опа монтируется на
фабриках из двух трехкамерных секций, соединенных между собой промежуточ-
ным шиберным устройством с перепадом 300 мм. Машина оборудована двухрядным
пеногоном с шарнирно подвешенными лопатками и автоматическими регуляторами
уровня пульпы, установленными после каждой секции.
В машине МФУ12 так же, как и в машине МФУ2-6,3, использован принцип
двухслойной аэрации и агитации пульпы по высоте камеры, разделение зон аэра-
ции и агитации, од на^око нструктивное исполнение узла аэрации разное. Принцип
послойной аэрации и агитации пульпы особенно целесообразен для флотационных
машин с камерами большой* вместимости, поскольку с увеличением вместимости
возрастает их глубина, что в конечном итоге вызывает необходимость увеличения
способности твердой фазы к взвешиванию и циркуляции пульпы в нижней зоне
камеры. Наличие в машине МФУ12 осевого импеллера в блок-аэраторе и его рас-
положение у дна камеры удовлетворяют этим условиям. Конструкция элементов
узла аэрации — центробежного импеллера (см. рис. IX. 19) и статора, а также
мелкое погружение его в пульпу позволили получить высокую аэрационную ха-
рактеристику машины. Производительность по воздуху блок-аэратора машины
МФУ12 в 2,2 раза выше производительности машины МФУ2-6,3. Более простое
конструктивное решение блок-аэратора машины МФУ12 — иное расположение
воздушных каналов в центробежном импеллере, развитая площадь контакта пуль-
повоздушной среды и применение комбинированных лопаток статора обеспечили
не только высокую производительность по воздуху, но и эффективное его дисперги-
рование при небольших удельных затратах электроэнергии. В остальном кон-
структивные решения и принцип действия машин МФУ 12 и МФУ2-6,3 аналогичны.
372
Рис. IX.19. Флотационная машина МФУ12:
1 — камера; 2 — двухрядный пекогон; 3 — пробка; 4 — пружина натяжного устройства;
5 — электродвигатель; 6 — блок-аэратор; 7 — желоб для флотоконцснтрата; 8 — цен-
тробежный импеллер; 9 — отверстие для циркуляции пульпы; 10 — осевой импеллер
Машина МФУ12 оснащена автоматической системой стабилизации уровня
пульпы и, как показал продолжительный опыт эксплуатации ее на фабриках,
она является эффективной и надежной.
Производительность машины МФУ 12 на шламах различной характеристики
составляет от 70 до 90 т/ч (табл. IX.2) при удовлетворительном качестве продуктов
флотации. Зольность отходов составляет свыше 70 % при кондиционной зольности
концентрата. Установка на фабрике одной машины МФУ 12 позволяет заменить
от 3 до 4 машин устаревших типов и существенно снизить затраты на процесс.
В ходе исследований и разработки машины МФУ12 был создан блок-аэратор,
обладающий высокими аэрационными параметрами, что сделало возможным модер-
низацию машин МФУ2-6,3 путем установки в них по одному такому блоку вместо
ранее устанавливаемых двух. При промышленном испытании опытного образца
модернизированной машины МФУ6 на ЦОФ «Донецкая», шламы которой отлича-
ются трудной характеристикой флотируемости, при производительности около
50 т/ч получены удовлетворительные технологические показатели с одновремен-
ным снижением затрат электроэнергии на 30 %. Машины МФУ6 с блок-аэраторами
по типу машины МФУ12 серийно изготовляются на Днепропетровском заводе
горно-шахтного оборудования. Следует также отметить, что выполненные работы
по максимальной унификации всех узлов обоих типов машин создали соответ-
ствующие предпосылки к решению вопросов взаимозаменяемости (кроме валов)
и ремонта изношенных деталей.
Основные детали машин МФУ12 и МФУ6 (импеллеры, статоры, аэрационные
камеры, лопатки пеноснимателей и т. д.), работающие в условиях интенсивного
абразивного и коррозионного воздействия, изготовляют из износостойких сплавов
и материалов. Камеры машины футеруют плитками из каменного литья, что пре-
дотвращает их быстрое изнашивание.
373
СЗ
со
S
о.
03
О
Широкое применение машин МФУ 12
и МФУ6 способствует аппаратурному
переоснащению флотационных отделе-
ний, а следовательно, интенсификации
процесса на фабриках.
Технические характеристики рас-
смотренных отечественных флотационных
машин механического типа приведены
в табл. IX.3.
Флотационная машина
фирмы «Г у м б о л ь д т - В е д а г»
(рис. IX.20) является совершенно новым
вариантом машины механического типа
прямоточного исполнения с камерой
вместимостью 12 м3, созданной на осно-
вании последних работ по дальней-
шему совершенствованию импеллеров.
Фирмой «Гумбольдт-Ведаг» была разра-
ботана новая конструкция импеллера
вихревого типа, отличающаяся от ранее
известной более сложной «ломаной» фор-
мой импеллерного диска (рис. IX.21).
Лопатки расположены в линиях пере-
гиба диска, благодаря чему высокие
лопатки чередуются с низкими. Воздух
по каналам в ступице импеллера посту-
пает на верхнюю и нижнюю поверхности
диска импеллера, смешивается с пото-
ками пульпы и выбрасывается в межло-
паточные каналы статора, а затем в объем
камеры. Представленное конструктивное
исполнение блока-аэратора обеспечивает,
по мнению фирмы, быстрое чередование
зон избыточного и пониженного давле-
ний, что способствует выделению воз-
духа из раствора, более интенсивному
перемешиванию пульпы и ее тщатель-
ному смешению с пузырьками воздуха.
Все это приводит к улучшению показа-
телей машины по сравнению с машина-
ми, имеющими обычные аэраторы. По-
ложительным в новой конструкции
машины являются также применение
импеллеров с самоаэрацией, исключа-
ющих необходимость установки допол-
нительной воздуходувки, разделение зон
агитации и аэрации, что способствует
улучшению селективности процесса, а так-
же простота регулирования уровня
пульпы (рис. IX.22), не требующая при-
менения вспомогательных устройств,
например поплавков, регуляторов. Удале-
ние пены осуществляется на обе стороны
машины с помощью двухрядного пеного-
на с жестко закрепленными лопатками.
Нижняя часть камер футерована ка-
фельными плитками, что уменьшает их
изнашивание от абразивного воздей-
ствия пульпы. Все узлы и детали машины
отличаются повышенной надежностью,
что обеспечивает длительный срок службы.
374
Рис. IX.20. Флотационная машина фирмы «Гумбольдт—Ведаг»
Машина изготовляется с камерами вместимостью 6; 8 и 12 м3. Исполнение
машины может быть четырех-, пяти- или шестикамерным.
Флотационная машина «Вемко» (рис. IX.23), разработанная
в США, получила широкое применение для флотации углей во многих странах
(США, ФРГ, Японии, Великобритании, Франции, Испании и Нидерландах)
вследствие высоких технико-экономических показателей ее работы.
По способу перемещения пульпы она относится к флотационным машинам
прямоточного типа. Пульпа в ней свободно течет по ванне, лишенной перегородок.
Вдоль ванны на определенном расстоянии установлены блок-аэраторы (импеллер
и статор) роторного исполнения принципиально новой конструкции (рис. IX.24),
Рис. IX.21. Импеллер машины «Гум-
больдт-Веда г»
Рис. IX.22. Устройство для регули-
рования уровня пульпы в машине
« Г у м бол ь дт -Ведаг»
375
Таблица IX.3
Технические характеристики механических флотационных машин
Параметры
Тип машины
МФУ5	МФУ6.3	МФУ2-6.3	МФУ6	МФУ12
Производительность:
по твердому, т/ч
по пульпе, м3/ч
Вместимость камеры, м3
Число камер
Глубина камеры, мм
Сечение камеры, мм
Установленная мощность
электродвигателя на каме-
ру, кВт
Диаметр импеллера, мм
Частота вращения импел-
лера, мин"1
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, кг
Завод-изготовитель
Начало серийного произ-
водства, год
20—30
160—200
5
6
1000
2200 X
Х2200
20
350
980
13 200
3 600
2 250
22 520
Сн
40
220—270
6,3
6
1200
2000 X
Х2200
28
400
735
50
До 450
6,3
6
1280
1500Х
Х2200
30
400
580
50
До 450
6,3
6
1280
1500Х
Х2200
30
400
580
80
До 700
12,5
6
1500
1500Х
Х2900
40
400
580
14 370
3 070
2 990
20 573
14 730
3 500
3 040
26 800
14 730
3 500
3 040
19 200
3 450
3 290
37 000
яты с производства
Рис. IX.23. Флотационная машина
«Вем ко»
Днепропетровский
завод горно-шахт-
ного оборудования
1980	1980
Рис. IX.24. Блок-аэратор флотаци
онной машины «Вемко»
376
Рис. IX.25. Импеллер и статор
флотационной машины «Вемко»
применяемые не только в современных
большеобъемных камерах (№ 120; 144
и 164), но и при усовершенствовании машин
старых типоразмеров, в которых заменяется
ранняя конструкция аэраторов типа «беличье
колесо». Если старый блок-аэратор состоял
из 150 деталей, то новый состоит только из
двух частей, выполненных из резины или
неопрена, полиуретана, гиполона (в зависи-
мости от требований заказчика). Ротор
выполнен в форме звезды с 8 или 10 лучами
(лопастями), которые по концам имеют
форму трапеции. Статор (рис. IX.25) пред-
ставляет собой полый литой резиновый ци-
линдр, имеющий отверстия для выхода
аэрированной пульпы, между которыми рас-
положены пол у цилиндрические стойки, вы-
ступающие внутрь статора. Площадь отвер-
стий в новом статоре примерно в 5 раз больше,
чем в старом. Новый статор короче старого,
а также короче нового ротора, который вы-
ступает из статора. Последнее увеличивает «взвешивающую способность»
нового блок-аэратора. Статор соединен фланцами с воздушной полостью. Над
блоком расположены решетчатый конус, устраняющий вращательное движение
пульпы над ним, и цилиндрическая воздушная камера с диафрагмой. Это по-
зволяет регулировать степень аэрации пульпы.
Уменьшенный диаметр ротора, который составляет только 75 % диаметра
старого ротора, позволяет увеличить зазор между ротором и статором до размеров,
значительно превосходящих размеры флотационных машин. Это дает возможность
подавать пульпу из статора в строго радиальном направлении, а не по касательной,
что обеспечивает спокойное зеркало пульпы. Ротор можно вращать в двух направ-
лениях и поворачивать на 180°. Конструкция и эластичный материал, из которого
изготовлен новый блок-аэратор «Вемко», снижают степень измельчения крупных
зерен и образование вторичных шламов. Уменьшается также опасность поломок
ротора или статора посторонними предметами, попавшими в машину. Облегчается
запуск машины под загрузкой, так как в момент запуска лопасти ротора могут
изгибаться.
Новый блок-аэратор «Вемко» позволяет снизить окружную скорость вращения
с 8,46 до 6,32 м/с (по сравнению с окружной скоростью вращения в модели № 66).
Это уменьшает как расход энергии (на 10—40 %), так и износ, обеспечивая в то же
время получение практически тех же технологических показателей. Срок службы
блок-аэратора увеличен с 4 мес. до 2 лет. Резко уменьшено время, необходимое для
замены блоков. Оригинальность машины заключается не только в конструкции
аэратора и прямоточном исполнении, но и в небольшой глубине камеры и малом
заглублении ротора.
Образовавшаяся пена снимается лопастными пекогонами на одну или две
стороны (в зависимости от конструкции машины), а отходы удаляются через
разгрузочное устройство (карман). Ванна машины выложена плитками для пре-
дотвращения изнашивания и коррозии.
В камерах с большим объемом для сохранения самоаэрации предусмотрены
двойные днища и установлена всасывающая труба. Это облегчает движение
пульпы, которая засасывается ротором через всасывающую трубу и нижнюю часть
двойного днища, имеющего свободные проходы у стенок камеры.
Техническая характеристика флотационной машины «Вемко»
(модель ДО} 144)
Вместимость,	м3 ...............................................14,2
Габаритные размеры камеры, мм:
длина..................................................... 3660
ширина	.............................................. 2740
высота	...............................................1600
Мощность двигателя на один аэратор, кВт ........................ 30
377
§ 3. Пневмомеханические флотационные машины
Преимуществом пневмомеханических машин по сравнению с машинами меха-
нического типа (с самоаэрацией) является их высокая аэрационная способность
с возможностью ее регулировки в широком диапазоне. В этих машинах аэрация
пульпы достигается посредством ее механического перемешивания с одновременной
подачей в нее воздуха под давлением. Благодаря этому принципу машины пневмо-
механического типа имеют меньшие энергетические затраты на единицу объема
воздуха, чем механические машины, что делает перспективным их применение при
флотации каменноугольной мелочи.
За последние годы отечественная и зарубежная практика обогащения полез-
ных ископаемых пополнилась рядом новых вариантов конструкций пневмомехани-
ческих машин, наибольший интерес из которых представляют следующие.
Ф л ота цион н ая пн евмом ех ан и чес к а я м а ш и н а ФПМ12,5
(рис. IX.26) разработана Гипромашобогащением. Она относится к числу
машин прямоточного типа и состоит из камер общепринятой формы, блок-аэрато-
ров с импеллером центробежного типа, двухсторонних лопастных пеногонов с ре-
дукторным приводом, воздушного коллектора и патрубков для подвода воздуха
к блок-аэраторам, карманов (приемного, промежуточного и сливного) и шиберных
устройств с автоматическим регулированием уровня пульпы.
Высота сливного порога в камерах машины регулируется установкой планок.
Узел аэрации и полый вал гуммированы, что обеспечивает длительный срок
их службы.
Отличительной особенностью данной машины является конструктивное
исполнение блок-аэратора (рис. IX.27) и принцип рециркуляции пульпы, обеспе-
чивающий двухкруговую и интенсивную циркуляцию больших объемов пульпы
в зоне агитации и аэрации. Это очень важно с точки зрения создания наиболее
Рис. IX.26.^ Флотационная пневмо-
механическая машина ФПМ12,5
Рис. IX.27. Блок-аэратор флота-
ционной машины ФПМ12,5
378
благоприятных условий для взвешивания твердой фазы в пульпе и более эффек-
тивного течения процесса минерализации поверхности воздушной фазы,
Заслуживает особого внимания наличие нижней циркуляции пульпы в месте
выхода воздуха из полого вала, что создает не только направленное движение
пульповоздушной смеси через межлопаточные каналы узла импеллер — статор,
но и способствует лучшему диспергированию воздуха и равномерному распределе-
нию его в объеме камеры.
Объем воздуха, подаваемого в камеру, регулируется задвижкой с помощью
тяги и штурвала, вынесенных в сторону, удобную для обслуживания машины.
Техническая характеристика флотационной машины ФПМ12,5
Вместимость камеры, м3.......................................
Число камер .................................................
Габаритные размеры камеры, мм:
длина ......................................................
ширина ..................................................
глубина .................................................
Диаметр импеллера, мм .......................................
Окружная скорость импеллера, м/с.............................
Установленная мощность электродвигателя на 1 блок-аэратор, кВт
12,5
6
2600
2600
1800
900
8,8
45
Флотационная машина ФПМУ25 (рис. IX.28) создана ИОТТ
специально для аппаратурного оснащения флотационных отделений углеобогати-
тельных фабрик с большой часовой производительностью. Машина является
шести камерной, двубортной (пена разгружается на обе стороны) с одним промежу-
точным карманом. Наиболее оригинальным решением в конструкции машины
является ее блок-аэратор (рис. IX.29), конструкция и принцип работы которого
разработаны на основе оптимизации главных геометрических размеров камеры и
блока с использованием в качестве определяющего критерия поверхности раздела
жидкость—газ.
Статор блока представляет собой цилиндр из вертикально расположенных
полых трубок, соединенных с наружной стороны горизонтальными кольцами.
Полость трубок в верхней части сообщается с полостью полого кольца, к которому
поступает воздух от воздухораспределительной трубы, установленной вдоль всей
машины.
Воздух, выходя из трубок статора, попадает в приимпеллерную зону, в кото-
рой импеллером создаются турбулентные потоки, обеспечивающие его диспергиро-
вание и распределение в объеме камеры.
Импеллер (рис. IX.30) имеет форму цилиндра с клиновидным концом, на
сторонах которого расположены пальцы, образующие в плане квадрат. Такое
конструктивное исполнение импеллера способствует лучшей циркуляции пульпы
и насыщению ее воздухом в нижней зоне машины.
Техническая характеристика флотационной машины ФПМУ25
Вместимость камеры, м8..................................... 25
Число камер................................................  6
Габаритные размеры камеры, мм:
длина................................................ 3900
ширина................................................ 3700
высота ............................................... 6430
Диаметр импеллера, мм . . , . ............................. 670
Частота вращения импеллера, мин-1 ....................... 190
Расход воздуха на 1 м3 пульпы, м8/мин ...................... 1
Давление воздуха, 106 Па.............................. 0,4 —0,5
Тип воздуходувки...................................... ТВ80-1.6
Установленная мощность двигателя, кВт:
на один блок-аэратор .................................. 40
привода пеногона..................................... 1,5
Масса камеры, заполненной пульпой,	т..................... 44
Флотационная машина «Денвер-ДК» (рис. IX.31), разработанная
американской фирмой «Денвер», является результатом реализации новых тенден-
ций в области конструирования машин — создание камер большой вместимости
как основы интенсификации процесса и снижения капитальных и эксплуатацион-
ных затрат,
379
Рис. IX.28. Флотационная машина ФПМУ25
Рис. IX.29. Блок-аэратор машины ФПМУ25
Рис. IX.30. Импеллер ма-
шины ФПМУ25
Флотационная машина имеет прямоточное исполнение, т. е. свободное пере-
мещение пульпы из камеры в камеру. Между камерами (в верхней части) преду-
смотрены легкие перегородки, которые можно перемещать по высоте. Это позво-
ляет регулировать поступление пульпы из одной камеры в другую и увеличивать
пропускную способность машины при данном размере камеры. Блок-аэратор под-
весного типа дает возможность заменять его, не останавливая машину.
Основная новизна машины «Денвер-ДИ» заключается в системе перемешива-
ния и повышенной аэрации пульпы. Принят принцип круговой циркуляции через
импеллер большого объема пульпы из промежуточной в нижнюю зону камеры. Над
статором расположен вертикальный стакан, предназначенный для рециркуляции
пульпы, который может иметь цилиндрическую или коническую форму в зависи-
мости от желаемого коэффициента рециркуляции.
Воздух в машину поступает от внешнего источника, подачу его регулируют
краном. Воздух проходит вниз по трубе в
а затем в центре импеллера он эжек-
тируется и тщательно перемеши-
вается с пульпой, поступающей из
рециркуляционного стакана. Аэри-
рованная пульпа выходит из статора
в радиальном направлении у самого
днища камеры, благодаря чему не
происходит осаждение твердых ча-
стиц* Сочетание рециркуляции пуль-
пы и принципа поступления воз-
духа обеспечивает эффективную ра-
боту машины.
Принцип, использованный при
конструировании машин ДИ с повы-
шенной вместимостью камер, позво-
лил сохранить для этих больших
агрегатов глубокую ванну, что дало
возможность значительно уменьшить
площадь занимаемую флотационной ка-
мерой (на 25% в расчете на 1 м3 объема).
Фирма «Денвер» выпускает нор-
мальный ряд типоразмеров камеры,
но особый интерес представляют круп-
нообъемные машины 300 (8,5 м3)
с одним блок-аэратором в камере,
400Н (14,4 м3) и 600Н (17 м3) с двумя
блокираторами.
пространстве вокруг приводного вала,
Рис. IX.31. Флотационная машина
«Денвер-ДИ»
381
Такие машины необходимы для оснащения современных обогатительных
фабрик высокой производительности.
4
Техническая характеристика флотационной машины «Денвер-DR»
Вместимость камеры, м3 ........................................14,4
Габаритные размеры камеры, мм:
длина..................................................... 2946
ширина .................................................. 2946
глубина.................................................. 2286
Диаметр импеллера, мм ........................................ 840
Частота вращения импеллера, мин1 .............................. 167
Мощность электродвигателя на два блок-аэратора, кВт...........40	— 50
Флотационная машина «Сайкло-Селл» (рис. IX.32), созданная
в США, получила широкое распространение в угольной промышленности благо-
даря простоте конструкции.
Машина «Сайкло-Селл» циклонного типа, прямоточная, с трапециевидной или
полукруглой формой ванны, вдоль которой на расстоянии 1200 мм друг от друга
установлены вихревые камеры.
Пульпа подается в машину через приемный карман и свободно перемещается
по ванне к разгрузочному карману. Часть пульпы всасывается в конце машины
центробежным насосом и под избыточным давлением 1,4-105 Па тангенциально
подводится к внутренней поверхности каждой камеры, представляющей собой
полусферу, в нижней части которой расположено плоское днище с отверстием.
Из него истекает поток пульпы в форме расходящегося конуса. К месту выхода
струи пульпы из вихревой камеры под избыточным давлением 0,14* 105 Па через
трубку подводится воздух.
Размер выпускного отверстия можно изменять с помощью насадок и таким
образом регулировать аэрацию пульпы при различных напорах жидкости и
воздуха.
Пульпа в камере перемешивается благодаря большой скорости ее подачи и
поступлению воздуха под давлением. Объем циркулирующей нагрузки, проходя-
щей через вихревую камеру в 1 мин, составляет 20—30 % объема рабочего про-
странства машины.
Длина ванн может быть от 4,5 до 8,4 м при ширине 1,6—2,5 м и глубине 1,5 м.
Вместимость камер машин колеблется от 6,8 до 23 м3. Съем обычно двухсторонний.
Машина отличается большой простотой и высокой надежностью в работе.
Одно из достоинств описываемой машины — подача воздуха и циркулирующей
нагрузки через боковые стенки (или дно ванны), что оставляет верхнюю часть
камеры свободной. Это позволяет удалять пену со всей поверхности. Удельный
расход электроэнергии составляет от 0,6 до 1,5 (кВт-ч)/т.
Существенными недостатками машин «Сайкло-Селл» являются низкая про-
изводительность в единичном агрегате, невозможность перечистки промежуточных
продуктов в одной машине и подача в вихревые камеры пульпы, представленной
Рис. IX.32. Камера фло-
тационной машины «Сайк-
ло-Селл»
382
высокозольной илистой частью, что вызывает загрязнение флотационного кон-
центрата.
Техническая характеристика флотационной машины «Сайкло-Селл» FC-6000
Вместимость ванны, м3........................................22,65
Число вихревых аэраторов .....................................16 —18
Габаритные размеры ванны, мм:
длина...................................................   8382
ширина .................................................. 2540
глубина...................................................1524
Давление избыточное, Х106 Па:
пульпы....................................................1,4
воздуха .................................................0,14
Мощность, потребляемая электродвигателем центробежного на-
соса, кВт ................................,...................55,2
§ 4. Пневматические флотационные машины
Различные варианты ранее созданных и получивших весьма ограниченное
применение пневматических флотационных машин в последние годы из-за низких
качественно-количественных показателей их работы повсеместно заменялись
машинами механического или пневмомеханического типов. Основными недостат-
ками пневматических машин, выявленными в процессе их эксплуатации, явля-
ются: слабое перемешивание пульпы и большие потери углей с отходами; флотация
главным образом крупнозернистого материала; высокая чувствительность к ко-
лебаниям нагрузки и содержанию твердой фазы в пульпе; повышенный расход
реагентов, даже при условии подачи их в эмульгированном виде; неудовлетвори-
тельное диспергирование воздуха; низкая удельная производительность машин.
Однако пневматические машины привлекали и по-прежнему привлекают внимание
исследователей и конструкторов своей простотой, надежностью в эксплуатации,
небольшими капитальными затратами на изготовление и монтаж.
Исследования, выполненные в Советском Союзе и за рубежом в последние
годы, решили отдельные вопросы, позволившие в определенной мере устранить
указанные недостатки.
На базе проведенных исследований ИОТТ была создана флотационная
пневматическая противоточная машина ФППМ20 (рис.
IX.33), представляющая собой разновидность известных машин колонного типа,
основными отличительными признаками которых являются большая глубина
камер и принцип противотока. Этот принцип позволяет для разрыва гидратных
оболочек, окружающих минеральные частицы и воздушные пузырьки, исполь-
зовать гравитационные силы частиц и подъемную силу воздушных пузырьков, что
способствует интенсификации процесса. Большая глубина камер позволяет более
эффективно использовать воздух, поскольку повышается коэффициент минерали-
зации поверхности воздушных пузырьков.
Машина ФППМ20 включает две двухкамерные секции, развернутые друг
к другу на 180°.
Двухкамерная секция состоит из разъемного по высоте корпуса, приемного
кармана с распределителем, промежуточного кармана, шиберного устройства,
аэраторов, успокоительных решеток, заслонки, делителя реагентов, воздухопро-
вода с ресивером и патрубками для подвода воздуха к аэраторам.
По конструкции и принципу работы аэрирующих устройств машина ФППМ20
существенным образом отличается от других известных машин пневматического
типа. В машине ФППМ20 применен эластичный перфорированный (40—60 проко-
лов на 1 см2) аэратор, работающий под избыточным давлением до 0,15 МПа и
обеспечивающий удовлетворительное диспергирование воздуха.
Исходная пульпа поступает в приемный карман первой секции, установлен-
ный на верхнем корпусе, откуда через распределитель перетекает в камеры и
движется вниз к их донной части. Сжатый воздух, проходя через отверстия в рези-
новых трубках аэратора, диспергируется и поднимается навстречу движущемуся
потоку пульпы. Процесс минерализации воздушных пузырьков, накопление и
удаление пенного продукта осуществляются обычным путем. Отфлотированный
продукт первой секции из промежуточного кармана по трубопроводу поступает
383
Рис. IX.33. Флотационная пневматическая противоточная машина ФППМ20:
1 — промежуточный карман; 2 — шиберное устройство; 3 — шланговый затвор; 4 —
заслонка; 5 — патрубок для подвода воздуха; 6 — делитель реагентов; 7 — ресивер;
8 — воздухопровод; 9 — аэратор; 10 — успокоительная решетка; 11 — приемный кар-
ман; 12 — корпус секции
в приемный карман второй секции, в которой он вторично аэрируется и флотиру
ется. Отходы из секции удаляются через аналогичный выпускной карман.
Уровень пульпы в каждой секции регулируется одним шиберным устрой-
ством. Выпуск пульпы из камер и поддержание постоянного дренажа во избежание
их зашламливания крупнозернистым материалом осуществляются шланговым
затвором. Для снижения бурления пульпы в камерах установлены успокоительные
решетки. Подача реагентов в камеры и равномерное их распределение в объеме
пульпы производятся специальными делителями.
Техническая характеристика машины ФППМ2 0
Производительность:
по пульпе, м3/ч ..............................................До	600
по твердому, т/ч........................................   50
Вместимость, м3:
камеры ................................................... 20
всей машины .............................................. 80
Число секций в машине.......................................... 2
Число камер в секции .......................................... 2
Габаритные размеры, мм:
длина..................................................... 9500
ширина ................................................... 4070
высота...................................................   6600
Расход воздуха на 1 камеру, м3/ч .............................До	500
Давление сжатого воздуха, МПа ................................0,15
Масса, т....................................................... 22
Результаты промышленной эксплуатации машины ФППМ20 на одной из
фабрик Кузнецкого бассейна позволило получить обнадеживающие показатели
(см. техническую характеристику), однако они пока уступают показателям
современных машин механического типа.
Дальнейшее совершенствование конструкций пневматических машин должно
идти по пути не только улучшения диспергирования воздуха, но и создания
условий эффективного перемешивания пульповоздушной смеси при минимальных
затратах электроэнергии, обеспечивающих необходимое взвешивание крупнозер-
нистого материала в пульпе и успешную его флотацию.
384
§ 5. Выбор и основные параметры флотационных машин
Выбор машин и оценка преимуществ тех или других типов должны основы-
ваться главным образом па следующих технологических и технических поло-
жениях:
соответствие машины характеру флотируемых шламов и обеспечение требова-
ний, предъявляемых к качеству продуктов обогащения;
высокие технико-экономические показатели работы;
эксплуатационная надежность и ремонтопригодность.
Решающее значение имеет первое требование, связанное с технологическими
возможностями машины, хотя они в ряде случаев и зависят в большей степейи*Чц^
параметров процесса, нежели от режима работы машины.
Характеристика и свойства флотируемого материала в конкретных условиях
работы фабрик являются основанием для использования того или иного типа
машин. При выборе машин должен применяться принцип всестороннего анализа.
При этом не исключено, что для определенной категории шламов, например легко-
флотируемых, технологические показатели различных типов машин могут ока-
заться равнозначными или близкими. В этом случае преимущественное значение
при выборе машин будут иметь такие факторы, как простота конструкции, затраты
на обслуживание, эксплуатационная надежность и экономика процесса. Пред-
почтительными машинами для таких шламов будут машины пневматического типа.
Наоборот, для шламов повышенной крупности недопустимо применение машин
указанного типа, так как они не обеспечивают достаточного для процесса флота-
ции перемешивания пульпы и, следовательно, неспособны поддерживать крупные
частицы угля (особенно антрацита) во взвешенном состоянии и препятствовать
зашламовыванию камер. Для флотации таких шламов более целесообразны ма-
шины механического типа.
Производительность флотационных машин зависит главным
образом от плотности флотируемого материала, содержания и состава твердой
фазы в пульпе, аэрационных характеристик и гидродинамического режима,
объема и числа камер, а также от подбора технологических параметров процесса.
При прочих равных условиях одним из важнейших факторов, определяющих
производительность флотационных машин, является время флотации, зависящее
главным образом от характеристики флотируемости углей, режима процесса,
флотационной активности реагентов и заданного качества продуктов флотации.
Оптимальное время флотации углей заданной характери-
стики определяется методом дробной флотации и является основанием для расчета
объема и производительности машин.
Объем (м3) многокамерных флотационных машин определяется по формуле
vM = wW),
где — объемная производительность по пульпе, м3/ч; t — время флотации,
мин; К — отношение полезного объема камеры к геометрическому (0,65—0,75).
Объем пульпы (м3/ч), поступающей в машину, определяется из формулы
У,г - <? (1 /р г + Я/рж),
где Q — производительность по твердому, т/ч; рт, рж — плотность соответственно
твердого и жидкого, т/м3; R — отношение жидкого к твердому в пульпе (по массе).
Общий объем (м3) всех камер машины
Ум - пУъ
где п —• число камер машины; Уг — объем одной камеры, м3.
Производительность (т/ч) флотационной многокамерной машины с определен-
ным числом камер вычисляется по формуле
бОК.ч Vt
(i/Рт + Я/РжН ’
Время флотации для различных типов машин в зависимости от характеристики
флотируемости углей колеблется от 6 до 12 мин. Чем меньше время флотации, тем
13 Заказ 77	385
выше производительность машины. На практике время флотации (мин) часто
определяется по формуле
t = nV^/q,
где 7 — расход пульпы, м3/мин.
В производственных условиях при отсутствии автоматических средств коп*
троля и управления процессом производительность флотационных машин рекомен-
дуется определять следующими способами.
Производительность машин (т/ч) по исходному шламу рассчитывается по
времени заполнения мерной емкости и содержанию твердой фазы в пульпе
Q ЗбООУр//,
где V — объем мерной емкости, м3; р — содержание твердой фазы в пульпе, т/м3;
t — время наполнения мерной емкости, с.
Содержание твердой фазы в пульпе определяется методом высушивания.
Данный метод определения производительности машин является достаточно
простым и точным.
При покамерном опробовании можно определять не только производитель-
ность машины, но и выход, зольность концентратов по камерам. Для этого пробы
концентрата отбирают пробоотборниками по всей ширине камеры (с обеих сторон)
через каждый час (по 1—2 гребка) в течение 6 ч при установившемся технологиче-
ском режиме. Параллельно производят отбор проб отходов и исходной пульпы.
Отобранные из каждой камеры пробы концентрата раздельно высушивают до
воздушно-сухого состояния и раздельно по каждой камере взвешивают. Произво-
дительность (т/ч) каждой камеры по концентрату определяют по формуле
Q — 60Р/ш/(1000т/г),
где Р — общая масса сухой пробы из камеры, кг; п — число съемов (скребков)
в 1 мин; а — число сторон съема; т — число отборов проб; k — число гребков, из
которых набрана разовая проба.
Зная средневзвешенную зольность исходного шлама и продуктов флотации,
определяют выход (%) концентрата
Тк (Сх - А и)/(Лотх ~ Лк)’
где A^_v. AfJ, Аи—соответственно зольность отходов, исходного шлама и
U I Л '	и к
концентрата, %.
Производительность (т/ч) машины по исходному шламу определяют по
формуле
Qn = Qk/Vk’
где — суммарное значение производительности всех камер машины по
концентрату, т/ч.
Преимуществом этого метода определения производительности является
возможность его применения в условиях любой углеобогатительной фабрики,
с одновременным получением данных о качестве концентрата по всему фронту
машины.
При наличии на фабрике отдельного ленточного конвейера для обезвоженного
флотационного концентрата производительность машины определяют по показа-
ниям конвейерных весов или по производительности конвейера (т/ч), вычисленной
по его скорости и удельной производительности
Q = ЗбОО^и,
где q — удельная производительность, определяемая путем отбора пробы»
высушивания и взвешивания, т/м; v — скорость движения ленты, м/с.
Зная влажность флотационного концентрата и его выход, рассчитывают про-
изводительность машины по исходному шламу.
Этот метод достаточно точен, однако он вызывает определенные трудности,
так как необходимым условием его применения является непрерывное и равномер-
386
ное поступление на конвейер обезвоженного флотационного концентрата только
из исследуемой флотационной машины.
Производительность флотационной машины иногда определяют по времени
заполнения бункеров флотационным концентратом. Однако этот метод недоста-
точно точен из-за наличия залежей в бункерах.
Аэрационную характеристику флотационных машин, ха-
рактеризуемую общим объемом поступающего в них воздуха, дисперсностью
и равномерностью его распределения в пульпе, определяют различными методами.
В частности измерением: объема воздуха, проходящего через пульпу непосред-
ственно в камере; объема воздуха, засасываемого в камеру флотационной машины
в месте его поступления.
Принципиально оба способа должны давать одинаковые результаты, так как
объем засасываемого воздуха равен объему, поступившему в камеру и проходя-
щему через пульпу.
При упрощенном измерении объема воздуха, проходящего через пульпу
непосредственно в камере флотационной машины, пользуются стеклянным ци-
линдром. Его до краев заполняют водой, закрывают горловину ладонью или
пластиной и, перевернув горловиной вниз, опускают в пульпу таким образом,
чтобы ось была вертикальна, а горловина заглублена в пульпу. Затем открывают
горловину, позволяют пузырькам воздуха, поднимающимся на поверхность
пульпы, проникнуть внутрь цилиндра.
Попадая в цилиндр, пузырьки воздуха поднимаются вверх и накапливаются
у его дна, вытесняя воду. На стенку цилиндра наносят шкалу, по которой отме-
чают уровень воды в нем, затем начинают отсчет времени. Через некоторое время
отмечают нижний уровень воды в цилиндре после вытеснения ее воздухом и закан-
чивают измерение.
Расход воздуха (м3), проходящего в цилиндр через единицу сечения (1 м2)
его горловины за 1 с
q - VB/(ZS),
где V — объем воздуха в цилиндре, м3; i — время, в течение которого происходило
заполнение цилиндра воздухом между отмеченными уровнями, с; S — площадь
сечения цилиндра, м2.
С некоторым допущением объемный расход воздуха (м3/с), проходящего через
камеру за 1 с, составит
Q в —— qF в»
где Ев — площадь сечения камеры флотационной машины, м2.
Измерения необходимо проводить в точках камеры, полученных в результате
разбивки ее поверхности по условно принятой сетке.
Достоинство описанного способа — простота измерения, не требующего спе-
циальных приборов и приспособлений. Однако этот способ неточен вследствие
неравномерного распределения воздуха по сечению камеры и не может быть реко-
мендован для широкого использования.
Более точными являются способы измерения расхода воздуха в месте его
поступления во флотационную машину. При этом пользуются микроманометром
с наклонной трубкой и измерительным патрубком либо анемометром.
Объемный расход воздуха (м3/ч), измеряемый микроманометром, определяется
по формуле
Qu - 3600КЛ,
где К и Ki — константы измерительного патрубка и прибора; Еи — площадь
поперечного сечения измерительного патрубка в месте замера давления, м2;
g — ускорение свободного падения, м/с3; ув — удельный вес воздуха при данной
температуре, Н/м3; Hg — показания микроманометра.
С помощью анемометра определяют скорость движения воздуха. Объемный
расход (м3/с) вычисляют по формуле
QB = ЗбООЕи,
где F — площадь трубы, по которой поступает воздух в место замера, м2; v —
скорость движения воздуха, м/с.
13*	387
При пользовании шаровым термоанемометром расход воздуха (м3/с) опреде-
ляют по формуле
QB = 103л<фии/4,
где — внутренний диаметр измерительного патрубка, м; е — коэффициент
неравномерности поля скоростей в измерительном патрубке (в = 0,98); ии —
скорость потока воздуха в измерительном патрубке, определяемая по тарировоч-
ной кривой на основании показаний гальванометра, м/с.
Применяют и Другие способы замера объема воздуха: пневмометрической
трубкой, смонтированной в центральной трубе флотационной машины, однониточ-
ным термоанемометром и др.
Наиболее распространенными являются способы замера микроманометром
с наклонной трубкой и шаровым термоанемометром, обеспечивающие высокую
точность измерения.
Степень аэрации, или насыщенность пульпы воздухом, определяют
различными методами. Наиболее распространены из них следующие:
определение степени аэрации [м3/(мин*м2) ] по отношению объема воздуха,
поступающего в камеру, к площади камеры
а = QB/F,
где а — степень аэрации; QB — объем воздуха, поступающего в камеру, м3/мин;
F — площадь сечения камеры, м2.
Этот метод является простым, он получил широкое применение на отечествен-
ных и зарубежных фабриках как наиболее точный метод оценки аэрационных
параметров флотационных машин;
определение степени аэрации пульпы по отношению объема воздуха, засасы-
ваемого аэратором, к объему пульпы, протекающей через его полость
а = Qb/Qii»
где QB и Qn — объемный расход соответственно воздуха и пульпы, м3/ч.
Недостаток данного способа заключается в сложности определения величины
циркулирующего потока пульпы через аэратор и трудности его использования,
особенно для флотационных машин прямоточного типа;
определение степени аэрации пульпы [(м3/(мин-м3) ] по формуле, предложен-
ной институтом «Механобр»
сх == Qb/Vk,
где — объемный расход воздуха, поступающего в камеру, м3/мин; V — объем
камеры, м3;
определение степени аэрации (%) пульпы по формуле
а 100	— //2)/Я1 или а = 100VB/(Vn + Кв),
где — высота уровня пульпы в камере при включенном импеллере, м; Н2 —
высота уровня пульпы в камере при неработающем импеллере, м; Ув — объем
воздуха в пульповоздушной смеси, м3;	— объем пульпы в камере.
Этот метод в известной мере является условным, так как при одном и том же
объеме поступающего в машину воздуха содержание его в пульпе будет опреде-
ляться интенсивностью перемешивания пульповоздушной смеси, концентрацией и
характером вводимых в пульпу реагентов.
Оценка дисперсности пузырьков воздуха во флотационных машинах является
одним из наиболее сложных вопросов при рассмотрении процесса аэрации пульпы.
В настоящее время нет достаточно объективного метода определения средней
крупности воздушных пузырьков, а тем более их «ситовой» характеристики.
В большинстве случаев пользуются скоростной киносъемкой или методом фото-
графирования с помощью кюветы (рис. IX.34), разработанным институтом «Меха-
нобр».
Методика определения заключается в следующем. Кювету нижним концом
опускают во флотационную камеру, заполненную водой, и через штуцер запол-
няют водой. Вытесняемый воздух выходит из кюветы через другой штуцер. Перед
фотографированием открывают задвижку, и пузырьки воздуха из флотационной
388
Рис. IX.34. Схема замера крупности воздушных пузырьков с помощью кюветы
и фотоаппарата:
1 — фотоаппарат; 2 — кювета; 3 — лампа-молния; 4 — камера флотационной машины;
5 — штуцер для заполнения кюветы водой; 6 — штуцер для вывода воздуха из кюветы;
7 — задвижка
камеры поступают в кювету, вытесняя воду. Фотографируют пузырьки при их
прохождении между плоскопараллельными стенками. На фотографии выделяют
определенный участок, на котором измеряют и подсчитывают все пузырьки.
Средний диаметр пузырьков определяют по формуле
ос =
У? /гк^к/ЛОб’
где /гк и пОб~— число пузырьков в данном классе и общее (на выделенном участке
фотографии); — средний диаметр пузырьков для класса, мм.
Равномерность распределения воздуха в объеме пульпы является
одним из основных параметров, определяющих аэрационную характеристику
машины. Распределение воздуха по площади зеркала камеры замеряется при
помощи мерного цилиндра или аэрометра
в различных точках (по определенной
сетке). Прибор (рис. IX.35) состоит из
металлической стойки, смонтированной
на раме флотационной камеры. На муфте
стойки прижимными винтами укреплена
передвижная консольная штанга с аэро-
метром, представляющим собой градуиро-
ванный прозрачный цилиндр, помещенный
в металлическую обойму и снабженный
клапаном для закрывания дна цилиндра.
В верхней части обоймы расположена
система для заполнения аэрометра во-
дой, состоящая из штуцера, соединен-
ного резиновым шлангом с водопроводом,
и пробкового крана. При заполнении
аэрометра водой вытесняемый из него
воздух выходит через отверстие. После
заполнения цилиндра закрывается проб-
ковый кран, открывается дроссельный
клапан, и через нижнее отверстие в аэро-
метр, вытесняя из него воду, устремляются
пузырьки воздуха. В момент открытия
клапана включается секундомер, реги-
стрирующий начало и конец заполнения
цилиндра-аэрометра воздухом.
Объем воздуха на единицу площади
камеры определяют по объему вытеснен-
3 4	5
Рис. IX. 35. Схема прибора для за-
мера аэрации пульпы:
1 — металлическая стойка; 2 — кон-
сольная штанга; 3 — отверстие; 4 —
пробковый кран; 5 — штуцер; 6 — обой-
ма; 7 — цилиндр; 8 — клапан; 9 — ра-
ма флотационной камеры
389
ной воды, фиксируемому по делениям, нанесенным на поверхность цилиндра?
Расчет производят по формуле.
Мощность, потребляемая флотационными ма ш и-
н а м и, зависит от конструктивных параметров блок-аэратора и камеры, гидро-
аэродинамического режима работы машины и физических свойств пульпы.
Для флотационных машин, оснащенных аэраторами, через полость которых
протекает пульпа, и работающих в режиме центробежных насосов, потребляемая
мощность (кВт) может быть определена по формуле
А = YnQn^c/( Ю21]),
где Yu — плотность пульпы, кг/м3; Qn — производительность аэратора по пульпе,
м3/ч; Нс — статический напор, который должен развивать аэратор, м; 1] — кпд
аэратора.
Для флотационных машин, аэраторы которых не засасывают пульпу, затрачи-
ваемую на вращение аэраторов, мощность определяют по общеизвестным формулам
для емкостей с мешалками.
Потребляемая мощность зависит от числа, формы и высоты лопаток импел-
лера. Установка статора сопровождается увеличением общего расхода энергии
на 25—33 %, однако удельный расход энергии на единицу объема воздуха снижа-
ется на 70 %. При увеличении зазора между лопатками статора и импеллера по-
требляемая мощность снижается. Наиболее выгодным с точки зрения расхода
энергии является зазор, равный 10—12 мм. Однако для получения высоких аэра-
ционных характеристик машины зазоры должны быть минимальными. В эксплуа-
тируемых машинах они находятся в пределах 2—4 мм. Перевод работы флота-
ционных машин с воды на пульпу сопровождается увеличением расхода мощности
в зависимости от содержания в ней твердой фазы на 10—30 %.
Глава 4
ВСПОМОГАТЕЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
§ 1. Устройства для подготовки пульпы
Контактный чан (рис. IX.36, табл. IX.4), предназначенный для
перемешивания пульпы с реагентами, представляет собой емкость 1 цилиндри-
ческой формы, в центре которой вращается вал с мешалкой 7 осевого типа. Вал
находится в трубе 6 с отверстиями 5 для циркуляции пульпы, что обеспечивает
улучшение распределения реагентов в ее объеме. Исходный поток пульпы посту-
Рис. IX.36. Контактный чан
пает по питающей трубе 8 на мешалку,
а подготовленная пульпа удаляется
через сливной патрубок. Привод ме-
шалки осуществляется от электродви-
гателя 4 через шкивы 2 и 3.
Эффективность работы контакт-
ных чанов ниже, чем аппаратов для
подготовки пульпы. Это объясняется
менее равномерным распределением
реагентов в объеме пульпы и отсут-
ствием и е о б х од и м ы х у с л о в и й д л я
адсорбции реагентов на поверхности
флотируемых частиц. Объемное со-
отношение компонентов (пульпа —
реагенты) в контактном чане нахо-
дится в пределах 3000 (5000) : 1. Как
показывает практика, тщательное
перемешивание при таких соотноше-
ниях затруднено. Повышение скорости
перемешивания хотя и дает положи-
тельный эффект, но связано с резким
увеличением потребляемой мощности.
390
Таблица IX.4
Технические характеристики контактных чанов
Внутрсннне размеры, мм		Габарнтп ыс размеры, мм		Вмести- мость, м3	Мешалка		Мощность электро- дви гате- ля, кВт
Диаметр	Высота	Ширина	Высота		Диаметр, мм	Частота враще- ния, мин™1	
1500	1500	1900	2700	1 2,19	400	320	2,8
2000	2000	2400	3400	5,46	550	230	4,5
2500	2500	3000	4000	11,0	550	230	4,5
3000	3000	3500	4700	19,4	750	170	7
3500	3500	4000	5400	31,2	750	170	7
4000	4000	4600	6100	46,6	900	145	10
При более длительном времени перемешивания требуется увеличение объема
аппарата, что снижает интенсивность перемешивания н, соответственно, равно-
мерность распределения реагентов в пульпе.
Установка контактных чанов перед каждой флотационной машиной услож-
няет схему подготовки пульпы требует дополнительных производственных площа-
дей, затрудняет обслуживание машин. В связи с этими недостатками контактные
чаны на большинстве углеобогатительных фабрик страны заменены аппаратами
для подготовки пульпы — более совершенными и надежными устройствами,
получившими широкое распространение.
Аппарат для подготовки пульпы «Каскад» (рис. IX.37)
разработан УкрНИИУглеобогащением. Он состоит из смесителя 5, колонны //
с решетками и крышкой 13, дозатора реагентов 4, устройства 5 для приготовления
аэрозоля реагентов и пульподелителя. Смеситель выполнен в виде цилиндра
с тангенциально подведенными патрубками 9. Внутри смесителя расположен
конус 10 с отверстиями. Смеситель установлен на колонне, состоящей из корпуса
и решеток 15. На передней стенке корпуса расположено устройство для приготов-
ления аэрозоля, представляющее собой быстроходный вентилятор с электродвига-
телем 7 и фильтром 3. Вращение вентилятора осуществляется электродвигателем
через клиноременную передачу 6. На устройстве приготовления аэрозоля уста-
новлен дозатор реагентов. Нижняя часть колонны представляет собой пульпо-
дели тел ь, на боковых стенках которого имеются отверстия 20, к стенкам прикреп-
лены сливные коробки 16 с поворотными заслонками 17 и ручками 2. К сливным
коробкам крепятся запорные клапаны 19. В нижней части колонны расположена
смесительная воронка 18. Для чистки решетки имеются отверстия 14.
Принцип действия аппарата заключается в следующем. Все потоки пульпы,
поступающие на флотацию, направляются в смеситель, в котором благодаря тан-
генциальному подсоединению патрубков образуется вихрь, обеспечивающий сме-
шение потоков. Из смесителя пульпа проходит через конус с отверстиями и вееро-
образным потоком поступает па верхнюю штампованную решетку 12, растекаясь
по се поверхности и через щели направляясь в нижнюю часть колонны. Реагенты
из дозатора реагентов поступают в центральную часть вращающегося ротора, под
механическим воздействием которого и воздействием потоков воздуха они превра-
щаются в аэрозоль. Аэрозоль по трубе 1 подается в колонну под нижнюю решетку
и затем направляется снизу вверх навстречу потоку пульпы, протекающей в виде
струй. Поверхность образующихся струй велика и быстро обновляется. Такой
способ введения реагентов в пульпу в процессе ее подготовки к флотации позволяет
достаточно равномерно распределять реагенты в объеме пульпы. Капельки реаген-
тов, имея большую поверхность и скорость движения, осаждаются на поверхности
струй пульпы в виде микрокапель. Общее число капель реагентов и минеральных
частиц в данном объеме становится соизмеримым, вероятность их столкновения
возрастает. Пульпа с реагентами, протекая в нижнюю часть колонны, проходит
через вторую решетку, где происходит ее дополнительное перемешивание и насы-
391
8
Рис, IX.37, Аппарат для подготовки пульпы «Каскад»
щение воздухом вследствие захвата его при разбрызгивании. Воздух, освобожден-
ный от капель реагентов, вновь поступает в устройство для приготовления аэро-
золя. Объем уходящего с пульпой воздуха пополняется из атмосферы через гидрав-
лический клапан. Нижняя часть колонны представляет собой пульподелитель,
выполняющий функцию распределения пульпы по флотационным машинам в соот-
ветствии с их производительностью. Истечение подготовленной пульпы из колонны
происходит через отверстие и сливные коробки.
В разработанной конструкции аппарата «Каскад» воплощены следующие
основные научные положения интенсификации подготовки пульпы: смешение всех
потоков пульпы, поступающих на флотацию, с целью усреднения шлама; раскры-
тие поверхностей реагирующих фаз — пульпы до состояния струй или капель,
реагентов до состояния тонкодисперсного аэрозоля; предварительная аэрация
пульпы; интенсивное перемешивание фаз для быстрого и равномерного насыщения
пульпы реагентами и их контакта с частицами твердого материала; распределение
подготовленной пульпы (однородной по составу и качеству) по флотационным
машинам.
Благодаря совмещению указанных операций в одном аппарате достигнута
достаточно высокая технологическая эффективность, а простота конструкции
и отсутствие движущихся частей обеспечивают его надежность и долговечность
в работе.
Техническая характеристика аппарата «Каскад»
Производительность по пульпе, м3/ч ..................... 800
Максимальное число сливных коробок ...................... 8
Частота вращения ротора аппарата приготовления аэро-
золя, мин-1............................................ 2880
Устройство для получения аэрозоля ................... Вентилятор
специальный
Мощность электродвигателя, кВт............................ 4,5
392
Габаритные размеры, мм: ............................
высота ...........................................
ширина ...........................................
длина ............................................
Масса агрегата, т.....................................
Изготовитель — Карагандинский машиностроительный завод №
2330
2130
2395
4,2
2 им. Пархоменко
Аппарат кондиционирования пульпы АКП-1600
(рис. IX.38) создан УкрНИИУглеобогащением как новый, более совершенный
вариант аппарата «Каскад». В нем воплощен тот же принцип интенсификации
подготовки пульпы, что и в аппарате «Каскад», в значительной мере изменено лишь
его конструктивное оформление. Более эффективное раскрытие поверхности пуль-
пы достигается установкой в аппарате наклонных, радиально расположенных
желобов в днище. Раскрытие поверхности реагентов осуществляется так же, как
и в аппарате «Каскад», т. е. путем получения аэрозоля, но с применением более
надежного и совершенного устройства.
Основными узлами агрегата являются кольцевые желоба-смесители 6, 7
с системой гидрозатворов, устройство для приготовления аэрозоля реагентов
с подающим патрубком Р, система желобов-распределителей 8, колонна 1, пульпо-
делитель с затворами-регуляторами 12 клапанного типа. Колонна аппарата, за-
крытая крышкой 2 со смотровым люком 3, имеет цилиндрическую форму, соосно
с которой расположено устройство для приготовления аэрозоля, состоящее из
дискового распылителя реагентов 4 с сепарационным устройством. Это устройство
обеспечивает эффективное диспергирование реагентов и, кроме того, сепарируя
их, исключает возможность поступления крупных капелек в процесс. Благодаря
осевому расположению устройства, веер тонкодиспергированного аэрозоля реаген-
тов выбрасывается в радиальном направлении. Следовательно, путь прохождения
его во всех направлениях поперечного сечения аппарата одинаковый, благодаря
чему происходит равномерное насыщение реагентами элементарных струй пульпы,
образующихся при прохождении потока через щели радиальных секторов-распре-
делителей 8. С целью поддержания внутри аппарата давления, близкого к атмо-
сферному, предусмотрен гидрозатвор 13, обеспечивающий впуск или выпуск из
аппарата воздуха. При выпуске воздуха гидрозатвор улавливает частицы аэро-
золя, предотвращая тем самым попадание реагентов из аппарата в атмосферу.
В аппарате АКП-1600 не наблюдается большого накопления посторонних
предметов на поверхности секторов-распределителей, поэтому не возникает необ-
ходимость частой их чистки. Это является также важным преимуществом данного
аппарата по сравнению с аппаратом «Каскад».
Потоки пульпы подводятся к аппарату по патрубку 5 тангенциально для улуч-
шения перемешивания в нем различных продуктов и равномерного распределения
пульпы по кольцевым желобам, из которых пульпа через пороги равномерно по-
ступает в радиальные желоба-рас-
пределители (секторного типа).
Пройдя щели желобов, пульпа
вытекает отдельными струями
(а при небольшой нагрузке на
аппарат они распадаются на отдель-
ные капли) во внутреннюю полость
аппарата, наполненную тонкоди-
спертированным	аэрозолем ре-
агента. Таким образом, пульпа
движется в полости аппарата в среде
аэрозоля реагента в виде пучка тон-
ких расходящихся от центра струй,
непрерывно обновляющаяся по-
верхность которых по мере про-
движения пульпы в нижнюю часть
колонны насыщается реагентом на
границе контакта с ними. Струи
пульпы, ударяясь о зонт 11 и ло-
пасти 10, установленные над дни-
щем аппарата, дополнительно пере-
мешиваются и в виде подготов-
11	10
Рис. IX.38. Аппарат кондиционирования
пульпы АКП-1600
393
ленной пульпы через затворы-регуляторы клапанного типа поступают во флота-
ционные машины. Перекрытие затворов осуществляется клапаном, а регулирова-
ние нагрузки на машины — поворотной заслонкой. В зависимости от числа обслу-
живаемых машин аппарат выпускается с 4; 6 и 8 сливными коробками и затворами-
регуляторами. Уходящий из аппарата воздух, вследствие эжектирующего дей-
ствия пульпы, компенсируется воздухом из атмосферы, поступающим через
гидрозатвор, установленный па стенке аппарата.
Опробования аппарата в промышленных условиях показали практически
одинаковые содержание твердого материала в питании флотационных машин и его
зольность, что свидетельствует об эффективном перемешивании и усреднении всех
продуктов, поступающих в аппарат, а также о стабильности процесса в машинах.
Равномерное распределение реагентов в объеме пульпы обеспечивает получение
одинаковых показателей работы всех подсоединенных к аппарату машин (при
условии их одинакового технического состояния). Влияние изменения нагрузки
по пульпе на качество ее кондиционирования в аппарате АКП-1600 в пределах
производительности аппарата весьма незначительно. Это объясняется конструк-
тивными особенностями аппарата, обеспечивающими эффективное раскрытие
поверхности реагирующих фаз даже при высоких дебитах пульпы. Аппарат отли-
чается простотой конструкции и высокой эксплуатационной надежностью всех
его узлов, он применяется на фабриках.
Техническая характеристика аппарата АКП-1600
Производительность по пульпе, м3/ч ....................
Число сливных патрубков ...............................
Пропускная способность одного сливного патрубка, лг'/ч
Состояние конта«тируемого реагента ....................
Устройство для получения аэрозоля . ...................
Частота вращенья диска распылителя, мин"1 .............
Мощность электродвигателя, кВт.........................
Габаритные размеры, мм:
длина....................................
ширина................ ............................
высота.............................................
Масса, т ..............................................
Изготовитель — Карагандинский машиностроительный завод
1600
4; 6; 8
350
Аэрозоль
Дисковый
распылитель
2910
5,5
3200
3200
3040
7,3
№ 2 им. Пар-
хоменко
§ 2. Пеногасительные устройства
Пеногасительные установки во флотационных отделениях применяются для
удаления воздуха из пенных продуктов. Необходимость их использования связана
с образованием при флотации углей вязких и устойчивых пен, вызывающих
затруднения при их транспортировании, а в ряде случаев и при их дальнейшей
обработке на вакуум-фильтрах. Частые «сбросы» центробежных насосов, перека-
чивающих пенные продукты (особенно переливы вакуум-фильтра), приводят не
только к нарушению технологического процесса и загрязнению обслуживающих
площадок, но и к потерям углей.
В настоящее время применяются вакуумно-механический способ гашения пен
и способ гашения в центробежном поле.
Более эффективным является в а к у у м н о - м е х а н и ч е с к и й с и о-
с о б, с помощью которого под воздействием вакуума пузырьки воздуха увеличи-
ваются в объеме, их гидратные оболочки утончаются и при ударе пузырьков
о преграду лопаются. Имеется ряд вариантов конструкций вакуумно-механиче-
ских устройств, вакуум в которых поддерживается в пределах 26G-102—333-102 Па.
Вакуумно-механическая установка (рис. IX. 39) состоит из приемного резер-
вуара, ресивера с отбойной стенкой, сборника погашенного флотационного кон-
центрата, центробежных насосов и вакуум-насосов.
Недостатками этого способа гашения пены являются сложность и громозд-
кость системы, высокая энергоемкость, значительные капитальные п эксилуата.
Пионные затраты.
394
Рис, IX.39. Схема установки ва-
куумно-механического пеногашения:
1 —- закрытый резервуар; 2 •  реси-
вер; 3 — вакуум-насосы; 4 -- ваку-
ум-фильтры; 5 — центробежный насос;
6 — сборник погашенного флотацион-
ного концентрата; 7 — гидрозатвор
Пеногасительные установки целе-
сообразно иметь при расположе-
нии вакуум-фильтров над флотацион-
ными машинами или в том случае,
если вакуум-фильтры расположены
вообще в другом помещении, т. е.
когда пенные ироду кты^необходимо
перекачивать центробежными насоса-
ми. Если же пенные продукты на
вакуум-фильтры подаются самоте-
ке м (ф л ота ц ионн ые	м аш и и ы рас-
положены над фильтрами), приме-
нение пеногасителя нерационально,
так как эффективность работы со-
временных фильтров, имеющих высо-
кую производительность по воздуху
жается при фильтровании
духа).
В a 5с \ у ум ~ Фипыпрь/
Выпуск
и большой вакуум, незначительно сни
продуктов с повышенным содержанием пены (воз
§ 3. Питатели и распределители реагентов
Питатели (дозаторы) реагентов предназначены для непрерывной подачи
реагентов в процесс. При флотации углей для подачи жидких реагентов малой
вязкости применяются несколько типов питателей.
За последние годы широкое применение на фабриках получили авто м £•
тические дозаторы реагентов АДРМ, специально разработанные
для аппаратурного оснащения автоматических систем стабилизации удельных
расходов реагентов. Это является их главным преимуществом перед другими ти-
пами питателей для жидких реагентов, используемых на фабриках.
Комплект дозатора АДРМ включает дозирующее устройство, блок управле-
ния и ферродинамический задатчик.
Дозатор (рис. IX.40) состоит из ванны, поплавкового регулятора, под-
держивающего постоянный уровень реагента в ванне, головки, на которой раз-
мещены восемь лотков, сливной воронки, привода с электродвигателем и тахогене-
ратором и бесконтактного конечного выключателя. Ванна дозатора реагентов
закрыта крышкой.
При вращении головки дозатора закрепленные на ней лотки погружаются
в ванну с реагентом и заполняются им. При поднятии лотков вверх реагент через
специальные отверстия в них поступает в центральный осевой канал головного
дозатора и далее в воронку, откуда он направляется к точкам подачи реагента.
Непрерывность поступления реагента в процесс достигается благодаря одновре-
менному опорожнению не менее чем двух лотков.
Достоинство дозатора — возможность учета общего расхода реагентов за
любой отрезок времени (час, смену и т. д.) и, следовательно, возможность осу-
ществления оперативного контроля работы флотационного отделения по удель-
ному расходу реагентов. Расход реагента измеряется счетчиком электрических
импульсов, установленным в блоке управления. Так как расход реагента за один
оборот головки дозатора постоянный, его суммарный расход пропорционален
частоте ее вращения или импульсов, поступающих от бесконтактного выключа-
теля при прохождении через его паз флажка, закрепленного па валу головки.
395
Подача,
реагентов
из да к а
Рис. IX.40. Схема автоматического дозатора реагентов АДРМ:
g __ электродвигатель; 2 — тахогенератор; 3 — редуктор; 4 — муфта; 5 — флажок; 6 «
роловка; 7 — лоток; 8 — воронка; 9 — поплавковый регулятор уровня реагента; 10 •**
ванна; 11 — бесконтактный конечный выключатель
Производительность дозатора изменяется регулированием частоты вращения
головки и установкой лотков различной вместимости. Редуктор привода имеет два
исполнения, обеспечивающие получение двух частот вращения головки дозатора —
1,33 и 2,66 мин"1. Блок управления дозатора позволяет работать как в автомати-
ческом режиме, так и в режиме дистанционного управления удельным расходом
реагентов.
Ферродинамический задатчик предназначен для задания расхода дозируемого
реагента.
Техническая характеристика дозатора реагентов
Диапазон регулирования производительности, л/ч . .	0 — 480
Потребляемая мощность, Вт .......................... 40
Габаритные размеры (длина, ширина, высота), мм:
дозатора.......................................... 450Х	450Х 500
блока управления.................................. 200X	160X 500
задатчика ........................................ 100X	100X271
Масса, кг:
дозатора............................................. 36
блока управления................................ 3,2
задатчика ...................................... 1.4
На некоторых фабриках применяются скиповые питатели
(рис. IX.41), состоящие из скипов с приводом и прямоугольных резервуаров,
наполненных реагентом. Скипы шарнирно подвешены на тягах, которые опуска-
ются и поднимаются с помощью кривошипов, соединенных с электродвигателем
через зубчатую передачу и редуктор. Скипы своими цапфами движутся по на-
правляющим, имеющим вверху изгиб. При опускании вниз скип заполняется
реагентом, а при подъеме вверх он наклоняется, реагент из него выливается в во-
ронку и затем самотеком по трубе подводится к заданной точке. Постоянство
уровня реагентов в резервуаре поддерживается автоматически с помощью поплав-
кового устройства, состоящего из поплавка и шарового клапана. Угол наклона
396
Рис. IX.41. Скиповый питатель ре-
агентов:
1 — электродвигатель; 2 — зубчатая
передача; 3 — редуктор; 4 — прием-
ная воронка; 5 — шаровой клапан; 6 —
скип; 7 — резервуар; 8 — поплавок
Рис. IX.42. Стаканчиковый пита-
тель:
1 — ограничительный стержень; 2 —
приемный желоб; 3 — Диск; 4 — стакан-
чик; 5 — отводящая труба; 6 — ванна
скипа и соответственно расход подаваемых в процесс реагентов оперативно
регулируются длиной тяги. Производительность питателей зависит от частоты
вращения, вместимости скипов, вязкости реагентов и длины тяги.
Технические характеристики скиповых реагентных питателей
ПРС-1 ПРС-2
Полезная вместимость скипа, см3 ..................... 245	945
Частота подъемов, мин'1 .............................. 10	10
Размеры скипа, мм:
диаметр .............................................. 62	108
высота............................................. 75	103
Мощность электродвигателя,	кВт .................... 0,25	0,25
Стаканчиковый питатель (рис. IX.42) представляет собой
диск со свободно подвешенными на нем стаканчиками, погруженный в ванну
с реагентами. При вращении диска стаканчики, находящиеся в нижнем положе-
нии, наполняются реагентом и, поднимаясь вверх, наклоняются, упираясь в огра-
ничительный стержень. Реагент выливается в приемный желоб и по отводящей
трубе направляется по назначению.
Производительность стаканчиковых питателей зависит от числа дисков,
частоты их вращения, вязкости реагентов, числа и вместимости стаканчиков.
Оперативно производительность питателя изменяется положением ограничитель-
ного стержня. При этом изменяются угол наклона стаканчиков и степень их
опорожнения. Вместимость стаканчиков колеблется от 3 до 150 см3, а их число —
от 10 до 15. При необходимости подачи реагентов в несколько точек в ванне уста-
навливается несколько параллельных дисков на общем валу.
Техническая характеристика стаканчиковых
Производительность, л/мин ................
Число дисков .............................
Габаритные размеры, мм:
длина ...................................
ширина ..............................
высота...............................
реагентных питателей
1,2 1	2,4 2	3,6 3	6 5
950	1250	1550	2150
	740		
	660		
397
Рис. IX.43. Шкивной питатель реа-
гентов:
/ — вращающийся шкив; 2 — откид-
ные скребки; 3 — приемная воронка;
4 — ванна; 5 — поплавковое устрой-
ство; 6 — питающая труба
Рис. IX.44. Распределитель реаген-
тов РР-3
Шкив п ы е (дисковые) питатели (рис. IX.43) предназначены
для подачи особо вязких реагентов. Питатель состоит из ванны, вращающегося
гладкого шкива, откидных скребков, поплавкового устройства для автоматиче-
ского регулирования уровня реагента в ванне и приемной воронки. В ванну пита-
теля реагент подается по питающей трубе из напорного бака.
Производительность шкивных питателей зависит от частоты вращения
шкива, числа и ширины скребков, уровня реагента в ванне, вязкости реагентов и
степени нажатия скребков на поверхность шкива. Диаметр вращающегося шкива
составляет 0,4—0,5 м.
Шкивные питатели выпускаются с одним, тремя и шестью шкивами при
вместимости одного бачка 10 л и максимальной производительности 1150 см3/ч.
Распределитель реагентов РР-3 (рис. IX.44) предназначен
для распределения жидких реагентов по технологическим точкам их подачи.
В частности, на фабриках, оснащенных аппаратами для подготовки пульпы и
несколькими флотационными машинами, часто в зависимости от характеристики
флотируемых шламов возникает необходимость дробной подачи реагентов-собира-
телей и реагентов-вспенивателей. Это особенно важно в современных условиях,
когда зольность исходных шламов значительно возросла. Задачу дробного дозиро-
вания успешно решает созданный Укр НИИ Углеобогащением распределитель
РР-3, простой по конструкции и надежный в эксплуатации. Распределитель со-
стоит из верхнего и нижнего делителей. Верхний делитель включает делитель 13,
подвижной лоток 14 и делительную воронку 6. Нижний делитель состоит из дели-
тельной воронки 7 и корпуса 8. Обе делительные воронки имеют по шесть сливных
щелей, расположенных на одинаковом расстоянии друг от друга. Воронки подве-
шены на валу 5, вращение которого осуществляется через коническую передачу 2
электродвигателем 3. Распределитель реагентов закрыт сверху кожухом 4, пре-
дохраняющим его от попадания посторонних предметов, а также снижающим испа-
рение реагентов.
Реагент по трубе 1 поступает в делительную воронку, которая, вращаясь,
равномерно распределяет его через сливные щели по периферии. Далее он пере-
текает в делитель цилиндрической формы, разделенный перегородками пополам.
Одна половина делителя соединена патрубком 12 с воронкой 11, откуда реагент
поступает в аппарат подготовки пульпы АКП. Из второй половины реагент по
патрубку 10 сливается в делительную воронку нижнего делителя. Таким образом,
в верхнем делителе весь поток реагента делится на две части с помощью подвиж-
ного лотка, перемещающегося внутри делителя под перегородками. Благодаря
возможности изменения положения лотка регулируется расход реагента, посту-
пающего в ту или иную половину делителя. На верхнем корпусе закреплена
шкала, показывающая, какая часть реагента подается в аппарат подготовки
пульпы при определенном положении лотка. Часть реагента, которая поступает
398
в делительную воронку нижнего делителя, выливается через ее щели в корпус,
разделенный перегородкой на сектора, число которых определяется числом флота -
ционных машин, питаемых через распределитель. При вращении воронки про-
исходит равномерная подача реагентов во все сектора, а из них — в машины.
Распределитель реагентов рассчитан на одновременную подачу реагентов в не-
сколько флотационных машин (от 2 до 8). В случае необходимости остановки одной
из машин подача реагента на нее перекрывается краном 9. При этом реагент из
сектора, соединенного трубой с данным краном, через щель будет поступать
в камеру, после заполнения которой он поступит в сектора, соединенные с рабо-
тающими машинами.
Равномерность распределения реагентов по машинам зависит от тщатель-
ности установки распределителя по горизонтали, которая контролируется смон-
тированным на корпусе уровнем.
Техническая характеристика распределителя реагентов РР-3
Максимальная пропускная способность, л/ч ....................
Диапазон распределения реагента между аппаратом для подго-
товки пульпы и флотационными машинами, %	..............
Погрешность распределения, %.................................
Число точек подачи реагентов по машинам .....................
Потребляемая мощность, Вт ...................................
Габаритные размеры, мм:
диаметр .....................................................
высота ..................................................
Масса, кг ...................................................
3 2 О
0-100
4
2- - 8
10
: 0, >
Г) IО
31
Глава 5
АВТОМАТИЗАЦИЯ ФЛОТАЦИОННЫХ МАШИН
§ 1. Общие сведения
Процесс флотации наиболее эффективно протекает при оптимальном техноло-
гическом режиме, зависящем от многих факторов: характеристики углей, дебита
пульпы и содержания в ней твердой фазы, типа применяемых реагентов и их
дозировки, конструкции флотационных машин и др. В производственных условиях
ряд этих факторов изменяется во времени случайным образом, что в конечном
итоге приводит к нарушениям технологии процесса в машинах и, следовательно,
к получению продуктов некондиционного качества. Поэтому главным условием,
обеспечивающим устойчивый режим работы флотационных машин, является
максимальная стабилизация основных входных параметров процесса как с по-
мощью средств автоматики, так и с помощью технологических решений, обуслов-
ливающих более рациональное применение этих средств.
Современные автоматические системы контроля и регулирования флотацион-
ного процесса предусматривают стабилизацию двух параметров: расхода реаген-
тов в зависимости от производительности флотационного отделения и уровня
пульпы в машинах в зависимости от ее дебита.
§ 2. Система стабилизации удельного расхода реагентов
В промышленности применяются различные системы стабилизации удельного
расхода реагентов на единицу твердой фазы или на единицу объема пульпы, имею-
щие одинаковые схемы и отличающиеся друг от друга только аппаратурным
оформлением.
В качестве датчиков объемного расхода пульпы во всех системах, за исключе-
нием системы института «Гипроуглеавтоматизация», применяются расходомеры
переменного уровня щелевидного типа с пьезометрическими и поплавковыми
уровнемерами (в системе ПОТТ). В серийно изготовляемой системе института
«Гипроуглеавтоматизация» применен расходомер переменного перепада на трубе
Вентури.
399
fc77£WX-
У
j
45 46
Флагпаиииннь/й
концентрат
Chruratfo/
(рл&тации
Сжатый
воздух
Пульпа

Техничес-
кая Сода
Рис. IX.45. Принципиальная схема стабилизации удельного расхода реагентов:
1 —датчик объемного расхода пульпы щелевидного типа; 1а — дифманометр ДМИ;
16 — вторичный прибор ВФС; 1в — преобразователь электрических сигналов; 2 —дат-
чик содержания твердой фазы в пульпе; 2а — дифманометр ДМИ, 26 — преобразователь
вторичного прибора; 3 — аппарат для подготовки пульпы; 4 — автоматический дозатор
реагентов; 4а — блок управления дозатором реагента-собирателя; 46 — выходной пре-
образователь; 4в — частичный сумматор; 5 — бак для реагента-собирателя; 6 — автомати-
ческий дозатор реагента-вспенивателя; 6а — блок управления; 7 — бак для реагента-
вспенивателя; 8 — флотомашины; 9, 10 — распределители реагентов
Содержание твердого материала в пульпе во всех применяемых на фабриках
системах измеряется гидростатическими датчиками плотности.
Принципиальная схема стабилизации удельного расхода реагентов включает
ряд подсистем или узлов'(рис. IX.45) контроля: объемного расхода пульпы; содер-
жания твердого в пульпе; производи-
тельности по твердому; расхода соби-
рателя и вспенивателя.
Аппаратура подсис-
темы автоматического
контроля объемного рас-
хода пульпы состоит из датчи-
ка расхода переменного уровня
щелевого типа с пьезометрическим
уровнемером, дифманометра ДМИ и
вторичного прибора ВФС. Принцип
действия подсистемы (рис. IX.46)
Рис. IX.46. Схема приборов автома-
тического контроля объемного расхо-
да пульпы:
1 — входной патрубок; 2 — бак; 3 —
пьезометрическая измерительная трубка,
через которую подается сжатый воздух со
стабильным давлением Ро; 4 — щель; 5 —
перегородки; 6 — дифманометр, измеря-
ющий давление, пропорциональное уров-
ню пульпы; 7 — вторичный прибор
400
основан на измерении в расходомерном баке
уровня пульпы, вытекающей из него через
перегородку с профилированной щелью.
Профиль щели выбирается таким образом,
чтобы обеспечивалась пропорциональность
зависимости между расходом пульпы и ее
уровнем в баке. Уровень пульпы в расхо-
домерном баке фиксируется пневматическим
уровнемером с пьезометрической измери-
тельной трубкой. Давление, пропорциональ-
ное уровню пульпы, дифманометром преоб-
разуется в электрический сигнал перемен-
ного тока, который поступает на вторич-
ный прибор, регистрирующий величину
объемного расхода.
Расходомерные устройства этого типа
просты в изготовлении и надежны в работе,
по имеют большие габариты.
В некоторых системах применяются рас-
ходомеры типа трубы Вентури, являющиеся
более компактными и удобными в обслужи-
вании.
Аппаратура подсистемы
автоматического контроля
содержания твердого в пуль-
п е (рис. IX.47) применяется во всех изве-
стных системах стабилизации удельного
расхода реагентов и основана на принципе
измерения давления столба пульпы в зави-
симости от ее плотности. Аппаратура раз-
работана ИОТТ и состоит из датчика плот-
ности ДПМ-1, дифманометра ДМИ и вторич-
ного прибора ВФС.
Пульпа из датчика расхода через вход-
ной патрубок 1 и сменную втулку 2
поступает в измерительную трубу 4 дат-
чика плотности. Объем пульпы, протекаю-
щей через измерительную трубу, регулируется
ность высоты Н столба пульпы обеспечивается
Рис. IX.47. Схема приборов ав-
томатического контроля содер-
жания твердого в пульпе
сменными насадками 6. Неизмен-
переливом ее излишка. Давление
воздуха в объеме кольцевой камеры 5, отсекаемого проходящей через датчик
пульпой, при постоянной высоте столба пропорционально ее плотности. Кольце-
вая камера датчика соединена с плюсовой камерой дифманометра 8, давление
воспринимается мембраной. Для компенсации части давления с целью выбора
требуемого диапазона измерения минусовая камера соединена с компенсационным
устройством 3. Разность давлений в камерах дифманометра (в воздушной камере
и компенсирующего столба воды в компенсаторе), пропорциональная содержанию
твердого в пульпе, преобразуется дифманометром 7 в электрический сигнал пере-
менного тока, который поступает на вторичный прибор 9, регистрирующий содер-
жание твердого в пульпе.
Аппарат ура автоматического контроля нагрузки
по твердому включает устройство умножения, состоящее из преобразова-
теля электрических сигналов и выходного преобразователя вторичного прибора,
измеряющего содержание твердого, соединенных по стандартной схеме, и вторич-
ного прибора ВФС. Устройство умножения осуществляет перемножение электри-
ческих сигналов, пропорциональных содержанию твердого в пульпе и объемному
расходу пульпы. Выходной сигнал устройства умножения, пропорциональный
нагрузке на флотацию по твердому, поступает на вторичный прибор, регистрирую-
щий величину нагрузки. С выходного преобразователя прибора сигнал поступает
на частотный сумматор, который фиксирует количество переработанного шлама.
Аппаратура системы автоматического регулиро-
вания расхода реагента - собирателя состоит из блока управ-
401
ления дозатором, автоматического дозатора реагентов и распределителя реагентов.
Электрический сигнал с выходного датчика вторичного прибора, пропорциональ-
ный нагрузке по твердому, поступает в блок управления дозатором, который,
изменяя частоту вращения электродвигателя, регулирует производительность
дозатора, осуществляя таким образом стабилизацию удельного расхода реагента-
собирателя на 1 т твердого. Реагент в дозатор поступает из бака, а из него —
в распределитель реагентов, выполняющий функцию распределения реагента
между аппаратом подготовки пульпы и флотационными машинами.
Аппаратура системы автоматического регулиро-
вания расхода реагента-вспенивателя состоит из блока
управления, дозатора реагентов и распределителя реагентов. Система работает
аналогично описанной стой лишь разницей, что стабилизирует расход вспенивателя
не па единицу твердого, а на единицу объема пульпы.
Опыт эксплуатации системы автоматической стабилизации удельных расхо-
дов реагентов показал, что более чем в 2 раза уменьшается дисперсия зольности
флотационного концентрата и снижаются потери углей с отходами флотации.
§ 3. Система стабилизации уровня пульпы в машинах
Функциональная схема системы автоматической стабилизации заданного
уровня пульпы во флотационной машине показана на рис. IX.48. Принцип работы
схемы заключается в следующем. На флотационную машину ФМ поступает воз-
мущающее воздействие (/) — изменение расхода исходной пульпы во времени.
Рис. IX.48. Функциональная схема
системы стабилизации уровня пульпы
Рис. IX.49. Автоматический регулятор
уровня пульпы РУП во флотационных
машинах
402
Изменение нагрузки вызывает соответствующее изменение уровня пульпы Н
в ванне машины. Уровень измеряется устройством ИУ и преобразуется в пропор-
циональный электрический сигнал t7H, который сравнивается с сигналом
поступающим из задающего устройства ЗУ. Разностный сигнал АЛ7, пропорцио-
нальный отклонению уровня пульпы от заданного значения, поступает на вход
регулирующего устройства РУ (РП2-ПЗ), которое с помощью исполнительного
механизма ИМ (МЭО-25) перемещает регулирующий орган РО (заслонку флота-
ционной машины) таким образом, чтобы величина А/7 была минимальной, что
стабилизирует уровень пульпы. Исполнительный механизм вместе с регулирую-
щим устройством охвачен отрицательной обратной связью ОС по положению
регулирующего органа РО.
В качестве измерительного устройства уровня пульпы применен пьезометри-
ческий датчик уровня, он состоит из пьезометрической трубки, в которую подается
сжатый воздух под давлением 0,1-Ю5 Па, и дифманометра ДМИ. В качестве
задающего устройства используется задатчик регулятора ЗД-50. Регулятор
уровня пульпы, разработанный УкрНИИУглеобогащением, предназначен для
автоматического поддержания заданного уровня пульпы во флотационных маши-
нах МФУ-12, МФУ2-6,3, а также в машинах других типов.
Устройство и принцип действия регулятора уровня пульпы РУП показаны
на рис. IX.49. В камере 10 флотационной машины устанавливается пьезометри-
ческая трубка 9 датчика уровня 1, соединенная с дифманометром 8, электрический
сигнал которого поступает па пульт управления. На пульте управления распо-
ложен задатчик 7, электронный блок 6, переключатели режима работы 4 и дистан-
ционного управления 3, регулирующее устройство 5, с которого управляющий
сигнал поступает на двигатель исполнительного механизма 11. Последний пере-
мещает регулирующий орган—заслонку 12, шарнирно установленную в кармане
(хвостовом или промежуточном) на валу 13 и отклоняющуюся только в одну сто-
рону.
Грубая регулировка уровня пульпы осуществляется через отверстия в карма-
нах, степень открытия которых регулируется вручную пробками 15 с помощью
тяг 14 и штурвалов 2. Тонкая регулировка, непрерывно поддерживающая задан-
ный уровень, достигается изменением положения заслонки. Сочетание грубой и
тонкой регулировки — эффективный и надежный способ поддержания заданного
уровня пульпы, требующий небольших затрат.
Глава 6
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ И СХЕМЫ ФЛОТАЦИИ УГЛЕЙ
Каменные угли отличаются большим разнообразием свойств, что обуслов-
ливает их различную флотируемость.
На результаты и скорость процесса флотации углей большое влияние ока-
зывают их природные свойства и технологические параметры процесса. Из числа
первых наиболее существенное влияние оказывают: стадии метаморфизма углей,
их петрографический состав, характер вкраплений и состав минеральных приме-
сей и включений, а также окисленность поверхности углей.
Лучшей природной флотируемостью обладают угли средней стадии мета-
морфизма (Ж, К, ОС). Из петрографических ингредиентов углей повышенную
флотационную активность имеют витренизированные вещества, являющиеся
основной составной частью углей.
Важную роль при флотации углей играют дисперсность минеральных вкрап-
лений и характер их распределения в органическом веществе. Чем больше мине-
ральных включений, чем они тоньше и равномернее вкраплены в органическое
вещество, тем труднее флотируется уголь. При такой характеристике углей
чрезвычайно затруднено получение концентратов с низкой зольностью.
Особенно отрицательное влияние на флотацию углей оказывает наличие гли-
нистого материала, составляющего обычно значительную долю минеральных
403
примесей (особенно у углей низкой стадии метаморфизма) и резко снижающего
флотационную активность углей.
Основные отличительные особенности флотации углей (по сравнению с фло-
тацией рудных минералов) определяются высокой естествен ной гидрофобностью
органической части, обеспечивающей большое различие во флотационной актив-
ности угольных зерен и минеральных примесей, значительной неоднородностью
поверхности угольных частиц и малой плотностью углей, высокой и практически
малоизбирательной сорбционной способностью угольных частиц по отношению
к различным реагентам и коллоидам. Природа процессов, протекающих на по-
верхности флотируемых частиц, и условия образования флотационных ком-
плексов при флотации углей также существенным образом отличаются от флота-
ции руд.
§ 1. Технологические факторы процесса флотации
К числу технологических факторов, оказывающих наиболее существенное
влияние на процесс флотации, относятся подготовка пульпы к флотации, грануло-
метрический и фракционный составы исходного материала, содержание твердой
фазы в пульпе, время флотации, степень аэрации пульпы, реагентный режим, спо-
собы удаления пены.
Подготовка пульпы. Эффективность флотационного процесса
во многом зависит от совершенства режимов и схем подготовки пульпы, что осо-
бенно важно при автоматическом режиме работы флотационных машин. Подго-
Исходный,
шлам
Фильтрат, техн и
ческая боба и бр. Г Крупные классы (> О,бмм)
Вспени-
ватель
/V флотационным
машинам
I на фильтрование
У или обогащение
Собира-
тель
Рис. IX.50. Схема подготовки пульпы
перед флотацией (демпфирующая ем-
кость не показана):
I — аппарат «Каскад»; 2 — бак для замера
расхода питания во флотационное отделе-
ние; 3 — низконапорный гидроциклон;
4 — баки-питатели реагентов
товку пульпы следует рассматривать
как операцию, состоящую из ряда
элементов (рис. IX.50):
смешивание всех потоков шламов,
поступающих на флотацию, с целью
получения однородного материала.
Оно должно осуществляться в спе-
циальной емкости — демпфере (или
радиальном сгустителе), объем кото-
рой рассчитан (как минимум) на трид-
цатиминутную работу флотационного
отделения;
классификация материала по
крупности 0,5 мм, осуществляемая,
например, с помощью низконапорных
гидроциклонов (давление 0,5-105 Па);
контакт пульпы с реагентами.
Способы обработки класса круп-
ностью >0,5 мм зависят от его
зольности. Если крунозернистый ма-
териал малозолен, целесообразно
направлять его на фильтрование
вместе с флотационным концентратом.
При повышенной зольности и боль-
шом выходе крупнозернистого мате-
риала его следует обогащать.
Большое значение имеет достаточ-
но эффективный контакт пульпы с
реагентами, особенно если учесть
свойства поверхности угля и характер
применяемых реагентов, отличающихся
высокой вязкостью и малой раствори-
мостью. Время контакта этих реаген-
тов с угольными частицами относи-
тельно велико, что вызывает необхо-
димость применения интенсивного
режима перемешивания их с уголь-
404
ними пульпами. На углеобогатительных фабриках контакт пульпы с реагентами
должен обеспечивать повышение эффективности действия вводимых реагентов.
В аппараты для кондиционирования следует подавать не менее 70—75 % реа-
гентов. Остальная часть (25—30 %) подается во флотационные машины. Выбор
точек подачи реагентов определяется с учетом характеристики флотируемого
материала и фронта флотационной машины.
Неудовлетворительный контакт пульпы с реагентами снижает производи-
тельность флотационных машин, что ведет к увеличению фронта флотации. По-
этому дисперсность и равномерное распределение реагентов в объеме пульны при
ее подготовке, предварительная аэрация и интенсивность перемешивания реа-
гирующих фаз имеют первостепенное значение. От этих факторов зависят вероят-
ность и скорость закрепления реагентов на поверхности флотируемых частиц,
эффект их гидрофобизации, а также образование части флотационных комплек-
сов.
Распределение пульпы по флотационным машинам в соответствии с их про-
изводительностью также является элементом схемы ее подготовки. Подача под-
готовленной пульпы через специальное устройство — пульп оделите ль с целью
равномерного распределения ее по машинам облегчает контроль за работой
машин и их обслуживание.
При флотации высокозольных шламов целесообразно в процессе подготовки
пульпы выделить илистый материал (зольностью не менее 60 %) и направить его
в хранилище отходов.
Гранулометрический состав шламов (табл. IX.5) для
разных фабрик различен, однако все шламы характеризуются довольно высоким
содержанием тонких высокозольных классов (<0,04 мм). Содержание класса
>0,5 мм колеблется в основном от 2,7 до 12 % . Содержание тонких зерен <0,04 мм
изменяется от 22,6 до 67,3 % . На фабриках, обогащающих газовые угли и антра-
циты оно достигает очень высоких значений. Если для марок К, Ж и ОС содержа-
ние класса <0,04 мм составляет 25—40 %, то для газовых, длиннопламенных и
антрацитов эта величина возрастает до 60—70 %. Характерно, что в тонко-
зернистой части высокозольного шлама концентрируются в основном глинистые
частицы (табл. IX.6), образующиеся в результате размокания и диспергирования
глинистых минералов.
Наиболее эффективно флотацией обогащается каменноугольная мелочь
(не более 0,5 мм). Эта крупность считается верхним пределом для флотации и
минимальным пределом при обогащении на отсадочных машинах. Она обусловлена
также экономическими соображениями. Наличие во флотационных пульпах частиц
размером более 0,5 мм приводит к потерям их с отходами флотации и неоправданно
завышенным расходам реагентов, связанным с попыткой сокращения потерь.
Удаление крупнозернистого материала из исходного продукта можно осу-
ществлять на вибрационных грохотах, криволинейных (дуговых) ситах, в низко-
напорных гидроциклонах и классификаторах отстойного типа (с механической
выгрузкой или с использованием восходящего потока). Наиболее совершенными
аппаратами являются классификаторы отстойного типа.
Скорость флотации в большой степени зависит от гранулометрического со-
става флотируемого материала. С наибольшей скоростью флотируются частицы
средней крупности (0,15—0,25 мм). При флотации углей различной крупности
извлечение горючей массы в концентрат оказывается меньшим, а качество кон-
центрата лучшим для крупных зерен. Присутствие в исходном материале тонких
шламов (<40 мкм) снижает качество концентрата и отходов, способствует образо-
ванию обильной и устойчивой пены, снижает скорость флотации и уменьшает про-
изводительность машин. Для среднефлотируемых шламов с содержанием до 20 %
класса <40 мкм следует принимать паспортную удельную производительность
флотационных машин. При более высоком содержании тонких шламов рекомен-
дуется вносить поправку к паспортной производительности машины, величина
которой подлежит уточнению для различных шламов.
В проектах новых фабрик должна предусматриваться классификация шламов
по зерну размером 0,5 мм как обязательная контрольная операция.
Фракционный состав флотируемого материала
очень резко колеблется для различных углей (табл. IX.7). По данным фракцион-
ного анализа можно судить не только о содержании в угле промежуточных фрак-
405
Таблица IX. 5
Гранулометрический состав шламов, поступающих на флотацию на обогатительные фабрики Донбасса
Фабрика	Мар- ка угля	Классы, мм														Золь- ность пита- ния, о/ /0
				0,5—1		0,3— 0,5		0,2 —0,3		0,1 —0,2		0,1 — 0,04		<0,04		
		V. %	л d о/ -С1 I/O	%	Ad, %	Л? °/ Т’ /о	л d о/ -г! > /о	Л? О/ Y* /о	Ad, %	V. %	л d о/ Z1 » /0	V, %	A d, %	V» %	A d, %	
«Селидовская»	г, д	‘►	—	0,8	4,2	7,3	3,6	4,4	6,0	9,6	14,1	10,6	30,8	67,3	57,2	43,7
«Ворошиловград- ская»	г	' 	—						—	9,6	8,3	10,7	16,1	6,5	29,9	9,2	42,7	64,0	64,4	49,6
«Павлоградская»	г	2,1	2,0	7,5	1,8	9,4	4,1	1,9	4,7	0,9	11,7	10,8	12,5	67,4	58,1	41,3
«Белореченская»	г	—	на	™	——“	'	12,4	10,5	13,4	15,7	9,8	19,6	15,9	24,2	48,5	49,3	33,1
«Михайловская»	г			*		7	15,8	16,7	15,6	8,3	20,0	12,8	23,4	15,3	25,6	39,9	43,7	29,7
«Стахановская»	Г, ж	3,3	6,1	10,2	7,6	14,2	10,3	12,1	15,6	9,2	19,7	12,6	24,7	38,4	48,4	27,2
«Никитовская»	ж	0,4	5,8	7,8	5,8	11,3	7,2	13,9	10,1	25,6	15,7	18,4	21,0	22,6	35,8	16,7
«Дзержинская»	ж		*				2,7	10,1	13,7	7,4	31,1	11,6	14,0	20,9	13,3	22,7	25,2	30,0	18,4
«Донецкая»	к	—	—	12,0	8,2	9,0	9,9	13,3	11,1	22,4	13,0	13,3	15,4	30,0	29,7	17,2
«Криворожская»	к		—	2,7	2,8	13,9	4,2	7,8	7,1	19,8	12,6	15,6	16,4	40,2	35,6	20,6
«Калининская»	ОС	2,0	4,2	9,0	6,4	10,6	7	8,2	8,8	12,9	11,1	14,9	13,8	42,2	29,8	18,2
«Чумаковская»	ОС, т	2,6	5,8	4,4	6,1	8,7	6,2	12,2	6,3	18,3	8,1	12,7	9,6	41,1	30,9	17,1
« Кр асн а я Звезда»	А	—	1	0,1	21,9	3,1	10,3	2,5	7,0	13,2	8,7	18,2	17,1	61,9	47,7	35,4
«Комендантская»	А	*			5,9	5,2	6,6	7,8	8,9	12,3	15,5	19,9	16,3	25,8	46,8	49,8	32,5
Табл п ц а IX.6
Петрографический состав класса <0,04 мм,
содержащегося в питании флотации обогатительных фабрик
Фабрика	Вещественн ыи		состав, % пс	) массе
	Органиче- ское вещество	Пи- рит	Глинистое вещество	Прочие минералы
«Вороши ловградска я»	28,3	0,8	68,1	2,8
«Белореченская»	37,6	0,7	61,2	0,5
«Суходольская»	35,7	0,6	62,6	1,1
«Красная Звезда»	35,5	0,3	60,2	4,0
«Комендантская»	50,6	0,6	46,7	2,1
mifi плотностью 1500—1800 кг/м3, но и о теоретически возможном качестве фло-
тационного концентрата и отходов.
В шламах углей Донецкого бассейна содержание промежуточных фракций со.
ставляет от 7 до 40 % (для антрацитов). При высоком содержании данных фракций
и их высокой зольности практически невозможно получить одновременно два
кондиционных продукта — концентрат и отходы. Промежуточные фракции трудно
флотируются и выделяются главным образом в последних камерах машин. В от-
дельных случаях целесообразно выделять дополнительный продукт флотации,
представленный промежуточными зернами зольностью 30—35 %, хотя это свя-
зано с некоторым усложнением технологических схем.
Содержание твердой фазы в пульпе является одним из наи-
более важных технологических параметров процесса, подлежащего четкому кон-
тролю и регулированию. Обычно этот параметр выражается отношением твердой
фазы к жидкой (Т : Ж) или содержанием твердого в пульпе (% , г/л). Максимальное
содержание твердого в пульпе при флотации углей не должно превышать 300 г/л,
так как при большем содержании резко нарушается селективность процесса и
ухудшается качество отходов. Чем выше содержание твердого в пульпе, тем больше
содержание в единице ее объема высокодисперсных илов, способствующих сни-
жению флотируемости угольных частиц и увеличению их механического выноса
в концентрат. Содержание твердого в пульпе до 200—220 г/л при зольности 16—
18 % обеспечивает получение продуктов флотации требуемого качества (золь-
ность концентрата на уровне 7—8 %, зольность отходов более 70 %). При опти-
мальном содержании твердого в пульпе растет производительность флотацион-
ных машин, снижается расход электроэнергии, реагентов и воды.
При зольности исходного продукта выше 18 % содержание твердого во
флотируемой пульпе рекомендуется снижать. Оптимальная плотность пульпы
в каждом конкретном случае зависит от зольности исходных шламов, их грануло-
метрической характеристики и дисперсности минеральных примесей, наличия гли-
нистых частиц и др.
Изменение содержания твердого в пульпе влияет на концентрацию в ней реа-
гентов при постоянном их удельном расходе на 1 т шлама. Резкие колебания со-
держания твердого в пульпе в течение даже незначительного времени работы фло-
тационного отделения без корректировки расхода реагентов могут значительно
расстроить процесс.
В последние годы в связи с увеличением производительности флотационных
отделений и усовершенствованием водно-шламовых схем на действующих угле-
обогатительных фабриках представилось возможным осуществлять флотацию
разбавленных (менее 150 г/л) и сильно разбавленных (менее 100 г/л) пульп. Хотя
флотация таких пульп сопровождается снижением производительности флота-
ционных машин и увеличением расхода реагентов, но при этом значительно
улучшаются селективность процесса и качество концентратов вследствие сниже-
ния механического выноса илистого материала в пенный продукт. В этом случае,
даже при увеличении зольности питания вследствие роста удельного содержания
407
Фракционный состав питания флотации
Фабрика	Марка угля	Плотность фрак					
		<1300		1300— 1400		1400— 1500	
		V- %	Аа, %	V 0/ Ъ /о	д d о/	V. %	Д 0/ » /G
«Селидовская»	г, д	5,4	3,4	5,1	4,3	13,5	7,4
« В ор о ш и л ов гр а дек а я »	г	6,8	7,2	4,9	7,4	9,5	9,0
«Па в лог р адская»	г	2,9	4,9	16,0	6,5	9,1	10,8
«Белореченская»	г	12,1	3,1	25,8	7,3	7,7	15,2
«Михайловская»	г	15,9	3,8	18,5	6,8	10,6	10,7
«Никитовская»	ж	39,6	4,5	24,8	6,6	9,5	11,8
«Дзержинская»	ж	45,9	3,6	19,1	7,1	14,3	16,4
«Донецкая»	к	43,6	2,9	24,8	7,7	7,5	14,0
«Криворожская»	к	7,1	2,8	26,2	4,5	23,3	9,4
«Калининская»	ОС	14,6	2,3	36,8	6,0	16,2	12,2
«Чумдковскао.	ОС, т	12,8	2,0	36,6	5,2	19,0	11,6
«Красная Звезда»		* 	——	—	..	4,2	5,7
«Комендантская»	А	—			—			4,1	4,9
тонких классов, нет необходимости в применении перечистки пенного продукта.
Флотация высокозольных пульп с повышенным содержанием твердого и приме-
нением перечистки части или всего концентрата основной флотации почти равно-
ценна флотации разбавленных пульп без применения перечистки. Преимущество
флотации разбавленных пульп — быстрый вывод шламов из водно-шламового
цикла фабрики, что исключает дополнительное измельчение и изменение флота-
ционных свойств флотируемых частиц (сокращается время пребывания их в воде).
При этом уменьшается размокание глинистого материала, а операция сгущения
шламов перед флотацией в радиальных сгустителях исключается.
При расчете и проектировании флотационных отделений для обогащения шла-
мов легкой и средней флотируемости содержание твердой фазы в пульпе, направ-
ляемой в машины, должно составлять 120-- 200 г/л. Для шламов с высоким содер-
жанием глинистых частиц (что особенно характерно для ряда высокозольных
газовых углей) необходимо предусматривать флотацию весьма разбавленных пульп
(менее 100 г/л). Однако не исключено, что для таких шламов в отдельных случаях
потребуется применение сочетания флотации разбавленных пульп и перечистки
пенных продуктов для получения концентратов кондиционного качества.
Аэрация пульпы определяется содержанием, дисперсностью и равно-
мерностью распределения воздуха в объеме пульпы. Она зависит от конструкции
машины, режима ее работы, содержания твердой фазы в пульпе, характеристики
реагентов и их концентрации.
Для машин механического типа степень аэрации пульпы не превышает 25 %
(по объему), для пневматических (эрлифтных и с пористой поверхностью) она со-
ставляет 25—30 %. Средний размер воздушных пузырьков у машин механичес-
кого типа колеблется в пределах 0,8—0,9 мм. Наряду с этим в пульпе присутствуют
также пузырьки до 0,05 и 1,5—2 мм, хотя содержание их невелико. Около 80 %
пузырьков имеют размеры в пределах 0,5—1,2 мм.
В машинах пневматического тип а раз меры пузырьков составляют в среднем 2 мм.
Во флотационных машинах вследствие перепада давлений наблюдается
выделение из раствора пузырьков воздуха высокой дисперсности. В отдель-
ных типах машин из 1 м3 пульпы (воды), выделяется до 35 л воздуха, а средний
размер пузырьков составляет 20—40 мкм.
Активирующее действие микропузырьков на поверхность флотируемых ча-
стиц заключается в том, что они, коалесцируя с большими «транспортабельными»
пузырьками, ускоряют процесс образования флотационных комплексов.
408
Табл и ц а IX.7
обогатительных фабрик Донбасса
ций, кг/м3								Золь- ность питания, %
1500-1600		1600- 1800		1800 — 2000		>2000		
Т. %	Ad, %	V. %	л 4, %	Т- %	л4, %	У> %	л 4, %	
4,8	14,0	8,7	22,4	14,4	40,6	48,1	71,2	44,1
2,6	10,6	8,2	19,2	14,8	38,6	53,2	75,1	49,2
7,4	16,0	8,5	25,2	13,8	49,2	42,3	70,3	42,0
8,0	20,8	9,8	33,7	10,3	43,0	26,2	77,2	33,1
8,7	15,3	12,5	24,5	8,2	42,9	25,6	74,2	29,9
8,1	18,5	5,7	27,2	2,3	46,1	10,0	78,5	16,5
2,8	22,7	4,3	32,2	2,0	51,1	11,6	77,7	17,4
5,3	19,1	4,8	28,2	3,4	47,4	10,6	77,6	16,4
15,2	18,0	11,7	25,9	3,9	41,1	12,6	75,8	20,5
8,7	19,1	8,7	28,8	6,2	39,3	8,8	77,6	17,8
11,3	19,5	9,3	28,5	2,3	41,4	8,7	76,0	16,8
5,7	7,0	33,7	13,9	15,2	27,5	41,2	61,0	34,6
6,2	5,1	30,9	10,9	18,7	27,1	40,1	60,1	33,0
При флотации углей большую роль играют мелкие и мельчайшие пузырьки,
способствующие аэрофлокулярному характеру течения процесса и интенсифици-
рующие его.
Средняя скорость всплывания неминерализованных пузырьков составляет
3—8 см/с. Во флотационных машинах важным является увеличение этой скорости
путем создания восходящих потоков пульпы.
Расход реагентов. Основными факторами, влияющими на расход
реагентов, являются свойства аполярных и гетерополярных реагентов (химиче-
ский состав, структура, растворимость и ряд других параметров) и флотируе-
мость углей. Расход аполярных реагентов на практике колеблется от 800 до
2500 г/т, гетерополярных — от 50 до 200 г/т. Повышенный расход реагентов имеет
место, если процесс недостаточно отрегулирован и отсутствует должный контроль
за расходом реагентов. В этом случае в пену выносится больше минеральных при-
месей, чем при нормальном реагентном режиме.
При выборе рационального реагентного режима чрезвычайно важно опреде-
лить наивыгоднейшее соотношение расхода аполярных и гетерополярных реаген-
тов, обеспечивающее получение продуктов кондиционного качества. В производ-
ственных условиях изменение этого соотношения является одним из оперативных
факторов регулирования течения процесса и изменения зольности концентрата
и отходов. Если необходимо получить менее зольные концентраты (при неожидан-
ном повышении зольности питания), обычно увеличивают расход собирателя и
несколько снижают расход вспенивателя. При этом получают менее обводненные
и не столь обильные пены, в которых эффективнее протекают процессы вторичной
концентрации, способствующие получению более чистых концентратов. Как
правило, расход собирателя выше при флотации крупнозернистого материала,
поэтому целесообразно для сокращения расхода реагентов выделение этого ма-
териала в начале процесса.
При прочих равных условиях флотация разбавленных пульп сопряжена
с повышенным расходом реагентов. В этом случае его целесообразно определять
не на единицу твердого, а на единицу объема пульпы. Разбавляя пульпу, следует
концентрацию реагентов поддерживать постоянной. В очень разбавленных пуль-
пах (50-70 г/л и менее) поверх ноет но-активные реагенты приобретают первосте-
пенное значение, а аполярные — подчиненное. Поэтому при флотации таких
пульп расход поверхностно-активных реагентов следует значительно увеличи-
вать, а аполярных уменьшать. Во избежание запенивания всего технологического
409
цикла фабрики контроль за дозировкой реагентов должен быть особенно тщатель-
11 ы м.
Подача реагентов может быть единовременной или дробной. Пер-
вая применяется при коротком фронте машин, при этом 100 % реагентов подают
в узел подготовки пульпы. Данный способ подачи способствует более активному
течению процесса и, как следствие, повышению производительности машин. Дроб-
ную подачу реагентов рекомендуется применять в большинстве случаев для шла-
мов с высоким содержанием мелочи, представленной прежде всего илистым ма-
териалом, и для машин с длинным фронтом. При дробной подаче реагентов наб-
людается более высокая селективность процесса при некотором снижении произво-
дительности флотационных машин. Однако не следует подавать реагенты в таких
дозах, которые могут вызвать резкое замедление процесса. Обычно на фабриках
дробная подача реагентов ограничивается двумя или тремя точками: 70—75 °о
в узел подготовки пульпы, остальная часть — в камеры машины (число точек
подачи зависит от фронта машины).
Следует отметить, что расход реагентов, и прежде всего аполярных, тем
выше, чем ниже зольность флотируемых шламов. Поэтому для таких шламов
с целью получения высокозольных отходов и одновременного сокращения рас.
хода реагентов является целесообразной только дробная подача реагентов.
При флотации углей большое значение имеет способ подачи практически
нерастворимых маслообразных реагентов, образующих в воде относительно круп-
ные капельки масла. Для повышения эффективности действия таких реагентов и
снижения их расхода целесообразно реагенты вводить в виде гидрозолей или аэро-
золей. Стойкость гидрозолей должна быть не менее 10 мин. Для повышения стой-
кости гидрозолей желательно применение небольших добавок эмульгаторов.
Подогрев реагентов также способствует повышению эффективности их дей-
ствия, однако в значительно меньшей степени, чем непосредственный подогрев
пульпы до 27—28 °C.
Применение комплексного реагента, обладающего одновременно собиратель-
ными и вспенивающими свойствами, а также заранее приготовленной смеси реа-
гентов в определенном процентном соотношении, рационально в том случае, если
характеристика шламов, поступающих на флотацию, остается относительно ста-
бильной, что свойственно главным образом фабрикам при коксохимических
заводах. Для фабрик, принимающих угли с различных шахт и не имеющих усред-
нительных устройств, более приемлемо индивидуальное применение каждого из
реагентов, позволяющее довольно гибко изменять реагентный режим, исключая
при этом излишний расход одного из них при необходимости увеличения расхода
другого.
На продолжительность (время) флотации углей ока.
зывают влияние многие факторы. При прочих равных условиях (одинаковых
схемах подготовки и одинаковых конструкциях машин) главными из них явля-
ются характеристика флотируемости углей, свойства применяемых реагентов,
содержание твердой фазы в пульпе и гидроаэродинамический режим работы
машин.
Продолжительность флотации для разных углей различна как в лаборатор-
ных, так и в промышленных условиях. С увеличением содержания тонких классов
в исходном материале время флотации возрастает. Это же справедливо и для сильно
разбавленных пульп. По мере изнашивания блок-аэраторов флотационных машин
ухудшаются их аэрогидродинамические параметры, что в конечном итоге при-
водит к увеличению времени флотации и, как следствие, к снижению производи-
тельности машин. Оптимальное время флотации в лабораторных условиях уста-
навливается по данным дробной флотации (съем концентратов проводится через
определенные интервалы времени), а в промышленных условиях — по результа-
там покамерного опробования флотационных машин. Время флотации в лабора-
торных машинах для углей Донецкого бассейна колеблется в пределах 2—4 мин,
на практике от 6 до 9 мин (для современных флотационных машин). При проекти-
ровании флотационных отделений время флотации для определения производи-
тельности машин должно быть принято примерно в 3 раза больше лабораторного.
Удаление пены. Производительность машин и качество концентрата
в определенной мере зависят от скорости и условий удаления минерализованной
пены из флотационных машин. Несоответствие в скоростях образования пенного
410
слоя и его удаления может сказаться на производительности флотационных
машин. Длительное пребывание пенных продуктов в камерах вызывает снижение
производительности, тогда как быстрое их удаление ухудшает качество концен-
трата.
Скорость удаления пенных продуктов связана с вторичной концентрацией,
т. е. дообогащением концентрата в пенном слое, которое зависит от характера
флотируемого материала и свойств получаемой пены. Процесс вторичной кон-
центрации заключается в том, что в слое пены происходит слияние пузырьков,
приводящее к уменьшению общей поверхности раздела фаз жидкость—газ.
В результате этого на пузырьках удерживаются наиболее гидрофобные частицы,
а гидрофильные зерна породы остаются в прослойках между пузырьками и струй-
ками стекающей воды, смываются в нижние слои пены или выпадают в пульпу.
Наряду с частицами породы отрываются и частицы флотируемого компонента,
причем число частиц, выпадающих из пены, растет с увеличением времени ее
отстоя. Толщина прослоек между пузырьками и скорость течения жидкости в пене
являются основными факторами, от которых зависит вторичная концентрация
в пенном слое. Увеличивая толщину прослоек воды между пузырьками, например
орошением пены водой и растворами реагентов-регуляторов, можно улучшить
процесс дообогащения концентрата в пене.
Верхние слои пены, как правило, являются менее зольными, чем нижние.
Иногда применение высокомолекулярных реагентов приводит к образованию
устойчивых, весьма вязких и малоподвижных пен, зольность концентрата в ко-
торых, независимо от их высоты, остается постоянной. Поэтому в первом случае,
типичном для флотационных отделений многих фабрик, удаление пены должно
происходить быстро, с определенной глубины по всей поверхности камер, во вто-
ром следует снимать весь слой образовавшейся петы.
В современных конструкциях флотационных машин применяются лопаст-
ные и скребковые пекогоны. С технологической точки зрения последние являются
более совершенными, так как они удаляют пену с большей поверхности камер,
хотя их эксплуатационная надежность ниже, чем у лопастных.
Температура пульпы и концентрация ионов. Темпера-
тура пульпы на углеобогатительных фабриках в зимнее время колеблется от 12
До 14 °C, в летнее время она поднимается до 18 °C. При таких колебаниях тем-
пературы пульпы особых изменений процесса флотации не наблюдается. Однако
доведение температуры пульпы до 27—28 °C оказывается весьма эффективным,
так как позволяет при удовлетворительных показателях процесса уменьшить
время флотации на 30 %. При дальнейшем повышении температуры пульпы
сокращается время флотации, но значительно снижается извлечение угля в кон-
центрат.
Увеличение скорости флотации при подогреве пульпы можно объяснить луч-
шей растворимостью и более эффективным диспергированием реагентов. Наряду
с этим снижается устойчивость гидратных слоев, окружающих минеральную
частицу, что оказывает известное влияние на образование флотационных ком-
плексов.
Повышение температуры пульпы позволяет снизить расход высокомолеку-
лярных и вязких реагентов и повысить эффективность их действия.
В литературе имеются указания на целесообразность подогрева реагентов
перед введением их в процесс. Однако тепловые расчеты показывают, что поступ-
ление в большие потоки пульпы чрезвычайно малых количеств подогретого реа-
гента приводит к мгновенному выравниванию температур, а вязкость реагентов
при этом остается практически неизменной. Поэтому подогрев реагентов (а не
пульпы) не является радикальным решением для интенсификации процесса фло-
тации углей.
Влияние концентрации водородных ионов pH на процесс флотации углей
незначительно и в известной мере зависит от стадии метаморфизма углей, их
окислен пости, ионного состава применяемой воды, свойств сопутствующих по-
род и характера используемых реагентов. Степень влияния pH на показатели фло-
тации углей разной стадии метаморфизма зависит от содержания в них функцио-
нальных групп (особенно группы ОН"). Так, у углей марки А содержание функцио-
нальных групп очень мало, поэтому pH не влияет на скорость и показатели про-
цесса. Угли более низкой стадии метаморфизма, в частности угли марки К и осо-
411
бенно марки Г, у которых резко возрастает содержание групп ОН“ (с 0,19%
для марки А до 4,5 % для марки Г), обнаруживают некоторую зависимость пока,
зателей флотации от pH. Это справедливо также для окисленных углей марки К.
Содержание группы СО не оказывает влияния на результаты флотации не-
зависимо от показателя pH пульпы.
Если показатели флотации для углей марки А сохраняются неизменными,
для углей марки К (окисленных и неокисленных) незначительно возрастают с ро-
стом показателя pH, т. е. с увеличением щелочности пульпы, то для углей марки Г
наблюдается противоположная зависимость — показатели флотации растут с уве-
личением не щелочности, а кислотности пульпы.
Ионный состав природной воды весьма разнообразен, однако ее водородный
показатель лежит в пределах 7,5—8,2. Исключения наблюдаются редко. Техни-
ческая вода обладает значительной буферной емкостью как в кислой, так и ще-
лочной областях. Буферная же емкость оборотных вод углеобогатительных фаб-
рик по своей величине превосходит емкость технической воды в обеих областях.
Применяемые на обогатительных фабриках при флотации углей аполярные
реагенты ввиду отсутствия у них полярных групп не оказывают влияния на
показатель pH, Полярные реагенты (Т-66, спирты и др.) из-за малой концентра-
ции в пульпе и полного отсутствия диссоциации также не влияют на показа-
тель pH.
Сопутствующие породы могут влиять на pH пульпы только при наличии в них
хорошо растворимых минералов, что не характерно для углей.
Исключительно высокая буферная емкость углей, зависящая от величины и
состояния их поверхности, приводит к тому, что pH угольной пульпы в подавляю-
щем большинстве случаев находится в пределах 7—8,2, т. е. в наиболее благо-
приятном для процесса флотации углей интервале. Происходит как бы авторегу-
лирование процесса, и поэтому нет необходимости введения специальных реаген-
тов (кислот или щелочей) для поддержания указанных значений pH.
§ 2. Схемы флотации
Технологическая схема флотации углей определяется стадией их метамор-
физма и зольностью, содержанием тонких классов и промежуточных фракций,
составом и дисперсностью неорганической части (особенно наличием размокаю-
щего глинистого материала), требуемым качеством конечных продуктов флотации
и технико-экономическими показателями.
Возможность получения при флотации углей продуктов кондиционного ка-
чества в один прием позволяет применять простую, так называемую прямую
схему флотации. По этой схеме пенный продукт всех камер объединяют в общий
концентрат, а отходы удаляют из последней камеры (рис. IX.51 и IX.52). Приме-
нение таких схем целесообразно при флотации разбавленных пульп и зольности
исходных шламов не выше 18—20 % . При более высокой зольности питания полу-
чить концентрат удовлетворительного качества и одновременно кондиционные от-
ходы (зольностью выше 70 %) очень трудно. Ведение форсированного режима
флотации при прямой схеме возможно только при обогащении малозольных
шламов (зольность до 14 %) с небольшим содержанием тонких классов.
Флотация шламов повышенной зольности сопряжена с необходимостью при-
менения более сложных схем флотации, или с применением флотации разбавлен-
ных пульп, что технологически почти равнозначно.
Питание
Отходы
.Концентрат
Концентрат
Рис. IX.51. Прямая ' схема флотации
Рис. IX.52. Прямая схема флотации с
подачей исходного продукта в третью
или четвертую камеры машины
412
Питание
Отходы
Питание
Отходы
Концентрат
Пит ани л
Отходы
J Промпродукт
Концентрат
Питание
j Концентрат
Питание
Отходы
Питание №"Центрат
t ____________. Отходы
Питание,
Концентрат
I I i „ । Л | Отходы f
Концентрат
Рис, IX.53. Варианты схем с пере-
чисткой концентрата последних ка-
мер
Отходы 2
Концентрат
Рис. IX.54. Варианты схем с пере-
чисткой всего концентрата основной
флотации
У
Флотация разбавленных пульп в большинстве случаев исключает необходи-
мость применения перечисток концентрата, позволяет регенерировать большие
объемы воды и, следовательно, более полно выводить из водно-шламового цикла
тонкие илы. Операция предварительного сгущения шламов при этом исключается.
Производительность машин при флотации разбавленных пульп резко снижается,
поэтому ее применение рационально в случае переработки шламов или при на-
личии достаточного фронта флотации и фильтрования.
На практике применяются различные варианты перечистных схем. Наиболее
распространена схема с перечисткой концентрата последних камер и направле-
нием его в одну из первых камер (рис. IX.53). Иногда при флотации высокозоль-
ных шламов необходима перечистка всего концентрата основной флотации
(рис. IX.54).
Перечистку пенных продуктов целесообразнее осуществлять в выделенных
для этой цели машине или камерах, так как при этом не допускается смешение
резко отличающихся друг от друга по характеристике и качеству потоков пульпы
и продуктов, направляемых на перечистку. Перечистка в самостоятельно выделен-
ной машине рациональна при больших объемах концентрата; при малых объемах
ее следует предусматривать в пределах одной и той же машины, но имеющей бо-
лее длинный фронт. Отходы перечистной флотации, в зависимости от их зольности,
могут быть присажены к отходам основной флотации или направлены на доизвле-
чение горючей части в камеру машины основной флотации, флотируемый шлам
которой имеет примерно одинаковую с ними зольность.
Зольность отходов перечистной флотации всегда ниже зольности отходов ос-
новной флотации, но она достаточно высока, поэтому присадка их к отходам
основной флотации технологически целесообразна.
Осуществление перечистных операций в отдельных машинах или камерах
оправдывается тем, что для их ведения требуется другой технологический режим,
отличный от режима флотации исходных шламов. Расход реагентов на перечист-
ных операциях в 2 раза ниже, а производительность машин выше на 30—50 %
по сравнению с основной флотацией.
Глава 7
ПРАКТИКА ФЛОТАЦИИ УГЛЕЙ
§ I. Практика флотации углей в СССР
На фабриках Советского Союза флотация в настоящее время является самым
универсальным и самым перспективным процессом обогащения каменноугольной
мелочи.
Быстрое развитие флотации углей в СССР позволило в короткие сроки решить
проблему наиболее рационального использования каменноугольной мелочи,
ликвидировать на большинстве фабрик выпуск шлама как отдельного товарного
продукта и значительно улучшить экономику предприятий.
Удельное участие флотационного концентрата в общем выпуске концентрата
на фабриках с применением флотации составляет 25 —30 %, а на отдельных фаб-
риках приближается к 50 % .
Обогащению подвергаются в основном шламы крупностью <20,5 мм или < 1 мм.
Содержание твердого в питании колеблется от 60 до 200 г/л (табл. IX.8).
В связи с ростом содержания тонкого илистого материала в питании флотации
ряд фабрик переведен на флотацию разбавленных пульп. Это особенно характерно
для фабрик, обогащающих газовые угли. На ЦОФ «Ворошилов гр аде кая» разбав-
ление флотируемых пульп (50—70 г/л) способствовало улучшению селективности
процесса, но в то же время привело к некоторому повышению удельных расходов
реагентов и снижению производительности флотационных машин.
Зольность питания флотации по фабрикам страны колеблется в весьма широ-
ком диапазоне — от 12 до 48 %, ив среднем составляет около 26 %. Зольность
флотационного концентрата на фабриках, обогащающих отдельные марки углей
или смеси углей марок Ж, К, ОС, Г, колеблется от 7,5 до 10 %, и лишь на фабри-
ках, обогащающих угли марки Г, она выше 10 %. На большинстве фабрик золь-
ность отходов превышает 70 % .
В табл. IX.9 приведены показатели работы флотационных отделений фабрик
Кузнецкого бассейна.
Эти показатели достигнуты в условиях прогрессирующего увеличения золь-
ности поступающих на обогащение шламов, увеличения объемов их переработки
и строгого соблюдения требований к качеству флотационного концентрата. За
последние 10 лет объемы переработки шламов в целом по Советскому Союзу
возросли почти в 2 раза, зольность шламов увеличилась по бассейнам на 4-5 %,
а зольность флотационного концентрата при этом сохранилась на одном уровне
9,5—10 %.
Получение удовлетворительных качественных и количественных показателей
флотации на фабриках стало возможным благодаря систематическому совершен-
ствованию техники и технологии процесса и использованию комплекса техниче-
ских и научных мероприятий.
Особое внимание на практике уделяется качеству отходов как показателю,
характеризующему потери углей в них. Поэтому в промышленных условиях
технологические параметры процесса устанавливаются такими, которые обеспе-
чивали бы минимум потерь угольной составляющей при кондиционном качестве
концентрата.
Поскольку угли в основном характеризуются средней и трудной характе-
ристикой флотируемости, то на фабриках обязательным является применение
двух типов реагентов-собирателей и вспенивателей. Расходы реагентов на фабри-
ках неодинаковы и зависят от стадии метаморфизма углей и характеристики
шламов. При флотации углей средней степени углефикации расход собирателей
составляет от 800 до 1500 г/т и вспенивателей 40—80 г/т, для высоко- и маломета-
морфизованных углей расходы реагентов возрастают и составляют, соответст-
венно, 2—2,5 кг/т и 100—200 г/т.
Качество применяемых на фабриках реагентов (табл. IX. 10) регламентиро-
вано ГОСТами и техническими условиями, что гарантирует стабильность их
физико-химических параметров, а следовательно, и стабильность флотацион-
ного процесса. Это является весьма важным в характеристике реагентов, приме-
414
Таблица IX.8
Показатели работы флотационных отделений некоторых фабрик Донецкого бассейна (данные УкрН И И Углеобогащения)
Фабрика	Марка угля	Производи- тельность флотацион- ных отделе- ний, т/ч	Содержание твердого в пульпе, г/л	Зольность, %			Тип реагента; расход, г/т	
				питания	концен- трата	отходов	Собиратель	Вспенива- тель
«Чумаковская»	ОС, т	120	140	20,9	7,8	73,3	ААР-2; 1200	Т-66; 60
«Дзержинская»	ж	100	170	20,9	9,6	80,0	АФ-2; 1500	Т-66; 60
«Пролетарская»	к	80	100	15,2	7,5	71.4	ААР-1; 1000	Т-66; 40
«Калининская»	ОС	130	115	14,5	7,6	69,0	АФ-2; 900	Т-66; 60
«Стахановская»	г, ж	100	125	28,5	9,9	72,7	ААР-1; 1100	Т-66; 40
«Киевская»	ж	70	100	14,4	5,8	71,3	Керосин; 1000	Т-66; 50
«Узловская»	к	175	160	16,6	8,6	69,8	АФ-2; 700	Т-66; 80
«Суходольская»	г, ж, к	210	145	27,0	12,0	72,4	ААР-2; 2000	Т-66; 85
« Кондр атьевска я »	т	45	140	20,2	9,7	76,1	ААР-1; 1000	Т-66; 15
«Октябрьская»	г	80	90—100	37,2	9,5	74,0	ААР-1; 1600	Т-66; 50—60
«Советская»	т	55—60	140	21,3	9,8	72,0	ААР-1; 1200	Т-66; 60
«Комсомольская»	г	125	НО	32,8	10,5	76,8	ААР-2; 1820	Т-66; 70
«Дуванская»	ж	100	110—130	22,3	8,8	73,9	Керосин; 1370	Т-66; 70
«Брянковская»	к	78	140	20,5	8,2	75,5	Керосин; 1050	Т-66; 70
«Криворожская»	к	85	140—150	18,7	8	74,8	ААР-1; 1020	Т-66; НО
«Михайловская»	т	40	140	32,0	12,7	72,5	ААР-1; 1460	Т-66; 50
«Белореченская»	г	60	180—200	38,8	12,9	71,0	ААР-1; 2400	Т-66; 50
«Им. Комсомола У край-	г, ж	180	100—110	24,5	9,7	74,0	ААР-1; 700	Т-66; 55
ны»								
«Ворошиловгр адская»	г	80	50—70	44,6	19,1	72,0 i i	АФ-2; 3000	Т-66; 110
Таблица IX.9
Показатели работы флотационных фабрик Кузнецкого бассейна
(данные КузНИ И Углеобогащения)
Фабрика	Зольность, %			Тип реагента;	
				расход,	г/т
	пита- ния	кон- цен- трата	ОТХО- ДОВ	Собиратель	Вспениватель
«Судженская»	15,8	8,3	66,8	ААР-2; 1400	КОБС; 70
«Анжерская»	13,8	9	66,7	ААР-2; 1400	КОБС; 60
«Березовская»	15,3	8,6	60,5	ААР-2; 1800	КОБС; 100
«Беловская»	22	9,2	69,8	ААР-2; 4500	КОБС; 20
«Чертинская»	19,1	9,3	65	ААР-2; 3900	КОБС; 50
«Тайбинская»	12,4	7,7	65,7	ААР-2; 2000	Т-66; 114
«Абашевская»	8,5	5,1	76	ПТБ; 1700	Т-66; 100
«Томусинская»	12,6	9,7	63,1	ПТБ; 1500	КОБС; 300
«Сибирь»	14,4	7	68,7	ААР-2; 1700	КОБС; 80
«Кузнецкая»	16,7	6,5	61	ААР-2; 1300	Т-66; 250
«Зиминка»	13,7	7,5	70,4	ААР-2; 900	Т-66; 80
«Красногорская»	12,3	6,6	64	ААР-2; 1800	Т-66; ИЗ
Примечания. 1 Содержание твердой фазы в питании флотации колеблется
от 80 до 120 г/л. 2. ПТБ — печное топливо бытовое.
Таблица IX.10
Реагенты, применяемые на обогатительных фабриках
Реагенты	ГОСТ, ТУ	Удельный расход, кг/т	Отпускная цена I т, руб.
Аполярные реагенты-собиратели
ААР-1 (аполярный арома-
тизированный реагент-1)
ААР-2 (аполярный аромати-
зированный реагент-2)
АФ-2 (аполярный флотореа-
гент-2)
Керосины:
осветительный
тракторный
ТУ 38 УССР
201221 —77
ТУ 38 101765—78
ТУ 51-671—75
ГОСТ 4753—68
ГОСТ 1842—52
0,8—2,5
0,7-2,3
0,9—2,8
1,2—2,8
1,2—2,8
33
41
29
37—46
(по поясным
ценам)
35—44
(по поясным
ценам)
Поверхностно-активные реагенты-вспениватели
Т-66 (кубовые остатки от про-
изводства диметилдиоксана
при получении изопренового
каучука)
Некондиционные высшие
спирты (кубовые остатки от
производства бутанола мето-
дом оксосинтеза
ТУ 38 101765—78	0,03—0,2
0,05—0,2
70
40
416
Таблица IX.11
Технологические показатели работы флотационных установок,
обогащающих шламы антрацитовых фабрик
Содержа- ние твер- дого в пульпе, г/л	Произво- дитель- ность одной машины МФУ2-6.3, т/ч	Зольность, %			Тип реагента; расход, г/т	
		исходно- го мате- риала	концен- трата	отходов	Собиратель	Вспени- ватель (Т-66)
ЦОФ «Комендантская»
160	38	31,2	15,1	72,6	ААР-1;	2550	200
160	38	31,5	17,9	80,5	ААР-1;	2700	210
220	40	33,3	18,6	72,8	ААР-1;	2300	200
140	34	34,1	14,4	69,7	ААР-1;	2000	140
190	37	29,6	17	80,2	ААР-1;	2300	200
170	32	32,5	17	72,4	ААР-1;	2000	150
ЦОФ «Красная Звезда»
150	38	34,7	25,1	64,6	ААР-1; 2500	120
НО	34	36,4	21,3	71,5	ААР-1; 3100	140
ЦОФ «Яновская»
135	38	42,7	23,4	71,4	ААР-2; 1600	160
150	36	40,1	21,7	70,5	ААР-2; 1700	150
150	36	40,5	21,4	71,1	ААР-2; 1650	150
140	34	40,3	21,8	71	ААР-2; 1800	160
няемых на фабриках страны. Применяемые реагенты не содержат фенолов и дру-
гих токсичных соединений, что создает необходимые санитарно-гигиенические
условия во флотационных отделениях, а случайные сбросы шламовых вод не
приводят к отравлению рек и водоемов.
Дозирование реагентов и места их подачи на фабриках различны и устанав-
ливаются опытным путем. Реагенты подаются в основном в виде аэрозоля и в от-
дельных случаях в эмульгированном или натуральном состоянии. Реагенты-
собиратели и вспениватели подаются, как правило, раздельно, и лишь в ряде слу-
чаев вводятся в виде искусственно приготовленных смесей в определенном про-
центном соотношении, учитывающем особенности флотируемых углей. Примене-
ние смеси реагентов или монореагента, обладающего собирательными и вспениваю-
щими свойствами, целесообразно только на фабриках с постоянной сырьевой ба-
зой.
Большинство фабрик Советского Союза работает с применением прямых схем
и лишь некоторая, часть — с использованием различных вариантов перечистных
схем. Выбор схемы производится на основании анализа результатов исследований
флотации углей.
Применение перечистки части первичного концентрата позволяет снизить
общую зольность концентрата па 0,2—0,5 % , при перечистке же всего первичного
концентрата снижение зольности достигает 1—2 %.
Большое распространение на фабриках Донецкого бассейна получила фло-
тация высокозольных (Ad — 35—48 %) газовых углей. Накоплен положитель-
ный опыт флотации антрацитов. Результаты флотации антрацитовых шламов
(табл. IX. 11) свидетельствуют о больших возможностях данного процесса при
обогащении шламов на антрацитовых фабриках.
На большинстве фабрик Советского Союза применяются усовершенствован-
ные технологические схемы флото-фильтровальных отделений, включающие опе-
рации по подготовке шламов к флотации, собственно процесс флотации и опе-
рации по обработке конечных ее продуктов. Для осуществления этих операций
14 Заказ 77	417
применяется следующее оборудование: низконапорные гидроциклоны, агрегаты
подготовки пульпы «Каскад» и АКП-1600, флотационные машиныМФУб и МФУ 12,
вакуум-фильтры «Украина-80» и «Горняк-140».
Применение этих машин и аппаратов позволило упростить технологические
схемы флотационно-фильтровальных отделений, облегчить их обслуживание,
снизить эксплуатационные затраты и повысить качественно-количественные пока-
затели процесса.
§ 2. Практика флотации углей в зарубежных странах
За последние годы обогащение углей флотацией в странах Западной Европы
и США быстро развивается. В Западной Европе большинство углеобогатительных
фабрик обогащают флотацией, как правило, только коксующиеся угли, а в США
флотация находит применение также для обогащения антрацитовых шламов.
Крупность обрабатываемого флотацией материала в различных странах раз-
лична: США — 0—0,6 мм; ФРГ — 0—0,5 (0,75) мм; Франция — 0—0,8 мм и
Великобритания — 0—0,5 (0,75 мм).
Содержание твердой фазы в пульпах, поступающих в настоящее время на фло-
тацию, находится в основном в пределах 100—240 г/л, за исключением отдельных
фабрик, на которых для улучшения режима водно-шламового хозяйства осу-
ществляется флотация сильно разбавленных пульп. В частности, на некоторых
фабриках США и Англии содержание твердого в пульпе в среднем составляет
около 7 % по объему.
На зарубежных фабриках при флотации шламов любой характеристики стре-
мятся в первую очередь к получению концентратов с низкой зольностью 6,5—9 %,
отходы при этом не всегда имеют высокую зольность. Иногда с целью получения
флотационного концентрата и отходов кондиционного качества выделяют неболь-
шую часть промежуточного продукта. При перечистке пенные продукты основной
флотации разбавляют чистой водой до 120—150 г/л.
За рубежом флотация осуществляется главным образом в механических и
субаэрационных машинах различных конструкций.
Основное применение в настоящее время на фабриках ПНР находят машины
механического типа польского производства ПА2, ПАЗ, И35.
В ПНР флотации подвергаются шламы с высоким содержанием твердого —
до 200—300 г/л. Применявшиеся ранее фенолсодержащие реагенты заменены ди-
зельным топливом, алифолем Н и некалем. Общий расход реагентов колеблется
от 0,8 до 2 кг/т. Применяемые схемы флотации показаны на рис. IX.55.
В ЧССР удельное участие процесса флотации при обогащении коксующихся
углей составляет около 10 %. Переработке подвергается шлам в основном круп-
ностью 0—0,5 мм, выделяемый на обесшламливающих грохотах. Флотируется
шлам с содержанием твердого до 300 г/л. Применяется перечистка концентрата
главным образом последних камер.
Из реагентов наибольшее приме-
нение находит флотокол (смесь 80 %
керосиновых фракций и 20 % много-
атомных спиртов). Применяются также
легко- и среднепоглотительные масла
и полигидрокспл алкоголя. Подача
реагентов при автоматическом их
дозировании на единицу твердого осу-
ществляется с помощью поршневых
насосов высокого давления.
В Остравско-Карвинском бассей-
не, являющемся основным угольным
бассейном страны, применяются ма-
шины «Денвер», за исключением обо-
гатительной фабрики при КХЗ «Побе-
доносный февраль», на которой уста-
новлены машины МС, оснащенные
блок-аэраторами чешского про-
Литание^-—.——— т	। Отходы
---П 7 И 3^887 8 |-р »
\____А________J
Концентрат Отходы
Концентрат
Рис. IX.55. Схемы флотации углей
в ПНР
418
Таблица IX.12
Влияние содержания твердой фазы в пульпе
на качество и выход продуктов флотации
Содер-
жание
твердой
фазы в
пульпе,
о/
/о
Расход
вспени-
вателя
«77», г/т
Кон цен трат
Отходы
Выход,
%
Золь-
ность,
о/
/о
Содер-
жание
серы, %
Выход,
ность,
Содер-
жание
серы, %
25,0
12,5
10,0
7,5
5,0
230
245
295
260
295
50,7
92,4
91,4
90,7
89,4
13,7
8,0
7,0
6,2
5,5
0,59
0,55
0,59
0,62
0,61
49,3
7,6
8,6
9,3
10,6
15,9
68,8
68,0
69,6
67,3
0,55
0,26
0,35
0,35
0,38
изводства. Машины, как
12 камер.
В США флотация углей
правило,
имеют длинный фронт: 8;	10;
получает все более широкое развитие, совершенст-
вуются технология и техника процесса.
Зольность питания на различных обогатительных фабриках США колеблется
в пределах 12—25 %. На флотацию поступают главным образом сливы гидро-
циклонов, подрешетные воды обесшламливающих грохотов и установок «Ворсил»
с содержанием твердого 50—90 г/л. Ранее в практике флотации углей США стре-
мились обогащать пульпы с высоким содержанием твердой фазы (Т : Ж = 1 • 3
или 1 : 4), считая, что тонкий материал <0,075 мм или сверхтонкий материал
<0,045 мм следует выделять из питания и считать его отходами. В настоящее
время это стремление изменилось, так как большая часть извлечения органиче-
ской части углей приходится на указанный класс.
Гранулометрический состав питания флотации «0,045 мм) приведен ниже:
Выход, %	.................... 2,3
Крупность, мм...................4-0,075
8,7	89
0,045—0,075	—0,045
Флотацию такого сверхтонкого материала рекомендуется проводить в очень
разбавленной пульпе с содержанием твердой фазы в ней 3—5 % (табл. IX. 12).
На некоторых фабриках имеет место выделение из питания флотации тонкого
« 0,074 мм) материала зольностью около 50 % и сброс его в хвостохранилища.
Это создает лучшие технологические условия для ведения процесса, но связано
с потерями части горючей массы.
В настоящее время на фабриках при сталеплавильных заводах США флоти-
руют угли при содержании твердого в пульпах 4—5 % по объему.
В качестве примера можно привести результаты флотации очень малозоль-
ного слива классификатора Дорра, содержащего 21,6 % твердого крупнсстью
>0,15 мм и 53,6 % твердого крупностью <0,045 мм.
Результаты флотации слива классификатора Дорра
Производительность, т/ч ...............
Содержание твердого, %	............
Зольность, %...........................
8,88	8,28	0,60
4,64	17,9	0,41
9,1	3,77	80,52
На фабриках «Пинакл» и «Ланкашир» № 25 (США) флотируется шлам круп-
ностью главным образом <0,2 или 0,3 мм с повышенным содержанием наиболее
тонких классов.
Гранулометрическая характеристика
питания флотации фабрики
< Пинакл»
Классы, мм
Выход, %
>0,83
0,6 — 0,83
0,42 — 0,6
0,3 — 0,42
0,2-0.3
0,17
0,17
0,5
1,5
4,09
Классы, мм
0,15—0,2
0,1 — 0,15
0,074 — 0,1
0,044 — 0,074
<0.044
Выход, %
9
8,34
11,26
12,43
52.54
14*
419
Показатели работы флотационных
Фабрика	Тип машины	Число камер	Производительность		Расход воздуха на каме- ру, м3/ч
			т/ч	м3/ч	
«Рентон»	«Денвер» DR-300	4	35—40	440—500	370
«Пенн-Алегени»	«Денвер» DR-300	3	25—30	370—420	330—380
«Пинакл»	«Вемко» № 120	4 п 5	37; 47	470—560	170—200
«Кистоун» № 5	«Вемко» № 120	3	30—32	370—420	190—220
«Ферел»	«Вемко» № 120		25—30	370—420	200—220
«Ланкашир» № 25	«Сайкло-Селл» 2400-S	5	8—10	130—160	50
Примечание. Повышенная зольность концентрата фабрики «Пинакль» объяс-
Для флотации легкофлотируемых углей используются только реагенты-
вспениватели, для большинства углей другой флотируемости применяются вспе-
ниватели совместно с собирателями. Из поверхностно-активных реагентов наи-
большее применение получили аэрофрос 70 (метилизобутилкарбинол), аэрофрос 73,
аэрофрос 77 и М-150 (смесь алкилзамещенных эфиров). Расходы аэрофросов не
превышают 0.2 кг/т, а М-150 — не более 0,3 кг/т.
Характеристика реагента М-150
Внешний вид ......................................... Жидкость
янтарного цвета
Температура начала кипения, °C ................... 310
Плотность при 25 °C, г/см3 ....................... 0,985
Растворимость в воде..............................Неограниченная
Давление пара при 20 °C, Па............................. 1,33
Летучесть, %	  100
Температура вспышки, °C:
в закрытом тигле ................................... 93
в открытом тигле .................................... 176
Пределы воспламеняемости............................ Неизвестны
Токсичная доза, мг/кг .................................. 3300
В качестве анолярных реагентов используются керосины,нефтяные и каменно-
угольные масла, мазуты. Расходы их составляют 0,3—1 кг/т.
По мнению американских специалистов, достаточно эффективными реаген-
тами для флотации углей являются каменноугольные масла и технический кре-
зол. Эмульгированное сосновое масло и керосин также часто обеспечивают хо-
рошие результаты.
Удельные расходы реагентов на фабриках США низкие, что объясняется их
высокой эффективностью и главным образом легкой флотируемостью шламов.
Подача реагентов в процесс осуществляется с помощью игольчатых клапа-
нов, стаканчиковых питателей и специальных поршневых насосов.
Вспениватель подается в слив гидроциклонов, в подрешетный продукт уста-
новок «Ворсил» или в приемный карман, а собиратель — в камеры флотационных
машин.
Наибольшее применение на фабриках США получили машины «Денвер-Суб-А»
№ 30, «Вемко-Фагергрин», «Сайкло-Селл». Начали внедрять машины «Вемко»
и «Денвер-ДК» с камерами большой вместимости.
Флотационные машины устанавливаются в короткие секции от 3 до 6 камер.
Производительность одной камеры «Вемко» № 120 вместимостью 8,1 м3 состав-
ляет около 8—10 т/ч (табл. IX. 13), в этих же пределах находится производитель-
ность машины «Денвер-ДК».
420
Таблица IX. 13
отделений на фабриках США
	Содержание твердого, г/л		Зольность, %			Расход реагентов, г/т	
	в пита- нии	в концен- трате	питания	концентрата	отходов	собира- теля	вспени- вателя
	70—90	200—230	14—16	7-7,5	50—60	300	50
	60—90	'	1 1	12—14	6,5—7	45—50	1	60—70
	80—85	180—200	16—18	8—8,5	50—60	——	250—300
	80—90	250—280	15—17	6,5—7,5	55—60	80	60—70
	60—80	180—220	12—14	6,5—7	50—55		70
	50—80		15—17	6,7—7,5	50—55			—	100-130
няется применением флотации для
осветления оборотной воды.
Показатели работы флотационных отделений фабрик США (см. табл. IX. 13)
характеризуются высоким качеством концентрата (зольность 6,5—7,5 %) и
низкой зольностью отходов (45—60 %).
Низкая зольность отходов флотации на приведенных фабриках является
следствием высоких требований к качеству концентрата по зольности и содер-
жанию серы, вынуждающих вести процесс с большими потерями горючей массы
в отходах. Однако низкая зольность отходов упрощает их обработку и складиро-
вание, так как они лучше обезвоживаются с небольшим (20—25 %) участием дру-
гих продуктов (скрубберные воды, сливы гидроциклонов и спиральных классифи-
каторов) на вакуум-фильтрах и складируются вместе с крупными отходами.
Пониженное содержание твердого в питании (50—90 г/л) и применение только
реагентов-вспенивателей ведет к получению флотационных концентратов с ма-
лым содержанием в них твердой фазы (180—230 г/л). Более высокое содержание
(250—280 г/л) твердого во флотационном концентрате наблюдается на фабриках,
применяющих для процесса оба реагента — вспениватель и собиратель.
На обогатительных фабриках США в большинстве случаев применяются про-
стые схемы флотации с получением первичного концентрата и первичных отходов
без дальнейшей перечистки полученных продуктов (рис. IX.56). Исходный шлам
поступает в камеру 3, пенный продукт камер 3—6 направляют на перечистку в го-
ловные камеры машины, а отходы удаляют из последней камеры.
Таблица IX.14
Результаты флотации шламов на обогатительной фабрике «Чемпион-1»
Крупность, мм	Исходный материал		Кон центр ат		Отходы	
	Выход, %	Ad, %	Выход. %	Ad, %	Выход, %	Ad. %
>0,3	16,5	8,6	17,5	4,1	4,5	62,7
0,147-0,3	34,5	7,7	35,5	5,1	31,5	77,3
0,074-0,147	21	15,2	21,5	8,5	16	78,9
<0,074	28	29,8	25,5	12,0	48	71,8
Суммарный класс	100	14,7	100	7,3	100	78,8
421
Сгущенный шлам
Реагенты
Рис. IX.56. Схема флотации на обогати-
тельной фабрике «Чемпион-1» (США)
Отводы
Контактиро$а;. иг пульпы г реагентами
(конто тмый чан)
Концентрат
Рис. IX.57. Схема флотации углей на
обогатительной фабрике «Тамаква» (США)
Шламовые воды
I I
Сгущение 1
Слив
Сгущение 2
jОсадок
Контактирование пульпы с
реагентами (контактный чан)
Флотация
Осадок
отвал
1
Концентрат
Слив
Отходы
Отходы
Отходы
Сгущение 3
____уJ Осадок
Контактирование пульпы с
реагентами (контактный чан)
Флотация
Ко н цен-
трат
Концентрат
Центрифугирование
। х
уФугат Концентрат
Результаты флотации по данной схеме приведены в табл. IX. 14.
Для флотации высокозольных и труднофлотируемых шламов, в частности
антрацитовых, на фабрике «Тамаква» иногда применяют более сложные схемы
флотации с дробной подачей реагентов (50 % в контактный чан и 50 % в камеры 2,
3 и 4), предварительным выделением из питания наиболее тонкого илистого ма-
териала, а также сгущением в цилиндрическом сгустителе отходов основной фло-
тации ц доследующей их доочисткой (рис, IX.57). Характерным в данной схеме
422
Таблица IX.15
Показатели работы флотационной установки на фабрике «Тамаква»
Показатели	Первый цикл флотации			Второй цикл флотации		
	Исход- ный	Концен- трат	Отходы	Исход- ный	Концен- трат	Отходы
Производитель- ность, т/ч	52	33,5	18,5	15,2	3,1	12,1
Содержание твер- дого, %	19	40,6	9,6	15,4	41,5	11,7
Выход, %	100	64,3	35,7	100	20,4	79,6
Зольность, %	30,1	12,9	60,8	61,4	24,1	70,7
Извлечение горю- чей массы, %	100	64,5	35,5	29,2	6	23,1
является то, что концентраты не подвергаются перечистке, а основное внимание
уделяется более полному извлечению горючей массы из отходов флотации
(табл. IX. 15).
Для классификации шлама перед флотацией на отдельных фабриках США
устанавливают гидроциклоны или грохоты.
В США проводятся исследования по удалению пиритной серы из каменно-
угольных шламов флотацией. В частности, разработана двухстадиальная схема
флотации, которая в настоящее время проходит промышленную проверку. По-
лученные результаты свидетельствуют о том, что на второй стадии возможно
получение флотационного продукта с повышенным содержанием пиритной серы
(до 5 % против 2,6 % в исходном продукте), имеющего низкую зольность (10—
15 %) при довольно большом выходе (5—6 % от исходного). Низкая зольность
продукта говорит о весьма существенных потерях угля и, следовательно, ставит
под сомнение целесообразность широкого применения схемы в промышленных
условиях.
Выполняются также научные работы в области масляной флотации (агломе-
рации) высокозольных (40—50 %) угольных шламов.
В США продолжаются исследования флотации узких классов углей. В част-
ности, на одной из углеобогатительных фабрик уголь крупностью <1,2 мм раз-
деляют на 3 класса, каждый из которых флотируют отдельно. Указывают, что
эффективность обогащения узких классов выше, чем класса <1,2 мм, что способ-
ствует снижению содержания твердого в оборотной воде.
В Великобритании перед флотацией шлам классифицируют на вибрационных
грохотах, в гидроциклонах или специальных классификаторах. Крупные зер-
нистые классы возвращают на гравитационные аппараты, а мелкозернистые на-
правляют в контактные чаны и далее во флотационные машины. Широкое распро-
странение получила схема прямой флотации без предварительного сгущения шла-
мов. В частности, по такой схеме работает фабрика «Манверс Мейн», на которой
шламовые воды обезвоживающих грохотов и фугат центрифуг подаются в клас-
сификатор (металлический конус диаметром 15 м), слив которого, содержащий ча-
стицы крупностью <0,75 мм, поступает на флотацию. Пульпа с небольшим содер-
жанием твердого подвергается флотации, что снижает производительность ма-
шин. Пенные продукты перед фильтрованием подвергаются вакуумному пенога-
шению. Обычно флотируются шламы крупностью менее 0,5 мм, но наблюдается
тенденция к увеличению верхнего предела крупности флотируемых зерен. На
фабрике «Нангавр» флотации подвергается уголь крупностью 0—1,5 мм
(табл. IX. 16).
На фабриках Великобритании в ряде случаев применяют раздельную фло-
тацию классов >0,2 и 0—0,2 мм, при этом классификацию, как правило, осуществ-
ляют в гидроциклонах.
423
Таблица IX. 16
Показатели работы флотационной установки
на фабрике «Нангавр»
Крупность, мм	Концентрат		Отходы	
	Выход, %	Зольность, %	Выход, %	Зольность, %
>1,5	5,0	3,6	3,2	70,3
0,4—1,5	25,7	4,2	34,2	72,1
0,2—0,4	20,3	5,5	22,7	76,2
0,1—0,2	20,6	7,9	21,5	80,4
0,05—0,1	15,2	9,1	10,8	79,7
0—0,05	15,2	12,4	7,6	77,8
Суммарный класс	100	7,1	100	76
В качестве аполярных реагентов используют газовые, дизельные, парафи-
новые и нефтяные масла, дистиллированные каменноугольные масла. Поверх-
ностно-активными реагентами служат крезолы, крезиловая кислота, сосновое
масло, ксиленолы. На некоторых фабриках через флотационные установки про-
пускают фенольные сточные воды коксохимических заводов. Эти воды обладают
вспенивающими свойствами. При флотации они обесфеноливаются (значительная
часть фенолов удаляется с пеной). Недостаток этого способа — повышенная кор-
розия обогатительных аппаратов и наличие остаточных фенолов в отходах фло-
тации.
Наиболее распространенной флотационной машиной в Великобритании яв-
ляется американская машина Денвер-Суб-А с двухсторонним пеносъемом.
На фабриках ФРГ наиболее распространенной является двухстадиальная
схема улавливания шлама в пирамидальных отстойниках и радиальных сгусти-
телях с последующим обогащением сгущенного продукта радиальных сгустите-
лей флотационным процессом.
Сгущенный шлам радиальных сгустителей разбавляется добавлением свежей
воды, фильтрата и подрешетного продукта обезвоживающих грохотов крупно-
зернистого шлама. Фильтрат направляется в начало процесса флотации с целью
использования содержащихся в нем остатков флотационных реагентов. Благодаря
этому предотвращается попадание их в оборотную воду.
Если ранее на фабриках ФРГ содержание твердого в питании флотации в сред-
нем составляло около 240 г/л, то в настоящее время оно не превышает 150 г/л.
Верхним пределом крупности флотируемых частиц шлама является 1 мм, но
в основном флотируется шлам крупностью менее 0,75 мм (табл. IX. 17). Участие
зерен крупнее этого размера в питании флотации незначительное, что очень важно
для получения высокозольных отходов.
Зольность питания флотации колеблется от 10 до 30 %, зольность концен-
трата — от 6 до 9,5 %, отходов — от 65 до 80 %.
Элементный состав органической массы шламов,
перерабатываемых на фабриках ФРГ, %
	С	Н	О	N	S
«Нидерберг» 		77,96	3,14	1,69	1,38	1,19
«Вальзум» 		60,79	3,56	3,19	1,10	1,26
«Гуго»		77,39	4,25	3,25	1,38	1,29
A(i
8,6
23,7
22,5
На фабриках ФРГ используются следующие флотационные реагенты: мон-
танолы различных марок; С-33 с торговым названием карбиноль-S; реагент Т
с торговым названием флотомасло; А и Т — фракции 220—360 °C каменноуголь-
ного среднего масла. На большинстве фабрик используется только один реа-
гент, обладающий свойствами вспенивателя и собирателя.
424
Таблица IX.17
Гранулометрическая характеристика шламов,
перерабатываемых на фабриках ФРГ
Крупность, ММ
«Нидерберг»		«Вальзум»		«Гуго»	
Выход, %	Золь- ность, ь % м '	Выход, %	Золь- ность, 0/ /о	Выход, о/ /о	Золь- ность, %
>0,75
0,75—0,5
0,5—0,315
0,315—0,1
0,1-0,63
<0,63
12,7
12,2
16,0
22,8
7,5
28,8
6,91
7,34
8,18
17,34
17,94
27,57
18,5	0,4
14,59	3,9
8,16	12,3
17,79	27,4
26,16	11,0
44,4	45,0
6,3
3,0
3,07
7,02
11,49
19,72
Суммарный класс
100
16,32
100
39,59	100
12,58
На фабриках ФРГ получили распространение различные схемы флотации.
Предпочтение, однако, отдается схемам с перечисткой пенного продукта. Ниже
приведены наиболее типичные для фабрик ФРГ схемы.
На фабрике ш. «Ганновер» флотация осуществляется в 20 флотационных ка-
мерах: из них 12 используются для основной флотации и 8 —для перечисткой
(рис. IX.58). Кондиционный концентрат снимается с восьми камер перечистной
флотации, а отходы направляются в 11-ю камеру основной флотации на перечи-
стку. Кондиционные отходы получаются с камер основной флотации.
Интересными в этой схеме являются подача исходного питания в несколько
камер и дополнительная перечистка отходов в основном цикле. Такое решение
возможно только при исключительно длинном фронте машины, что имеет место
на фабрике ш. «Ганновер».
На фабрике ш. «Нордштерн» работают две установки по пять камер для ос-
новной и по четыре — для перечистной флотации (рис. IX.59). Кондициониро-
вание пульпы с реагентами осуществляется в смесительной камере. Концентрат
основной флотации самотеком направляется на перечистку, первоначально по-
ступая в смесительную камеру, в которую подаются реагенты. Концентрат кон-
диционного качества получают только с четырех камер перечистной флотации,
а отходы с обеих установок. Около 70—80 % отходов выделяется на основной фло-
тации, а удаление их осуществляется через вмонтированную в конце машины Т-
образную трубку. Концентрат обезвоживается на трехдисковых фильтрах с по-
верхностью фильтрования по 30 м2 каждый. Отходы, обработанные флокулянтом
праестолем или седипуром, сгущаются до содержания твердого 350—400 г/л
Питание
Свежая
вода
j Концентрат 1
Реагенты
Отходы
Концентрат 2
Рис. IX.58. Схема флотации
фабрике ш. «Ганновер» (ФРГ)
на
Концентрат 2
Рис. IX.59. Схема флотации на фабрике
«Нордштерн» (ФРГ)
425
Отходы f

Питание
Отходы 2
Сбежав бода
Рис. IX.60. Схема флота-
ции на фабрике «Варндт-
Вельзен»
Концентрат 2
Концентрат f
в трех башенных сгустителях с поверхностью осветления 75 м2. Чистая вода от-
правляется в оборот или в сточную систему. Тщательно перемешанные отходы
обезвоживаются на автоматизированных фильтр-прессах.
Особое внимание обращено на то, чтобы крупность угля не превышала за-
данного размера, а количество материала, направляемого на флотацию, и содер-
жание в пульпе твердых частиц было постоянным. Крупные частицы из сгущен-
ного продукта радиального сгустителя отделяются на четырех дуговых ситах и
одном желобчатом сите длиной 2 м. Расход реагентов (смесь метилизобутилкарби-
нола (80 %) и полимероля (20 %) 100 г/т. Около 60 г/т реагентов подаются в сме-
сительную камеру основной флотации и около 40 г/т — в смеситель установки
перечисткой флотации. Указывается, что применение данной смеси исключает
необходимость операции пеногашения.
На фабрике «Варндт-Вельзен» фирмы «Саарбергверке» флотационное отде-
ление состоит из четырех параллельно установленных 10-камерных флотацион-
ных машин, четыре камеры каждой машины предназначены для перечистки
(рис. IX.60).
Схема предусматривает выделение в первых шести камерах отвальных от-
ходов и концентрата, направляемого на перечистку. Концентрат основной фло-
тации после разбавления чистой водой флотируется в четырех последних каме-
рах флотационной машины. Выгружаемый из них пенный продукт является ко-
нечным. Для разгрузки концентрата применено новое устройство в виде греб-
ковой решетки, которая охватывает всю поверхность камеры.
Показатели работы флотационного отделения следующие: зольность кон-
центрата 9,7 %,отходов78,5 %.
При флотации шламов с большим содержанием глинистых минералов, полу-
чаемые первичные концентраты с содержанием околоЗООг/л твердого разбавляются
чистой водой до 120—150 г/л при их перечистке во второй стадии флотации. При
этом в качестве чистой воды для регулирования содержания твердого как на ос-
новной, так и на перечистной операциях используются слив радиальных сгусти-
телей для коагуляции отходов флотации. Перечистная флотация применяется
для улучшения не только качества концентрата, но и эффективности его последую-
щего фильтрования. Перечистке подвергается, как правило, весь концентрат ос-
новной флотации, а не его часть, как это делалось ранее.
На ряде фабрик применяется автоматизация флотационного процесса с ис-
пользованием индуктивно-магнитного устройства для измерения расхода пульпы
и радиометрического устройства для определения содержания в ней твердой фазы.
Вычислительной машиной определяется количество твердого (т/ч) с учетом со-
держания твердой фазы, находящейся в воде, используемой для разбавления
пульпы. Это количество твердого сравнивается математически с тоннажем, за-
данным в качестве рабочего значения. После измерения содержания твердой фазы
подается сигнал, который включает двигатель, управляющий клапаном для по-
дачи из бака воды на разбавление, приводя тем самым фактическое значение со-
держания твердого к заданному.
При двухстадиальной схеме флотации подача воды для ’"разбавления
питания перечистной флотации осуществляется аналогичным образом с той
лишь разницей, что пульпа разбавляется до ’120 уг/л против 150 г/л на
основной.
На фабриках для флотации шламов установлены главным образом машины
«Минерале Сепарейшн», «Ведаг», «Бифлот» (с двумя зонами флотации) и создан-
ные в последние годы фирмой «Гумбольдт» прямоточные машины с качающимся
импеллером и импеллером со сложной поверхностью центрального диска с каме-
рой вместимостью 12 м3.
426
Таблица IX.18
Гранулометрический состав исходного шлама и продуктов
его обогащения на флотационной установке фабрики
при ш. «Фридрих Генрих»
Крупность, мм	Исходный шлам		Концентрат		Отходы	
	Выход, 9/ /0	Золь- ность, о/ /0	Выход, 0/ /0	Золь- ность, %	Выход, %	Золь- ность, %
>1	0,3	1,6	0,4	1,4	0,1	12,2
0,75-1	0,7	2,4	2,1	2,0	0,2	19,3
0,5—0,75	4,0	3,0	5,9	2,3	0,7	32,3
0,3—0,5	11,1	4,2	13,4	2,9	1,8	49,3
0,1—0,3	27,3	10,3	33,5	5,3	11,2	63,9
0,075—0,1	7,1	17,7	7,9	6,8	5,6	62,2
<0,075	49,5	34,5	36,8	14	80,4	70,9
Суммарный класс	100	21,8	100	8	100	68,8
В ФРГ на десяти обогатительных фабриках работают 16 машин «Вемко-
Фагергрин», которые, помимо флотации, применяются в схеме регенерации тя-
желых суспензий для извлечения угольных шламов из баритовой пульпы. Потери
утяжелителя по сравнению с потерями при обычном способе регенерации суспен-
зии снижаются на 60—70 %.
За последние 10 лет на фабриках ФРГ камерные машины заменялись прямо-
точными машинами, обеспечивающими более высокую производительность, хотя
и при несколько меньшей селективности, однако это считается оправданным на-
правлением. В частности, широкое распространение получили флотационные
машины «Гумбольдт-Ведаг», «Вемко-Зибтехник», «Денвер-ДК», «Галигер-Крупп».
На фабрике при ш. «Фридрих Генрих» во флотационном отделении вместо
старых машин была установлена шестикамерная машина «Вемко» № 144, осна-
щенная автоматическим устройством для регулирования уровня пульпы, поме-
щенным между третьей и четвертой камерами и на шестой камере. Гранулометри-
ческий состав питания и продуктов флотации (габл. IX. 18) свидетельствует о том,
что в машине «Вемко» № 144 достаточно удовлетворительно флотируются низко-
зольные частицы крупностью >0,5 мм, хотя высказывались опасения о возмож-
ности шламования машины частицами этой крупности. Шламы данной фабрики
относятся к легкофлотируемым, как и шламы большинства фабрик ФРГ. Содер-
жание твердого в питании установки около 100 г/л, схема флотации одностадиаль-
ная. Производительность до 100 т/ч.
Двухстадиальная флотационная установка фабрики при ш. «Вальзум»
оснащена пятикамерными пневмомеханическими машинами «Аджитейр» амери-
канской фирмы «Галигер Компани». На основной флотации установлена машина
с камерой вместимостью 14 м3, на перечистной — 10 м3.
На флотационную установку, производительностью до 100 т/ч (табл. IX. 19),
поступает, минуя радиальный сгуститель, часть шламовых вод с содержанием
твердого 75—90 г/л.
Немецкие специалисты считают, что благодаря небольшой удельной произво-
дительности машины [менее 1 т/(м3-ч)] и низкой концентрации твердого в пульпе
(менее 100 г/л) достигается оптимальное удаление серы (с 1,1 % до 0,32 %).
Практика флотации в СССР углей, самых различных по своей характеристике,
природе и при разных режимах ведения технологии процесса, не подтверждает
этого вывода. Надо полагать, что это, по всей видимости, связано с особыми фор-
мами образования, нахождения и раскрытия зерен пирита в углях ФРГ, но не
с технологией процесса.
На обогатительной фабрике при ш. «Проспер П» фирмой «Гумбольдт-Ведаг»
была введена в эксплуатацию пятикамерная пневмомеханическая флотомашина
с камерой вместимостью 16 м3 финской фирмы «Оутокумпу Оу». Она установлена
427
Таблица IX.19
Гранулометрический состав исходного шлама
и продуктов его обогащения на двухстадиальной флотационной
установке * фабрики при ш. «Вальзум»
Крупность, мм	Исходный шлам		Концентрат		Отходы основной флотации		Отходы перечистной флотации	
	Выход, % i 1					.	Зольность, 0/ /о	Выход, %	Зольность, 0/ /У	Выход, %	Зольность, 0/ /0	Выход, %	Зольность, о/ /0
>1 0,75—1,0 0,5—0,75 0,3—0,5 0,1—0,3 0,063—0,1 <0,063	0,1 1,0 4,3 8,1 22,7 13,0 50,8	9,5 6,0 8,0 9,1 13,4 26,9 48,0	0,9 5,2 10,7 28,6 14,6 40,0	3,0 1,7 2,6 6,7 7,2 15,3	0,3 0,9 4,7 5,0 6,9 14,1 68,1	10,7 9,1 14,1 29,4 58,5 72,2 79,1	1,9 2,7 5,9 6,6 82,9	6,4 12,6 38,8 51,9 71,5
Суммарный класс	100	32,1	100	9,5	100	70,3	100	65,8
* Установка оснащена флотомашинами «Аджитейр» фирмы «Галигер Компани».
в цикле основной флотации. Машина оснащена устройством для автоматического
регулирования уровня пульпы с помощью поплавка после второй и пятой камер.
На перечистной операции используется шести камерная флотомашина фирмы
«Гумбольдт-Ведаг» с камерой вместимостью 8 м3.
Качество продуктов флотации, получаемое на обеих стадиях процесса при
производительности свыше 100 т/ч по исходному шламу, приведено в табл. IX.20.
Зольность концентрата основной флотации после его перечистки снижается на
6,6 %, зольность отходов — почти на 13 %. Это в конечном итоге приводит к тому,
что зольность объединенных отходов составляет около 68 %, хотя на основной
флотации они являются достаточно высокозольными. Последнее свидетельствует
об удовлетворительной работе машины фирмы «Оутокумпу Оу».
Практика флотации углей на фабриках ФРГ располагает также опытом ра-
боты машины «Денвер-ДР». В частности, на фабрике при ш. «Лоберг» вместо 50 ка-
мер малообъемных машин различных типов установлены две пятикамерные ма-
шины «Денвер-ДИ—500» на основной флотации по одной на каждой секции.
Поскольку зольность шлама находится в пределах 30—33 % и в нем содержится
около 50 % материала крупностью <0,06 мм, применена перечистная флотация.
Содержание твердого в пульпе на основной флотации принимается равным 150 г/л
и на перечистной 120 г/л.
Замена на этой фабрике малообъемных машин машинами с камерами боль-
шой вместимости (14,3 м3) позволила весьма существенно снизить общий расход
энергии при улучшении технологических показателей процесса.
Реагенты на фабрики ФРГ поставляются в основном специализированными
фирмами и их выбор осуществляется в зависимости от практических задач.
Характеристика флотореагентов, применяемых на фабриках ФРГ
«Гуго» «Вальзум»
Плотность при 15 °C, кг/м3 .	. , . . ,
Вязкость, 1 О'®, м2/с .................
Нефтяная основа (алифатические соедине-
ния), %................................
Присадки ..............................
Вещества, экстрагирующие воду ....
848	851
5,72	5,97
95	95
Алкиламины, ксантаты
Соеди н ейи я	—
дитиофос-
форной
кислоты
428
Эти реагенты обладают как
собирательными, так и вспени-
вающими свойствами, т. е. они
являются комплексными реаген-
тами. Средний расход масел
составляет от 300 до 500 г/т
твердого. Реагенты подаются
в натуральном виде с помощью
поршневых дозирующих насо-
сов, производительность кото-
рых изменяется в зависимости
от их частоты оборотов и хода
поршня. При одностадиальной
флотации около 70 % реагента
подается перед первой камерой,
остальная часть — в третью
или четверную камеры. При
двухстадиальной флотации око-
ло 50% флотационного реагента
подается в первую камеру, 20 %
в третью камеру первой стадии
и 30 % — перед первой камерой
второй стадии, причем в этом
случае расход реагента на 30 %
выше, чем при одностадиальной
фл ота ци и. В р ем я фл ота ци и н а
основной флотации в среднем
составляет 4,5—7 мин, на пере-
чистной 4—6 мин.
Во Франции в бассейнах
Нор и Па-де-Кале содержание
мелочи в рядовых углях класса
крупностью <1 мм составляет
до 20 %, зольность ее — от 15
до 45 %.
Н а ф л ота ци ю и с сту п а е т
сгущенный продукт радиаль-
ных (в некоторых случаях
пирамидальных) сгустителей.
Сгущенный продукт из радиаль-
ных сгустителей откачивается
диафрагмовыми насосами в
зумпф, а затем направляется в
аппараты перед флотационными
машинами. Для перекачивания
устанавливаются также центро-
бежные насосы, однако в этом
случае для устранения нерав-
номерности подачи продукта на
флотацию перед классифика-
ционным грохотом (криволиней-
ным ситом) помещается емкость
с возвратом перелива в сгу-
ститель.
Размер отверстий в клас-
сификационном грохоте обеспе-
чивает отделение частиц круп-
нее 0,8 или 0,5 мм. Содержание
твердой фазы в пульпе при-
нимается в зависимости от
содержания тонких частиц и
*
Установка оснащена на первой стадии флотационными машинами фирмы «Оутокумпу-Оу», на второй — фирмы «Гумбольдт-Ведаг».
429
У
Концентрат 2
Проппродукт 2
Рис. IX.61. Схема флота-
ции на фабриках бассей-
нов Нор и Па-де-Кале
(Франция)
Рис. IX.62. Схема флота-
ции труднофлотируемых
шламов с получением про-
мпродукта без повторного
обогащения (Франция)
Рис. IX.63. Схема флота-
ции труднофлотируемых
шламов с получением
промпродукта при повтор-
ном обогащении (Фран-
ция)
особенно коллоидной глины, а также в зависимости от требуемой зольности
продуктов флотации. При 30 %-ном содержании частиц крупностью 0—0,1 мм
допускается концентрация 200—300 г/л, а при 50—70 % — не более 150 г/л.
Указывается, что при слишком сильном разбавлении пульпы увеличивается рас-
ход реагентов, уменьшается вероятность флотации более крупных классов
и снижается производительность машин.
В качестве реагентов применялись ксиленол, крезол и ряд других вспениваю-
щих веществ. В связи с сокращением производства ксиленола и широким разви-
тием флотации весьма успешно применяется метилизобутилкарбинол и особенно
сосновые масла. Такая замена позволила вывести фенолы из сточных вод фабрик.
Наибольшая гибкость процесса достигается при одновременном использовании
нефтепродуктов — газойля, керосина и др. Расход реагентов на фабриках бас-
сейнов Нор и Па-де-Кале составляет: ксиленола 250 г/т, керосина 200 г/т.
Большинство флотационных установок в данных бассейнах работает по схеме
с перечисткой части первичного концентрата (рис. IX.61).
Пенный продукт основной флотации с содержанием твердого около 300—
350 г/л перед повторным обогащением разбавляется водой до концентрации 150—
180 г/л. Реагенты (в основном вспениватели) вводятся при этом в третью камеру
перечистной операции.
Для особо труднофлотируемых шламов научно-исследовательским угольным
институтом «Сершар» была разработана схема, предусматривающая раздельную
флотацию классов 0—0,15 и >0,15 мм с применением перечистных операций для
каждого класса.
На большинстве флотационных установок бассейнов Нор и Па-де-Кале ис-
ходный шлам разделяют на флотационный концентрат и отходы без выделения
промпродукта. Однако в ряде случаев это не позволяет получить из шламов золь-
ностью 30 % концентрат зольностью менее 9 % и отходы зольностью более 70—
75 %. Поэтому с целью максимального извлечения углей из флотируемых шламов
и получения продуктов необходимого качества рекомендуется применение схем
с выделением промпродукта как самостоятельного, третьего продукта флотации
(рис. IX.62 и IX.63).
Во Франции в основном применяются машины «Минемет». На ряде углеобога-
тительных фабрик Франции установлены машины «Вемко-Фагергрип».
Раздел X
ОБЕЗВОЖИВАНИЕ ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
Обезвоживанием называют операцию, с помощью которой снижают
содержание влаги в углях.
В углях различают несколько видов влаги (см. раздел I), перемещение ко-
торой связано с преодолением сопротивлений, обусловленных свойствами твер-
дой фазы и силами связи с нею влаги.
Адсорбционную и внутреннюю влагу называют связанной.
Капиллярные силы и, следовательно, подвижность влаги в порах и промежут-
ках между зернами зависят от размера зерен и содержания влаги в углях. Чем
тоньше материал и меньше поры, тем значительнее капиллярные силы сцепления,
которые характеризуются капиллярным давлением:
р - 2<т cos 0/г,
где р — капиллярное давление, Па; о — поверхностное натяжение на границе
вода—воздух, равное 0,073 Н/м; 0 — краевой угол смачивания, градус; г —
радиус капилляра, м.
С увеличением угла 0, т. е. когда материал плохо смачивается водой, cos 0
и капиллярное давление уменьшаются, в результате чего создаются хорошие ус-
ловия для обезвоживания углей.
В практике обезвоживания капиллярная влага, заполняющая промежутки
между зернами пористой среды, удаляется частично при вакуумном фильтрова-
нии и почти полностью при центробежном фильтровании.
Эффект обезвоживания зависит как от применяемого оборудования, так и
в значительной мере от свойств углей. При этом первостепенное значение имеют
гранулометрический состав углей и их пористость, которые определяют содержа-
ние поглощаемой влаги (влагоемкость углей).
Эффективность процесса обезвоживания углей определяется по формуле
п - 100 (W — Гф)/Г,
где г] — эффективность, %; W — начальная влажность продукта, %; П7ф — фак-
тическое содержание влаги после обезвоживания угля, %.
На углеобогатительных фабриках применяются следующие методы обезво-
живания:
дренирование, т. е. стекание воды под действием собственной силы
тяжести. Этот метод обезвоживания осуществляется в бункерах, на неподвижных
грохотах и в элеваторах;
грохочение — обезвоживание под действием силы тяжести воды и
вибраций;
центрифугирование — обезвоживание в центробежном поле, осу-
ществляемое в центрифугах фильтрующего и осадительного типа;
осаждение в воде и уплотнение осадка, осуществляемое
в различного рода отстойниках, сгустителях (непрерывного и периодического
действия);
осаждение в гидроциклонах;
фильтрование через пористую перегородку с по-
мощью вакуума на вакуум-фильтрах или под избыточным давлением на фильтр-
прессах;
естественная сушка на складах;
термическая сушка в сушилках различных конструк-
ций.
431
Глава 1
ОБЕЗВОЖИВАНИЕ КРУПНЫХ И СРЕДНИХ КЛАССОВ
§ 1.	Обезвоживание углей в бункерах
Процесс обезвоживания угля в бункерах основан на дренировании внешней
влаги через каналы, образованные частицами угля. Обезвоживанию в бункерах
могут подвергаться обогащенный уголь, промпродукт и отходы.
Время обезвоживания крупного концентрата (>13 мм) составляет 6—8 ч,
мелкого (0,5—13 мм) 16—24 ч.
Обезвоживающие бункера выполняют из железобетона. В нижней пирами-
дальной части устанавливают дренажные решетки или дренажные трубы по вы-
соте бункера. Затвор бункера перфорирован для удаления влаги.
Продолжительность цикла обезвоживания в бункерах
Т ~ ti + t2 + t3 +
где — время заполнения бункера; /2 — время обезвоживания; t3 — время вы-
грузки обезвоженного материала; — время очистки бункера.
С учетом неравномерности работы фабрики число необходимых бункеров п
определяется по формуле
п [(G + /2 ф G + /4)Л1] + (1 > 2) - (776) (I 2).
Эксплуатируют бункера по графику, разработанному для каждого конкрет-
ного случая. В последние десятилетия применение бункеров резко сократилось.
Они остались лишь для обезвоживания отходов и гидросмеси, поступающей из
гидрошахт.
§ 2.	Обезвоживание в элеваторах
Обезвоживание концентрата, промпродукта и отходов происходит в элева-
торах (табл. Х.1) при транспортировании материала из классификаторов, ба-
гер-зумпфов, отсадочных машин, моечных желобов и шнековых сепараторов.
Ковши обезвоживающих элеваторов изготовляются из листовой*стали тол-
щиной 4—6 мм. В передней части ковша имеются штампованные продолговатые
отверстия, расположенные в шахматном порядке под углом 30° к вертикали. Бо-
ковые стенки ковшей сплошные.
Обезвоживающие элеваторы устанавливаются под углом 60—75°, что способ-
ствует лучшему стоку’воды.
Таблица Х.1
Технические характеристики обезвоживающих элеваторов ЭО
Параметр	ЭО-4	ЭО-4С	ЭО-6	ЭО-6С	эо-ю
Производительность, т/ч	9—38	15—61	19—77	31 — 123	48—193
Вместимость ковша, л	20	16	50	40	125
Ширина ковша, мм	400	400	650	650	1000
Шаг ковшей, мм	640	320	800	400	800
Скорость движения ковшей, м/с		0,17	0,!	25	0,38
Длина элеватора, м Масса элеватора, т:	До 30	До с0	До 30	До 25	До 25
при длине 14 м	10,45	11,5	16,63	18,93	22,11
»	»	18 м	13,1	14,15	20,26	24,15	25,96
Изготовитель — Ворошнловградский завод угольного машиностроения им. Пар-
хоменко.
432
Процесс обезвоживания начинается
после того как нагруженный ковш под-
нимается над уровнем воды, заполня-
ющей нижнюю часть элеватора. Длина
зоны обезвоживания не должна быть
меньше 4 м по вертикали.
Производительность обезвоживающе-
го элеватора определяется по формуле
Q —
где Q — производительность элевато-
ра, т/ч; I — объем ковша, м3; р — плот-
ность разрыхленного материала, кг/м3;
н — коэффициент заполнения ковшей,
равный 0,5—1; v— скорость движения
цепи, м/с; а — расстояние между ковша-
ми’(шаг ковшей), м.
Если ковши расположены через звено
цепи, то а равно двойному шагу цепи.
Значение р принимается: для углей
900 кг/м3; для отходов 2000 кг/м3; для
промежуточного продукта 1200 кг/м3.
Время обезвоживания материала
в ковшах принимается: для крупного
Рис. X.I. Обезвоживающий элева-
тор усовершенствованной конструк-
ции
материала 20—25 с; для мелкого мате-
риала 40—50 с, что соответствует скорости
цепи элеватора соответственно 0,2—0,3
и 0,15—0,18 м/с.	\
Мощность привода Л/ (кВт/ц) обезвоживающего элеватора определяется по
эмпирической формуле
W = Qtf/165,
где Q — производительность элеватора, т/ч; Н — вертикальная высота подъема, м.
Эффективность обезвоживания различных материалов в ковшах элеваторов
зависит не только от крупности обезвоживаемого материала, но и от степени за-
грязнения оборотной воды, высоты обезвоживающей части элеватора и скорости
движения цепи.
После обезвоживающих элеваторов влажность продуктов составляет: 10—
14 крупных отходов; 16—20 мелких отходов, 10—16 крупного промпродукта;
18—25 % мелкого промпродукта.
Обезвоживающие элеваторы имеют два вида ковшовых лент: с сосредоточен-
ным расположением ковшей, у которых все ковши выполнены с водоотводящими
листами и расположены на каждом шаге цепи (рис. X. 1), и с рассредоточенным рас-
положением ковшей, у которых ковши выполнены с дополнительной водоотводя-
щей стенкой.
Преимущество элеваторов с сосредоточенным расположением ковшей состоит
в том, что позволяют увеличить угол наклона элеватора, повысить его производи-
тельность в 1,5 раза и снизить влажность обезвоживаемого продукта на 1—2 % .
§ 3.	Обезвоживание на грохотах
Обезвоживанию на грохотах различных конструкций подвергаются крупный
и мелкий концентрат, крупнозернистый шлам, промпродукт и отходы. Для этой
цели применяются сита предварительного обезвоживания, конические непод-
вижные и подвижные грохоты.
В отличие от обезвоживания в бункерах и элеваторах, где обезвоживаемый
продукт неподвижен, на обезвоживающих грохотах отделение воды происходит
при передвижении материала по ситу. Это в значительной степени интенсифици-
рует процесс, особенно на подвижных грохотах, где материал не только движется
по грохоту, но и все время разрыхляется и перемешивается.
433
Рис. Х.2. Плоское
неподвижное сито
для предваритель-
ного обезвожива-
ния
Для обезвоживания продуктов обогащения наибольшее распространение на
углеобогатительных фабриках получили грохоты следующих типов: ГСЛ (гро-
хот самобалансный), ГРЛ (грохот резонансный), ГРД (грохот резонансный двух-
коробный), ГИСЛ (грохот инерционный самобалансный легкого типа).
Грохот ГСЛ предназначен для мокрой классификации углей, антрацитов,
обезвоживания продуктов обогащения, отделения шлама, отмывки утяжелителя.
Для предварительного обезвоживания концентрата отсадочных машин или
их питания применяются неподвижные плоские щелевые сита, вмонтированные
в питающий желоб (рис. Х.2). Подрешетная вода удаляется через специальный
патрубок поддона. Сито устанавливается под небольшим углом при незначитель-
ном обезвоживании материала и под углом 25—35° при более полном удалении
влаги. Длина сита обычно составляет около 2 м, а ширина соответствует размеру
желоба.
Для предварительного обезвоживания питания отсадочных машин и обес-
шламливания углей широко применяются грохоты-классификаторы (см. раздел
IV, гл. 2).
Из обезвоживающих механических грохотов наибольшее распространение
получили быстроходные качающиеся, вибрационные, резонансные и инерцион-
ные. Они обеспечивают наиболее энергичное встряхивание материала и интенсив-
ное удаление влаги. Описание конструкций и принципа работы этих грохотов
приведено в разделе III.
Удельная производительность обезвоживающих грохотов зависит от круп-
ности обезвоживаемого материала, размера отверстий и живого сечения сит:
Крупность угля, мм..................... >13	0,5—13	<0.5
Размер отверстий сит, мм .................. 1	1 — 0.5	0.3 —0,5
Удельная производительность, т/(ч-м2)	. .	12 — 15	6 — 10	1—2
Влажность углей, обезвоженных на подвижных грохотах, зависит от их
свойств и крупности, интенсивности встряхивания, размера отверстий сит, длины
грохота. В среднем влажность концентрата, обезвоженного на грохотах, равна:
6—12 крупного, 10—14 мелкого и 22—28 % шлама.
Глава 2
ОБЕЗВОЖИВАНИЕ УГЛЕЙ МЕЛКИХ КЛАССОВ ЦЕНТРИФУГИРОВАНИЕМ
Обезвоживание углей мелких классов в центрифугах осуществляется под
действием центробежных сил.
Использование центробежных сил, ускорение которых в десятки и сотни
раз превосходит ускорение силы тяжести, обеспечивает высокую интенсивность
отделения влаги от обезвоживаемых углей. Характерным безразмерным пара-
434
1500 ->
moo -
2000-t
1000 -
1300 -
1200 —
1100 -
1000 -
*	500-
“ 1 $00
- moo v-
- 1200
- юоо £
ъ
— 800
900 —
Схема
пользобанал
В Фр п
- 600 3
<ъ
- 500
— ЦОС
у
Е
о
- 300 £
у
г
я
ъ
800-*
>
20-1
*—200
Рис. Х.З. Номограмма для определения фактора разделения цен-
трифуги
метром, показывающим, во сколько раз ускорение центробежной силы ап больше
ускорения силы тяжести g, является фактор разделения Фр, который может быть
определен по формуле
Фп = ан/S «112- 10"5п2/?,
где и — частота вращения ротора, мин"1; R — радиус вращения, м.
Фактор разделения для конкретной центрифуги можно также определить
с помощью номограммы (рис. Х.З).
Центрифуги по характеру происходящих в них процессов разделяют на филь-
трующие и осадительные.
Фильтрующие центрифуги служат для обезвоживания продуктов обогаще-
ния мелких углей (концентратов и промпродуктов). В осадительных центрифугах
осуществляется классификация и обезвоживание угольных шламов и продуктов
флотации.
Фильтрующие центрифуги имеют вибрационную, шнековую и центробежную
выгрузку осадка, осадительные центрифуги — только шнековую выгрузку осадка.
Фильтрующие центрифуги обычно оснащены роторами конической формы, рас-
положенными вертикально либо горизонтально. Отечественные осадительные
центрифуги выпускают с роторами цилиндроконической конфигурации, имею-
щими горизонтальную ось вращения (в некоторых зарубежных конструкциях
роторы расположены вертикально).
В настоящее время на углеобогатительных фабриках наибольшее распро-
странение получили отечественные вертикальные фильтрующие центрифуги
ФВВ-100 (НВВ-1000) с вибрационной выгрузкой осадка и ФВШ-950 (НВШ-1000)
со шнековой выгрузкой.
435
§ 1. Центрифуги фильтрующие
Процесс центробежного фильтрования разделяется на три периода: образо-
вание осадка, уплотнение осадка и его механическая сушка.
Первый период представляет собой обычное фильтрование под давлением
(напором), создаваемым центробежной силой. В течение второго периода осадок,
находящийся на внутренней перфорированной поверхности ротора и являю-
щийся двухфазной системой, постепенно уплотняется. Структура осадка в этот
период характеризуется более плотным расположением твердых частиц. Сбли-
жение частиц связано с уменьшением объема пор осадка и, следовательно, с уда-
лением из них жидкой фазы. К началу третьего периода осадок становится трех-
фазной системой, так как его поры частично заполняются воздухом, а жидкость
остается главным образом в местах контактов частиц, образуя мениски.
При обезвоживании мелкого концентрата или промпродукта в фильтрующих
центрифугах первый период центробежного фильтрования практически отсут-
ствует, так как в центрифуги поступают уже предварительно обезвоженные на
грохотах продукты.
Производительность фильтрующих центрифуг определяется скоростью пере-
мещения осадка, толщиной его слоя и геометрическими размерами ротора.
В центрифугах со шнековой выгрузкой осевая скорость перемещения осадка
определяется геометрическими и кинематическими характеристиками шнека
v cw2 + £ш»
где v — осевая скорость перемещения осадка, м/с; /гоТп — относительная частота
вращения шнека, мин-1; D—средний диаметр ротора, м; £ш — шаг шнека, м.
В центрифугах с вибрационной выгрузкой средняя скорость движения осадка
в роторе зависит от частоты и амплитуды его колебаний, диаметра, угла наклона
образующей к оси вращения, частоты вращения, а также плотности и коэффи-
циентов внешнего трения исходного и обезвоженного продуктов. Скорость дви-
жения осадка по ротору в вибрационных фильтрующих центрифугах составляет
0,3—0,6 м/с.
Практика эксплуатации фильтрующих центрифуг показала, что наибольшее
влияние на влажность обезвоженного мелкого концентрата оказывает его грануло-
метрический состав и особенно содержание частиц размером менее 0,5 мм.
Степень обезвоживания в центрифугах зависит также от центробежной силы,
удельной нагрузки на фильтрующее сито, характера фильтрующей поверх-
ности, живого сечения сит, времени пребывания осадка в роторе, работы транс-
портных устройств, равномерности нагрузки и др.
Унос угля в фугат зависит от гранулометрического состава обезвоживае-
мого материала, его разжиженности, удельной нагрузки, размера щелей сит,
центробежной силы и др.
Зависимость между влажностью обезвоженного продукта и содержанием
класса 0—0,5 мм в питании центрифуг выражается следующими уравнениями:
для центрифуг со шнековой выгрузкой
Г - 7,5+0,1у_0)6;
для центрифуг производительностью до 100 т/ч с вибрационной выгрузкой
Г = 7,9+ 0,163у_0}5;
для центрифуг производительностью до 250 т/ч с вибрационной выгрузкой
6,9 + 0,163^0,5,
где W — содержание влаги в обезвоженном продукте, %; у_о,5 — содержание
класса 0—0,5 мм в питании центрифуг, %.
Средние показатели работы фильтрующих центрифуг следующие:
Влажность %:
питания................................................До	25 — 30
осадка................................................ 7—10
Унос твердого в фугат, %	.............................. 3 — 5
436
Однако не на всех фильтрующих центрифугах получают одинаковую влаж-
ность обезвоженного продукта. Например, если в обезвоживаемом продукте со-
держится 10 % частиц размером <0,5 мм, то влажность осадка в центрифугах
со шнековой выгрузкой составляет около 8,5 %, в центрифугах производитель-
ностью до 100 т/ч с вибрационной выгрузкой 9,5 %, а производительностью до
250 т/ч 8,5 %. Снижение влажности осадка в вибрационных центрифугах боль-
шой производительности достигается более длительным пребыванием материала
в роторе вследствие увеличения длины последнего. Для получения постоянных по-
казателей обезвоживания очень важно иметь стабильную нагрузку на центрифуги
любого типа. При резких колебаниях количества подаваемого материала ухуд-
шаются как качество обезвоживания, так и условия эксплуатации центрифуги.
Изменение влажности обезвоживаемого материала от 12 до 30 % практи-
чески не сказывается на конечной влажности осадка и почти не влияет на вели-
чину уноса твердой фазы с фугатом. Дальнейшее повышение влажности питания
резко увеличивает потери угля с фугатом, хотя влажность осадка при этом мо-
жет оставаться неизменной или в отдельных случаях даже снижаться.
В фильтрующих вибрационных центрифугах меньше измельчается уголь и
имеет место более низкий унос твердого с фугатом, чем в шнековых фильтрующих
центрифугах, однако последние позволяют получать осадок влажностью на 1—
1,5 % меньше.
Центрифуги ФВШ-950 (рис. Х.4) со шнековой выгрузкой
осадка.
Обезвоживаемый уголь поступает на распределительный вращающийся диск
и центробежными силами отбрасывается на поверхность фильтрующего ротора.
При движении угля вниз по ротору вода (фугат) под действием центробежных сил
через сито удаляется в камеру кожуха.
Главным узлом всех фильтрующих центрифуг, обеспечивающим технологи-
ческую эффективность, являются сита ротора, на поверхности которых происходит
процесс отделения влаги от угля. Интенсивность отделения влаги во многом за-
висит от зазора между лопастями шнека и ситом, шероховатости, живого сече-
ния поверхности последнего и от других факторов.
Техническая характеристика шнековой фильтрующей
центрифуги ФВШ-950
Производительность по влажному углю, т/ч...................... 100
Ротор:
максимальный диаметр, мм...................................1000
угол конусности, градус .	........................... 2 0
частота вращения, миН“* .	  600
Мощность электродвигателя, кВт ............................... 4 0
Габаритные размеры, мм:
длина..................................................... 2450
ширина ...................................................1680
высота....................................................1400
Масса, т........................................................ 3,6
Изготовитель — Ворошиловградский завод угольного машиностроения
им. Пархоменко
Центрифуги с вибрационной и центробежной выг-
рузкой осадка (табл. Х.2). Вибрационные фильтрующие центрифуги вы-
пускаются с вертикальным и горизонтальным расположением ротора. Положение
ротора в пространстве практически не влияет на эффективность работы вибра-
ционных центрифуг. Основным принципиальным отличием вибрационных центри-
фуг ФВВ-100 (НВВ-1000), ФВВ-150 (ЦВП-1500) и ФГВ-132 (ВГ-1320) от ранее
выпускавшейся центрифуги ВГ-1 является способ возбуждения колебаний ро-
тора. В них обеспечивается стабильность амплитуды колебаний ротора независимо
от технологической нагрузки. Центрифуга ВГ-1, снабженная инерционным виб-
ратором самобалансного типа, довольно чувствительна к повышенным нагрузкам
по питанию, что явилось одной из причин прекращения ее выпуска.
На рис. Х.5 показана вертикальная вибрационная центрифуга ФВВ-100.
Вертикальная центрифуга ФВВ-150 конструктивно существенно отличается
от центрифуги ФВВ-100. В ней предусмотрена установка конического фильтрую-
щего ротора меньшим основанием вверх, что позволяет применить распредели-
437
4
5
6
7
Рис. ХЛ. Вертикаль-
ная шнековая фильт-
рующая центрифуга
ФВШ-950:
1 — редуктор; 2— прием-
ник осадка; 3 — прием-
ник фугата; 4 — фильт-
рующий ротор; 5 —
распределительный диск;
6 — транспортный шнек£
7 — электродвигатель
Таблица Х.2
Технические характеристики фильтрующих центрифуг
с вибрационной и центробежной выгрузкой осадка
Параметр
Производительность по
твердому, т/ч
Ротор:
максимальный диа-
метр, мм
угол конусности, гра-
дус
Частота, мин Ч
вращения
вибраций
Мощность электродвига-
теля, кВт
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, т
ФВВ-100
ФВИ-100
ФВВ-150
ФГВ-132
100	80	350	250
1000	1000	1500	1320
10	10	13	12
420	420—470	350—400	300—400
1600— 1800	'1	1400—1800	1570—1620
23	20	60	43
2900	2445	3900	2995
2165	2165	2700	2510
1560	1860	1950	2385
3,8	3,6	6	6
Рис. Х.5. Вертикальная вибрационная фильтрующая центрифуга ФВВ-1000:
1 — загрузочное устройство; 2 — вибрирующий ротор; 3,7 — электродвигатели; 4 —
штатив; 5 - шатун; 6 — коленчатый вал; 8, 9 — резиновые амортизаторы; 10 — наруж-
ный кожух; 11 — внутренний кожух; 12 — головка возбудителя вибраций; 13 — кор-
пус головки
439
Рис. Х.6. Горизонтальная вибрационная фильтрующая центрифуга ФГВ-132:
1 — фильтрующий ротор; 2 — распределительный конус; 3 — блок резиновых амортиза-
торов; 4 — электродвигатель привода вращения ротора; 5 — вибропривод; 6 — электро-
Д вигатель привода вибраций ротора; 7 — циркуляционная масляная система
тельное устройство, исключить отдельный сборник фугата, расположить камеру
для приема обезвоженного осадка непосредственно под ротором.
Горизонтальное расположение ротора центрифуги ФГВ-132 (рис. Х.6) обес-
печило более простую компоновку основных узлов машины, значительно упро-
щающую ее эксплуатацию, равномерное распределение исходного угля по вну-
тренней поверхности ротора с помощью раскручивающего конуса, легкий доступ
к узлу вибропривода и опорным подшипникам при их осмотрах и ремонте. От-
пала также необходимость в специальном сборнике фугата.
В центрифугах ФГВ-132 и ФВВ-150 впервые в качестве основных и шатунных
упругих связей применены резинометаллические амортизаторы, работающие на
сдвиг, что позволило обеспечить большую динамическую устойчивость роторов
значительных массы и габаритов, чем при применении амортизаторов, работаю-
щих при деформациях сжатия (например, в вибрационных центрифугах ФВВ-100).
В центрифуге с инерционной выгрузкой осадка ФВИ-100, предназначенной
для обезвоживания антрацитового концентрата крупностью 0—13 мм, использо-
ваны основные узлы серийной вибрационной центрифуги ФВВ-100. Ее особенно-
стью является наличие на дне конического ротора специальной сферической встав-
ки, исключающей применение осевых вибраций ротора для транспортирования
осадка.
В фильтрующих центрифугах с вибрационной и центробежной выгрузкой
осадка, как и в шнековых центрифугах, основным узлом, влияющим на техноло-
гические показатели, является обезвоживающая поверхность. При недостаточно
гладкой поверхности сит продвижение по ним материала затормаживается, вслед-
ствие чего увеличивается толщина слоя и резко ухудшается его обезвоживание.
440
§ 2. Центрифуги шнековые осадительные
Процесс, происходящий в роторе работающей под нагрузкой шнековой оса-
дительной центрифуги, включает три основные периода: осаждение частиц твер-
дой фазы; транспортирование образовавшегося осадка витками шнека по ротору
и обезвоживание осадка после его выхода за пределы жидкостного стакана в ко-
нической части ротора.
Поток жидкости в роторе осадительной центрифуги движется от места подачи
к сливу по линиям тока, повторяющим конфигурацию внутренней стенки ротора.
Скорость потока имеет осевую и радиальную составляющие, которые убывают по
мере удаления от оси вращения.
Количество и крупность частиц, удаляемых в фугат и выделяемых в осадок,
зависят от гидродинамических особенностей внутрироторного потока и свойств
твердой фазы. Распределение твердой фазы между фугатом и осадком принято
оценивать величиной dc]), представляющей собой крупность бесконечно узкого
класса частиц одинаковой плотности, одна половина которого извлекается в оса-
док, а другая уходит в слив. Этот показатель определяется по следующей упрощен-
ной формуле
rfcp= 1,92 • 10-2 1<(?/[со2(1/Сл + 0,ЗИраб)].
где dcp — средний размер частиц, мкм; Q — производительность центрифуги
по пульпе, м3/ч; со — частота вращения ротора, с"1;	— объем сливного ци-
линдра, м3, Vpa6 — объем проточной части (за вычетом застойных зон), м3.
При наличии суммарной кривой гранулометрического состава питания цен-
трифуги пользуясь вышеприведенной формулой, можно легко определить извле-
чение зерен этой же крупности в осадок.
Образовавшийся осадок непрерывно перемещается шнеком в сторону разгру-
зочных окоп в узкой части ротора.
Производительность центрифуги по осадку с достаточной точностью может
быть подсчитана по формуле
Qoc 1.65 • 10-5/щЛ«отн k у (лРср)2 + 12ш tg (ак + аос),
где Qoc — производительность центрифуги по осадку, т/ч; 7Ш — шаг шнека, см;
Л — плотность осадка, кг/м3; п0 н — частота вращения шнека относительно
ротора, мин"1; k — коэффициент снижения скорости транспортирования (для
флотационного концентрата и шлама k == 0,6; для отходов флотации k = 0,5);
Dcp — средний диаметр ротора, см; ак — угол между образующей ротора и осью
его вращения, градус; аОс — угол откоса свободной поверхности валика осадка
(для флотационного концентрата и шлама аос — 20—25°, для отходов флотации
«ОС= 6—12°).
Под действием центробежных сил осадок, передвигаемый по конической
части ротора, обезвоживается. Жидкая часть отжимается из уплотняющегося
осадка и стекает по его поверхности вдоль спирального шнекового канала в зону
оса ждения.
Уплотнение осадка и его влажность в значительной мере зависят от содержа-
ния тонкодисперсных частиц в твердой фазе и в целом от его гранулометрического
состава. Влажность осадка зависит также от температуры поступающей в центри-
фугу водоугольной смеси,так как она влияет на плотность и вязкость жидкой фазы.
Номограмма (рис. Х.7) позволяет с достаточной точностью определять влаж-
ность IFOC обезвоженного осадка по содержанию в нем частиц размером менее
74 мкм и его температуре.
Технологическая эффективность т| (%) осадительных центрифуг оценивается
степенью извлечения в осадок твердой фазы, т. е.
п = 100 (С, - С2)/С\,
где и С2 — содержание твердого соответственно в питании и фугате центри-
фуги, о/о.
В зависимости от характеристики материала, режима работы центрифуги
и ее конструкции технологическая эффективность осветления изменяется от 55
До 90 %.
441
Осадительные центрифуги НОГШ-1350 широко применяются на фабриках,
обогащающих антрациты и другие энергетические угли, для обезвоживания не-
обогащенных шламов и реже для флотационных концентратов. При обезвожи-
вании концентратов флотации коксующихся углей осадительные центрифуги
дают более низкие технологические показатели, чем дисковые вакуум-фильтры.
Так, влажность обезвоженного осадка осадительных центрифуг на 3—5 % выше,
а унос твердой фазы с фугатом в 2—2,5 раза больше, чем на дисковых вакуум-
фильтрах. Примерные технологические показатели шнековых осадительных цен-
трифуг НОГШ-1350 следующие: унос твердого в фугат 25—35 %; влажность осадка
концентратов флотации 25—35 %, влажность осадков шлама 20—26 %.
Принципиальная схема шнековой осадительной центрифуги НОГШ-1350
показана на рис. Х.8.
Пульпа подается во вращающийся ротор вначале по питающей трубе, а за-
тем через отверстия в шнековом роторе. Под действием центробежной силы в ро-
торе образуется жидкостной цилиндр, геометрические размеры которого опреде-
ляются конфигурацией ротора и уровнем сливных окон. Твердые частицы, ко-
торые под действием центробежной силы оседают на внутренней поверхности
ротора, транспортируются к его сужающемуся концу вращающимся соосно
с ним шнеком. Частота вращения шнека отличается от частоты вращения ротора.
Разгрузка осадка производится через специальные окна, а отделенная от твердой
фазы жидкость с небольшим содержанием тонких твердых частиц сбрасывается
через сливные окна.
Центрифуга НОГШ-1350 имеет цилиндроконический ротор. Для повышения
срока службы этой центрифуги при обработке антрацитовых шламов, обладаю-
щих повышенными абразивными свойствами, выпускается центрифуга
НОГШ-1350И в износостойком исполнении. В этой модели все части рабочих ор-
ганов (шнек, шнековый барабан, загрузочные и разгрузочные насадки), находя-
442
5^6	7 8	$	, fO 11
Рис. Х.8. Принципиальная схема шнековой осадительной центрифуги НОГШ-1350:
£ “	о ~ редуктор; 3 — сливное окно; 4, 8 — патрубки; 5 — шнек в виде ленточной спирали; 6 — направляющее приспособление;
7 ротор, 9 — конический шнековый ротор; 10 — шнек в виде сплошной спирали; 11 — окна для выгрузки обезвоженного продукта- 12 —
питающая труба; 13 — предохранительный клапан, направляющий питание мимо машины; 14— амортизатор
Рис. Х.9. Центрифуга НОГШ-1320Ф
щиеся в контакте с обрабатываемым продуктом, защищены абразивостойкими ма-
териалами или целиком выполнены из них.
Наряду с указанными типами машин для более глубокого обезвоживания
шламов и флотационных концентратов, обезвоживание которых на дисковых ва-
куум-фильтрах осуществляется неудовлетворительно, разработана и серийно
производится осадительно-фильтрующая центрифуга НОГШ-1320Ф (рис. Х.9).
Ротор этой центрифуги состоит из двух ступеней. Фильтрующая ступень осна-
щена шпальтовым ситом с зазором между колосниками 0,2—0,3 мм. Она охваты-
вает коническую часть ротора. Такое расположение позволяет сохранить необ-
ходимые длину и объем осадительной ступени ротора и в то же время облегчить
конструкцию центрифуги. Фильтрующая ступень снабжена шнеком, навитым на
наружную поверхность конической части осадительного ротора.
Кинематическая схема осадительно -фильтрующей центрифуги устроена
так, что вращение фильтрующей ступени сообщает шнековый ротор осадительной
степени, а не основной ротор. Это способствует более равномерному распределе-
нию материала по фильтрующей поверхности.
В центрифугах НОГШ-1350 и НОГШ-1320Ф применены комбинированные
шнеки — сплошные в конической части ротора и ленточные в цилиндрической.
Кроме того, коническая часть шнеков в этих центрифугах для лучшего обезво-
живания осадка выполнена в виде прерывистой спирали из отдельных секторов,
смещенных по оси друг относительно друга.
Технические характеристики шнековых и осадительно-фильтрующих центрифуг
НОГШ-1350;
НОГШ-1350И
НОГШ-1320Ф
Производительность:
по пульпе, ма/ч......................... 250
по твердому, т/ч............... 25 — 35
Ротор:
максимальный диаметр, мм . . .	1350
общая длина, мм ................... 1987
угол конусности ступени, градус:
осадительной.......................... 15
фильтрующей........................... —
частота вращения, мин"1	. .	.	800
Максимальный фактор разделения	500
Мощность электродвигателя,	кВт	. .	160
Габаритные размеры, мм:
длина........................ 4100
ширина ............................ 3700
высота ............................ 1830
Масса (в комплекте), т.................... 12
250
40
1320
2000
15
15
800
500
160
4250
3655
1850
15,8
Зависимость влажности Ц70с (%) обезвоженного в осадительно-фильтрующей
центрифуге осадка от содержания в нем частиц крупностью менее 74 мкм отве-
чает уравнениям:
для углей марок А, К, Т и Ж
ГОс = (5,3+0,42 у_74) ±2;
444
для углей марок Г и Д
^ос= (9,5+ 0,42у_74) ± 2,
где у_74 — содержание частиц <74 мкм в обезвоживаемом материале, %.
Приведенные выше зависимости могут быть использованы как для прогнози-
рования, так и для контроля технологических показателей работы осадительно-
фильтрующих центрифуг.
Центрифуги НОГШ-1350 и НОГШ-1320Ф выпускаются Киселевским маши-
ностроительным заводом им. И. С. Черных.
Глава 3
ОБЕЗВОЖИВАНИЕ ФИЛЬТРОВАНИЕМ
§ 1. Элементы теории
Процесс обезвоживания фильтрованием заключается в образовании осадка
твердых частиц на фильтрующей перегородке и удалении жидкой фазы через
этот слой и перегородку. Протекание жидкой фазы через образующийся осадок
и фильтрующую перегородку происходит под влиянием разности давлений,
создаваемых по обеим сторонам перегородки.
Процесс фильтрования флотационного концентрата и других шламов на
вакуум-фильтрах состоит из двух периодов: фильтрования, когда на
фильтрующей перегородке образуется осадок, т. е. происходит фильтрование
при полном насыщении пор осадка водой, и просушки осадка, в про-
цессе которой происходит частичное удаление фильтруемой жидкости из пор,
т. е. фильтрование при неполном насыщении пор осадка водой.
Первый период характеризуется постепенным увеличением толщины осадка
и удалением фильтрата, второй — частичным удалением фильтрата.
В начальный момент фильтрования часть частиц, размером менее размера
отверстия фильтровальной перегородки, уходит в фильтрат. Но по мере нара-
стания слоя осадка фильтрование происходит через этот слой, и содержание тон-
ких частиц шлама, уходящих в фильтрат, резко уменьшается.
Уравнение процесса фильтрования с учетом ламинарного течения жидкости
через слой осадка и отверстия перегородки может быть записано в виде
со = dV/F dZ - dV'/d/ = Ар>/?),
где со — скорость фильтрования, м/с; V — объем фильтрата, м3; F — поверх-
ность фильтрования, м2; t — продолжительность фильтрования, с; V' — объем
фильтрата на единицу поверхности фильтрования, м8/м2; Ар — разность давле-
ний, Па; — вязкость фильтрата, Па-с; R— общее сопротивление осадка
и фильтрующей перегородки течению фильтрата, м-х.
По мере нарастания осадка на единицу площади фильтровальной перего-
родки его сопротивление 7?Ос (м"х) возрастает:
Rqc = гётУ' >
где г — среднее удельное массовое сопротивление осадка, м/кг; gr — масса
осадка при получении единицы фильтрата, кг-м3; V' — объем фильтрата с еди-
ницы поверхности фильтрования, м3/м2.
Заменив в уравнении процесса фильтрования на получим
dV'/d/ = Ap/(|iirgTy).
Производительность (т/ч) вакуум-фильтров определяется по формуле
Q = 3,$kF К2Др£тлф/(р,г),
где k— коэффициент полноты отдувки, равный 0,8 0,9;
gr = р6/(6 — р);
445
р — содержание твердого в фильтруемой суспензии, кг/м3; 6 — плотность осадка,
кг/м3; п — частота вращения дисков, с-1; ср — величина зоны фильтрования,
доли ед.	J
Удельное сопротивление осадков флотационного концентрата фабрик До-
нецкого бассейна, обогащающих коксующиеся угли, в среднем составляет (10—
40) 109 м/кг, а необогащенных шламов (300—400) 10** м/кг.
В зависимости от содержания в осадке (зольностью не более 25 %) частиц
размером <0,06 мм удельное сопротивление осадка можно определять по эмпи-
рической формуле
г = 109 (1,7 + 0,75₽),
где р — содержание в осадке частиц размером <0,06 мм, %.
Процесс обезвоживания осадка на вакуум-фильтрах, с момента его образова-
ния до момента отдувки (конечной влажности), описывается формулой
\/m = [(d— 1) kpI(2VTнх) + l]l/(d-1),
где tn = Ц7/ТГН — степень снижения влажности; W — конечная влажность
осадка, %;	— начальная влажность осадка, %; d — крупность частиц
осадка, мм; k — отношение величин зон обезвоживания и фильтрования; р—
отношение вакуума обезвоживания и вакуума фильтрования; х — отношение
массы осадка к массе полученного фильтрата.
Следовательно, на конечную влажность осадка влияют его начальная влаж-
ность, крупность частиц, масса осадка на единицу поверхности фильтрования,
т. е. его толщина, конструктивные особенности вакуум-фильтра и вакуум.
Для обезвоживания относительно тонких материалов в практике обогащения
применяют следующие типы фильтров:
вакуум-фильтры непрерывного действия — дисковые, барабан-
ные, ленточные;
фильтр-пресс ы периодического действия — рамные и камерные.
§ 2. Вакуум-фильтры
На углеобогатительных фабриках применяются шестидисковые вакуум-
фильтры ДУ51-2,5, восьмидисковые ДУ68-2Д восьмидисковые ДУ80-2,7
«Украина-80», десятидисковые Д140-3,5 «Горняк» и четырнадцатидисковые
ДУ250-3,75 «Сибирь». Устаревшие конструкции вакуум-фильтров (ДУ51-2,5;
ДУ68-2,5) заменяются более совершенными, главным образом Д140-3,5У «Гор-
няк» и ДУ250-3,75 «Сибирь».
Вакуум-фильтр ДУ80-2,7/8 «Украина» (рис. Х.10, табл. Х.З)
состоит из ячейкового вала 3 с закрепленными на нем фильтрующими дисками 4,
частично погружаемыми при вращении в ванну 7. Вал опирается на подшипники
скольжения 1. Каждый диск состоит из секторов 12, соединенных валом с по-
мощью брилей 13 и шпилек 14. Распределительные головки 5 с патрубками 11,
15 и 16 примыкают к торцам вала. Все основные узлы вакуум-фильтра смонти-
рованы на раме 6, на которой крепятся также подставки 19 подшипников 1,
электродвигатель 17 и редуктор 18. Вакуум-фильтр имеет систему мгновенной
отдувки осадка с секторов, включающую два воздухосборника 25, воздухорас-
пределители 23 и клапаны 24. Для более полного съема осадка предусмотрены
ножи 2. Выпуск суспензии из ванны осуществляется через отверстия 9 с проб-
ками 10, положение которых регулируется системой рычагов 8. Для промывки
фильтрующих дисков предусмотрен коллектор 20, перфорированные трубки 21
и полуавтоматическая система смазки 22 для трущихся поверхностей. Вал филь-
тра полый, он состоит из четырех секций. Между наружной и внутренней стен-
ками имеются двенадцать каналов — по числу секторов в каждом диске. Каналы
выходят на торцовые поверхности вала, к которым примыкают распределитель-
ные головки. Вал вакуум-фильтра разделен сплошной перегородкой на две части,
предотвращающей переток воздуха из одной распределительной головки в дру-
гую, что способствует более эффективной работе фильтра. Площадь поперечных
сечений каналов вала почти в 3 раза больше, чем у ранее выпускавшихся вакуум-
446
Рис. Х.10. Вакуум-фильтр ДУ80-2,7/8 «Украина»
фильтров. Это позволило увеличить скорость оттока фильтрата и резко повы-
сить производительность. Секторы дисков коробчатой формы. В нижней части
сектора имеется горловина со штуцером, соединяющим сектор с каналом вала.
Фильтровальная ткань крепится полихлорвиниловым ремнем с фигурным
сечением. Натяжение фильтровальной ткани на перфорированных стенках сек-
тора обеспечивается зачеканкой краев сетки и резиновых шнуров в пазы ремня.
Распределительная головка имеет патрубки для отвода фильтрата из зон фильтро-
вания и просушки и подвода сжатого воздуха для отдувки.
Наличие двух зон вакуумной системы позволяет при небольших энерго-
затратах поддерживать высокий вакуум в зоне фильтрования.
За один оборот вала с закрепленными на нем секторами в его каждом
канале осуществляются операции фильтрования и обезвоживания (рис. Х.11).
В зоне фильтрования I секторы дисков, погруженные в ванну с суспензией,
находятся под вакуумом. Вследствие перепада давлений фильтрат поступает во
внутреннюю полость сектора, а твердые частицы, задерживаясь на фильтроваль-
ной перегородке, образуют осадок. Зона II, называемая «мертвой», служит для
разделения зон фильтрования и просушки. В зоне просушки III секторы дисков
выходят из ванны и фильтрат уходит в каналы вала. Через осадок, благодаря
перепаду давлений, просасывается атмосферный воздух и удаляет из него остав-
шуюся влагу. «Мертвая» зона IV служит для разделения зон просушки и отдувки
и предотвращения утечки сжатого воздуха в зону просушки. В зоне V происходит
отдувка обезвоженного осадка. «Мертвая» зона VI имеет то же назначение, что
и зона IV.
Суспензия подается в переднюю часть ванны вакуум-фильтра, что способ-
ствует лучшему распределению осадка по крупности, образованию более равно-
мерного по толщине и структуре слоя и увеличению производительности фильтра.
447
Таблица Х.З
Технические характеристики вакуум-фильтров
Параметры
ДУ80-2,7/8	Д140-3.5У	ДУ250-3.75
Площадь фильтрования, м2
Диаметр дисков, м
Число:
дисков
секторов в диске
Расстояние между дисками, мм
Частота вращения, мин’1:
дисков
мешалки
Величина зоны, градус:
фильтрования
просушки
отдувки
Тип отдувки
Вакуум в зоне, кПа:
фильтрования
просушки
Давление воздуха для отдувки, кПа
Тип ванны
Компоновка с воздухосборниками и
ресиверами
Тип привода
Мощность электродвигателя, кВт:
дисков
мешалки
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, т
80
2,7
8
12
400
0,2-1,2
120
150
36
Мгновен-
ная
73—80
70
Общая
Раздельная
Регули-
руемый
механи-
ческий
3
6000
3285
2950
13,3
Рис. Х.11. Схема последо-
вательности операций
фильтрования на вакуум-
фильтре ДУ80-2,7/8 «Ук-
раина»
140
3,5
10
18
390
1—2,5
90
191
32
Импульс-
ная
73—80
60—67
100
Секционная
Совмещен-
ная
Регули-
руемый
электри-
ческий
250
3,75
14
16
400
0,3-1,2
30; 50
91
167
40
Мгновен-
ная
67—80
70
Общая
Раздельная
Регули-
руемый
механи-
ческий
6
6150
4080
3790
29,35
8,5
7,5
9200
4380
4510
35
448
Вак у у м-фил ьтр Д140-3,5У «Горняк» имеет значительные отличия
от вакуум-филыра «Украина-80». Основные из них: увеличение на 75 % поверх-
ности фильтрования при почти одинаковой занимаемой производственной пло-
щади; секционная ванна; наклонные секторы; устройство подачи питания в на-
чало зоны фильтрования; импульсная отдувка; устройство, предотвращающее
расслоение суспензии в ванне и др. Кроме того, ресиверы и воздухосборник уста-
новлены на одной раме с фильтром. Вал аналогичен валу фильтра «Украина-80».
В нем сохранены основные геометрические соотношения.
Особенностью распределительных головок вакуум-фильтра «Горняк» яв-
ляется отсутствие «мертвой зоны» между зоной фильтрования и зоной просушки,
что стало возможным благодаря наклону секторов в сторону вращения диска.
Для предотвращения расслоения материала в ванне диски вакуум-фильтра
оборудованы устройствами для взмучивания осевшего шлама. Каждый диск со-
стоит из 18 секторов, которые наклонены в сторону вращения вала под углом
35° относительно радиального направления. Кроме ускоренного удаления филь-
трата, такая конструкция секторов обеспечивает увеличение зоны просушки на
50 % по сравнению с зоной просушки вакуум-фильтра «Украина-80». А сокра-
щение зоны фильтрования компенсируется увеличением частоты вращения ди-
сков в 1,5 раза.
Наличие секционной ванны способствует более быстрому, чем в ванне филь-
тра «Украина-80», замещению суспензии. Это уменьшает расслоение материала
в ванне по крупности и позволяет получать на дисках более однородные осадки.
Дисковый вакуум-фильтр ДУ250-3,75 «Сибирь» (см. табл. Х.З),
в отличие от фильтра «Горняк», имеет общую ванну и такую же систему отдувки,
как и на вакуум-фильтре «Украина-80». В нижней части ванны имеется лопастная
мешалка.
Вакуум-фильтр «Сибирь» является самым производительным, он предназна-
чен главным образом для вновь строящихся фабрик.
На производительность вакуум-фильтров значительно влияют содержание
и зольность класса <0,06 мм в фильтруемом материале, который способствует
образованию более плотного осадка с малой проницаемостью, что значительно
снижает скорость фильтрования.
Удельные производительности [т/(ч*м2)] дисковых вакуум-фильтров, в за-
висимости от характеристики фильтруемого материала, рекомендуются следу-
ющие:
Концентрат флотационных углей марок К, Ж, ОС и шихты
при содержании в питании:
класса <0,06 мм, %	.............................
твердого, г/л................................. 2 00
250
300
350
400
450
Концентрат флотационных углей марки Г при содержании
в питании:
класса <0,06 мм, %	...........................
твердого, г/л......................................... 200
250
300
350
Шлам углей марки А при содержании в питании:
класса <0,06 мм, %	.............................
твердого, г/л......................................... 200
250
320
450
30	50	70
0,30	0,25	0,20
0,32	0,28	0,22
0,35	0,30	0,25
0,38	0,33	0,28
0,40	0,35	0,30
0,42	0,38	0,35
40	60	80
0,12	0,10	0,08
0,15	0,13	0,11
0,18	0,15	0,12
0,20	0,17	0,14
18	35	55
0,15	0,10	0,06
0,18	0,15	0,10
0,25	0,20	), i
0,30	0,25	0,20
Наиболее эффективно обезвоживается концентрат флотации с содержанием
класса <0,06 мм в пределах 20—40 %. При более низком содержании (<20 %)
этого класса увеличивается расслоение материала в ванне вакуум-фильтра,
а при большем содержании (особенно если оно превышает 50 %) производитель-
ность вакуум-фильтров резко уменьшается, а влажность осадка увеличивается.
Одновременно с изменением гранулометрического состава материала по вы-
соте ванны фильтра изменяется и содержание твердого. Если в переливе оно
15 Заказ 77	449
составляет 250 г/л, то на дне ванны 500 г/л, т. е. в 2 раза выше, чем в верхних
слоях пульпы.
Гранулометрический состав концентрата флотации, поступающего на филь-
трование, в значительной степени зависит от содержания твердого в оборотной
воде. При слишком загрязненной оборотной воде на флотацию поступает более
крупный шлам, а при относительно чистой оборотной воде — более тонкий.
Фильтрование антрацитовых шламов имеет свои особенности, обусловленные
более высокой их плотностью, относительно большим выходом крупных классов,
что вызывает, с одной стороны, интенсивное расслоение материала в ванне,
а с другой — значительные колебания удельного сопротивления осадков.
По фильтруемости антрацитовые шламы делят на следующие группы:
Очень легкая
Легкая . .
Средняя . .
Трудная . .
Содержание
класса
<0,06 %
12-24
17 — 30
24 — 48
45 — 55
Содержание
глин, %
1—7
5—12
10—18
16 — 22
Удельное
сопротивление
осадка,
г* 10-а м/кг
35
35 — 100
100 — 300
>300
Рис. Х.12. Схемы фильтровальных уста-
новок
Промышленная эксплуатация дисковых вакуум-фильтров при фильтрова-
нии антрацитовых шламов показала, что хорошие результаты их работы обеспе-
чиваются при содержании твердого в питании >250 г/л. В этом случае резко
уменьшается расслоение в ванне и увеличивается производительность фильтра.
Влажность обезвоженного осадка, в зависимости от характеристики шлама
и вакуума в зоне просушки, составляет 22—24 %, а содержание твердого в филь-
трате 15—30 г/л.
Схемы применяемых на углеобогатительных фабриках фильтровальных уста-
новок показаны на рис. Х.12.
На рис. Х.12, а представлена схема фильтровальной установки, в которой
вакуум-фильтр расположен на нижних отметках фабрики. Удаление фильтрата
производится центробежным насосом. Эта схема менее надежна, чем схема,
изображенная на рис. Х.12, б, так как вакуум в системе может превышать ва-
куум, развиваемый насосом, что затрудняет удаление фильтрата. Кроме того,
неплотная набивка сальников снижает вакуум в системе. Такая схема в практике
обогащения используется редко.
При установке вакуум-фильтров на более высоких отметках фабрики (выше
10 м) используется схема, изображенная на рис. Х.12, б. Эта схема более на-
дежна в эксплуатации и наиболее распространена.
Производительность вакуум-насосов при проектировании фильтровальных
установок принимается из расчета 0,8 м8/мин воздуха на 1 м2 фильтрующей
поверхности вакуум-фильтра. Вакуум должен быть не менее 67 кПа.
При установке на одной фабрике нескольких вакуум-фильтров схема их
объединения с вакуум-насосами и удаления фильтрата может быть общая,
групповая и индиви-
дуальная (рис. Х.13).
Наибольшее распространение
получила общая вакуумная схема
(рис. X. 13,ц). Она позволяет более
компактно разместить оборудова-
ние и уменьшить протяженность
трубопроводов. В случае неполадок
и остановки действующего вакуум-
насоса его всегда можно заменить
резервным. Однако эта схема имеет
и недостатки. Возникают большие
трудности в поддержании стабиль-
ности требуемого вакуума. Любые
неисправности в коммуникациях
и порыв фильтровальной ткани
приводят к снижению вакуума на
всех фильтрах.
450
Рис. Х.13. Системы удаления фильтрата
При групповой вакуумной схеме (рис. X. 13, б) объединяются два-три вакуум-
фильтра. Эта система занимает промежуточное положение между общей и инди-
видуальной.
При индивидуальной вакуумной схеме (рис. Х.13, в) исключаются недо.
статки, относящиеся к общей вакуумной схеме, но она требует установки боль-
шего числа оборудования.
Схема подачи сжатого воздуха на вакуум-фильтр для отдувки осадка пока-
зана на рис. Х.14. Несколько воздуходувок подают воздух в один воздухосбор-
ник 2, а от него — по общему коллектору 1 в вакуум-фильтры 5 и 7. Объем
15*	451
1111.1.111
Рис. X.14. Схема подачи сжатого воздуха на вакуум-фильтры
воздухосборника принимается из расчета 0,05 м3 на 1 м3/мин производитель-
ности воздуходувки 4. Давление воздуха поддерживается в пределах 80—
100 кПа с помощью индивидуальных ресиверов 6, 8 объемом 0,3—0,5 м3 с кла-
панами мгновенной или импульсной отдувки. Для отделения воды установлены
водоотделители 3.
Схема подачи пенного продукта на вакуум-фильтры показана на рис. Х.15.
Если флотационные машины расположены на верхних перекрытиях, при-
меняется схема, показанная на рис. Х.15, а. Концентрат из флотационных ма-
шин 1 направляется в сборник 2. Из сборника он поступает на вакуум-фильтр 3.
Перелив из ванн вакуум-фильтров направляется в зумпф 4, откуда насосом 5
он возвращается в сборник 2.
При расположении флотационных машин на нижних перекрытиях здания
фабрики применяется схема, показанная на рис. Х.15, б. Концентрат из фло-
тационных машин 1 поступает в зумпф 5, откуда насосом 4 подается в сборник 2,
а затем на вакуум-фильтр 3.
К недостаткам этой схемы следует отнести затруднения, возникающие при
перекачке концентрата флотации насосом, вследствие значительных объемов
пены. Для уменьшения объема пены обычно прибегают к установке специальных
вакуумных или вакуумно-эжекторных пеногасителей.
Фильтрование отходов флотации. Обезвоживание отхо.
дов флотации методом фильтрования связано с большими трудностями, так
как твердая фаза отходов представлена в основном тонкими частицами.
а	б5*
4	$4-
Рис. Х.15. Схемы подачи пенного продукта на вакуум-фильтры
452
Питание
Рис. Х.16. Ленточный вакуум-фильтр ЛУ-4-0,5-8:
1 - - приводной барабан; 2 — резиновая лента; 3 — натяжной барабан; 4 — отверстия
для отвода фильтрата; 5 — вакуум-камера; 6 - ролики для опоры ленты
Фильтрование отходов флотации на дисковых вакуум-фильтрах в СССР
не получило распространения, так как удельная производительность этих филь-
тров очень низкая и составляет от 0,002 до 0,015 т/(ч-м2). При предварительном
сгущении отходов флотации до 400 г/л удельная производительность повышается
до 0,06—0,07 т/(ч-м2).
Фильтрование отходов флотации на дисковых вакуум-фильтрах практически
возможно только при содержании в питании не более 50 % класса <0,06 мм.
Между тем содержание этого класса в отходах флотации углеобогатительных
фабрик СССР значительно выше и во многих случаях достигает 85—90 % при
содержании глинистого вещества 61—92%. Такие отходы обладают высоким
сопротивлением твердой фазы, большой вязкостью.
Применение ленточных вакуум-фильтров для обезвоживания отходов фло-
тации тоже не решает этой проблемы, так как они по конструкции предназначены
преимущественно для обезвоживания быстроосаждающихся материалов, т. е.
для крупнозернистого шлама (рис. Х.16). Они нашли применение главным обра-
зом для обезвоживания сгущенных антрацитовых шламов.
Использование ленточных вакуум-фильтров при обезвоживании отходов
флотации связано со значительно большими трудностями, чем при обезвожива-
нии антрацитовых шламов. Это вызвано большим содержанием в питании илов.
Перед поступлением отходов флотации на ленточный вакуум-фильтр требуется
не только их предварительное сгущение (до 450—550 г/л) и выделение части
илов, но и дополнительная флокуляция. Несмотря на это, извлечение класса
<0,06 мм в обезвоженный осадок составляет всего лишь 12—13 % от исходных
отходов флотации. Остальная часть этого класса, наиболее трудная для улавли-
вания и обезвоживания, требует дополнительной обработки. Удельная произво-
дительность ленточных вакуум-фильтров при содержании класса <0,06 мм
в питании не более 40%, что достигается предварительным обезылива-
нием отходов флотации в гидроциклонах, составляет 0,5—0,6 т/(ч*м2). Если
обезыливание производить более тщательно, чтобы процент зернистой части
резко повысить, то удельная производительность может быть доведена до
1 т/(ч-м2).
Хотя применение ленточных вакуум-фильтров не решает полностью проб-
лемы улавливания и обезвоживания отходов флотации, в отдельных. случаях
использование их на углеобогатительных фабриках целесообразно;
В последние годы в СССР и за рубежом для обработки отходов флотации на-
чали широко применять крупнометражные фильтр-прессы. В частности, в СССР
применяют фильтр-прессы PF-ROW1/570, изготовленные в ПНР.
Фильтр-пресс PF-ROW 1/570 камерный, бездиафрагмовый механизирован-
ный аппарат, работающий в периодическом режиме (рис. Х.17). Он состоит из
комплекта вертикальных передвижных фильтровальных плит, размещенных
между неподвижной упорной и подвижной сжимающей плитами. Каждая филь-
тровальная плита обтянута синтетической плотной тканью с площадью рабочей
поверхности около 2 м2.
Обезвоживание отходов флотации осуществляется под давлением питающего
насоса (до 500 кПа) и под давлением сжатого воздуха (до 900 кПа), подаваемого
453
Рис. Х.17. Принципиальная схема установки с фильтр-прессом PF—ROW—1/570:
1 — цилиндр смыкания плит; 2 — задвижка для продувки; 3 — фильтр-пресс; 4 ~ филь-
тровальные плиты; 5 — главная задвижка; 6 — задвижка на трубопроводе фильтрата;
7 — сборник (20 м3); 3 — контактный манометр; 9 — электрод указателя верхнего уров-
ня; 10 — задвижка сжатого воздуха; 11 — компрессор; 12 — насос; 13 — гидропривод
в специальный резервуар. Перемещение плит и разгрузка обезвоженного осадка
производятся последовательно. Ткань промывается обратным током воды.
Техническая характеристика фильтр-пресса PF-ROW 1/570
Общая фильтрующая площадь, м2.................
Общая вместимость фильтрующей полости, м3 . . .
Номинальные размеры фильтровальных плит, мм . .
Число фильтровальных плит:
передвижных...................................
крайних ..................................
Давление фильтрования, Па ....................
Толщина осадка, мм ...........................
Число выгружаемых осадков от одного цикла филь-
трования .....................................
Средняя масса осадков от одного цикла фильтро-
вания, т .....................................
Влажность осадка, %...........................
Содержание твердого в питании, г/л............
Средний расход отводимого фильтрата, м3/ч . . .
Зажим плит при фильтровании ..................
Максимальное усилие зажима фильтровальных плит,
кН............................................
Средняя продолжительность зажима фильтроваль-
ных плит, мин ................................
Продолжительность одного цикла, мин...........
Скорость передвижения фильтровальных плит, см/с
Мощность двигателя привода насоса, кВт:
главного цилиндра ........................
реверсивного гидродвигателя ..............
Габаритные размеры, мм .......................
Масса, т .....................................
576
7350
1500Х 1500
151
2
9* 10е
30
152
13
18—22
500—600
20
Гидравлический
2500
2,5
80—100
25
10
2,2
2 710Х 1 675 X 14 965
127
При соблюдении указанных параметров цикл работы фильтр-пресса
PF-ROW4570 складывается из следующих операций: закрытие аппарата с по-
мощью гидропривода (1 мин); заполнение фильтр-пресса сгущенными отходами
флотации с помощью насоса при давлении 500—600 кПа (15 мин); подача из
454
напорного резервуара вместимо-
стью 20 м3 и фильтрование при
давлении сжатого воздуха до
900 кПа (40—60 мин); продувка
коллектора питания (3 мин); от-
крытие первой плиты фил ьтр а
(1 мин); разгрузка всего фильтр-
пресса (15 мин); резерв (5 мин).
Продолжительность всего цикла
80—100 мин. Продолжительность
цикла зависит от степени сгуще-
ния питания, гранулометрического
и минерального состава отходов
флотации.
В зависимости от продолжи-
тельности цикла, который в свою
очередь определяется характери-
стикой фильтруемого материала
и соблюдением указанных режим-
ных параметров, производитель-
ность^ фильтр-пресса колеблется
в пределах 5—9 т/ч. Влажность
обезвоженного осадка составляет
Отходы флотации.
Рис. Х.18. Схема^обезвоживания отходов
флотации
18-24 %.
Успешная работа фильтр-прессов зависит от подготовки отходов флотации.
Узел подготовки включает две операции: удаление из отходов частиц размером
>0,5 мм, высокое содержание которых нарушает нормальную работу фильтр-
прессов, и сгущение отходов до 500—600 г/л.
Удаление крупнозернистой части отходов осуществляется с помощью гидро-
циклонов, а сгущение — в сгустителях различных типов. Схема фильтрационной
установки, применяемой в СССР, показана на рис. Х.18.
Глава 4
ВОДА, ЕЕ ЗАГРЯЗНЕНИЕ И СВОЙСТВА
На углеобогатительных фабриках в качестве среды, в которой происходят
технологические процессы, используется техническая вода. Расход воды на 1 т
обогащаемого угля составляет 3—4 м3. При производительности современной
фабрики 1000 т/ч расход воды равен 3000—4000 м3/ч.
Для уменьшения расхода технической воды в схемах фабрик предусматри-
вается ее многократное использование путем оборота (циркуляции). Это позво-
ляет сократить забор технической воды из различных источников (водоемов,
рек) до 0,1—0,2 м3/т обогащаемого угля. Однако при обороте вода загрязняется
шламом, насыщается солями, реагентами, флокулянтами и изменяет свои свой-
ства.
Плотность химически чистой воды при температуре 5 °C составляет
1000 кг/м3. С повышением температуры до 50 °C ее плотность изменяется незна-
чительно. Она составляет 980 кг/м3.
Плотность технической воды, используемой углеобогатительными фабри-
ками, вследствие содержания в ней растворимых солей незначительно отличается
от плотности химически чистой воды. Условно ее принимают равной 1000 кг/м3
при температуре 5—16 °C.
Плотность загрязненной шламом воды в зависимости от его содержания
и плотности приведена в табл. Х.4.
Вязкость. Динамическая вязкость химически чистой воды в зависи-
мости от температуры приведена в табл. Х.5.
455
Таблица Х.4
7 о
Плотность загрязненной шламом воды, кг/м
Плотность твердого, кг/м3
Содержание твердого в воде, г/л	1350	1400	1450	1500	1550	1600	2200	2300	2400
50	1012	1014	1016	1018	1019	1021	1042	1048	1050
100	1025	1029	1033	1038	1040	1044	1087	1094	1102
200	1049	1055	1063	1070	1077	1084	1168	1182	1196
300	1075	1086	1097	1108	1118	1129	1258	1279	1301
400	1100	1114	1128	1142	1158	1171	1342	1370	1398
500	1125	1143	1161	1179	1197	1214	1429	1465	1501
600	1150	1172	1197	1215	1237	1258	1516	1559	1602
Таблица Х.5
Вязкость воды в зависимости от температуры
Динамическая вязкость (Н*с/м2) при температуре, °C
Темпера-
тура, °C
30
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
0,001794
0,001732
0,001674
0,001619
0,001568
0,001519
0,001473
0,001429
0,001387
0,001348
0,001310
0,001274
0,001239
0,001206
0,001175
0,001145
0,001116
0,001088
0,001063
0,001034
0,001008
0,000984
0,000961
0,000938
0,000916
0,000895
0,000875
0,000855
0,000836
0,000818
0,000800
0,000783
0,000767
0,000731
0,000721
0,000781
0,000706
0,000693
0,000679
0,000666
Таблица Х.6
Эффективная вязкость воды при температуре 15 °C,
загрязненной угольным шламом различной крупности
Вязкость воды (Н*с/м2) при крупности шлама, мкм
Содержание
твердого в
воде, г/л
<1000
256
45
о
100
200
300
400
500
600
0,001145
0,001208
0,001275
0,001321
0,001434
0,001614
0,001704
0,001145
0,001204
0,001280
0,001339
0,001458
0,001720
0,002477
0,001145
0,001208
0,001308
0,001428
0,001607
0,001955
0,002955
0,001145
0,001211
0,001295
0,001429
0,001613
0,002114
0,003396
456
Динамическая вязкость технической воды,
в которой растворены соли, повышается не-
значительно. При практических расчетах этим
повышением вязкости можно пренебречь.
При оценке вязкостных свойств среды,
загрязненной шламом, нужно учитывать слож-
ность взаимодействия между частицами твердой
фазы, представленной весьма неоднородным
шламом, и водной средой. Применяемый к воде,
загрязненной шламом, термин вязкость яв-
ляется несколько условным, так как он
полностью не отвечает понятию вязкостных
свойств, присущих грубым суспензиям, какими
являются шламовые воды. Для характеристики
вязкостных свойств грубых, неньютоновских
суспензий существует специальный термин
эффективная вязкость (табл. Х.6).
Эффективная вязкость воды, загрязненной отходами
флотации
Содержание Вязкость,
твердого, г/л Н-с/м2
О	0,001145
25	0,001162
50	0,001192
100	0,001217
200	0,001518
300	0,001907
400	0,002540
500	0,004403
600	0,009282
Эффективная вязкость в зависимости от со-
держания твердого в воде выражается формулой
НэФ = Нв (1 +
0	0,1	0,2	0,3 0,4-
Объемное содержание
твердого^ доли ед.
Рис. X.19. Зависимость ко-
эффициента а от объемного
содержания шлама крупно-
стью <245 мкм:
1	- для необогащенного шлама
плотностью 1400 кг/м3; 2 — для
отходов флотации плотностью
2330 кг/м3
где цэф — эффективная вязкость, Н-с/м2;	— динамическая вязкость чистой
воды, Н-с/м2 (см. табл. Х.5); а — коэффициент, определяемый по кривой
(рис. Х.19), в зависимости от объемного содержания шлама крупностью <545 мкм;
с — объемное содержание в воде твердого крупностью <45 мкм;
с ~ G/6;
J	J
G — содержание частиц крупностью <45 мкм в загрязненной воде, кг/м3; 6 —
плотность твердого, кг/м3.
Эффективная вязкость воды, загрязненной шламом, резко увеличивается
при крупности частиц шлама <45 мкм. При крупности шлама >45 мкм эффек-
тивная вязкость загрязненной шламом воды практически мало отличается от
динамической вязкости технической воды.
Допустимое содержание твердого в воде. С уве-
личением эффективной вязкости среды возрастает сопротивление падающему
в ней телу- 4?о приводит к снижению эффективности ряда технологических про-
цессов (отсадки, осаждения, обезвоживания).
Для нормального протекания технологических процессов необходимо под-
держивать следующее содержание твердого (шлама) в оборотной воде фабрики, г/л:
При глинистых шламах (зольность класса 0 — 0,045 мм >25 %)
При малоглинистых шламах (зольность класса 0 — 0,045 мм
<25 %)................................................
Не более 50
»	»	80
С увеличением содержания твердого в воде повышаются зольность концен
трата и нижний предел обогащения по крупности.
При содержании твердого в оборотной воде 20 г/л зольность крупного кон-
центрата после отсадки ниже на 0,7- 0,8 % зольности такого же концентрата,
полученного при содержании твердого в оборотной воде 250 г/л. Зольность мел-
кого концентрата при тех же условиях ниже на 1—1,3 %. Нижний предел круп-
457
ности при обогащении углей отсадкой составляет 0,5 и 1 мм при содержании
твердого в воде, соответственно 20 и 250 г/л.
Скорость осаждения частиц шлама в воде, содержащей 250 г/л твердого,
по сравнению со скоростью осаждения шлама в чистой воде уменьшается в 3—
3,5 раза при крупности осаждающихся частиц 125—50 мкм и в 4—10 раз — при
крупности частиц 50—12 мкм.
Загрязнение шламом оборотной воды отрицательно влияет на процесс обез-
воживания. При содержании твердого 250 г/л влажность крупнозернистого шлама,
обезвоженного на грохотах, увеличивается на 4—5 %.
Солевой состав воды. Техническая вода, применяемая в ка-
честве среды на углеобогатительных фабриках, всегда содержит некоторое коли-
чество растворенных солей. Но ее химическое загрязнение происходит также на
фабриках вследствие выщелачивания некоторых минеральных компонентов, со-
держащихся в обогащаемых углях.
О степени химического загрязнения воды судят по ее жесткости, концен-
трации pH водородных ионов и электропроводности.
Характеристика воды по жесткости и pH
Показатель
жесткости,
градус
<4
4—8
8—12
12—18
18—30
>30
Очень мягкая
Мягкая
Средняя жесткость
Достаточно жесткая
Жесткая
Очень жесткая
Показатель pH
<4
4,5 — 6
6 — 8
8—10
>10
Очень кислая
Слабокислая
Почти нейтральная
Слабощелочная
Сильнощелочная
Бактериальное загрязнение воды
оценивается следующими показателями:
Число бактерий
в 1 см3 воды
<10
10—100
100 — 1 000
Чрезвычайно чистая
Очень чистая
Чистая
1 000—10 000
10 000—100 000
>100 000
Посредственная
Загрязненная
Весьма загрязненная
Минерализация воды при контакте с окисленным и неокисленным углями,
породой и пиритом приведена в табл. X. 7.
Минерализация воды при взаимодействии с неокисленным углем и породой
практически не зависит от времени контакта. Щелочная среда не оказывает
влияния на минерализацию воды, а кислая среда способствует растворению
минеральных соединений. Однако вследствие буферной емкости угля pH увели-
чивается до нейтральной реакции среды и в дальнейшем не влияет на переход
минеральных соединений в воду.
Солевой состав оборотной воды углеобогатительных фабрик Донецкого бас-
сейна характеризуется следующими данными:
Сухой остаток, мг/л........................................ 1638 — 4059
Концентрация (pH) водородных ионон......................... 7,3 —7,5
Общая жесткость, мг/экв ................................... 7,5 — 32
Ионный состав, мг/л:
К+, Na+................................................ 269,7 — 716,9
Са2+ .................................................. 108,2 — 368,7
Mg2+................................................... 46,3—169
Cl' . ................................................. 215,4 — 444,5
SO4~ .................................................. 793,2 — 2376
НСОз................................................... 109,8—292
Большие колебания минерализации указывают на то, что солевой состав обо-
ротных вод углеобогатительных фабрик Донецкого бассейна весьма разнообразен.
Фактическая электропроводимость технической и оборотной воды углеобо-
гатительных фабрик тоже разнообразна: технической 405—4354, оборотной
2133—5614 мкСм.
Увеличение минерализации оборотной воды на фабриках практически не-
значительно изменяет ее коррозионную активность. Поэтому использование
сильно загрязненных сульфатных шахтных вод на углеобогатительных фабриках
вполне целесообразно.
458
Таблица X.?
Минерализация воды
Продукт
Время
контакта
с водой, ч
pH
в начале в конце
опыта	опыта
Минерализа-
ция, мг/л
Уголь:
окисленный
неокисленный
Порода:
почвы
кровли
Пирит
6—12
1—60
6—12
3—12
3—12
222—899
504—540
120—285
150—319
875—3128
При замыкании водного цикла на фабрике в оборотной воде устанавливается
динамическое равновесие солей — 3000—6000 мг/л. Соли при таком содержа-
нии улучшают флокуляцию, применяемую для осветления загрязненных шла-
мом вод.
Глава 5
ШЛАМ И ЕГО ХАРАКТЕРИСТИКА
В практике обогащения углей шламом называется угольный или породный
продукт крупностью 0—0,5 или 0—1 мм. Размер частиц 0,5 мм является нижней
границей эффективного обогащения углей методом отсадки и верхней — методом
флотации. При отсутствии флотации верхним пределом крупности шлама чаще
являются частицы размером 1 мм.
Угольные и породные шламы сложные, полидисперсные системы. На разных
фабриках они имеют разнообразный гранулометрический состав и различные
минералогические и петрографические характеристики.
На углеобогатительных фабриках шлам может быть в виде суспензий (взве-
сей), пластической и сыпучей (твердой) массы.
Суспензии делятся на неустойчивые и устойчивые. В неустойчивых
суспензиях твердая фаза расслаивается вследствие осаждения относительно
крупных частиц. Нижним пределом крупности частиц, характеризующих неустой-
чивость суспензии, является 1 мкм. В устойчивых суспензиях твердая фаза под-
держивается во взвешенном состоянии молекулярными силами взаимодействия
частиц. Верхним предельным размером твердых частиц такой суспензии яв-
ляется 0,1 мкм.
Пластическая масса состоит из твердой фазы и воды в таком
соотношении, при котором частицы твердой фазы находятся в постоянном кон-
такте между собой, т. е. когда система уже не является взвесью твердого в жид-
ком, а представляет собой относительно однородную массу. Такая пластическая
масса возможна при содержании твердого в ней не более 600 г/л и величине пре-
дельного статического напряжения сдвига не менее 100—120 Н/м2.
Сыпучая (твердая) масса представляет собой смесь твердого и незна.
чительного содержания жидкого, в результате чего промежутки между части-
цами заполнены воздухом. Такая смесь состоит из трех фаз. Гравитационная
вода в ней отсутствует.
По крупности шлам углеобогатительных фабрик делится на зернистый
размером >45 мкм, который относительно хорошо осаждается, улавливается,
обогащается, и т о н к и й размером <45 мкм, который весьма трудно обрабаты-
вается. Он резко изменяет свойства суспензии и затрудняет ведение таких про-
цессов как обогащение, осаждение, сгущение, уплотнение, обезвоживание
и фильтрование.
459
Таблица Х.8
Крупность шламов обогатительных фабрик
основных угольных бассейнов СССР
Выход, %
Крупность, мм
Предел колебаний	Среднее значение
Необогащенный шлам коксующихся углей
>1
0,5—1
0,25—0,5
0,125—0,25
0,063—0,125
<0,063
0—9,3
2,1—14,2
3,5—34,1
4—20
4,1—19,5
31,2—79,5
2,2
10,3
11,9
10,4
11,9
53,2
Необогащенный антрацитовый шлам
1—3	0—25,8 4—30	6 18
0,5—1	6,5—15	10,5
0,25—0,5	7—22	15
0,125—0,25	6,6—19	14,1
0,063—0,125	4—15	7,2
<0,063	6—61,7	29,1
Концентрат флотационный
>1
0,5—1
0,25—0,5
0,125—0,25
0,063—0,125
<0,063
0—6,5
0,2—33
0,5—37,6
0,2—27,3
6,6—46,6
25,5—72,4
9
10
17,4
14,1
19,3
37,1
>1
0,5—1
0,25—0,5
0,125—0,25
0,063—0,125
<0,063
Отходы флотации
0—1,5
0,5—7
1—9
1 — 10
2—12
67—90
0,4
2,8
4,6
5,3
6,6
80,1
На углеобогатительных фабриках шлам бывает в необогащенном виде (ря-
довой), в обогащенном (концентрат флотации, гидроциклонов, концентрационных
столов), в виде отходов (флотации, гидроциклонов и концентрационных сто-
лов)— табл. Х.8.
Иногда условно шлам делят на первичный, поступающий на фабрику
с рядовым углем, и вторичный, вновь образующийся в процессе обога-
щения.
Средние размеры (мм) частиц различных шламов
Необогащенный шлам коксующихся углей.....................0,196
Необогащенный антрацитовый	шлам.........................0,782
Концентрат флотации .....................................0,222
Отходы флотации .........................................0,079
Для оценки крупности шлама подсчитывается параметр экспоненты а (сте-
пень дисперсности):
у — eafif,
460
Таблица Х.9
Гранулометрический состав шлама
Крупность, мкм	Средний размер, мкм	Выход, %
1000—3000	2000	21,7
500—1000	750	9,6
250—500	375	13,6
125—250	187,5	11,6
63—125	94	6,9
40—65	51,5	8,4
20—40	30	22,3
10—20	15	4
<10	5	1,8
где у — выход шлама класса средней крупности, %; а — степень дисперсности
шлама каждого класса средней крупности d\ d — средний размер частиц шлама
каждого класса, мкм.
Степень дисперсности шлама, состоящего из различных классов,определяется
как средняя динамическая всех классов:
а = 0,01 (?!«! + у2а2 + • • • + упап),
где у1( у2,	— выход классов шлама разной крупности, %; аъ а2, ..., ап—
степень дисперсности каждого класса;
а± = In 100/^4; а2 = In 100/d2; ... ап — In 100/drt.
Если дан гранулометрический состав антрацитового шлама (табл. Х.9),то
степень дисперсности каждого класса составит:
а± = In 100/2000	0,0023; а2 = In 100/750 = 0,00615; ... а9 = In 100/5 =
= 0,921.
Степень дисперсности всего шлама
а 0,01 (21,7-0,0023+ 9,6-0,00615+--------к 1,8-0,921) = 0,07984 » 0,08.
Чем больше значение а, тем тоньше шлам, и наоборот. Показатель а будет
тем точнее, чем больше получено классов при гранулометрическом анализе шлама,
т. е. чем меньше принят интервал между отдельными классами крупности.
Приближенно можно считать, что шламы со степенью дисперсности >0,1
весьма тонкие, а шламы со степенью дисперсности <0,1 зернистые.
Минеральный состав шламов приведен в табл. Х.10.
Шламообразование является следствием дробления, измельчения
и истирания углей в процессе их добычи, транспортирования, обогащения и раз-
мокания глинистой части. Оно зависит также от физических свойств углей и
сопутствующих пород, применяемых схем обога-
щения и способов обработки шлама.
Накопление шлама в системе водно-шламового
хозяйства фабрики является сложным процессом.
В общем виде он характеризуется кривой, изо-
браженной на рис. Х.20. Вначале, когда содержа-
ние твердого в воде невелико, выход шлама из
системы водно-шламового хозяйства разного рода
устройствами и с продуктами обогащения, значи-
телен. По мере увеличения содержания твердого
в оборотной воде увеличивается извлечение шлама
и, когда содержание извлекаемого шлама стано-
вится равным содержанию шлама, поступающего
и дополнительно образующегося, наступает равно-
Рис. Х.20. Кривая на
копления шлама
461
Таблица Х.10
Минеральный состав шламов
Компонент
Содержание, %
Пределы	Среднее
колебаний	значение
Необогащенный шлам коксующихся углей
Пирит
Карбонаты
Глинистое вещество
Кварц
Органическая масса
4,3—8,4	5,5
0,9—5,6	2,1
3,7—21,6	15,4
0—0,9	0,6
64,4—84,5	76,3
Н еобогащенный антрацитовый шлам
Пирит
Карбонаты
Глинистое вещество
Кварц
Органическая масса
1,1—7,5
1,7—8,8
8—39,5
0,5—3,6
51,9—80,5
3,5
4,2
20,9
2,01
69,4
Концентрат флотации
Пирит
Карбонаты
Глинистое вещество
Кварц
Органическая масса
2,7—8
0,5—4,5
0,48—9,3
0—0,5
85,5—92
5,6
1,6
2,9
0,2
89,6
Отходы флотации
Пирит
Карбонаты
Глинистое вещество
Органическая масса
1—6
1,1—6,2
61,3—92
8,1 — 17,4
4,4
4,3
73,8
13,4
весное состояние этой системы (точка В, см. рис. Х.20). Поэтому, исходя из
последнего, на фабрике всегда можно поддерживать требуемое содержание твер-
дого в оборотной воде. Для этого необходимо извлекать такое количество
шлама, какое поступает в систему.
Выход шлама, его дополнительное образование и распределение по продук-
там обогащения приведены в табл. Х.11.
Выход вновь образовавшегося шлама в процессе обогащения углей разных
марок различен. Если при обогащении газовых углей крупностью >13 (6) мм
выход вновь образовавшегося шлама составляет 2,5 % от исходного угля, то
при обогащении этого же угля до нуля — до 8 %.
При обогащении антрацитов крупностью >6 мм образуется до 3 % шлама,
а при обогащении до нуля —до 4 %.
При обогащении менее прочных углей (марок ОС, Ж, К и шихты) допол-
нительно образуется от 9 до 17 % шлама.
Шлам, удерживаемый продуктами обогащения. Со-
держание шлама, удерживаемого неополаскиваемым концентратом отсадочных
машин, приведено в табл.Х.12.
Содержание шлама, уносимого концентратом при содержании твердого
в воде до 100 г/л для крупного концентрата и до 50 г/л для мелкого, невелико
и вполне допустимо.
462
Таблица X. 11
Распределение шлама крупностью <0,5 мм по продуктам обогащения
Продукт	Выход, %		Зольность, % 1	
	Пределы колебаний	Средние знамен ия	Пределы колебаний	Средние значения
Шлам марки Г
Концентрат
Концентрат флотационный
Отходы флотации
Промпродукт и шлам
Отходы
Всего
Рядовой уголь
Дополнительно образованный
шлам
0,3—1,5	0,9	7,8-32,1		18,3
6,4—13,6	8,8	8,1-	-20,3	14,4
2,2—5,2	3,8	54,7-	-72,2	65,5
0,1—1,9	0,8	24,4-	-61,7	46,8
0,2-0,8	0,5	60,8-	-78,5	70,2
14,8
7,9
7
22,1- 39,2
30,7
Шлам марки А
Концентрат (>6 мм)	0,8—1,1	—	20 -28,1	24
Отсев	12,5—14,3	13,4	42,2—44,5	43,3
Шлам	1,4-1,5	1,4	31—32,6	31,8
Отходы (>6 мм)	0,02—0,04	0,03	42,2—45,8	44
Всего
Рядовой уголь
Дополнительно образованный
шлам
14,83
13,1
2,7
25,5—27
Шлам марки ОС
Концентрат	5,2—11,5		8,4	8,8-	-12	10,4
Концентрат флотации	15,6-	-22,3	18,9	8,1-	-9,1	8,6
Отходы флотации	2,05-	-3,1	2,6	60,6-	-65,7	63,2
Промпродукт	0,4-	-1,1	0,74	24,1-	-29,2	26,7
Отходы	0,04-	-0,5	0,29	29,8-	-41,9	35,9
Всего
Рядовой уголь
Дополнительно образованный
шлам
20,6—21,1
30,93
20,8
9,55
12,9
Шлам марки Ж
Концентрат	13,3-	-14,5	13,9	12-	-13,1	12,5
Концентрат флотации	11-	-13,1	12	9-	-10,2	9,6
Отходы флотации	4—	-4,5	4,2	60,5-	-65,9	63,8
Промпродукт	2	-	-2,5	2,2	51,8-	-53,1	52,4
Отходы	1,3-	-1,9	1,6	62,5-	-64	63,2
Всего
33,9
463
Продолжение табл. X. 11
Продукт	Выход, %		Зольность, %	
	Пределы колебаний	Средние значения	Пределы колебаний	Средние значения
17,5—19,4
Рядовой уголь	16,3—17,8	17
Дополнительно	образованный —	17
шлам
Шлам марки К
Концентрат
Концентрат флотации
Отходы флотации
Отходы
Всего
Рядовой уголь
Дополнительно образованный
шлам
8,9—9,8
20,2—25,3
4,1— 4,5
0,2—0,7
20,3—25,7
9,3
22,7
4,3
0,4
36,7
22,9
13,9
6,1—8,3
8,3—9,5
73,5—75,9
52,1—59,1
7,2
8,9
74,7
55,1
11,7—19,7	15,7
Шлам смеси углей (шихты для коксования)
Общий концентрат
Отходы флотации
Промпродукт
Отходы
Рядовой уголь
Дополнительно
шлам
Всего
образованный
19,2—21,3
3,1—4,5
0,6—1
0,3—0,4
15,9—17,8
20,2
3,8
0,8
0,35
25,15
16,8
9,6
9,3—11,5
58,1—61,5
53,7—56,8
53—55
17,26—19,3
10,4
60,8
55.2
54
18,26
Таблица Х.12
Содержание шлама, удерживаемого концентратом отсадочных машин, %
Содержание
твердого
в воде, г/л
Крупность шлама,
мкм
Содержание
твердого
в воде, г/л
Крупность шлама,
мкм
Концентрат крупностью 12—80 мм
20	0,19	0,18	0,16
50	0,40	0,37	0,4
100	0,58	0,61	0,76
200	1,01	1,56	1,6
300	2,27	2,62	2,31
400	3,96	3,47	3,37
500	5,14	4	6,31
Концентрат крупностью
0,5—	12 мм		
20	0,39	0,37	0,37
50	0,71	0,52	0,79
100	1,56	1,43	1,51
200	2,66	2,36	2,77
300	3,78	3,79	4,78
400	5,78	5,9	7,11
500	8,52	8,32	11,56
464
Таблица Х.13
Изменение зольности концентрата в зависимости
от содержания шлама в оборотной воде, %
Содержание
твердого
в воде, г/л
Крупность концентрата, мм
12 -80	0,5— 12
Содержание
твердого
в воде, г/л
Крупность концентрата, мм
12 -80	0,5 — 12
0
20
50
100
200
300
400
500
На углеобогатительных фабриках среднее содержание шлама крупностью
<0,5 мм в крупном и мелком концентратах, промпродукте и отходах состав-
ляет, %:
Марка углей
Г .................................................... 2,18
А (при обогащении класса >6 мм) ..................... 1
ОС.................................................... 9,41
Ж.....................................................17,77
К...................................................... 9,8
Увеличение зольности концентрата отсадочных машин вследствие наличия
в нем более зольного шлама приведено в табл, Х.13.
Из приведенных данных видно, что при сильно загрязненной шламом воде
ополаскивание концентратов при обезвоживании является необходимой опера-
цией. При относительно чистой оборотной воде (содержание твердого не более
50—80 г/л) зольность концентрата повышается незначительно, менее чем на
0,1 %,
Плотность шлама разделяется на действительную — масса единицы
объема шлама без учета пор; кажущуюся — масса единицы объема шлама
в его натуральном виде, т. е. с присущими ему порами; насыпную — масса
единицы объема свеженасыпанного, слежавшегося или уплотненного шлама с
присущими ему порами как в отдельных частицах, так и между ними.
Плотность органической части шламов (угольного вещества) колеблется
от 1200 до 1500 г/м3, а минеральной (породы) — от 2000 до 2700 кг/м3.
Степень заполнения объема частицами шлама выражается
формулой
р = 6Н/'6О,
где р — степень заполнения, т. е. часть объема, занятая частицами шлама;
6И — насыпная плотность шлама, кг/м3; 60 — кажущаяся плотность шлама, кг/м3.
Фактическая плотность различных шламов приведена в табл. Х.14.
Насыпная плотность различных шламов коксующихся углей в зависимости
от их влажности и уплотнения приведена в табл. Х.15.
С повышением влажности концентрата флотации более чем на 2 % насыпная
плотность резко уменьшается, достигая минимального значения при влажности
шлама 12 %. Затем с увеличением влажности она снова возрастает. Это явление
характерно как для свеженасыпанного и уплотненного материала с учетом влаги,
так и для материала, пересчитанного на сухой продукт (рис. Х.21). То же наблю-
дается для отходов флотации и необогащенного шлама. Для отходов флотации
минимальная насыпная плотность соответствует влажности 14 %, а для необо-
гащенного шлама 12,8%.
Уменьшение насыпной плотности шламов при определенной влажности свя-
зано с механизмом действия свободной воды, которая вследствие проявления
капиллярных сил стремится занять объем с минимальной поверхностью, поэтому
она сосредотачивается в наиболее узких промежутках между частицами, главным
465
Таблица Х.14
Плотность шламов
Крупность
частиц» мм
Золь-
ность,
Плот-
ность,
кг/м3
Крупность
частиц, мм
Золь-
ность,
%
Плот-
н ость,
кг/м3
Необогащенный шлам
>1
0,5—1
0,25—0,5
0,1—0,25
0,045—0,1
<0,045
Исходный
3,38
3,39
4,70
9,72
16,55
40,23
18,97
1334
1345
1350
1420
1535
1830
1551
Концентрат флотации
0,045—0,1 <0,045	6,98 17,42	1399 1515
Исходны й	8,32	1385
Отходы флотации
Концентрат флотации
>1
0,5— 1
0,25—0,5
0,1-0,25
3,08
3,11
4,31
6,60
1333
1342
1345
1375
>1
0,5—1
0,25—0,5
0,1—0,25
0,045—0,1
<0,045
Исходны й
18,0
31,12
34,9
62,7
66,3
78,8
74,83
1455
1559
1724
2128
2268
2382
2329
Таблица Х.15
Насыпная плотность шламов в
зависимости от их влажности,
кг/м3
Влажность» о/ /0	Сухой шлам		Влажный шлам	
	свеженасы- панный	уплотненный	свежена- сыпанный	уплотненный
Необогащенный шлам
Сухой	693	899	693	899
4,76	541	711	567	744
12,04	385	646	430	724
23,07	461	913	567	1127
35,48	698	990	936	1335
Концентрат флотации
Сухой	667	870	667	870
4,76	500	667	524	699
12,04	354	606	397	679
23,07	444	860	546	1056
35,48	666	877	902	1188
Отходы флотации
Сухой	833	1053	833	1053
4,76	759	945	795	990
12,04	550	851	622	962
23,07	553	1206	680	1480
35,48	832	1560	1127	2113
466
Рис. Х.21. Изменение насыпной
плотности флотационного кон-
центрата в зависимости от влаж-
ности:
1,2 — свеженасыпанный; 3, 4 — уп-
лотненный; 1,3 — в пересчете на су-
хую массу; 2,4 — с учетом влаги
образом в точках их контактов. Поверхностное натяжение воды в менисках, обра-
зуемых маленькими объемами воды вокруг точек контакта частиц, удерживает
частицы в определенном положении, препятствуя их более плотной укладке.
Пористость шлама (табл. Х.16) определяется по формуле
т — (6 — 6п)/6,
где 6 — плотность шлама, кг/м3; 6Н— насыпная плотность шлама, кг/м3.
Удельная поверхность угольного шлама разной крупности
следующая:
Размер частиц, мм................... 0,5—1	0,25—0,5	0,1—0,25
Удельная поверхность, см2/г.......... 95,5	153,5	320
Угол естественного откоса отвалов шлама в зависимости
от влажности материала приведен в табл. Х.17.
Концентрат флотации теряет форму конуса при влажности более 25 %.
Дальнейшее повышение влажности приводит к растеканию материала.
Таблица Х.16
Фактическая пористость шлама
Таблица Х.17
Угол естественного откоса отвалов
Шлам
Влажность,
о/
/о
свеже-
насыпан-
ный
уплот-
ненный
Влажность
шлама, %
Форма конуса
Концентрат флотации
Сухой	0,496	0,372
4,76	0,638	0,518
12,04	0,745	0,562
23,07	0,680	0,378
35,48	0,520	0,367
Отходы флотации
Сухие
4,76
12,04
23,07
35,48
0,644
0,675
0,765
0,764
0,644
Необогащенный шлам
Сухой
4,76
12,04
23,07
35,48
0,553
0,650
0,752
0,703
0,552
0,550
0,595
0,635
0,484
0,330
0,420
0,540
0,583
0,410
0,361
Концентрат флотации
Воздушно-	40	Правильная
сухой		
2,77	40	»
7,89	50	»
14,63	40	
23,19	20	Нарушенная
35,18	15	Растекшаяся
Отходы флотации
40 Правильная
Воздушно-
сухие
2,77
10,25
20,45
31,37
42,85
52,05
40
40
30
22
20
10
»
»
Нарушенная
Сильно нару-
шенная
Растекшаяся
Сильно растек-
шаяся
467
Таблица Х.18
Набухание отходов флотации, %
Золь-
ность
отходов,
Содержа-
ние
класса
<0,06 мм,
%
Время контакта шлама с водой, ч
60
65
70
75
80
69,6
71,5
74,5
76,6
100
7,9
8,9
10,5
10,9
11,8
11,4
12,7
13,9
15,3
15,7
12,5
14,1
15,3
17,1
17,3
13,2
14,9
16,1
17,9
18,3
13,6
15,4
16,6
18,9
19,0
13,9
15,6
16,9
18,8
19,8
Отходы флотации теряют форму конуса только при влажности 30 %. Если
влажность превышает 40 %, отходы флотации растекаются. Поэтому площадки
для складирования слишком влажного шлама должны иметь ограничительные
бор ты.
Набухание зависит от содержания в шламе глинистого вещества.
Оно обусловлено действием адсорбционных, осмотических и капиллярных сил.
Фактическое набухание отходов флотации различной зольности приведено
в табл. Х.18.
Интенсивное набухание отходов флотации происходит в течение первых
2—2,5 ч. В дальнейшем набухание резко замедляется и после 6 ч увеличивается
всего лишь на 2,5—3,3 %.
Отходы флотации характеризуются следующими показателями набухания:
Слабая
Средняя Сильная
Зольность, % .............................
Содержание класса <60 мкм, %	.........
Степень набухания, %	............
60 — 70
70 — 75
12,4—15
70 — 75
75 — 77
15—16,8
75 — 80
77—100
16,8-17
Глава 6
СГУЩЕНИЕ И СКЛАДИРОВАНИЕ ОТХОДОВ ФЛОТАЦИИ
В процессе обогащения углей, кроме основных продуктов (концентрата,
промпродукта, иногда отсева, шлама), получают нетоварный продукт — отходы:
относительно крупные (порода крупных и мелких классов углей) и тонкие (от-
ходы флотации).
Отходы (порода) представляют собой твердый продукт с содержанием влаги
до 15 %, а отходы флотации и высокозольные фугаты (илы) —жидкий продукт
(пульпу) с содержанием твердого лишь 5—10 %.
Твердые отходы (породу) складируют в терриконы или плоские отвалы,
а отходы флотации и фугаты — в специальные хранилища (илонакопители)
или сгущают их, подвергают отжиму на фильтр-прессах и складируют совместно
с породой в общий отвал.
Складирование отходов. Отходы углеобогатительных фабрик,
выдаваемые сепараторами, отсадочными машинами, моечными желобами, обезво-
живаются в транспортных устройствах (колесо в тяжелосредном сепараторе,
ковшовые элеваторы в отсадочных машинах и желобах). Иногда эти отходы (тя-
желые среды) дополнительно обезвоживаются на грохотах и, как правило, акку-
мулируются в бункерах. В отвал отходы транспортируются в скипах или ваго-
нетках канатной тягой по рельсовому пути или по подвесным канатным дорогам,
железнодорожными вагонами, автомашинами, гидротранспортными установками.
Чаще всего для этой цели применяется автотранспорт.
Способ транспортирования отходов определяется местными условиями. От
фабрики они могут быть поданы к бункеру, расположенному у подножия отвала,
468
Рис. Х.22. Схема обезвоживания, транспортирования отходов и складирование
их скипами в террикон
Рис. Х.23. Обезвоживание и складирование отходов в хребтовый отвал с по-
мощью подвесной канатной дороги:
1 — ковшовый элеватор; 2 — скребковый конвейер; <3 — бункер; 4 — скип; 5 — подвес-
ная канатная дорога; 6 — хребтовый отвал
скребковым или ленточным конвейером, а из бункера выгружены скипами в отвал.
Рельсовый путь скипа начинается под бункером и заканчивается на вершине
отвала.
Каждому способу транспортирования отходов соответствует определенная
форма отвала: конусообразная, хребтовая, плоская.
Ниже описаны способы транспортирования и складирования твердых отхо-
дов, получившие наибольшее распространение на углеобогатительных фабриках.
Отходы после обезвоживания в ковшовых элеваторах 1 (рис. Х.22) транс-
портируются скребковым конвейером 2 в бункер 3, откуда дозируются в скип 4
и вывозятся по рельсовому пути на конический отвал 5 — террикон. Такой
способ складирования твердых отходов требует размещения отвалов рядом с фаб-
рикой.
Схема складирования твердых отходов, показанная на рис. Х.23, отличается
от предыдущей тем, что отходы в отвал транспортируются по подвесной канат-
ной дороге, что позволяет складировать их на относительно большом расстоянии
от фабрики и населенных пунктов. Этот способ транспортирования отходов
сложен в эксплуатации, особенно в зимнее время, и имеет малую пропускную
способность.
По схеме, изображенной на рис. Х.24, отходы в отвал транспортируются
электрооткаткой и скипами.
В последние годы на многих углеобогатительных фабриках получила рас-
пространение схема складирования отходов, изображенная на рис. Х.25. Авто-
самосвалы разгружают отходы в бункер, откуда они скипом вывозятся на терри-
кон. Когда бункер заполнен отходами, автосамосвалы разгружаются на рядом
расположенный плоский отвал.
469
Рис. Х.24. Обезвоживание и складирование отходов в террикон электрооткаткой
и скипами:
/ — ковшовый элеватор; 2 — скребковый конвейер; <3, 6 — бункера; 4 ~ электрооткат-
ка; 5 — приемник; 7 -- скип; 8 — отвал
I
Рис. Х.25. Обезвоживание отходов, складирование их автомашинами в плоский
отвал и скипом в террикон:
1 — ковшовый элеватор; 2 — грохот; 3 — скребковый конвейер; 4, 7 — бункера; 5 —
самосвал; 6 — плоский отвал; 5 — скип; 9 — террикон
Рис. Х.26. Структура отвалов:
а — конического; б — хребтового
Наибольшее распространение получили плоские отвалы с доставкой отхо-
дов в них автосамосвалами. Транспортирование отходов автомашинами и скла-
дирование их в плоские отвалы является характерным не только для фабрик,
но и для шахт. Это объясняется стремлением значительно упростить транспорти-
рование отходов путем маневренности автотранспорта и складирования их в пло-
ские отвалы, карьеры, овраги, в которых угроза самовозгорания отходов незна-
чительна. Плоские отвалы более удобны для последующей рекультивации заня-
тых ими земель.
Установлено, что наиболее склонны к самовозгоранию отвалы конической
формы — терриконы.
При складировании отходов происходит их сегрегация по крупности. Круп-
ные куски располагаются в основном у подошвы обвала, мелкие — в его верхней
и средней частях. Структура отвалов конического и хребтового типов показана
на рис. X. 26.
Зоны 1 и 2, состоящие преимущественно из крупных кусков отходов, имеют
большее количество воздушных каналов и пор, что способствует воздухопрони-
цаемости. Верхняя зона 3, сложенная из мелких и средних по крупности отходов,
является более плотным участком отвала. Установлено, что наиболее опасными
по самовозгоранию являются участки между / и 2 зонами. Это объясняется
менее плотной укладкой отходов в этом участке, их большей пористостью, и,
следовательно, обильным доступом воздуха. Чем выше отвал, тем больше опас-
ность самовозгорания отходов.
Практика показала, что ликвидировать горение и оползни отходов наиболее
легко при складировании их в отвал плоской фермы. В этом случае можно
успешно применять профилактические меры против самовозгорания: проилива-
ние отходов глинистой пульпой, послойное складирование с обезвоженными от-
ходами флотации. Складирование отходов регламентируется «Временной ин-
струкцией по безопасности эксплуатации породных отвалов угольных шахт
и обогатительных фабрик».
Сгущение отходов флотации и их складирова-
н и е. Для улавливания и сгущения отходов флотации применяются разного
рода сгустители, в частности, радиальные и с осадкоуплотнителем.
Радиальные сгустители (рис. Х.27) применяются главным образом для освет-
ления и сгущения отходов флотации. Однако технологические показатели их
работы не всегда удовлетворяют требованиям, предъявляемым к подобным ус-
тройствам. Удельная производительность радиальных сгустителей при приме-
нении флокуляции твердой фазы отходов и получении чистой воды не превышает
0,5—0,8 м3/(ч-м2). Кроме того, степень сгущения твердого низкая, особенно при
очень глинистых отходах флотации. Содержание твердого в сгущенном продукте,
как правило, находится в пределах 120—300 г/л. Такая низкая степень сгущения
не позволяет эффективно подвергать дальнейшей обработке этот продукт на
фильтр-прессах и совместно складировать его с отходами фабрики в твердом
виде в отвал. Вследствие этого применение сгустителей при строительстве фильтр-
прессовых отделений сокращается, так как содержание твердого после сгущения
отходов флотации составляет 500—600 г/л.
Наибольшее распространение на углеобогатительных фабриках получили
радиальные сгустители диаметром 25 и 30 м с периферическим приводом
(табл. Х.19). Радиальные сгустители большого диаметра с технологической
стороны менее выгодны, так как в центральной части таких сгустителей имеют
место значительные скорости потоков и вследствие этого условия осаждения
шлама в центральной части ухудшаются.
Эффективным устройством при сгущении отходов флотации является цилин-
дроконический сгуститель с осадкоуплотнителем (рис. Х.28).
Отходы флотации подаются в приемное устройство (стакан) с распредели-
тельным конусом внизу. Туда же подается флокулянт. Расход флокулянта при
флокуляции отходов флотации такой же, как и при сгущении их в радиальном
сгустителе. Основная часть потока движется в цилиндрической части сгустителя
к периферическому сливу в зоне I осветления воды. Меньшая часть потока обра-
зует небольшие завихрения в зоне// коллективного осаждения флокул. Уплот-
нение осадка (сжатие) происходит в зоне ///, образуемой конической частью
сгустителя, называемой осадкоуплотнителем.
471
/ В /7&7 /	7//// / / Л / / ю 	।	 	 		 	 	^-----Tvs J ] ipOStDj<v ^гу***^ ' мЯЬдд?г~\ \ AMtt'A	₽ИС' X-2?. Радиальный сгустита-п. о ™ . \__Ж^	С1.'Ститель с периферически	м приводом
сгустителя загряз-
частицами и стано-
использования на
Отходы флотации.
Флокулянт
V/
Осадок
Осдетлен-
ная Soda
Уплотнение осадка, происходящее под дей-
ствием давления, создаваемого силами тяжести
твердой массы, вызывает движение жидкости
в верхние слои.
При благоприятной характеристике твердой
фазы отходов и удельной производительности,
не превышающей 0,25—0,3 м3/(ч-м2), сгустители
с осадкоуплотнителем можно использовать для
осветления вод отходов флотации без примене-
ния флокулянтов. При более высокой удельной
производительности слив
няется тонкими илистыми
вится непригодным для
фабрике. В этом случае необходима флокуляция
твердой фазы отходов флотации.
Содержание твердого в сгущенном продукте
сгустителя 700 и даже 800 г/л относительно
легче достигается при более высоких удель-
ных производительностях, чем в радиальных
сгустителях.
Полученные в сгустителях с осадкоуплотни-
телем осадки, в отличие от сильно разжиженных
отходов, обладают механическими свойствами,
присущими в известной мере твердым телам, а
именно: прочностью, упругостью, эластичностью
и др. Поэтому отходы флотации при содержании
твердого <200 г/л оцениваются эффективной
вязкостью (Н-с)/м2, при содержании твердого от
статическим напряжением сдвига (Н/м2), при содержании твердого более
900 г/л — пластической прочностью (Н/м2).
Средние сдвиговые деформации для сфлокулированных
ных сгущенных отходов флотации следующие:
Содержание твердого, г/л.............
Предельное статическое напряжение сдвига,
Н/м2:
сфлокулированных отходов.........
несфлокулированных отходов
Флокулирование отходов флотации в
ность получаемых осадков.
При легком перемешивании осадки уплотняются более интенсивно, чем без
перемешивания. Например, с перемешиванием осадка, содержащего 640 г/л,
предельное статистическое напряжение сдвига составляет 39,5 Н/м2, а без пере-
мешивания — всего лишь 16,8 Н/ма. При перемешивании разрушаются крупные
агрегаты, что способствует более интенсивной отдаче воды.
Таблица Х.19
Технические характеристики радиальных сгустителей
с периферическим приводом
Рис. Х.28. Схема работы сгу-
стителя с осадкоуплотните-
лем
200 до 900 г/л — предельным
и
несфлокулирован-
343	384	396	461	515	678
1,6	3	4,2	7,5	12,5	47,5
0,6	1,1	1,3	1,9	3	8
значительной степени повышает
проч-
Параметр	П-18	П-25	П-30	П-40	П-50
Производительность, т/сут	250—750	500—1500	700—3600	1200—	1700—
Диаметр чана, м	18	25	30	3600 40	5100 50
Глубина чана в центре, м	3,6	3,6	3,6	4	4,5
Поверхность осаждения, м3	250	500	700	1250	1963
Мощность электродвигате-	3	5	5,6	8,5	14
ля, кВт Масса сгустителя без чана, т	16,9	30,5	33	63	73
Изготовитель •— Завод тяжелого машиностроения им . Куйбышева, г. Иркутск
473
Цилиндрический сгуститель с осадкоуплотнителем имеет по сравнению с ра-
диальным сгустителем ряд преимуществ.
Радиальный
сгуститель
Сгуститель
с осадко-
уплотнителем
Диаметр ............................... 25-30	10
Высота цилиндрической части, м . . . .	2,1 — 1,7	7
Высота конической части, м............. 1,9	8
Удельная производительность, м3/(ч-м2)
при сгущении, г/л:
200 ..................................... 0,8	4,5
300 ..................................... 0,5	4,0
400 ...................................... —	3,5
500 ...................................... —	3,0
600 ...................................... —	2,5
700 ...................................... —	2,0
800 ...................................... -	1,8
Более высокая удельная производительность сгустителя с осадкоуплотни-
телем объясняется большей высотой цилиндрической части, а высокая степень
сгущения — наличием осадкоуплотнителя. В радиальных сгустителях, как из-
вестно, наблюдаются в основном две зоны: осветления воды и сгущения твердого,
в цилиндрическом сгустителе имеется еще и зона уплотнения.
На действующих углеобогатительных фабриках для обработки отходов
флотации и их складирования применяются следующие схемы.
Отходы флотации (рис. Х.29) направляются в зумпф /, откуда насосом 2
перекачиваются в накопитель 3. Осветленная вода через приемный колодец 4
возвращается насосом на фабрику. Такая схема складирования отходов флотации
требует сооружения накопителя большой вместимости, так как при незначитель-
ном содержании твердого в отходах (30—50 г/л) его наполнение происходит весьма
быстро и в слив уходит загрязненная вода. Из-за сложности разгрузки и склади-
рования отходов флотации эта схема является малоперспективной и применяется
редко.
На рис. Х.ЗО показана схема с механизированными отстойниками. Из зум-
пфа 1 отходы насосом 6 подаются в механизированные наружные отстойники 5.
Флокулянт поступает в питание отстойников из емкости 2 при переходе слива
из одной ячейки в другую. Для частичного сброса отходов предусмотрено хра-
нилище. Отходы флотации периодически отстаиваются и уплотняются в одной
из секций отстойника с последующей выемкой их краном и разгрузкой на дре-
нажную площадку 3 или 5. После естественной просушки отходы загружают в авто-
машины или железнодорожные вагоны и вывозят в отвал. Эта схема при подаче
флокулянта в одной точке не обеспечивает получение чистого слива, что при-
водит г к дополнительному расходу флокулянта.
Отходы
Рис. Х.29. Складирование отходов
флотации в илоиакопитель
Рис. Х.ЗО. Схема обработки отходов
флотации с механизированными от-
стойниками
474
По схеме, показанной на рис. Х.31, отходы флотации из зумпфа 1 подаются
насосом 2 в радиальный сгуститель 3, куда поступает также флокулянт. Сгу-
щенные отходы флотации направляются в илонакопитель 4. Эта схема имеет
преимущество по сравнению со схемой, показанной на рис. Х.ЗО, так как основ-
ная часть воды возвращается в цикл фабрики после радиального сгустителя, не
перегружая наружные емкости.
Схема, показанная на рис. Х.32, отличается от предыдущей тем, что сгущен-
ные отходы флотации из радиального сгустителя 1 через зумпф 2 подаются на-
сосом 3 в специально оборудованные автомашины 4 и отвозятся в отвал 5. При
большой производительности фабрики и недостаточном сгущении отходов флота-
ции в радиальном сгустителе необходимо перевозить в отвал большие объемы
отходов. К тому же складирование жидких пульп в отвалы затруднительно.
На рнс. Х.ЗЗ показана схема, которая нашла широкое применение на угле-
обогатительных фабриках СССР. Эта схема предусматривает зумпф 7, насос 2
и радиальный сгуститель 3, в который подают флокулянт. Сфлокулированные
сгущенные отходы флотации направляют в наружные отстойники 4. Осевшие
отходы выгружают на дренирующую площадку 5, а затем после естественной
подсушки их автомашинами транспортируют в отвал 6 для складирования. Для
частичного сброса отходов флотации предусмотрено хранилище.
Отходы флотации обрабатывают также по схеме, изображенной на рис. Х.34,
Отходы классифицируют в осадительной центрифуге 1. Зернистую обезвоженную
часть направляют в железнодорожный вагон 5, а фугат осветляют в радиальном
сгустителе 2 с добавкой флокулянта. Сгущенный продукт радиального сгу-
стителя поступает в наружные отстойники 3 и после отстоя — на дренажную
площадку 4, где он просушивается на воздухе до влажности 28—40 %, а затем
загружается в железнодорожный вагон. Для частичного сброса отходов флотации
предусматривается хранилище.
На ряде фабрик были попытки применять схему с обезвоживанием сфлоку-
лированных и предварительно сгущенных в радиальном сгустителе отходов
флотации в осадительных центрифугах с подачей в них флокулянта. Однако эта
схема не нашла распространения из-за слишком большого расхода флокулянта
(350—450 г/т) и высокой влажности обезвоженного осадка (35—40 %).
Схема с применением ленточных вакуум-фильтров без применения
фильтр-прессов не обеспечивает полной обработки отходов флотации. Наличие
сливов гидроциклонов с содержанием тонкой части твердого ограничивает при-
менение этой схемы.
Наиболее перспективной является обработка отходов флотации с помощью
цилиндроконических сгустителей с последующим окончательным их обезвожи-
ванием на фильтр-прессах (см. рис. X. 17). Такая схема обеспечивает высокую
степень сгущения отходов флотации до содержания твердого в них 500—700 г/л,
получение чистой воды и обезвоженного осадка влажностью от 18 до 24 %.
Применение такой схемы позволяет иметь на фабрике одно, а не два отвальных
хозяйства, благодаря совместному складированию отходов флотации с отходами
фабрики, отказаться от дорогостоящих илонакопителей и осуществить замк-
нутый цикл. Эта схема осуществлена на ряде фабрик в Донбассе — ЦОФ
«Кальмиусская», «Чумаковская», «Киевская» и др.
На зарубежных углеобогатительных фабриках все больше получает распро-
странение схема, изображенная на рис. Х.17.
Кроме того, в некоторых странах, где отходы флотации имеют благоприят-
ный гранулометрический состав (содержание класса <<50 мкм не более 50 %),
применяют вакуум-фильтры (барабанные, дисковые). В этом случае удельная
производительность вакуум-фильтров невысокая, при расходе флокулянта 400—•
450 г/т твердого она составляет на 0,11—0,13 т/(ч-м2). Однако предпочтение от-
дается схеме с применением фильтр-прессов.
Утилизация отходов углеобогащения. На ряде
цементных заводов сырьевые смеси обеднены глиноземом и не позволяют полу-
чить клинкер с содержанием трехкальциевого алюмината 6—8 % в портланд-
цементе и 8—2 % в шлакопортландцементе.
Для повышения содержания трехкальциевого алюмината в клинкере обычно
используют добавки высокоглиноземистых глин или бокситов, что удорожает
стоимость цемента.
475
Оттодьк
fffnxadb/
Рис. X.31. Обработка отходов фло-
тации и складирование их в илона-
копитель
Рис. Х.32. Схема обработки отхо-
дов флотации и складирование сгу-
щенных отходов в илонакопитель
автомашинами
Отводы
Агпходь/
Рис. Х.ЗЗ. Схема обработки отхо-
дов флотации в отстойниках с выво-
зом их автомашинами
Рис. Х.34. Схема обработки отходов
флотации в центрифуге и наружных
отстойниках и вывоз их железно-
дорожными вагонами
Для этой цели могут быть использованы отходы углеобогащения, богатые
глиноземом (содержание А12О3 25—30 %).
Установлено, что при вводе в сырьевые смеси 5—8 % отходов содержание
трехкальциевого алюмината повышается до 10 %.
Отходы флотации также пригодны в качестве добавок в сырьевые смеси.
Отходы флотации могут быть использованы и в сельском хозяйстве. Для
этой цели получают карбоудобрения путем добавки к отходам флотации химиче-
ских отходов, содержащих азот, фосфор и калий. Полученная тестообразная
смесь гранулируется, сушится и измельчается. Применение этого вида удобре-
ний повышает урожай пшеницы на 7—10 %.
Отходы флотации можно применять в качестве удобрений также без допол-
нительной их обработки. В них содержится 6—23 % органического вещества
в пересчете на углерод, 0,1—0,3 % азота, 0,04—0,1 % фосфорной кислоты.
Внесение их в почву при расходе 10—20 т/га повышает урожай на 5—15 %.
Из отходов углеобогащения возможно получение генераторного газа с тепло-
той сгорания 4122—4850 кДж/кг и очаговых остатков, которые могут быть ис-
пользованы при производстве строительных материалов.
Отходы углеобогащения могут быть использованы также как сырье для
производства различных строительных материалов и в первую очередь аглопо-
рита — легких пористых заполнителей для бетонов и керамики. Аглопоритный
щебень, полученный из шихты оптимального состава, характеризуется следу-
ющими показателями: насыпная плотность 400—700 кг/м3, прочность 0,12—
0,14 кН/м2.
Легкие бетоны марок 35—200, полученные с использованием аглопоритного
щебня, имеют насыпную плотность от 1000 до 1600 кг/м3.
Интерес представляет также получение из отходов углеобогащения обычного
и пустотелого кирпичей.
Строительный кирпич может быть получен методом пластического формиро-
вания и полусухого прессования. При полусухом прессовании строительный
кирпич может быть получен во многих случаях без добавок глины. Временное
сопротивление кирпича сжатию составляет 4,3 кН/см3 при плотности 2000 кг/м3
и влажности 8 %.
Однако следует иметь в виду, что все перечисленные виды использования
отходов углеобогащения полностью не решают проблемы их утилизации, так как
объем используемых отходов невелик по сравнению с их наличием.
Раздел XI
ФЛОКУЛЯЦИЯ ШЛАМОВ
Глава 1
ОСНОВЫ ПРОЦЕССА флокуляции
Флокулянтами называют природные или синтетические химические
соединения, которые при введении в дисперсную систему (например, в суспензию
угольных или глинистых шламов) могут образовывать механические связи между
частицами твердой фазы и вызывать благодаря этому дестабилизацию системы.
В качестве флокулянтов рассмотрены только водорастворимые синтетические
полимерные соединения, применяемые на отечественных и зарубежных углеобо-
гатительных фабриках для интенсификации процессов осветления оборотных вод,
сгущения и обезвоживания минерализованных и угольных шламов.
Механизм дестабилизирующего действия полимерных флокулянтов (ПФ)
заключается в адсорбции растворенных молекул на частицах твердой фазы обра-
батываемой дисперсной системы и образовании таким образом механической
связи, так называемых «мостиков» между отдельными группами частиц. Возни-
кающие при этом агрегаты твердых частиц называются флокулами, а про-
цесс их образования — мостиковой флокуляцией.
Процесс флокуляции применяется на отечественных углеобогатительных
фабриках главным образом для интенсификации операции осветления и сгущения
отходов флотации в радиальных сгустителях и в отдельных случаях — для обез-
воживания предварительно сгущенных отходов флотации в осадительных цен-
трифугах. ПФ используются также для повышения эффективности фильтрования
флотационного концентрата и необогащенных шламов.
§ 1.	Адсорбция флокулянтов
Вид связи, возникающей при адсорбции ПФ на твердой поверхности, зависит
от химической природы полимера и, в частности, от способности его к диссоциа-
ции, и электрического заряда боковых (функциональных) групп углеводородной
цепи, образующей полимерную нить.
В соответствии с последним признаком ПФ делятся на неионогенные и ионо-
генные, или так называемые полиэлектролиты.
К полиэлектролитам относят те ПФ, в макромолекуле которых имеются
группы, обладающие кислотными или основными 'свойствами: СООН, СООМе,
NH2, NH и др. Такие макромолекулы при растворении диссоциируют на"высоко-
молекулярный макроион и низкомолекулярный ион. В зависимости от знака
заряда макропона ионогенные ПФ делятся на анионактивные и к а-
т и о н а к т и в п ы е.
Анионактивные полимеры диссоциируют в водных растворах, в нейтральной
и щелочной среде, с образованием отрицательно заряженного макроиона. Ка-
тиона ктивные полимеры при растворении в воде образуют положительно заряжен-
ный макроион.
К числу неионогенных полимеров относится, например, полиэтиленоксид *.
Могут быть выделены следующие виды связи полимер — твердая частица.
Электростатическое взаимодействие. Макромолекулы
ПФ с высокой плотностью заряда адсорбируются на твердых поверхностях,
обладающих электрокинетическим потенциалом противоположного знака. Такой
вид связи, энергия которой достигает сотен кДж/моль, характерен для^ионоген-
ных флокулянтов.
♦ Характеристики полиэтиленоксида и других флокулянтов рассматриваются в сле-
дующей главе данного раздела.
478
Водородная связь. Полимеры могут адсорбироваться также на
поверхности, имеющей одноименный, но не слишком высокий потенциал. В этом
случае осуществляется связь между водородом недиссоциированпых (карбоксиль-
ных, амидных и др.) функциональных групп флокулянта и электроотрицатель-
ными атомами (например, кислородом, серой, хлором) па твердой поверхности.
Важно, что за счет водородной связи при взаимодействии молекул может проис-
ходить их димеризация, тримеризация и т. д.
Димеризация путем водородной связи свойственна таким веществам, как
органические кислоты, на базе которых синтезируются водорастворимые поли-
меры, применяемые в качестве флокулянтов. Отмененное свойство должно спо-
собствовать возникновению во флокулирующих растворах надмолекулярных
структур-комплексов из соединившихся макромолекул. Энергия водородной
связи невелика — всего около 2,5 кДж/моль, но суммарная энергия многих тысяч
связей между минеральной поверхностью и водородом закрепляющихся на ней
функциональных групп макромолекул может представлять собой значительную
величину.
Химическая связь. На минералах типа солей (например, соли
кальция), имеющихся в виде вкраплений на поверхности высокозольных уголь-
ных шламов, установлено мультиплетное дипольное взаимодействие полимеров
с ионной решеткой, образующей ансамбли (мультиплеты) из ограниченного числа
активных центров, находящихся на строго определенном расстоянии друг от
друга. Имеют место также химические реакции между функциональными груп-
пами полимеров и ионами металлов (например, Са2+) на поверхности минерали-
зованных шламов с образованием соединений типа солей. Адсорбция такого рода
вызывается ионообменом. Не исключено, что обмен катионами, имеющимися
в молекулах полимеров и в наружной обкладке, — одна из причин изменения
потенциала поверхности флокулируемых суспензий.
Преобладание того или иного вида связи флокулянта с поверхностью мине-
ральных частиц и его флокулирующая активность определяются типом полимера
и условиями, имеющими место в данной системе.
Закрепление полимера на флокулируемой частице может осущест-
вляться:
непосредственно на твердой поверхности, если у макроиона и частицы
имеются электрические заряды противоположных знаков, а силы взаимодействия
твердой поверхности и ионов электролитов, присутствующих в дисперсионной
среде, не слишком велики;
в гидратной оболочке, в зоне прочно- или рыхлосвязанных с твердой поверх-
ностью слоев воды, в которой закрепление полимера может происходить через
противоположно заряженные ионы двойного электрического слоя (ДЭС), выпол-
няющие роль адсорбционных центров при закреплении полимера. Если полимер
имеет высокую степень ионизации и значительную длину молекулярной цепочки,
то закрепление полимера может осуществляться в слое противоионов ДЭС, т. е,
в зоне прочно связанной гидратной оболочки.
Наиболее прочная связь полимера с твердой поверхностью имеет место в слу-
чае электростатического взаимодействия и непосредственного закрепления его
на поверхности твердого тела либо в зоне прочно связанной с последним гидрат-
ной оболочки. Возможно также закрепление полимера в зоне диффузионной
части ДЭС у поверхности частиц, имеющих одинаковый с функциональной груп-
пой флокулянта заряд. Такой вариант закрепления возможен, если полимер
слабо ионизирован или имеет незначительную длину молекулярной цепочки,
а электростатическое поле и силы, удерживающие молекулы воды у твердой
поверхности, таковы, что преграждают непосредственный доступ к ней функцио-
нальным группам полимера. В этом случае соединительным звеном между поли-
анионом и отрицательно заряженной поверхностью являются катионы диффуз-
ного слоя (так называемая активированная адсорбция).
Механизм закрепления на твердых частицах наиболее часто применяемых на
обогатительных фабриках ПФ — полиакриламида и «Метаса» можно предста-
вить следующим образом. Оба флокулянта имеют анионактивные карбоксильные
и неионногенные амидные функциональные группы. Закрепление диссоцииру-
ющих карбоксильных групп на угольной (глинистой) поверхности или в двойном
электрическом слое вблизи нее происходит путем образования ионной связи;
479
недиссоциирующие амидные группы закрепляются посредством водородных
связей.
Учитывая, что угольные и глинистые суспензии в реальных производствен-
ных условиях несут, как правило, отрицательный заряд, наиболее эффективными
в качестве дестабилизатора по отношению к ним явились бы высокомолекулярные
катионактивные полимеры. Повышение эффективности флокуляции может быть
также достигнуто применением композиций из сравнительно короткоцепочных
катионактивных (например, полиэтиленимина) и длинноцепочных анионактивных
(полиакриламида) флокулянтов.
Первые из названных соединений адсорбируются непосредственно на отри-
цательно заряженной поверхности и служат как бы «посадочной площадкой»
для длинных «мостиков» — макроанионов. Такой механизм флокуляции пред-
ставляет собой вариант активированной адсорбции. Промышленные испытания
композиции из катионактивного полиэтиленимина и анионактивного полиакри-
ламида, проведенные на ГОФ им. Артема ПО «Ростовуголь», дали положительные
результаты.
Оптимальное количественное соотношение флокулянтов с различной ионной
активностью, зависящее от конкретных условий, определяется эксперимен-
тально.
§ 2. Факторы, определяющие процесс флокуляции
Можно выделить три основных фактора, определяющих эффективность про-
цесса флокуляции: свойства флокулянта, характеристика суспензии, подвергае-
мой обработке, и условия контакта флокулянта с суспензией. Каждый из указан-
ных факторов в свою очередь определяется рядом других факторов (рис. XI. 1),
из которых только некоторые поддаются регулированию или выбору в условиях
углеобогатительных фабрик.
Наиболее существенное влияние на эффективность процесса флокуляции
оказывают ионная активность применяемых полимеров и их молекулярная масса
(мол. масса).
Полимерные флокулянты подразделяются на низко- (мол. м. <105), средне-
(мол. м. 105—106) и высокомолекулярные (мол. м. >10ti). При прочих равных
условиях и при оптимальном соотношении мол. массы и крупности агрегируе-
мых частиц максимальные скорости седиментации флокул возрастают; соответ-
ствующие этим скоростям расходы флокулянтов снижаются по мере увеличения
мол. массы последних.
Для обеспечения оптимального соотношения отдельных классов крупности
флокулируемых частиц и макромолекул полимера в некоторых случаях может
оказаться целесообразным одновременное применение флокулянтов, обладающих
различной мол. массой при одинаковой ионной активности, например, «Метаса»
(мол. м. 3-Ю5) и гидролизованного полиакриламида (мол. м. 1 • 10б и выше).
Такое сочетание оказывается эффективным при сравнительно широкой шкале
классификации по крупности твердой фазы обрабатываемой суспензии.
В значительной степени на эффективность взаимодействия полимера с твердой
поверхностью влияет конформация его макромолекулы. Различают три основных
конформационных состояния макромолекулы полимера в водной среде: глобу-
лярное, фибриллярное и промежуточное состояние так называемого статистиче-
ского клубка.
Наиболее эффективны флокулянты, макромолекулы которых имеют в рас-
творе фибриллярную выпрямленную форму, так как при таком состоянии макси-
мальное число функциональных групп способно осуществлять связь с твердой
поверхностью, а вероятный «мостик» между соседними твердыми частицами ста-
новится длиннее. Макромолекула, находящаяся в растворе в виде свернутого
клубка, имеет слабые флокулирующие свойства, так как часть функциональных
групп цепи экранируется соседними группами.
С целью выпрямления макромолекул на обогатительных фабриках применяют
щелочной гидролиз полиакриламида и «Метас». При гидролизе амидные группы
замещаются карбоксильными, хорошо диссоциирующими в щелочной и ней-
480
Процесс мостиковой флокуляции
Моногенность
Флокулянт
Молекулярна я
масса
Раствор
флокулянта
Неионогенный
Низкомолекуляр -
ный, м.м< Ю5
Концентрация
1— Анионный
Среднемолекуляр-
ный ,м.м 105-10s
Способ
приготовления
Высокомолекуляр -
Продолжительность,
условия хранения
Суспензия
Жидкая
фаза
Твердая
фаза
Условия
контакта
флокулянта с
суспензией
Плотность
Солевой
состав
Дозировка
__ Степень дисперсное
ти[уд. поверхность)
pH
Точка подачи
Концентрация
Температура
Способ подачи
Свойства
поверхности
^-потенциал
Электро -
проводность
Перемешивание
Жесткость
Интенсивность
Время
Вещественный
состав
Степень
ей вратированности
Рис. XL 1. Основные факторы, определяющие протекание процесса мостиковой
флокуляции
16 Заказ 77
тральных средах (в оборотных водах углеобогатительных фабрик концентрация
водородных ионов близка к нейтральной). Под влиянием электростатического
отталкивания одноименных отрицательных зарядов продиссоциировавших карбо-
ксильных групп, находящихся на расстоянии нескольких ангстрем, углеводо-
родная цепь распрямляется. Для диссоциации и выпрямления полимерных це-
пей, дающих в растворе макрокатион [полиэтиленимин, высокомолекулярный
полиэлектролит катионный (ВПК)] необходима кислая (pH <7) или нейтраль-
ная среда. При отсутствии электростатического отталкивания между функцио-
нальными группами действуют лишь ван-дер-ваальсовы силы притяжения и
молекула полимера приобретает форму глобулы (клубка).
Суспензия, подвергаемая обработке флокулянтами на обогатительных фаб-
риках, чаще всего представлена отходами флотации и минерализованными вы-
сокодисперсными илистыми шламами, реже — необогащенными шламами и
флотационным концентратом.
Концентрация твердой фазы в обрабатываемых суспензиях изменяется от
20—50 кг/м3 (отходы флотации непосредственно после флотационных машин)
до 250—350 кг/м3 (отходы флотации, сгущенные перед центрифугированием,
флотационные концентраты, подаваемые на фильтры). При осветлении суспензий
в сгустительных устройствах, осаждение твердой фазы в которых происходит
под действием только гравитационных сил (радиальные сгустители, шламовые
отстойники), применение флокулянтов неэффективно, если концентрация твердого
превышает в среднем 60 кг/м3. При более высоких концентрациях твердого в су-
спензии скорости седиментации сфлокулированных шламов резко уменьшаются,
и при достижении 100 кг/м3 добавки флокулянтов практически не улучшают про-
цесса осветления: флокулообразование сопровождается структурированием сус-
пензий и их стабилизацией.
Суспензии с начальным содержанием твердого более 100 кг/м3 целесообразно
подвергать сгущению до концентрации 200—250 кг/м3 и дальнейшей обработке
в зависимости от характеристики твердой фазы в осадительных центрифугах или
на фильтрах с применением флокулянтов.
В осадительных центрифугах сфлокулированные осадки сжимаются и от-
деляются^ от жидкой фазы под действием центробежных сил, превосходящих
силы тяжести в 200—300 раз. При фильтровании суспензий положительный
эффект флокуляции достигается путем структурирования осадка и уменьшения
его сопротивления, а также в связи с частичной дегидратацией твердой поверх-
ности, возникающей при использовании катионактивных флокулянтов.
Гранулометрическая характеристика твердой фазы
существенно влияет на кинетику процесса флокуляции суспензий.
Зависимость эффективности флокулирующего действия полимеров от раз-
меров частиц шламов, подвергаемых флокуляции, приведена в табл. XI. 1. Ча-
стицы крупностью 0,074—1 мм, высокое содержание которых характерно для
Таблица XI.1
Эффективность флокуляции в зависимости от размера частиц *
Соединения	0,074 — 1 мм	0,001- 0,074 мм	Колло- идн ые частицы
Низкомолекулярные (коагулянты) — соли элек-	X	z'x	О
тролитов (заряд иона противоположен заряду адсорбента) Полимерные соединения: низкомолекулярные ионогенные		О	О
неионогенные	*—I"-"	О	
высокомолекулярные ионогенные	О	О	О
неионогенные	О	О	
•о — эффективный; -ф — недостаточно эффективный; X — неэффективный.
482
необогащенных шламов и флотационного концентрата, эффективно флокулируют
только при использовании высокомолекулярных полимерных соединений (по-
лиакриламид, полиоксиэтилен и др.) Частицы крупностью 0,001—0,074 мм
эффективно флокулируют также при добавках относительно низкомолекулярных
полимерных соединений. Поэтому при обработке суспензий с высоким содержа-
нием твердых частиц крупностью <0,074 мм (отходы флотации, илы) могут быть
рекомендованы флокулянты с мол. м. <10rt («Метас», «Гипан» и др.).
При флокуляции частиц коллоидных размеров (<0,00Гмм) особенно большое
значение приобретает сочетание заряда поверхности и флокулирующих (коагу-
лирующих) реагентов, в’'том числе солей электролитов.
Повышение содержания тонких частиц в твердой фазе флокулируемых суспен-
зий вызывает значительное увеличение дозировок флокулянтов, необходимых
для достижения заданного технологического эффекта.
Вещественный состав отходов флотации и илов характеризуется
преобладанием глинистого материала, содержание которого достигает 80—90 %.
В необогащенных шламах антрацитов и менее метаморфизованных углей пре-
обладающим вещественным компонентом является органическая масса (собственно
антрацитовое или угольное вещество), содержание которой в зависимости от
класса крупности колеблется в пределах 50—80 %.
Следовательно, эффективность флокуляции необогащенных шламов в зна-
чительной степени определяется способностью полимера закрепляться на соб-
ственно угольном веществе и образовывать с ним прочные адсорбционные связи.
Гидратированность поверхности суспензий — один из важных факторов
адсорбции полимеров и мостиковой флокуляции. Заряд поверхности минерали-
зованных шламов всегда имеет отрицательное значение, величина которого колеб-
лется в пределах 20—30 мВ. Как правило, в связи с окисленностью имеет отри-
цательный заряд также поверхность собственно угольных, в том числе и антра-
цитовых, суспензий.
Закрепление анионактивных полимеров у поверхности твердых частиц,
заряд которых имеет отрицательное значение, может осуществляться в наружной
части двойного электрического слоя, связанной с гидратной оболочкой. Следова-
тельно, особое значение при закреплении полимера имеет степень гидратации
и прочность связи гидратной оболочки с поверхностью флокулируемых частиц.
Поэтому при флокуляции глинистых минерализованных шламов (отходы фло-
тации, илы), имеющих отрицательный заряд поверхности и прочную гидратную
оболочку, эффективными, как показывает практика, могут быть анионактивные
флокулянты (полиакриламид, «Метас»).
Для суспензоида, имеющего отрицательный заряд поверхности и рыхлую
подвижную гидратную оболочку (например, антрацитовые шламы), наиболее
эффективны катионактивные полимерные соединения с достаточной мол. массой,
прочное закрепление которых будет иметь место во внутренней части двойного
электрического слоя, или сравнительно короткоцепочные катионные полимеры
в сочетании с высокомолекулярными анионными полимерами.
Таким образом, эффективность флокулирующего действия водорастворимых
полимеров является функцией ряда факторов, характеризующих не только сам
реагент, но и условия его применения.
Глава 2
ОСНОВНЫЕ ФЛОКУЛИРУЮЩИЕ СРЕДСТВА И ОЦЕНКА
ИХ ЭФФЕКТИВНОСТИ
§ 1. Флокулянты
Промышленный выпуск полимерных флокулянтов освоен химической про-
мышленностью СССР и наиболее развитых зарубежных стран. В практике отече-
ственного углеобогащения применяются, как уже отмечалось, главным образом
анионактивные полимеры — полиакриламид (ПАА) и «Метас». Изготовлен и
испытан на обогатительных фабриках в виде опытных партий ряд других флоку-
лянтов.
16*
483
ПАА выпускается в виде геля и гранул, мол. масса полиакриламидных фло-
кулянтов колеблется в пределах (1—6) 106, Содержание основного вещества
в гелеобразном продукте составляет 6—8 %, остальная часть представляет
собой воду и неорганические примеси. Содержание полимера в сухом гранулиро-
ванном полиакриламиде (СГ ПАА) достигает 45—60 %.
ПАА-гель выпускается в виде известковой и аммиачной модификаций. Из-
вестковый ПАА получается при нейтрализации избытка серной кислоты, исполь-
зуемой в процессе полимеризации, известью, а аммиачный — аммиачной водой.
В зависимости от флокулирующей активности известковый и аммиачный ПАА
выпускают высшего и первого сортов.
Структурный элемент ПАА имеет формулу
сн2
он
Для интенсификации процесса флокуляции проводят щелочной гидролиз
ПАА по реакции
+ Н2о + «N'jOH —МСН£-СН"СН^СН-СН2
п
Нао 4-#Na+
Ч-лЫНд
сн2-сн-сн2- сн-сн
nh2 ONa
+ Н9О + NH
Э
-*л
Наличие хорошо диссоциирующих в нейтральных и щелочных средах кар-
боксильных групп придает полимеру анионактивные свойства и создает условия
для распрямления макромолекулы до вытянутой (фибриллярной) конфигурации.
Одновременно ускоряется процесс растворения ПАА в воде •.
«Метас» — сополимер метакриловой кислоты и ее амида. Выпускается он
в виде гранул с концентрацией основного вещества 35—60 %,
Структурный элемент «Метаса» имеет формулу
где т : п ~ 1 : 1.
«Метас» хорошо растворим в водных растворах щелочей, его мол. масса
равна 3-105.
• Рекомендации по приготовлению растворов флокулянтов, в том числе по дози-
рованию щелочи, будут даны ниже,
484
Разработана технология синтеза модификации «Метаса» — «Метасола», не
требующего применения щелочи NaOH при растворении. «Метасол» также вы-
пускается в виде гранул.
Формула структурного элемента «Метасола» отличается от формулы «Ме-
таса» тем, что звено, представляющее собой метакриловую кислоту, заменено
в структуре последнего ее натриевой солью. Эта замена обеспечивает хорошее
растворение «Метасола» в водной нейтральной среде, его мол. масса составляет
3‘105, содержание основного вещества 50—60 %. Согласно данным промышлен-
ных испытаний, по флокулирующей активности и технологическим показателям
«Метасол» аналогичен «Метасу».
В промышленных масштабах выпускается флокулянт «Гипан», испытанный
с положительными результатами на углеобогатительных фабриках. Он пред-
ставляет собой сополимер акриловой кислоты, ее амида и нитрила в виде вязкой
жидкости с концентрацией основного вещества 10 %. Формула имеет вид
CN
z
где x:i/:z=8:l:l.
Изготовлена опытная партия анионактивного порошкообразного флокулянта
М-14ВВ. Он испытан в радиальном сгустителе отходов флотации ЦОФ «Дзер-
жинская» ПО «Донецкуглеобогащение» и показал более высокую технологиче-
скую активность, чем ПАА и «Метасол».
Соединение М-14ВВ представляет собой сополимер метакриловой кислоты
и метилметакрилата со структурной формулой
Соотношение звеньев т : п = 4 : 1; мол. м. = (Зч-4) 105. Концентрация
основного вещества от 73 до 80 %. При растворении М-14ВВ так же, как и при
растворении «Метаса», рекомендуется использование щелочи.
Преимуществами М-14ВВ являются его порошкообразная форма и высокое
содержание основного вещества.
В промышленных условиях испытан в качестве интенсификатора процесса
фильтрования флотационного концентрата надисковых вакуум-фильтрах неионо-
генный флокулянт полиэтилен оксид (ПЭО) — порошкообразный продукт белого
или слабо-желтого цвета с частицами крупностью до 3 мм. Мол. масса ПЭО не
менее 2- 10е, содержание основного вещества в товарном продукте составляет 98 %.
Формула структурного элемента ПЭО
Испытания показали, что применение ПЭО примерно в 2 раза повышает
производительность фильтров и снижает влажность осадка. . ; л
Катионактивные флокулянты в СССР выпускаются пока в виде опытных
партий.
4S5
Флокулянт
ПАА-гель (известковый и
аммиачный) первого и выс-
шего сортов ТУ 6-01-1049—76
Гранулированный ПАА
ТУ-2—68
*«Метас» — порошок
ТУ 6-01-254—74
М-14ВВ — зернистый поро-
шок ТУ 6-01-1070—76
«Метасол» — гранулы
«Гипан» — вязкая жидкость,
МРТУ 6-01-166—74
ПАА — порошок
ТУ 6-05-041—422 (НФ)—77
ПЭН — вязкая жидкость
ВПК-101 — вязкая жид-
кость,	ТУ ^6-05-231-140—76
Таблица XL2
Флокулянты» выпускаемые и осваиваемые промышленностью СССР
Степень освоен-
ности выпуска
Молекулярная
масса
Содер-
жание
основно-
го веще-
ства, %
Тип полимера
Стоимость
(100 %-го
полимера),
руб/т
Выпускается в про-
мышленных масштабах
То же
»
Освоено опытно-про-
мышленное производ-
ство
Выпущены опытные
партии
Выпускается в про-
мышленных масштабах
Выпускается в объеме
опытно-промышл ен ны х
партий
Выпущены опытные
партии
То же
(1—6)-106
ЫО5—3- 10е
3-105
3—4-105
3-105
3-105
Не менее
2-Ю6
Не менее
4-Ю4
2-Ю5
6—8
45—60
35—60
73—80
50—60
10
98
30—50
Не ме-
нее 20
Неионогенный полимер амида
метакриловой кислоты; в ги-
дролизованном виде анионак-
тивный
То же
Анионактивный сополимер ме-
такриловой кислоты и ее амида
Анионактивный сополимер ме-
такриловой кислоты и метил-
метакрилата
Анионактивный сополимер
амида метакриловой кислоты
и ее натриевой соли
Анионный сополимер акрило-
вой кислоты, ее амида и ни-
трила
Неионогенный полимер окиси
этилена
Катионактивный полимер эти-
ленимина
Катионактивный полимер на
стирольной основе
1450—1035
1500
2100
2300
2100
1350
3400
5000
(ориенти-
ровочно)
2820
На операциях обработки антрацитовых суспензий испытаны опытные партии
полиэтиленимина (ПЭИ), являющегося продуктом полимеризации этиленимина
и эпихлоргидрина со структурным элементом. ПЭИ представляет собой бесцвет-
ную или слабо-желтую вязкую жидкость с содержанием основного вещества
в пределах 30—50 %, мол. масса ПЭИ не менее 4* 104.
Флокулянт испытывали на операции центробежно-флокуляционной обра-
ботки антрацитовых шламов в сочетании с ПАА и при обезвоживании антраци-
товых шламов на грохоте. В обоих случаях он обнаружил свойства эффектив-
ного дегидратора, а в сочетании с ПАА способствовал, кроме того, более эффек-
тивной флокуляции шламов.
Проведены промышленные испытания катионактивного флокулянта ВПК-101
при фильтровании флотационного концентрата на дисковых вакуум-фильтрах.
ВПК-101 синтезирован на основе стирола и триметиламина. Структурный эле-
мент ВПК-101 имеет формулу *
1 сн0 - сн —
* 1
сн2
ы(снз)зС|
ВПК-101 представляет собой вязкую прозрачную жидкость от светло-жел-
того до янтарного цвета с содержанием основного вещества не менее 20 %, мол
масса полимера 2-105.
При использовании ВПК-101 производительность фильтров возрастает при-
мерно на 25 %, влажность осадка снижается на 3 %.
Характеристика флокулянтов, выпускаемых и осваиваемых промышлен-
ностью СССР, приведена в табл. XI.2.
За рубежом флокулянты, как правило, выпускаются в виде быстрораствори-
мых порошков, что облегчает применение их в производственных условиях.
§ 2. Оценка эффективности действия флокулянтов
Флокулирующую активность ПАА определяют по скорости осветления су-
спензии и чистоте слива.
Определение скорости осветления суспензии. Скорость осветления оценивают
в соответствии с ТУ 6-01-1049—76.
Приборы, реактивы и материалы, необходимые для проведения испытаний,
следующие:
охра марки «Золотистая», сухой пигмент для художественных работ; цилиндр
мерный (ГОСТ 1770—74) вместимостью 250 мл; стакан стеклянный (ГОСТ
23932—79 Е и ГОСТ 25336—82 вместимостью 200 мл; мешалка дисковая; весы
технические марки ВЛТ; пипетка, градуированная по ГОСТ 20292—74, вме-
стимостью 1—5 мл; электрический сушильный шкаф СНОП- 3,5.3,5.3,5—ЗМ или
аналогичный, обеспечивающий температуру 100 °C; секундомер С-1-2а с ценой
деления 0,2 с по ГОСТ 5072—79 или аналогичный; магнитная мешалка ММ-3.
Испытания проводят в стеклянном мерном цилиндре вместимостью 250 мл.
На цилиндр надевают два резиновых кольца. Первое кольцо закрепляют ниже
уровня на 20 мм, т. е. ниже отметки, отвечающей объему 250 мл, второе кольцо —
ниже первого точно на 100 мм. Для перемешивания испытуемой суспензии при-
меняют мешалку — диск с отверстиями, изготовленный из жести, латуни или
♦ Аналогичную формулу имеет флокулянт ВА-2, синтезируемый по несколько иной
технологической схеме.
487
нержавеющей стали и соединенный с длинным стержнем пайкой, сваркой или
резьбой.
Размеры мешалки, мм
Толщина диска.............................................. 1
Диаметр отверстий в диске ................................. 2
Число отверстий ......................................... 22	— 25
Диаметр стержня......................................... 3
Длина стержня........................................... 380	— 400
Диаметр диска, примерно................................... 30
Так как диаметры цилиндров не одинаковы, диск мешалки изготовляют
с таким расчетом, чтобы между цилиндром и диском был небольшой зазор (1 мм).
В химический стакан помещают 10 г (погрешность не более 0,01 г) сухой
стандартной охры и добавляют 150 мл дистиллированной воды. Суспензию тща-
тельно перемешивают, кипятят 10 мин и затем охлаждают до комнатной темпе-
ратуры (предварительно охру сушат до постоянной массы при температуре не
выше 100 °C, после чего ее хранят в таре, предохраняющей от увлажнения).
Содержимое стакана полностью переносят в цилиндр, объем суспензии доводят
до 250 мл, добавляя дистиллированную воду, и хорошо перемешивают. В цилиндр
пипеткой добавляют 2 мл 0,5 %-ного раствора ПАА, полученного путем растворе-
ния соответствующего количества флокулянта в дистиллированной воде с по-
мощью магнитной мешалки ММ-3. Диск с отверстиями, действующий подобно
поршню с кольцевым зазором, опускают на дно цилиндра и затем поднимают
почти до поверхности суспензии в цилиндре. Время одного перемешивания (одного
поступательно-возвратного движения диска) должно быть постоянным и равным
4 с. Суспензию с флокулянтом перемешивают дисковой мешалкой четыре раза.
Эти четыре поступательно-возвратных движения мешалки должны длиться 4Х 4 —
— 16 с.После этого определяют время осаждения охры, замеряя по секундомеру
продолжительность прохождения границы между осветляемой жидкостью и
сфлокулированным осадком (т. е. между первым и вторым резиновыми кольцами
на цилиндре).
Скорость осветления у (м/ч) суспензии вычисляют по формуле
у — 360/т,
где т — время прохождения границы раздела фаз между кольцами, с.
За скорость осветления суспензии принимают среднее значение из двух па-
раллельных определений.
Определение чистоты слива суспензии. Наряду с установлением флокулиру-
ющей активности ПАА рекомендуется определять чистоту слива после проведе-
ния флокуляции, являющуюся одним из основных показателей процесса осветле-
ния угольных суспензий. Чистота слива оценивается по его оптической плотности,
измеренной на фотоколориметре.
Для измерения оптической плотности проба осветленной жидкости отби-
рается сразу же после прохождения границы раздела между осветленным слоем
и осадком уровня нижней метки в цилиндре. Проба отбирается пипеткой вместимо-
стью 10 мл, погруженной в цилиндр до середины уровня между метками. За-
тем она переносится в стакан и тщательно перемешивается, после чего помеща-
ется в кювету, устанавливаемую в фотоколориметр. Замеры необходимо прово-
дить сразу же после отбора проб и выполнять параллельные определения.
В качестве эталона сравнения при измерении оптической плотности исполь-
зуют дистиллированную воду. Чистота слива характеризуется разностью 1 — Д
(где Д — оптическая плотность). Чем ближе разность 1 — Д к единице, тем
чище осветленный слой суспензии.
§ 3. Определение концентрации основного вещества
в полиакриламиде
Согласно ТУ 6-01-1049—76 на ПАА-гель технический содержание основ-
ного вещества в готовом продукте соответствует концентрации акриламида в ней-
трализованном растворе перед полимеризацией. Поэтому в данных технических
условиях указаны способы определения акриламида бром ид-броматным и рефрак-
488
тометрическим методами в пробе до полимеризации непосредственно на заводе-
изготовителе. На углеобогатительные фабрики поступает готовый полимер,
поэтому ниже рассматриваются не включенные в ТУ методики определения
основного вещества в гелеобразном и сухом гранулированном ПАА. Методы
определения концентрации основного вещества в других флокулянтах (за исклю-
чением ВПК-101), приведенных в табл. XI.2, пока разработаны недостаточно.
Определение концентрации основного вещества в полиакриламиде-геле. Ана-
лиз аммонийного ПАА (при синтезе для нейтрализации избытка серной
кислоты используется аммиачная вода). Содержание основного вещества (поли-
мера) в аммонийном ПАА представляет собой разность между массой нелетучих
веществ и суммарной массой прокаленного остатка и сульфата аммония, выражен-
ную в процентах. Следовательно, предварительно в геле необходимо определить:
массу нелетучих веществ В; содержание зольного остатка в полимере содер-
жание сульфата аммония Х2.
Для определения массы нелетучих веществ В 3—4 г ПАА-
геля распределяют стеклянной палочкой тонким слоем по внутренней поверхности
предварительно взвешенного фарфорового тигля и взвешивают на аналитических
весах с точностью ±0,0001 г. Затем тигель с гелем помещают в сушильный шкаф
и высушивают до постоянной массы при температуре 95—100°, Записывают массу
нелетучих веществ. Тигель с осадком сохраняют для определения зольного
остатка.
Для определения зольного остатка тигель с осадком, получен-
ным в предыдущем определении, помещают в муфель и прокаливают при темпе-
ратуре не ниже 800 °C до постоянной массы, зольный остаток (в %) вычисляют
по формуле
Х,= 100 Д/Т,
где Д — масса золы, г; Т — навеска полимера, г.
Для определения содержания сульфата аммония Х2
пробу геля (около 2 г), взвешенную на аналитических весах, помещают в стакан,
приливают 200 мл дистиллированной воды и перемешивают ее до полного раство-
рения на микроразмельчителе РТ-2. Раствор переводят в стеклянный стакан
вместимостью 300 мл. Ополаскивают стакан, в котором растворяли полимер,
небольшим объемом дистиллированной воды и соединяют ее с приготовленным
раствором. Добавляют 2 мл концентрированной соляной кислоты и нагревают
раствор до кипения. Затем приливают 40 мл горячего 10 %-кого раствора хло-
ристого бария небольшими порциями и тщательно перемешивают раствор стек-
лянной палочкой. Раствор ставят на теплую песчаную баню на несколько часов
(лучше на ночь). Осадок отфильтровывают через двойной фильтр (синяя лента),
сливая сначала верхний слой раствора, не взбалтывая, а затем раствор с осадком.
Осадок на фильтре промывают дистиллированной водой до отрицательной реак-
ции на хлор-ион, добавляя 1—2 капли 0,1 %-ного раствора азотнокислого се-
ребра. Фильтр с осадком переносят в предварительно прокаленный и взвешенный
на аналитических весах тигель, подсушивают на электроплитке и помещают
для прокаливания в муфельную печь до постоянной массы при температуре
800 °C.
Содержание сульфата аммония (%) вычисляют по формуле
Х2 - Д-0,4115-1,375-100/Г,
где А —• масса осадка сульфата бария, г; 0,4115 — коэффициент массового пере-
счета на ион SO4; 1,375 — коэффициент массового пересчета иона SO4 на (NH)2SO4;
Т — навеска геля, взятого на анализ, г.
Содержание основного вещества (%) в аммонийном ПАА рассчитывают
по формуле
С = 100В/Т — (X, + Х2).
Пример расчета. Масса нелетучих веществ В — 0,2731 г: Масса золы Д =
= 0,0061 г; навеска геля Т — 3,2479 г; зольный остаток — (0,0061 • 100)/3,2479 =
~ 0,19 %. Масса осадка сульфата бария А 0,262; навеска геля Т — 2 г; содержание
сульфата аммония Х.> — (0,26• 0,411 5• 1,375• 100)/2 — 0,69; содержание основного веще-
ства С — 100 • В/Т -ДХЛ ± Х2) = 100-0,2731/3,2479 — (0,19 ± 0,69) — 7,5 %.
489
Анализ известкового ПАА (при синтезе для нейтрализации и
избытка серной кислоты используется известковое молоко). Содержание основ-
ного вещества (%) в известковом ПАА вычисляется по формуле
С — 100В/Т —
где В — масса нелетучих веществ после высушивания при температуре 100 °С} г;
Xi — зольный остаток в полимере, %; Т — навеска геля, г.
Определение массы нелетучих веществ и зольного остатка проводится так же,
как при анализе аммонийного ПАА.
Пример расчета. Масса нелетучих веществ В = 0,3100 г; масса золы Д ~
— 0,001 г; навеска геля Т — 4,0442 г; зольный остаток — (0,001  100)/4,0442 — 0,02 %;
содержание основного вещества С — (0,3100* 100J/4,0442 — 0,02 = 7,68 %.
Реактивы, материалы и приборы, необходимые для проведения анализа,
следующие:
барий хлористый х. ч. или ч. д. а.; кислота соляная х. ч.; серебро азотно-
кислое ч. д. а.; весы аналитические АДВ-200М; макроразмельчитель ткани
РТ-2; печь муфельная МП-2УМ, 1000 °C; стакан химический на 300 мл; фильтры
бумажные (синяя лента); тигли фарфоровые.
Определение концентрации основного вещества в сухом гранулированном
полиакриламиде. Согласно ТУ-2—68 содержание ПАА в сухом полимере опреде-
ляют методом высаливания в ацетоне или этиловом спирте. Кроме этого, рекомен-
дуется массовый метод определения основного вещества в полимере, который
исключает применение токсичных и огнеопасных реактивов и повышает точность
метода.
Метод высаливания в ацетоне или этиловом
спирте. Содержание основного вещества в сухом гранулированном ПАА,
определяемое методом высаливания, равно разности между массой полимера
после высаливания и массой зольного остатка.
Навеску СГПАА массой 1—2 г растворяют в 100 мл дистиллированной воды
до получения однородного раствора. Полученный раствор ПАА смешивают
с 200 мл охлажденных до 10—15 °C этилового спирта или ацетона при постоянном
перемешивании.
При осаждении ПАА из щелочных растворов его предварительно подкисляют
соляной или серной кислотой до pH 2—3. Перемешивание продолжают до полного
выделения полимера в осадок. Осадок отфильтровывают через предварительно
взвешенный бумажный фильтр декантацией, затем переводят весь осадок на
фильтр и промывают его 30—50 мл спирта или ацетона. Фильтр с осадком высу-
шивают в сушильном шкафу при температуре 100—105 °C до постоянной массы,
взвешивая его на аналитических весах.
Содержание (%) полимера после высаливания вычисляют по формуле
Q = 100К/Г,
где К — масса полимера после высушивания в сушильном шкафу, г; Т — на-
веска полимера, г.
Содержание С (%) основного вещества в СГПАА определяют по формуле
С — Q —
где Q — содержание полимера после высаливания, %;	— содержание зольного
остатка в полимере, %.
Для определения зольного остатка Х1 в полимере фильтр с осад-
ком после высушивания в сушильном шкафу помещают в фарфоровый тигель и
далее ведут определение и расчет, как при анализе ПАА-геля.
Пример расчета. Масса полимера после высаливания К = 0,5706 г; на-
веска полимера, взятого на анализ, Т = 1 г; содержание полимера после высаливания аце-
тоном или спиртом Q = 100/С/Г — 0,5706*100/1 = 57,06 %; масса золы Д = 0,0005 г;
содержание зольного остатка в полимере — 100Д/Т -= 0,0005- 100/1 ~ 0,05 %; со-
держание основного вещества С — Q — Хх — 57,06 — 0,05 = 57,01 %.
490
М а с с о в ы и мето д. Содержание основного вещества в СГПАА при
определении массовым методом представляет собой разность (%) между массой
нелетучих веществ и суммой массы прокаленного (зольного) остатка и массы суль-
фата аммония или карбоната натрия. Для вычисления его содержания необхо-
димо определить: массу В нелетучих веществ; содержание А\ зольного остатка
в полимере; содержание Х2 сульфата аммония или карбоната натрия.
Навеску, равную 0,5 СГПАА, взвешенного на аналитических весах, поме-
щают в предварительно взвешенный фарфоровый тигель. Дальнейшее определе-
ние нелетучих веществ, зольного остатка и сульфата аммония выполняется так же
как при анализе ПАА-геля, но навеску СГПАА при определении сульфата аммо-
ния берут равной 0,25 г, а не 2 г, как при анализе гелеобразного ПАА.
Пример расчета. Масса золы Л = 0,0002 г; навеска СГПАА Т = 0,5 г;
зольный остаток АД — 100Д/Г = (0,0002-100)/0,5 — 0,04 %; масса осадка сульфата
бария А — 0,1674 г; навеска СГПАА Т — 0,25 г; содержание сульфата аммония Х2 =
= (А-0,41 15-1,375- 100)/Т = (0,1674-0,4115-1,375-100)/0,25 = 37,8 %; содержание ос-
новного вещества С = 100В/Т — (Х2 + АД); масса нелетучих веществ после высушива-
ния В == 0,4676 г; навеска СГПАА Т = 0,5 г; С = 100-0,4676/0,5 — (37,88 — 0,44) —
- 55,6 %.
Реактивы, материалы и приборы, необходимые для проведения анализа,
следующие:
этиловый спирт или ацетон; кислота серная х. ч.; кислота соляная х. ч.;
серебро азотнокислое х. ч.;
барий хлористый х. ч.; фильтры бумажные (синяя лента); весы аналитиче-
ские АДВ-200М; печь муфельная МП-2УМ, 1000 °C; тигли фарфоровые.
Г л а в а 3
РАСТВОРЕНИЕ ФЛОКУЛЯНТОВ
Адсорбция молекул полимеров на поверхности твердых частиц происходит
практически мгновенно. Поэтому необходимо быстрое и равномерное распреде-
ление флокулянта по всему объему обрабатываемой суспензии. В противном слу-
чае в суспензии образуются участки с различной концентрацией флокулянта
и, следовательно, с различной гидравлической крупностью флокул или несфло-
кулированных твердых частиц. Средняя скорость осветления такой суспензии
будет определяться скоростью седиментации участков объема с наименьшим со-
держанием или полным отсутствием флокулянта. Введением в обрабатываемую
суспензию флокулянтов в виде разбавленных растворов с концентрацией основ-
ного вещества 0,05—0,1 % (так называ-
емые рабочие растворы) достигается улуч-	У блиц XI 3
шение процесса их распределения. При	а Ц а
указанном диапазоне концентраций одно-
временно с выполнением условий о макси-
мальном объеме раствора, вводимого в сус-
пензию (что обеспечивает равномерное рас-
пределение флокулянта в суспензии), дости-
гается оптимальный уровень числа макро-
молекул, имеющих фибриллярную (выпрям-
ленную) форму, т. е. форму, способству-
ющую энергичной флокуляции и дестабили-
зации обрабатываемой дисперсной системы.
Приготовление рабочих растворов
флокулянтов осуществляется в две стадии.
На первой стадии флокулянт растворяется
до 1—2 %-ной концентрации (так называе-
мый промежуточный раствор); на второй —
промежуточный раствор разбавляется водой
до рабочей концентрации.
Влияние времени хранения
растворов ПАА на скорость
осаждения сфлокулированной
суспензии отходов флотации
Срок
хранения,
сутки
5
8
16
26
Скорость осаждения
суспензии, м/ч,
при концентрации
раствора, %
1	0,05
23,4
17,1
16,4
16,4
491
Таблица XI.4
Гарантийные сроки хранения товарных флокулянтов
и виды их упаковки
Флокулянт
Гаран-
тийный
срок хра-
нения,
мес.
Вид упаковки
Основание
ПАА-гель
СГ-ПАА
«Метас»
М-14ВВ
ПЭИ
ВПК-101
«Гипан»
«Метасол»
6
6
12
12
6
4
6
Резино-кордные чехлы
МКЧ 1-0,5 с полиэтиленовым
вкладышем или новые де-
ревянные бочки с полиэти-
леновым вкладышем и без
него. Полиэтиленовые меш-
ки № 8 толщиной 80—
120 мкм
Тканевые мешки или пяти-
слойные крафтмешки
Полиэтиленовые мешки,
вкладываемые в бумажные
Полиэтиленовые мешки с за-
варенной горловиной или
бумажные мешки с поли-
этиленовыми вкладышами
Бочки из нержавеющей ста-
ли или алюминиевые
Бидоны из полимерных ма-
териалов БДП-10
Бидоны из полимерных ма-
териалов
Полиэтиленовые мешки,
вкладываемые в бумажные
Примечание. Транспортировать
температуре не ниже 0°С в отапливаемом
ТУ 6-01-1049—76
ТУ 2—68
ТУ 6-01-254—68
ТУ 6-01-1070—76
ТУ 02-2-187—71
ТУ 6-05-231-140—76
МРТУ 6-01-166—74
и хранить флокулянты следует
только при
помещении.
Необходимость двухстадиальной схемы объясняется тем, что при односта-
диальном процессе раствор, разбавляемый сразу до минимальных рабочих кон-
центраций, подвергается длительному механическому воздействию, вследствие
чего снижается активность флокулянта из-за разрушения макромолекул и умень-
шения их молекулярной массы, и тем, что непосредственное растворение флоку-
лянта до концентрации 0,1—0,05 % в объемах, обеспечивающих его непрерыв-
ную подачу в процесс и, следовательно, требующих больших емкостей, неэконо-
мично. Кроме того, при длительном хранении растворов низкой концентрации
происходят активная деструкция макромолекул и значительное снижение фло-
кулирующей способности (табл. XI.3).
Промежуточные растворы рекомендуется хранить не более одной недели.
Рабочие растворы следует приготовлять ежедневно. Продолжительность хране-
ния флокулянтов зависит также от вида, в каком они поставляются потребителю
(товарные флокулянты).
Гарантийные сроки их хранения достигают 4—12 мес (табл. XI.4).
§ 1. Первая стадия растворения
Главные факторы, влияющие на процесс растворения флокулянта и качество
получаемого раствора, показаны на рис. XI.2. Активность флокулирующих рас-
творов находится в теспой зависимости от кинетики процесса растворения.
492
Рис. XI.2. Факто-
ры, определяющие
протекание про-
цесса растворения
флокулянтов
На большинстве обогатительных фабрик для растворения флокулянтов
используются емкости, в которых циркуляция жидкости осуществляется с по-
мощью центробежных насосов. Быстроходные турбинки этих насосов разрушают
макромолекулы растворяемых полимеров. Более эффективными являются им-
пеллерные (лопастные) мешалки, у которых импеллеры (лопасти) вращаются
с частотой 250—500 мин"1 при расстоянии между концами импеллеров (лопастей)
0,25—0,4 м.
Принципиальная схема устройства для растворения гранулированных
флокулянтов показана на рис. XI .3.
Для растворения флокулянтов серийно выпускаются мешалки различных
типов (рис. XI.4).
Технические характеристики переносных мешалок
Трехлопастная
2-2,9-1,4
Трехлопастная
1,2-1,6
Вместимость, м3 .................. 1,6 — 4
Диаметр, мм ........................... 400
Высота, м.............................. 2,1
Длина вала, м	.................. 1,4
Диаметр вала, мм........................ 35
Частота вращения,	мин-1 ............... 300
Мощность двигателя	типа ВАО, кВт	2,2
1,6 — 10
250
2,1
1,6
20
948
3
машиностроения,
Изготовитель — Димитровоградский завод химического
Ульяновская обл.
Техническая характеристика вертикального стального
гуммированного аппарата с трехлопастной мешалкой под налив
(корпус с плоскими съемными крышкой и днищем)
Тип.........................................   204.8.19.	Р.1-01-37
Плоские
Вместимость, м3 ......................................... 2
Диаметр, мм .	  1400
Высота, мм............................................. 3050
Диаметр мешалки, мм..................................... 400
Диаметр вала, мм........................................ 65
Частота вращения мешалки,	мин-1	200
Мощность электродвигателя	ВАО-32-4, кВт ....	3
Изготовитель — ПО «Курганармхиммаш»
Для ускорения операций растворения гранулированного ПАА или «Метаса»
при приготовлении 1 %-го раствора рекомендуется:
подогреть воду с растворяемым флокулянтом до температуры 50—60 °C или
использовать для растворения горячую воду с последующим поддержанием
в обрабатываемой системе указанной температуры;
предварительно измельчить гранулы флокулянта в дробилке типа ЛДМ
(по опыту ЦОФ «Ворошиловградская» ПО «Ворошиловградуглеобогащение»);
493
Рис. XI.3. Принципиальная схема уст-
ройства для растворения полимерных
флокулянтов:
1 ~ резервуар: 2 — импеллер; 3 — вал; 4 •-
отражательный диск (используется при рас-
творении геля); 5 — электропривод
Рис. XI.4. Схема переносной ме-
шалки, выпускаемой Димитро-
воградским заводом химическо-
го машиностроения:
у — резервуар; 2 — перемешиваю-
щий орган; 3 — вал; 4 — узел креп-
ления мешалки; 5 — электропривод
подщелочить воду, в которой растворяется флокулянт. Дозировка кристал-
лической щелочи должна составлять 30 % от массы 100%-ного полимера, за-
гружаемого в устройство для растворения. Если во флокулянте содержится,
например, 66 % основного вещества, то на каждые 10 кг растворяемого продукта
требуется 10-0,6-0,3= 1,8 кг щелочи.
По данным УкрНИИУглеобогащения, оптимальная степень гидролиза
достигается в том случае, если после полного растворения флокулянта раствор
«выстаивается» при температуре 50 °C в течение 16 ч.
Влияние режимов растворения на время растворения приведено в табл. XI.5.
Большие скорости осаждения флокул свидетельствуют о более высокой эффск-
Таблица XI.5
Влияние режимов растворения на время растворения
и флокулирующую активность гранулированного ПАА
Условия растворения ПАА	Температура растворения, °C							
	18-20				50-60			
	Без добавле- ния щелочи		С добавле- нием щелочи		Без добавле- ния щелочи		С добавле- нием щелочи	
	Время растворе- ния, ч	Скорость осветле- ния сфлокулирован- ной суспензии, м/ч	Время растворе- ния, ч	Скорость осветле- ния сфлокулирован- ной суспензии, м/ч	Время растворе- ния, ч	Скорость осветле- ния сфлокулирован- ной суспензии, м/ч	Время растворе- ния, ч	Скорость осветле- ния сфлокулирован- ной суспензии, м/ч
Без предварительной подготовки С предварительным измельчением	3,5 2,8	5.6 7.1	3,5 2,5	6,5 7,8	1.7 0,7	5,6 6,5	1,7 1	6,7 7
494
Таблица XI.6
Необходимые расходы товарного флокулянта
для приготовления 1 %-ных растворов на первой стадии растворения, кг
Объем раство- ра, м3	Содержание основного вещества в товарном продукте, %						
	6	8	35	40	50	55	60
	ПАА-гель		«Метас» (гранулированный ПАА)				
6
83,3	62,5	14,3	12,5	10	9.1	9,3
166,6	125	28,6	25	20	18,2	16,6
333,2	250	57,2	50	40	36,4	33,2
499,8	375	85,8	75	60	54,6	49,8
833	625	143	125	100	91	83
999,6	750	171,6	150	120	109,2	99,6
ти в пости раствора. В свою очередь повышение флокулирующей активности поли-
мера обусловлено меньшим временем его растворения и, следовательно, относи-
тельно меньшей деструкцией макромолекул флокулянта при его контакте с рабо-
чим органом мешалки.
Применение щелочи способствует протеканию гидролиза амидных групп
в макромолекулах ПАА и «Метаса» и распрямлению полимерной нити.
При растворении гелеобразного ПАА рекомендуются те же методы интен-
сификации процесса (за исключением измельчения). Полнота растворения кон-
тролируется визуально.
Специальным пробником (0,2 л) па длинной ручке отбираются пробы раствора
в 3—4 точках по глубине емкости. Пробник имеет уплотненную крышку, удержи-
ваемую пружиной и открываемую с помощью тросика, проходящего через кольца
на ручке. Содержимое пробника переносится в стеклянный стакан (0,5 л), в ко-
тором визуально (глядя на свет) при помешивании стеклянной палочкой опреде-
ляется наличие нерастворившихся гранул или студнеобразных сгустков. При их
отсутствии процесс растворения может считаться законченным. Рекомендуемый
способ контроля эффективен в том случае, если перемешивающее устройство
(мешалка, насос) создает потоки, препятствующие скоплению гранул или сгустков
полимера на дне емкости.
Необходимый расход исходного флокулянта при приготовлении раствора
различной концентрации можно определить по формуле
G = 1000РСи/Сг,
где G — масса товарного продукта, кг; V ---- объем приготовляемого раствора, м3;
Сп—концентрация приготовляемого раствора, %; Ст — концентрация поли-
мера в товарном продукте, %.
Подсчет расхода флокулянта может быть произведен также с помощью
табл. XI.6.
§ 2. Вторая стадия растворения
Возможные варианты схем разбавления растворов флокулянтов до рабочей
концентрации (при отсутствии специальных резервуаров для выполнения этой
операции) показаны на рис. XI.5.
Использование таких схем позволяет непрерывно подавать раствор в процесс
и устранить необходимость в больших емкостях для накапливания и хранения
разбавленных растворов.
Схема эжектора для разбавления промежуточного раствора до концентрации
0,05—0,1 % показана на рис. XI.6.
495
Рис. XI.5. Схемы разбавления растворов флокулянтов:
а — в воронке; б — в желобе; в — в трубопроводе с подачей флокулянта под давлением;
г — при помощи эжектора; д — в дозаторе с подачей раствора флокулянта насосом; 1 —
концентрированный (промежуточный) раствор; 2 — вода; 3 — разбавленный (рабочий)
раствор; 4 — дисковый питатель; 5 — насос шестеренчатый; 6 — эжектор; 7 — центрО'
бежный насос
Вода
Промежуточный
растдор
Рабочий.
Рис. XI.6. Схема
эжектора для раз-
бавления проме-
жуточного раство-
ра флокулянта
Р а ст бор
Рис. XI.7. Общая схема установ-
ки для растворения флоку-
лянта:
1	— бункер для гранулированного
или порошкообразного флокулянта;
2	— питатель; 3 — резервуар для
приготовления промежуточного рас-
твора; 4 — вал с мешалкой; 5 — на-
сосы поршневые; 6 — резервуар для
приготовления рабочего раствора;
7 — вал с мешалкой
8 процесс *
Пли б
Регулируя объемы смешиваемых потоков 1 %-кого (промежуточного) рас-
твора флокулянта и воды, следует учитывать, что промежуточный раствор при
разбавлении до 0,05 % необходимо смешивать с 19-кратным объемом воды, а при
разбавлении до 0,1 % — с 9-кратным, т. е. его разбавляют в первом случаев 20 раз
и во втором — в 10 раз.
Для установления точной дозировки рабочего раствора при его малых рас-
ходах (1—2 л/мин) могут быть использованы кружка (1 л) и секундомер, при бо-
лее высоких расходах — предварительно оттарированное ведро или другая под-
ходящая емкость примерно такого же объема. Расчет объема рабочего раствора,
вводимого в осветляемую суспензию, может быть произведен по формуле
Qp = qG/(60S),
где Qp — расход рабочего раствора, л/мин; q—удельный расход флокулянта,
г/т; G — расход флокулируемого шлама, т/ч; S — содержание 100 %-ного поли-
мера в рабочем растворе, г/л (для 0,05 %-ного раствора S — 0,5, для 0,1 %-ного —
1 г/л).
При отсутствии оборудования для монтажа второй ступени растворения
в соответствии со схемами, показанными на рис. XI.5, может быть использован
резервуар (рис. XI.7), объем которого рассчитан на обеспечение 20-часовой
потребности фабрики во флокулянте. В качестве транспортирующего и переме-
шивающего органов в данном случае могут быть использованы мешалка или
поршневой насос.
Глава 4
РЕЖИМЫ ФЛОКУЛЯЦИИ СУСПЕНЗИЙ
§ 1. Технологическая спецификация флокулянтов
Область применения флокулянтов на углеобогатительных фабриках, их
дозировка, способы смешения растворов флокулянтов с суспензией в различных
технологических операциях различны.
Анионактивные флокулянты «Метас» применяются в основном для интен-
сификации процессов седиментации отходов флотации и илистых шламов в ста-
тических условиях в радиальном сгустителе, отстойниках, сгустителях с осадко-
уплотнителем и т. д. Для этих же условий могут быть рекомендованы «Метасол»
и М-14ВВ после освоения их промышленного выпуска. ПАА, обладающий более
высокой молекулярной массой (106 и выше), кроме указанных процессов, приме-
няется также для интенсификации осаждения в аппаратах центробежного типа —
центрифугах, гидроциклонах, т. е. там, где требуется высокая скорость процесса
флокуляции.
Применение неионогенного флокулянта ПЭО показало хорошие результаты
в основном при интенсификации процесса обезвоживания флотационного кон-
центрата на дисковых вакуум-фильтрах и при центробежно-флокуляционном
осветлении суспензий отходов флотации в гидроциклонах и осадительных цен-
трифугах.
При осветлении и обезвоживании суспензий флотационного концентрата
и необогащенных шламов, в том числе антрацитовых, могут быть рекомендованы
в сочетании с ПАА катионактивные флокулянты (ПЭН, ВПК) после освоения их
промышленного выпуска. Низкомолекулярные катионные флокулянты для ин-
тенсификации процессов осветления угольных суспензий, поверхность которых,
как правило, заряжена отрицательно, рекомендуется применять в сочетании
с анионактивным высокомолекулярным ПАА.
Рекомендуемые флокулянты и их дозировка для различных технологических
операций на углеобогатительных фабриках даны в табл. XI.7.
497
Таблица XI.7
о
со
Флокулянты, рекомендуемые в различных технологических операциях на углеобогатительных фабриках
Технологические	Обрабатываемые
операции	продукты
Флокулянты
Средний расход
флокулянта, г/т
Концентра-
ция рабочего
раствора, %
Основные результаты
применения
флокулянтов
Осветление суспензий
в сгустителях и от-
стойниках
Отходы флотации,
илистые шламы
Фильтрование на ди-
сковых вакуум-филь-
трах
Необогащенные шла-
мы, в том числе ан-
трацитовые
Флотационный кон-
центрат, необогащен-
ные шламы, в том
числе антрацитовые
Анионные полиме-
ры: гидролизован-
ный и негидролизо-
ванный ПАА, «Ме-
тасол», «Гипан»,
М-14ВВ, «Метас»
Катионактивный
ПЭИ в сочетании
с ПАА
Неионогенный ПЭО;
катионактивные
ПЭИ, ВПК-101
30—60; на отдель-
ных фабриках рас-
ход ПАА достигает
150
В сумме 30—50
15—40
0,05—0,1
0,05—0,1
0,05—0,1
Центр обежно-флоку-
ляционная обработка
в центрифугах и ги-
дроциклонах
Отходы флотации
Необогащенные шла-
мы, в том числе ан-
трацитовые
Негидролизованный
ПАА, ПЭО
ПЭИ в сочетании
с ПАА
150—400
10 и 200, соответ-
ственно
0,05—0,1
0,05—0,1
Глубокое осветление
оборотных вод с одно-
временным получе-
нием концентриро-
ванных осадков
Повышение произво-
дительности филь-
тров. Снижение влаж-
ности осадков и уно-
са твердого в филь-
трат
Глубокое осветлен и е
оборотных вод с од-
новременным полу-
чением транспорта-
бельных осадков
Примечание. Концентрация водородных ионов в оборотных водах углеобогатительных фабрик в связи с большой буферной ем-
костью углей в большинстве случаев близка к нейтральной (pH, 6,5 4-7,5).
§ 2. Смешение растворов флокулянтов с суспензией
Эффективность использования полимерных флокулянтов во многом зависит
от места подачи раствора флокулянта в суспензию и способа их смешения.
В наиболее часто встречающихся случаях расход флокулянта на углеобога-
тительных фабриках при осветлении оборотных вод в радиальных сгустителях
составляет —2 г/м3. Следовательно, соотношение объемов раствора флокулянта
при его концентрации 0,05 % и осветляемой суспензии, соответственно, равно
2 : 103— 4 : 103.
Из приведенного соотношения ясна важность эффективного смешения рас-
твора полимера и его равномерного распределения в суспензии.
Операция смешения раствора флокулянта с суспензией необходима:
для обеспечения равномерного и быстрого распределения полимера по всему
объему флокулируемой суспензии;
для того чтобы способствовать сближению твердых частиц суспензии и по-
вышать вероятность их столкновения, так как при перемешивании частицам
сообщается определенное количество энергии;
для использования максимального числа адсорбционных центров на твердой
поверхности с целью закрепления макромолекул полимера, что повышает проч-
ность флокул.
При равномерном распределении флокулянта в суспензии и адсорбции его
молекул на большом числе твердых частиц сначала образуются крупные флокулы.
При дальнейшем перемешивании вследствие адсорбции оставшихся свободными
сегментов макромолекул на тех же частицах, на которых уже адсорбировались
ранее другие сегменты, размеры флокул постепенно уменьшаются и одновременно
повышается их прочность.
Интенсивное кратковременное перемешивание также может привести к раз-
рушению флокул по более слабым связям и возникновению более сильных связей.
Следовательно, для оптимизации показателей флокуляции необходимо энергич-
ное перемешивание в начале процесса с последующим снижением его интен-
сивности.
Процесс флокуляции улучшается, если подача необходимого количества
раствора осуществляется в нескольких точках взвесенесущего потока (дробная
дозировка).
При флокуляции малоконцентрированных суспензий вероятность встречи
частиц друг с другом и с макромолекулами полимера относительно невелика.
В этом случае требуется более продолжительное перемешивание суспензии
с раствором флокулянта при одновременной умеренной турбулизации потока.
Характерной особенностью режима, рекомендуемого при флокуляции кон-
центрированных суспензий, является кратковременное и более интенсивное пере-
мешивание раствора флокулянта с дестабилизируемой системой. При этом дроб-
ная подача раствора может осуществляться путем его пульверизации, а смешение
с суспензией — путем введения его в смесительное устройство тонким слоем,
находящимся в вихревом движении. Не исключается и использование для по-
следней цели механических мешалок.
Таким образом, способы перемешивания полимера с суспензией зависят от
концентрации твердой фазы и, следовательно, от выполняемой технологической
операции.
Рекомендуются следующие способы смешения растворов флокулянтов с освет-
ляемой суспензией в отдельных технологических операциях.
Осветление суспензии отходов флотации в ра-
диальном сгустителе. При смешении раствора флокулянта с малокон-
центрированной суспензией отходов флотации, подаваемой непосредственно после
флотомашин на осветление в радиальный сгуститель, рекомендуется схема уст-
ройства, показанная на рис. XI.8.
В желоб, подающий суспензию в сгуститель, вмонтированы турбулизиру-
ющие пластины, каждая из которых расположена непосредственно за местом
подачи раствора флокулянта, распределяемого с помощью напорного бачка и
труб диаметром 1,27 см равномерно в четыре точки взвесенесущего потока.
УкрНИИУглеобогащеннем предложена система многоканальной флокуля-
ции шламов (рис. XI.9).
499
Флокулянт
Суспензия
отходов
флотации
Поверхность боды 6 сгустителе
Рис. XI.8. Схема устрой-
ства для смешения раство-
ра флокулянта с суспен-
зией отходов флотации пе-
ред подачей ее в радиаль-
ный сгуститель

Рис. XI.9. Система многоканальной флокуляции шламов:
1 — распределители сфлокулированной суспензии: 2 — вертикальная четырехканаль-
ная обойма; 3 — трубки-турбулизаторы для распределения флокулянта; 4 — воздухоот-
делитель; 5 — промежуточная камера; 6 — секционный бак флокулянта; 7 — продоль-
ные перегородки; 8 — трубки-распределители флокулянта; 9 — горизонтальный четы-
рехканальный желоб
Фильтрат
Суспензия
Фло к у
Осадок
Рис. XI.11. Схема установки для
центробежно-флокуляционной обра-
ботки отходов флотации с центро-
бежным смесителем:
1 — разбрызгиватель флокулянта; 2 —
подвод раствора флокулянта в центр
резервуара; 3 — тангенциальный под-
вод суспензии отходов флотации; 4 —
центробежный смеситель; 5 — осади-
тельная центрифуга
Рис. XI. 10. Схема подачи раст-
вора флокулянта на вакуум-
фильтры:
1 — диск вакуум-фильтра; 2 — ме-
шалка; 3 — форсунка
Загрузочное устройство сгустителя выполнено в виде горизонтального
желоба, суспензия в котором разделяется на отдельные потоки. Между вертикаль-
ными перегородками размещены турбулизаторы потока в виде полых стержней,
по которым в суспензию вводят флокулянт. Из горизонтального желоба сфлоку-
лированная суспензия поступает в промежуточную камеру для дополнительного
перемешивания всех потоков. Затем суспензия поступает в вертикальную рас-
пределительную камеру, где она смешивается с дополнительным количеством
флокулянта. Из вертикальной камеры суспензия поступает в резервуар сгу-
стителя.
Многоканальное устройство описанной конструкции применяется на обога-
тительных фабриках Донбасса: ЦОФ «Ворошиловградская», «Белореченская»
(ПО «Ворошиловградуглеобогащение»); «Комсомольская» (ПО «Донецкуглеобо-
гащение»), ГОФ «Красная Звезда» (ПО «Торезантрацит»).
Ворошиловградским филиалом Гипроуглеавтоматизации разработана аппа-
ратура автоматизации процесса флокуляции в радиальном сгустителе. Она обес-
печивает дистанционный запуск и остановку гребковой фермы сгустителя, авто-
матический контроль за работой гребковой фермы, автоматическое регулирование
оптической плотности осветленного продукта путем изменения расхода флоку-
лянта, сгущенного продукта и нагрузки на сгуститель, а также регистрацию
общего расхода флокулянта. Опытные образцы аппаратуры испытаны на ЦОФ
«Криворожская», им. Комсомола Украины ПО «Ворошиловградуглеобогащение»
и рекомендованы к серийному производству.
Фильтрование суспензии флотационного концен-
трата. При смешении растворов флокулянтов с более концентрированной су-
спензией, например пенным продуктом флотации, подаваемым на вакуум-фильтры,
рекомендуется схема, показанная на рис. XI. 10.
Флокулянт распыляется с помощью форсунки и перемешивается в ванне
фильтра мешалкой. Если в конструкции фильтра мешалка отсутствует, турбу-
лизатор потока (см. рис. XI.8, XI.9) должен быть установлен в подводящем же-
лобе непосредственно у ванны фильтра.
Центрифугирование сгущенной суспензии отхо-
дов флотации. При смешении раствора флокулянта со сгущенной суспен-
зией, например при центробежно-флокуляционной обработке концентрированных
суспензий отходов флотации, рекомендуется раствор флокулянта подавать в рас-
пыленном (пульверизованном) виде в центробежный смеситель (рис. ХЕН).
501
Растбор
флокулянта
50
Рис. XI. 12. Разбрыз-
гиватель флокулянта
Продолжительность перемета-
банил, мин
Рис. XI.13. Влияние продолжи-
тельности перемешивания сус-
пензии с флокулянтом на проч-
ность и плотность образующих-
ся флокул:
1— 3 — обработка суспензии фло-
кулянтом, соответственно, в одну,
две и три стадии
При работе смесителя суспензия перемещается по его внутренней стенке
в виде слоя толщиной 15—20 мм. Питание в смеситель подается под напором
8 10 м. Разбрызгиватель для равномерного распределения флокулянта по
поверхности суспензии опущен примерно на 1/3 высоты центробежного смесителя;
он представляет собой диск, укрепленный на небольшом расстоянии от трубы,
подающей раствор ПАА (рис. XI. 12).
Фильтрование суспензии отходов флотации на
фильтр-пресса х. При смешении раствора флокулянта с суспензией,
ПАА
В илонакопитель
подаваемой под высоким давлением на
фильтр-пресс, рекомендуется впры-
скивать раствор полимера с помощью
шестеренчатого или поршневого насоса
в питающий трубопровод на расстоя-
нии 5 м от входа в аппарат. Комму-
никации, подающие раствор флоку-
лянта, должны быть защищены обрат-
ным клапаном непосредственно у места
стыка с трубопроводом суспензии.
Рис. XI.14. Схема промышленной ус-
тановки для стадиальной флокуляции
суспензии отходов флотации с после-
дующим разделением фаз в гидроцик-
лоне:
1 — емкость для растворения флокулянта;
2 —- насос; 3 — кран пробковый; 4 — акку-
мулирующая емкость для раствора флоку-
лянта; 5 — поплавковый дозатор; 6 — цен-
тробежный смеситель концентрированного
раствора флокулянта с водой; 7 —гидро-
статический дозатор суспензии; 8—емкость
для смешения раствора флокулянта с сус-
пензией; 9 — флотационная машина; 10
манометр; 11 —- гидроциклон
502
Таблица XI,8
Результаты испытаний процесса стадиальной
флокуляции суспензии отходов флотации
с последующим разделением фаз в гидроциклоне
Параметр
Расход флокулянта, г/т
0	100	150	200	250	300
Полупромышленные испытания (Ж и ле вс кая ОПОФ)
Флокулянт ПАА-гель (негидролизованный)
Содержание твердого, кг/м3:
исходный продукт
сгущенный продукт
слив
Степень осветления, %
37,8
227
10,8
74,9
Флокулянт ПЭО
Содержание твердого, кг/м3:
исходный продукт
сгущенный продукт
слив
Степень осветления, %
30,4
222
15,4
53
27,5
477
0,2
99
Промышленные испытания (ОФ им. Костенко ПО «Карагандаугольъ)
Флокулянт ПАА-гель (негидролизованный)
Содержание твердого, кг/м3:
исходный продукт
сгущенный продукт
слив
Степень осветления, %
30
154
18
55
29
264
2
94
Примечания. 1. Условия полупромышленных испытаний: гидроциклон
ГЦ-15; объемный расход 10 м3/ч; зольность исходного материала 67 %; содержание в ис-
ходном материале класса <0,08 мм 51 %; 0,1 %-ная концентрация рабочего раствора.
2. Условия промышленных испытаний: гидроциклоны ГЦ-35; объемный расход
50 м3/ч; зольность исходного материала 62 -75 %; содержание в исходном материале
класса <0,074 мм 94 %; 0,1 %-ная концентрация рабочего раствора.
Осветление суспензии отходов флотации в гидро-
циклоне. При флокуляции суспензии с целью последующего разделения фаз
в гидроциклоне необходимо получить плотные, обладающие механической проч-
ностью флокулы. Для формирования более плотных и прочных флокул в ПОТТ
разработан процесс флокуляции суспензии в несколько стадий со снижением ин-
тенсивности перемешивания при переходе от начальных стадий к конечным и
раздельной подачей флокулянта на каждой стадии. Необходимость интенсивного
перемешивания на первой стадии объясняется тем, что таким путем достигаются
равномерное распределение флокулянта в наиболее короткое время и более
полная его адсорбция. При последующих стадиях флокуляции происходит раз-
рушение флокул со слабыми связями между отдельными частицами и образова-
ние более прочных флокул. Экспериментально установлено, что оптимальным
является трехстадиальный режим. В этом случае образуются наиболее плотные
и быстро осаждающиеся флокулы (рис. XI. 13). В полупромышленных и промыш-
ленных условиях показано, что при последующем осветлении в гидроциклоне
сфлокулированной стадиальным способом суспензии отходов флотации возможно
практически полное разделение фаз (табл. XI.8).
Схема промышленной установки для стадиальной флокуляции суспензии
отходов флотации с последующим разделением фаз в гидроциклоне на ОФ ш.
им. Костенко ПО «Карагандауголы» показана на рис. XI. 14.
Увеличение диаметра циклона до 500 мм позволяет повысить объемную на-
грузку на один аппарат до 120 м3/ч при прочих равных технологических пока-
зателях.
Раздел XII
СУШКА
Глава 1
ПАРАМЕТРЫ ПРОЦЕССА СУШКИ И МЕТОДЫ ИХ РАСЧЕТА
§ 1. Общие сведения
На углеобогатительных фабриках термической сушке подвергаются флота-
ционный концентрат (0—0,5 мм) влажностью 22—26 %, мелкий концентрат (0—
13 мм) влажностью 9—12 %, шлам (0—3 мм) влажностью 22—25 % и мелкий пром-
продукт (0—13 мм) влажностью 8—10 %. На сушку эти продукты подаются от-
дельно или в смеси в различных процентных соотношениях, промпродукт сушится
отдельно.
Сушильная установка представляет собой технологический агрегат, осна-
щенный необходимой контрольно-измерительной аппаратурой и состоящий из
топки, сушильного аппарата, пылеулавливающего, тяго-дутьевого, дозирующего,
транспортного и запорного оборудования.	_
Интенсивность и характер протекания процесса сушки определяются тепло-
выми и физическими свойствами углей.
Влажный уголь состоит из абсолютно сухой массы вещества Gc и массы
влаги Гм, поэтому массу влажного угля бвл (кг) можно определить по уравнению
Gpjj “ @С "Р Гм.
Относительная влажность материала Го (%) определяется отношением
массы влаги во влажном материале к массе влажного материала
Го- 100Гм/бпл.
Абсолютная влажность, или влажность на сухую массу Га (%) определяется
отношением массы влаги угля к массе абсолютно сухого угольного вещества
Га - 100Гм/бс.
Между относительной и абсолютной влажностью существуют следующие
соотношения:
Г о
100Гм Ю0Гм/6с _ ЮОГа .
GC + TM ~ 1 +rM/Gc 100 +Га ’
Га= 100 Го/(100Го).
Относительная влажность не может быть выше 100 %, тогда как абсолютная
влажность может быть любой. Для оценки качества углей применяется относи-
тельная влажность.
Помимо понятия влажность используют понятие влагосодержание угля Z7,
которое определяют как отношение массы влаги к массе абсолютно сухого мате-
риала в относительных единицах (кг/кг)
и = rM/Gc.
Масса влаги, испаренная в течение 1 ч, может быть определена по разности
масс поступившего (кг/ч) и высушенного (кг/ч) материала	+
Гм- Gt~G2
или 1
Гм - 0,01 (Гх - Г2) Gc = Gc (U1 - U2),
где Gc, — расход абсолютно сухого угля, кг/ч; Wr — начальная влажность угля,
%; Г2 — конечная влажность угля, %;	— начальное влагосодержание угля,
кг/кг; U2 — конечное влагосодержание угля, кг/кг.
504
Г' При сушке углей обычно удаляется влага, связанная физико-механически и
частично физико-химически. Химически связанная влага входит в состав молекул
угольного вещества и при сушке не удаляется.
§ 2. Механизм удаления влаги из углей
в процессе их сушки
Особенностью процесса сушки является переход влаги материала из жидкой
фазы в газообразную. Этот процесс характеризуется изменением влажности и
температуры материала и скоростью его сушки (рис. XII. 1). Кривая 1 показы-
вает изменение влажности материала во времени; W “ f (т), где т — время.
Кривая 2 характеризует изменение скорости сушки, т. е. изменение влажности
материала за единицу времени;
dr/di = lg а = А!В.
Кривая 3 показывает изменение температуры материала в процессе сушки,
который в основном состоит из трех периодов: прогрева, постоянной и падающей
скоростей сушки. В начальный период (участок кривой до точки Л) тепло расхо-
дуется на прогрев материала. Влажность угля в этот период уменьшается незна-
чительно, а скорость сушки возрастает до максимального значения. Во втором
периоде (отрезок кривой 2) скорость сушки постоянна и равна скорости испа-
рения влаги с открытой поверхности жидкости. В этот период происходит испаре-
ние свободной влаги. Температура поверхности материала равна приблизительно
температуре мокрого термометра, которая остается постоянной (отрезок АКг
кривой 3). Заканчивается второй период тогда, когда влажность материала на
поверхности испарения будет соответствовать максимальной гигроскопической
влажности	Период падающей скорости сушки начинается послТумень-
шения влажности материала ниже максимальной гигроскопической влажности,
при этом скорость сушки уменьшается (отрезок КгР кривой 2), а температура ма-
териала увеличивается (отрезок К±Р кривой 3).
Характер кривых сушки обуславливается влажностыо’материала, размером,
способом укладки частиц и гидродинамическими условиями обтекания* их~ су-
шильным агентом, а также его параметрами (температурой, влажностьТо, ско-
ростью). Совокупность этих факторов определяет режим сушки.
На рис. XII.2 показаны кривые скорости сушки углей различных марок.
В процессе сушки до влажности материала, соответствующей максимальной
гигроскопической влажности, происходит испарение свободной влаги. При влаж-
ности материала ниже максимальной гигроскопической, уменьшение влажности
сопровождается ростом удельной теплоты испарения влаги, что свидетельствует
об изменении физического состояния системы. В этом периоде испаряется связан-
ная влага, и тепло расходуется не только на фазовое превращение воды в пар,
но и на разрушение связи влаги с материалом.
Рис. ХП.1. Изменение
вл ажности, температуры
и скорости сушки матери-
ала:
1— IV — периоды сушки
Время, ч
505
Влажность, %
Рис, XII.2. Кривые скорости сушки углей различных марок:
1 — осадок ЦОФ «Суходольская»; 2 — осадок Донецкого КХЗ; 3 — концентрат ЦОФ
«Чумаковская»; 4 — концентрат ЦОФ «Беловская»; 5 — концентрат ДКХЗ; 6 — уголь
/ г	\
ш. «Терновская» (	= 14,5 %)
Наиболее экономичным и безопасным является режим сушки угля, соответ-
ствующий периоду постоянной скорости сушки, при котором удаляется только
свободная влага. В этом случае скорость сушки максимальная, и температура
материала соответствует температуре мокрого термометра. При более глубокой
сушке скорость процесса уменьшается, а температура высушенного угля повы-
шается, последнее должно учитываться при обосновании влажности высушенного
продукта и выборе режима сушки того или иного угля.
§ 3. Сушильный агент
Сушильный агент (теплоноситель) представляет собой газовую смесь, основ-
ным компонентом которой является воздух. Теплоноситель всегда имеет опреде-
ленное содержание водяных паров.
Смесь сухого газа и водяного пара называется влажным газом. Давление
влажного газа, согласно закону Дальтона, равно сумме парциальных давлений
сухого газа рс.г и водяного пара рп
Рв. г ” Рс.г + Рп*
Влажный газ, который при данных давлении и температуре имеет макси-
мально возможное содержание водяного лара, называется насыщенным и яв-
ляется смесью сухого насыщенного пара и сухого газа. Давление пара в этом слу-
чае равно давлению его в состоянии насыщения ри, а содержание пара в 1 м8
газа численно равно плотности сухого насыщенного пара р (кг/м3).
Влажный газ, способный при данном давлении и температуре поглощать
водяные пары, называется ненасыщенным.
Масса водяного пара в 1 м8 влажного газа (воздуха) называется абсолютной
влажностью. Абсолютная влажность численно равна плотности пара рп при пар-
циальном давлении рп и температуре Л
Отношение абсолютной влажности ненасыщенного влажного газа (воздуха)
к максимально возможной и абсолютной влажности газа при той же температуре
называется относительной влажностью газа и обозначается (р;
Ф " Рп/рн Рп/Рн>
506
где р,г, ри — плотность водяного пара, соответственно, в ненасыщенном и насы-
щенном влажном газе, кг/м3; р1Ъ ри — парциальное давление водяного пара,
соответственно, в ненасыщенном и насыщенном влажном газе, Па.
Относительная влажность газа может изменяться от 0 до 1. При ср = 0 газ
сухой, при ф — 1 газ влажный, насыщенный. Температура, при которой относи-
тельная влажность газа равна единице, является температурой насыщения, или
точкой росы. В табл. XII. 1 приведено содержание водяного пара во влажном
воздухе при различных температурах.
Отношение массы пара 6|( во влажном газе к массе сухого газа (?с.г назы-
вают влагосодержанием газа и обозначают d (г/кг) или х (кг/кг):
d = 10006п/б?с. г, х “ Оп/бс. г-
Плотность влажного газа равна сумме плотностей сухого газа и пара
Рв. г “ рс. г рп-
Плотность сухого сушильного агента равна сумме произведений р; плотно-
стей газов, входящих в сушильный агент, и их долевых участий gi'.
Рс. г ” У gipi‘
Плотность р некоторых газов при нормальных условиях следующая, кг/м3:
О2 — 1,423; Н2 — 0,09; N2 — 1,25; СО — 1,25; СО2 — 1,977; SO2 — 2,865;
воздух — 1,293; водяной пар — 0,804.
В'расчстах сушильных установок плотность влажного газа (кг/м3) опреде-
ляют по формуле
рс.г- (1 + O,OOIJ)/Vo,
где Уо — объем смеси сухих газов и водяного пара, отнесенный к 1 кг сухих га-
зов, м3/кг;
Vo = 4,64-10~6 (622 + d) (273 + /).
Теплосодержание (энтальпия) является основным параметром, определя-
ющим состояние сушильного агента как теплоносителя в процессе сушки. Тепло-
содержание влажного газа определяется как сумма теплосодержаний сухого
газа и водяного пара. Рассчитывается теплосодержание на единицу сухой части
газа. Удельное теплосодержание влажного газа (кДж/кг сухого газа)
/ — Сс, p/р
где Сс. г — теплоемкость сухого газа, кДж/(кг*°С); /п — теплосодержание пере-
гретого водяного пара, кДж/кг; /г— температура газа.
Теплоемкость сухого газа равна сумме произведений теплоемкостей газов,
входящих в сушильный агент, и их долевых участий:
Сс. г “ Si^i *
Средние теплоемкости некоторых газов приведены в табл. XII.2 и XII.3.
Для перегретого и насыщенного водяного пара в воздухе (газе) теплосодер-
жание (кДж/кг) может быть с достаточной точностью определено по формуле
Рамзина
1а « 2490 + 1,97t
Так как при сушке продукты сгорания топлива в значительной степени
разбавлены воздухом, то для упрощения расчетов допускают, что сушильным
агентом является горячий воздух, и теплоемкость сухих газов принимают равной
теплоемкости сухого воздуха. В качестве топлива в сушильных отделениях угле-
обогатительных фабрик используют уголь, газ и жидкое топливо.
Расчет параметров сушильного агента производится на основании данных
элементного состава топлива. Теплота сгорания топлива (кДж/кг) определяется
калориметрическим путем или рассчитывается по формуле Менделеева.
Для жидкого и твердого топлива
Q< - 339,1С + 1030Н + 10819 (S — О — 25s 1F),
507
ОО
Содержание водяного пара (плотность г/м3) во влажном воздухе при р — 100 кПа
Таблица XII.1
t, °C	Ф. %										
	100	90	80	70	60	50	40	30	20	10	О
—15	1,39	1,25	1,11	0,97	0,83	0,70	0,56	0,42	0,28	0,14	0,07
—10	2,14	1,93	1,71	1,50	1,28	1,107	0,86	0,64	0,43	0,21	0,11
—5	3,24	2,92	2,59	2,27	1,94	1,62	1,30	0,97	0,65	0,32	0,16
0	4,84	4,36	3,87	3,39	2,91	2,42	1,94	1,45	0,97	0,48	0,24
+5	6,80	6,12	5,44	4,76	4,08	3,40	2,72	2,04	1,36	0,68	0,34
+ ю	9,40	8,46	7,52	6,58	5,64	4,70	3,76	2,82	1,88	0,94	0,47
+ 15	12,82	11,54	10,26	8,98	7,69	6,41	5,13	3,85	2,56	1,28	0,64
+20	17,29	15,56	13,83	12,10	10,37	8,64	6,92	5,19	3,46	1,73	0,86
+25	23,03	20,73	18,43	16,12	13,82	11,52	9,21	6,91	4,61	2,30	1,15
+зо	30,36	27,32	24,29	21,25	18,21	15,18	12,14	9,11	6,07	3,04	1,52
+35	39,59	35,53	31,67	27,71	23,76	19,80	15,87	11,88	7,92	3,96	1,98
+40	51,13	46,02	40,90	35,79	30,68	25,56	20,45	15,34	10,23	5,11	2,56
+45	65,42	58,88	52,34	45,80	39,25	32,71	26,17	19,63	13,08	6,54	3,27
+50	82,94	74,64	66,35	58,06	49,76	41,47	33,17	24,88	16,59	8,29	4,15
+55	104,28	93,85	83,42	73,00	62,57	52,14	41,71	31,28	20,86	10,43	5,21
+60	130,09	117,08	104,07	91,06	78,05	65,05	52,04	39,03	26,02	13,01	6,50
+65	161,05	114,95	128,84	112,74	96,63	80,53	64,42	48,32	33,21	16,11	8,05
+70	197,95	178,16	158,36	138,57	118,77	98,98	79,18	59,39	39,59	19,80	9,90
+75	241,65	217,49	193,32	169,16	144,99	120,83	96,66	72,50	48,33	24,17	12,08
+80	292,99	263,69	234,39	205,09	175,79	146,50	117,20	87,90	58,60	29,30	14,65
+85	353,23	317,91	282,58	247,26	211,94	176,62	141,29	105,97	70,65	35,32	17,66
+90	423,07	380,76	338,46	296,15	253,84	211,54	169,23	126,92	84,61	42,31	21,15
+95	504,11	453,70	403,29	352,88	302,47	252,06	201,64	151,23	100,82	50,41	25,21
+ 100	585,24	526,72	468,20	409,64	351,15	292,62	234,10	175,57	117,05	58,52	29,26
Таблица XI 1.2
Сп
О
100
200
300
400
500
€00
700
800
900
1000
0
100
200
300
400
500
600
700
800
900
1000
Средние объемные теплоемкости газов, воздуха и продуктов сгорания, кДж/(м3-°С)
	N,	СО	СО*	Н2О	so2	Н2	сн4	H2S	с2нв	Воздух абсолютно сухой
1,3059	1,2946	1,2992	1,5998	1,4943	1,773	1,28
1,3176	1,2958	1,3017	1,7003	1,5092	1,813	1,29
1,3352	1,2996	1,3071	1,7873	1,5223	1,888	1,29
1,3561	1,3067	1,3167	1,8627	1,5424	1,955	1,29
1,3775	1,3163	1,3269	1,9297	1,5654	2,018	1,30
1,3980	1,3276	1,3427	1,9887	1,5897	2,068	1,30
1,4168	1,3402	1,3574	2,0411	1,6148	2,114	1,30
1,4344	1,3536	1,3720	2,0884	1,6412	2,152	1,31
1,4499	1,3670	1,3862	2,1311	1,6680	2,181	1,31
1,4645	1,3796	1,3996	2,1692	1,6957	2,215	1,32
1,4775	1,3917	1,4126	2,2035	1,7229	2,236	1,33
Средние массовые теплоемкости
газов, воздуха и продуктов сгорания при
1,55
1,64
1,76
1,88
2,02
2,14
2,26
2,37
2,49
2,60
2,70
1,51
1,53
1,56
1,59
1,63
1,67
1,71
1,74
1,78
1,81
1,85
2,20
2,49
2,77
3,04
3,30
3,54
3,78
3,98
4,18
4,36
4,54
1,2971
1,3004
1,3071
1,3172
1,3289
1,3427
1,3656
1,3708
1,3842
1,3976
1,4097
Таблица XIL3
постоянном давлении, кДж/(кг-°С)
0,9148
0,9232
0,9353
0,9500
0,9654
0,9793
0,9927
1,0048
1,0157
1,0258
1,0350
1,0304
1,0316
1,0346
1,0400
1,0475
1,0567
1,0668
1,0777
1,0881
1,0922
1,1078
1,0396
1,0417
1,0463
1,0538
1,0634
1,0748
1,0861
1,0978
1,1091
1,1200
1,1304
0,8148
0,8658
0,9102
0,9487
0,9826
1,0128
1,0396
1,0639
1,0852
1,1045
1,1225
1,9594
1,8728
1,8037
1,9192
1,9477
1,9778
2,0092
2,0419
2,0754
2,1097
2,1436
0,607
0,636
0,662
0,687
0,708
0,724
0,737
0,754
0,762
0,775
0,783
1,42
1,43
1,43
1,43
1,44
1,44
1,44
1,45
1,46
1,47
1,48
сн*	H2S	С2Нв
2,16	0,99	1,64
2,29	1,01	1,86
2,46	1,03	2,06
2,63	1,05	2,27
2,83	1,07	2,46
2,99	1,10	2,64
3,16	1,13	2,82
3,31	1,14	2,97
3,48	1,17	3,11
3,63	1,19	3,25
3,77	1,22	3,38
Воздух
абсолютно
сухой
1,0036
1,0061
1,0115
1,0191
1,0283
1,0387
1,0496
1,0605
1,0710
1,0815
1,0907
Таблица XI 1.4
Характеристика газообразного топлива
Газ	Объемная доля компонентов, %								Теплота сгорания сухого газа, кДж/м3	Плот- ность сухого газа, кг/м3
	СО	н2	СН4		H2S	со2	о2	Na		
Доменный	28,0	2,7	0,3		0,3	10,2		58,5	4 000	1,296
Коксовый Природ- ный:	6,8	57,5	22,5	1,9	0,4	2,3	0,8	7,8	16 600	0,483
дашав- ский		Следы	97,9	0,8	—	0,1		1,2	35 600	0,730
шебелин- ский		»	89,9	4,4				0,3	0,2	5,2	35 400	0,790
ставро- польский	—	»	98,0	0,6	•		0,1	-—__	1,3	35 500	0,730
где С, Н, S, О — содержание в топливе, соответственно, углерода, водорода,
серы, кислорода, %; W— влажность топлива, %.
Пересчет теплоты сгорания топлива (кДж/кг) при постоянной зольности,
но разной влажности и W2 производится по формуле
+ 25,11^(100 - Г2)/( 100 — Г!
Для газообразного топлива теплота сгорания (кДж/м3) рассчитывается по
содержанию компонентов, входящих в состав газа

Q? = 126,4СО + 358,1СН4 + 560,5С2Н2 + 590,6С2Н4 + 637,5С.,Нв +
+ 912,5С3Н8 + 14ОЗ,8С3Н3 + 233,8H2S + 108Н2.
Содержание компонентов в газообразном топливе определяется в процентах
(табл. XII.4).
Теоретически необходимая масса сухого воздуха (кг) для полного сгорания
1 кг твердого или жидкого топлива
Lo = 0,115 (с; + 0.375S') + О,342н; - 0,04310;,
где Ср SJ, Нр OJ — соответственно, содержание углерода, серы, водорода,
кислорода на рабочую массу, %.
Для сухого газообразного топлива
Го = 1,38 (о,0179СО + 0.248H, + 0,44H3S + У	' cmHn - о) ,
где СО, Н2, S, Ст, Ид — массовая доля компонентов газообразного топлива, %;
тип — число атомов углерода и водорода в молекуле углеводорода.
Характеристика жидкого топлива
Мазут 40
Элементный состав, %:
Cdaf	.............	87,4
...............	11,2
Sdaf	...............	0,5
Ndaf odaf............. 0,9
Низшая теплота сгорания на сухое топ-
ливо, кДж/кг ............ 40	500
Мазут 100;
200
87,6
10,5
0,7-1
1
40 400
510
При отсутствии данных об элементном составе топлива
/О = 0,24о((2^ +61^9/1000,
где а — коэффициент, равный для торфа 1,35; для каменных углей, сланцев,
жидкого топлива 1,42; тощих углей и антрацитов 1,43.
Объем воздуха (м3/кг), теоретически необходимый для горения
Vo - Ло/1,293.
Суммарная масса продуктов (дымовых газов) (кг), полученная при полном
сгорании^! ~кг топлива, включает массу сухих газообразных продуктов Gc. г
и массу водяных паров GB.n:
Ga. г = GC. Г + G3. П-	Gc ,г = > + at0 - 0,01 (эн; + г; + Л');
GB п - 0,01 (эн; + W') -Ь 0,001а£оао,
где Нр ITp Art — соответственно содержание водорода, влаги в топливе и его
зольность, %; a — коэффициент избытка воздуха в топке; Ло — теоретически не-
обходимая масса воздуха на 1 кг сжигаемого топлива, кг/кг; dQ — влагосодержа-
ние окружающего воздуха, принимаемое равным 10—15 г/кг.
Для твердого и жидкого топлива коэффициент избытка воздуха определяется
по формуле
_ q:jit + cTfT- [i-o.ooi (эн; + г;+л;)]сс j- o,oi (эн;+^;)
Io (Сс. r^i T 0,001/в. п^о —
Для газообразного топлива
+ Ст1т — {1 — £ [0,09/1/( 12/п + /г)] Стнп} Сс -
____________- [ У]0,09п/(12т + »)] СтНп1в. п_____________
Ao (Сс. rli + 0,001iB. п do — io)	’
где — высшая теплота сгорания топлива, кДж/кг; г) — кпд топки, учитыва-
ющий потерю тепла в окружающую среду; Ст/т — энтальпия топлива, кДж/кг;
i0 — энтальпия газов при входе в сушилку, кДж/кг; iB. п — энтальпия водяных
паров, кДж/кг.
Приближенно масса сухих газов (кг/кг топлива) может быть определена
по формуле
G = 1 + 0,000330га.
Влагосодержание топочных газов (г/кг сухого газа)
d = 1000GB. n/Gc. г-
§ 4.	Материальный и тепловой баланс сушильной установки
При сушке угля изменяются его масса, влажность и температура.
Обозначим:
— масса влажного материала, поступающего в сушилку за 1 ч, кг, т;
G2 — масса высушенного материала, выходящего из сушилки за 1 ч, кг, т; Gc —
расход абсолютно сухого материала, кг/ч, т/ч; — начальная влажность ма-
териала, %; 1Г2— конечная влажность материала, %; L — расход абсолютно
сухого сушильного агента, кг/ч; dr и d2 — влагосодержание сушильного агента
на входе и выходе из сушилки, г/кг; U7 — масса испаренной влаги за 1 ч, кг, т.
F = Gx - G2 =fc0,01_(G1Wri - G2№2)
или ч и»
Г = Gi (Гх- 1Г2)/(100 - П?2) = Ga (IFi- lFa)/(100 -
511
Баланс влаги сушильного агента:
Приход
Масса влаги, поступающей с исходным
продуктом за 1 ч
0,016^!
Масса влаги, поступающей с сушиль-
ным агентом за 1 ч
0,00 ILJj.
Следовательно,
Расход
Масса влаги, выходящей с высушенным
продуктом за 1 ч
0,0Ю2Г2
Масса влаги с отходящими газами за
1 ч
0,001LJ2.
W = 0,01^!^ — 0,0Ю2Г2 = 0,001 Л — J2),
L = 1000r/(J2 —JJ.
Расход (кг) сушильного агента на 1 кг испаренной влаги
/ = 1000/(d2 — Ji).
Общим методом теплового расчета является составление теплового баланса
сушилки на 1 кг испаренной влаги.
Расход тепла (кДж/кг) на испарение влаги
<7о = 2500 + 1,9 (/3 —^i),
где /2 — температура газов, выходящих из сушилки; О' —температура материала
перед сушкой, °C.
Расход тепла (кДж) на нагрев материала во время сушки, отнесенный к 1 кг
испаренной влаги
7м = <?мСм (О2	0’i)/Wr,
где См — удельная теплоемкость высушенного материала, кДж/(кг*°С).
См = О,О1Со (100 - Г2) + 0,01 Г2;
0'2 — температура материала после сушки, °C.
Для антрацитов Со = 0,92; для тощих углей 1, для каменных углей 1,09,
для бурых 1,13 кДж/(кг-°С).
Потери тепла в окружающую среду, отнесенные к 1 кг испаренной влаги,
обозначаются <7б.
Для сушилок обычно принимают q& ~ 126-ь252 кДж/кг. Как правило, потери
тепла в окружающую среду не превышают 5—10 %.
Расход (кг) сухих газов на 1 кг испаренной влаги
где С'г и Сг — теплоемкость сушильного агента на входе и выходе из сушилки,
кДж/(кг-°С); /1 и /2 — температура сушильного агента на входе в сушилку и вы-
ходе из нее, °C.
Потери тепла (кДж/кг) с отходящими газами
<?2 = /с.г(Сг + °>001(/1Св. п)(^-^о)’
где Ji — влагосодержание газов при входе в сушилку, г/кг; п — теплоемкость
1 кг пара в сушильном агенте при температуре /2, кДж/(кг*°С); /0 — температура
окружающей среды, °C.
Суммарный расход тепла кДж на 1 кг испаренной влаги
2 Я ~Qo + Q2 + 7м + 75-
Расход тепла (кДж) на 1 кг испаренной влаги с учетом потерь тепла в топке
7уд ~ S 7/Пт>
где т| — кпд топки.
512
Расход топлива (кг/ч) сжигаемого в топке сушилки
Теоретический тепловой коэффициент полезного действия сушилки (без
учета потерь тепла в окружающую среду) определяется из выражения
Лтеор “ (G ~	*с)>
где и /2 " температура сушильного агента на входе и выходе из сушилки, °C;
/(! — температура окружающей среды,
Действительный тепловой кпд сушилки
где г/0 — расход тепла па испарение I кг влаги; q — суммарный расход тепла и а
испарение 1 кг влаги.
§ 5. Графоаналитический расчет сушилки
Аналитический расчет сушилки, т. е. определение удельных расходов тепла
и сухого агента сушки, является достаточно трудоемким, а при отсутствии дан-
ных по энтальпии /2 и температуре /2 газов на выходе из сушилки эту задачу
приходится решать методом подбора. Проще расчет сушилки выполнять графи-
ческим методом с помощью /d-диаграммы, предложенной проф. Л. К. Рамзиным
(рис, XII.3).
Основными параметрами этой диаграммы являются энтальпия и влагосо-
держание. Барометрическое давление принято равным 9,7-105 Па. Для более
четкого построения семейства кривых относительной влажности воздуха на
той же диаграмме угол между осями взят равным 135°, поэтому линии энтальпии
идут наклонно, а линии влагосодержания — вертикально. Наклонная ось вла-
госодержания не приведена на диаграмме, а значения влагосодержания спроек-
тированы с наклонной оси на вспомогательную, расположенную под прямым углом
к оси ординат.
На диаграмме нанесены кривые постоянной влажности воздуха (ф -- const).
Они имеют резкий перелом при температуре 99,4 °C, так как при этой темпера-
туре давление насыщенного пара равно барометрическому давлению. Кривая
ср --1 100 % делит площадь диаграммы на две части: верхнюю, при параметрах
которой влажный воздух представляет собой смесь сухого воздуха и насыщенного
пара, и нижнюю, соответствующую параметрам, при которых пар является
насыщенным и частично сконденсированным в жидкость.
На /d-диаграмме рядом с линиями / =•= const пунктиром нанесены линии
/м — const. Они имеют небольшой наклон к прямым / const. Внизу диаграммы
построена кривая рп - / (d) в обычной координатной сетке.
По /d-диаграмме легко определить любые параметры влажного воздуха
(/, d, /, /м, (р, рп), если известны два из них.
Перед поступлением в сушилку воздух нагревается. Параметры холодного
воздуха до его нагрева /0 и d0. На рис, XI 1.4 точка А соответствует состоянию
воздуха перед нагревом. При нагреве воздуха увеличиваются его энтальпия и тем-
пература, а влагосодержание остается неизменным. Этот процесс на /d-диаграмме
представлен линией ABL. В точке Bt температура воздуха равнаэнтальпия /х
и влагосодержание dx d0.
В сушильной технике пользуются терминами теоретический и действитель-
ный процессы сушки. Под теоретическим понимают процесс, в котором отсут-
ствуют потери тепла и нет его дополнительных источников, а температура ма-
териала до и после сушки одинакова и равна нулю. Такой процесс сушки изобра-
жается прямой, идущей по линии постоянной энтальпии / = const, т. е, по линии
ВХС, проведенной из точки В± под углом 45° к оси ординат до пересечения с линией
заданной конечной температуры /2 или конечной относительной влажности <р2-
17 Заказ 77	513
Влагосодержание d, г на 1кг сухого воздуха
Рис. ХН.З. Id — диаграмма влажного воздуха
В точке С параметры отработанного воздуха будут /2, d2, /2 — Л»
Расход воздуха (кг), отнесенный к I кг испаренной влаги
I = l000/(d2 — dx) = 1000/(£>СМД
где Md — масштаб влагосодержания, кг/мм.
Расход тепла на подогрев I кг воздуха будет выражаться линией АВ± в мае
штабе энтальпий М± (кДж/мм).
Расход тепла на I кг испаренной влаги при теоретическом процессе
q = I (1г— /0) = 1000 (MjMd) (ABJDC).
514
Действительный процесс сушки
протекает при тех же парамет-
рах £0, d17 tlf /2, что и теоретиче-
ский, но при этом процессе учиты-
ваются потери и дополнительный
подвод тепла Д (кДж/кг), которые
всегда имеются в реальном сушиль-
ном аппарате;
А — ,01	(<?м -|- ^5).
В зависимости от того, будет
ли А > 0 или А < 0, действитель-
ный процесс сушки будет предста-
влен линией ВХС" (лежащей выше
линии ВХС) или линией (лежа-
щей ниже линии ВГС\
Для построения линий B±Cf
и ВГС” на луче ВГС из произволь-
ной точки Е проводят линию,
перпендикулярную к оси абсцисс,
на которой откладывают вверх
(А > 0) или вниз (А < 0) от-
резок
ЕЕ± (2) “ kEfhn ~ \Ит,
где т — величина, зависящая от
масштаба диаграммы, равная
ЮООЛ^/Л^.
Рис. XII,4. Процесс сушки на /J-диа-
грамме
Проведя из точки В± прямую через точку Е± (2) Д° пересечения ее с линиями
заданных параметров /2 или /2, находят конечную точку сушильного процесса,
которому соответствует линия ВуС или BjC".
После этого определяют расход агента сушки (кг) и тепла (кДж) на 1 кг
испаренной влаги
I = 1000/(J2 — dj = 100 /[DC' (D"C")1,
q = l (Л- /о) = tnAF1 (^[DC'	+ A.
Количество сухого сушильного агента (кг/ч), необходимого для испарения
всей влаги W
Gr ~ IW.
Глава 2
СУШИЛЬНЫЕ АППАРАТЫ
§ 1. Барабанные газовые сушилки
Барабанные газовые сушилки широко применяются для сушки углей. Основ-
ным преимуществом барабанных сушилок по сравнению с сушильными аппара-
тами других типов является высокая надежность в работе как при сушке сыпучих
материалов, содержащих куски крупностью до 250 мм, так и при сушке вязких,
липких материалов, таких, как флотационные концентраты и шламы.
И* Недостатки барабанных сушилок; большие габаритные размеры и низкое
напряжение объема барабана по испаренной влаге; значительная металлоемкость,
составляющая 4—5 т на 1 т испаренной влаги в 1 ч; большое количество мате-
17*	515
Рис. XII.5. Барабанная сушилка:
1 — топка; 2 — растопочная труба; 3 — конвейер; 4 — питатель влажного угля; 5 — сушильный барабан; 6 — батарейный пылеуловитель;
7 — труба для выброса очищенных газов; 8 — мокрый пылеуловитель; 9 — дымосос; 10 — шлюзовый затвор; 11 — скребково-барабанный пита-
тель; 12 — разгрузочная камера
Рис. XII.6. Схема передачи тепла
в сушильном барабане
риала, постоянно находящегося в бара-
бане во время его работы; налипание
влажного материала на внутренние
устройства сушильного барабана, что
значительно снижает эффективность
работы сушилки.
Барабанные сушилки являются ап-
паратами непрерывного действия. Они
подразделяются на следующие группы:
с прямым теплообменом, в которых
происходит непосредственное соприкос-
новение материала с горячими газами по
прямоточной или противоточной схеме
движения газов и материала;
с косвенным теплообменом, в которых
тепло передается от газов к материалу
через металлическую стейку;
с комбинированным теплообменом,
в которых передача тепла материалу
происходит через металлическую стенку,
а также путем непосредственного со-
прикосновения материала с горячими
газами.
Для сушки углей применяются барабанные сушилки с прямым теплообменом.
Барабанная сушильная установка для сушки углей показана на рис. XII.5.
Внутренняя часть барабана оборудована лопастями. При вращении барабана
они захватывают материал и рассыпают его тонкими параллельными каскадами
(струйками), заполняющими все пространство барабана (рис. XII.6). Горячие
газы, перемещаясь между каскадами падающего материала, непосредственно со-
прикасаются с его влажной поверхностью. Число каскадов, образующихся в су-
шильном барабане, а следовательно, и эффективность теплообмена между газом
и материалом, обуславливаются числом и конструкцией лопастей. При конструи-
ровании внутренних устройств сушильных барабанов учитываются крупность,
плотность, сыпучие свойства подвергаемого сушке материала и необходимость
обеспечения его равномерного распределения в поперечном сечении барабана.
Передвигаясь по барабану от места загрузки к месту выгрузки, материал ста-
новится более сухим и сыпучим, поэтому в разгрузочной части барабана внутрен-
нее устройство должно оснащаться большим числом лопастей по окружности ба-
рабана или специальными скребками.
Перемещение материала вдоль сушильного барабана происходит в резуль-
тате наклона последнего, вращения и сноса частиц. При этом для частиц в наруж-
ных слоях каскада, интенсивно омываемых газом, условия теплообмена близки
к условиям сушки во взвешенном состоянии. Для частиц во внутренних слоях
каскада, хуже омываемых газами, условия теплообмена могут значительно отли-
чаться от условий при сушке во взвешенном состоянии.
В барабанных сушилках количество тепла (кДж/ч), передаваемое материалу
от сушильного агента, определяется уравнением (см. рис. XII.6)
Q = QT + Qu Qin,
где QT — расход тепла, передаваемого через поверхность частиц, падающих
с лопастей, кДж/ч; Qit— расход тепла, передаваемого через наружную поверх-
ность материала, находящегося на лопастях и в завале, кДж/ч; — расход
тепла, передаваемого в результате соприкосновения материала с более нагретыми
деталями сушильного барабана, кДж/ч.
В общем случае расход тепла (кДж/ч), передаваемого от газов к материалу
Q ау
где а]/ — объемный коэффициент теплообмена, характеризующий процес тепло-
обмена в барабанной сушилке, кДж/(м3-°С); А/Ср — средняя разность темпера-
туры газов и материала, °C; Vg — объем сушильного барабана, м3.
517
Основным показателем процесса теплообмена в барабанной сушилке является
объемный коэффициент теплообмена ац, характеризующий количество тепла,
отнесенного к единице объема сушилки, которое передается от газа к материалу.
Метод теплового расчета барабанных сушилок изложен в отраслевом стан-
дарте ОСТ 26-01-450-78. На общие технические условия, основные узлы и детали
барабанных сушилок разработаны отраслевые стандарты ОСТ 26-01-746-78;
ОСТ 26-01-436-78 и ОСТ 26-01-450-78. Метод определения мощности привода
сушильного барабана представлен в отраслевом стандарте ОСТ 26-01-448-78.
Диаметр барабана определяют с учетом максимально допустимой скорости
газа на выходе из него.
На основании опыта работы высокопроизводительных барабанных сушилок
при сушке угольных концентратов для определения скорости газов на выходе
из сушильного барабана, оборудованного лопастными и секторными насадками,
предложена эмпирическая зависимость
"г. вых = 0.5“’^ (МВ)°’25(Г2/ГтаХ)',5’
где увит — скорость витания частиц на выходе из барабанной сушилки, м/с;
^вит “ 5,22 срРм. cp/PrJ
^м. ср — средняя крупность материала, м; рм. ср — средняя плотность ма-
териала, кг/м3; р, — плотность газа на выходе из барабана, г/м3; ц,р — средняя
массовая концентрация материала в сушильном барабане, кг/кг; В — параметр,
характеризующий конструкцию внутреннего устройства барабана (для секторной
насадки В~ 0,35, для лопастной насадки В = 0,105); W2 и ТГтах — соответ-
ственно, конечная влажность и максимальная влагоемкость угля, %. При
^гпах отношение	= 1.
Наиболее характерным параметром барабанной сушилки является напряже-
ние ее объема по испаренной влаге, т, е. по количеству влаги, испаренной за
1 ч в 1 м3 объема барабана:
Аб - W/F6L6 == №/Уб,
где Аб — напряжение объема сушилки по испаренной влаге, кг/(м3*ч); W — рас-
ход испаренной влаги, кг/ч; F$L§ = Vg “ объем барабана, м3; F$ — поперечное
сечение сушилки, определяемое с учетом максимально допустимой скорости газов
на выходе из сушильного барабана;
F6 — Vr/(3600 (1 -е) vr.BbIxl;
Vr — расход газов, выходящих из сушилки, м3/ч; £ — заполнение сушилки,
принимаемое равным 0,2—0,25.
Величина А$ зависит от типа внутреннего устройства барабана, степени
заполнения его объема, частоты вращения и угла наклона сушилки, физических
свойств (влажности и размеров частиц материала), температуры, влажности и
скорости сушильного агента внутри барабана. Для барабанных сушилок при
сушке угольного концентрата крупностью </13 мм Л б может быть определена по
эмпирической формуле
Ш = о,8рг cpt>r cpnB°-\W2IWmax)°-‘25dM0^ KMtgP/tgt).
где уг. ср—средняя скорость газов в сушильном барабане, м/с; п — частота
вращения сушилки, мин"1; В —- параметр, характеризующий конструкцию
внутреннего устройства барабана (для секторной насадки В = 0,35, для лопаст-
ной В = 0,105); р—угол наклона барабана, градус; ф— угол естественного
откоса угля, градус.
На действующих сушильных барабанах напряжение объема сушилки по
испаренной влаге колеблется в широких пределах — 37—115 кг/(м3*ч).
Сушильные барабаны выпускаются с наклоном 1/15—1/50, соотношение
длины и диаметра барабана L^lD^ — 4-?- 8. Для сушильных барабанов диаме-
тром до 2500 мм принимают частоту вращения 7%64 мин" \ для барабанов диаметром
больше 2500 мм — 6,01 мин"1 (табл. XII.5).
518
Т а б л и ц'а XII.5
Технические характеристики сушильных барабанов,
применяемых на углеобогатительных фабриках
Параметры
СБ ‘2,8-14-ЛС
СБ3.5-18-ЛС
Диаметр, м
Длина, м
Толщина стенки, м
Габаритные размеры, м,
не более:
длина
ширина
высота
Масса, т, не более:
с комплектующими из-
делиями
без комплектующих из-
делий
Изготовитель
2,8	3,5	3,5
14	18	22
0,02	0,024	0,024
16,5	23,0	26,0
4,9	6,15	6,15
5,3	8,8	8,8
102,0	224,7	243
98,7	216,1	234,4
Завод	Завод	
«Прогресс»	«Уралхиммаш»	
(г. Бердичев)	(г. Свердловск)	
32,0
6,15
8,8
267,4
258,8
3,5
27
0,024
Толщину стенок барабана (м) определяют по формуле
6б = (0,0055-4-0,007) £>б,
где Dq — диаметр сушильного барабана, мм.
Масса барабана (т) ориентировочно может быть определена по формуле
G6 = 1,3 V6,
где Гб — объем барабана, м3.
На рис. XII.7 показан сушильный барабан диаметром 3,5 м, длиной 22 м,
который устанавливают под углом 4°. Он может вращаться с частотой 2; 3; 4;
Рис. XII.7. Сушильный барабан:
а — общий вид барабана; б — лопастная насадка; в — секторная насадка
519
б
Рис. XII.8. Уплотнения сушильных барабанов:
1 — сушильный барабан; 2 — сектор уплотнения; 3 — прижимная пружина; 4 -опор-
ный кронштейн; 5 — сушильный барабан; 6 — обечайка; 7 — уплотнение: 8 — разгру-
зочная камера; 9 — прижимная планка; 10 — крепежная шпилька; 11 — сушильный
барабан; 12 — уплотнительные деревянные брусья; 13 — прижимная пружина; 14 —
пружина; 15 — распорный болт; 16 — шайба; 17 — гайка
6 мин"1. Со стороны «горячего» конца сушильного барабана имеется кожух, бла-
годаря которому мягкое манжетное уплотнение перенесено в часть сушильного
барабана с более низкой температурой. Барабан со стороны «горячего» конца
оснащен приемно-винтовыми лопастями длиной 2 м, затем на длине 3 м установ-
лена лопастная насадка и на остальной части барабана размещена насадка,
состоящая из шести секторов с Г-образными лопастями, которая называется
секторной.
Для уплотнения мест входа концов сушильных барабанов в топку и в раз-
грузочную камеру применяют различные устройства (рис. XI 1.8).
Со стороны загрузки сушильного барабана обычно устанавливают сектор-
ное (рис. XII.8, а), ленточное (рис. XII.8, б) или лабиринтное уплотнения. При
установке секторного уплотнения зазор между секторами п обечайкой должен
быть не менее 4 мм. При выставке обечайки радиальное биение допускается не
более 4 мм. Со стороны разгрузочной камеры устанавливают уплотнения раз-
личной конструкции (бандажное, ленточное, лабиринтное, секционное и аэро-
динамическое), а также уплотнение из деревянных брусьев длиной 220—250 мм,
прижатых к корпусу барабана (рис. XI 1.8, в).
Удельный расход тепла на барабанных сушилках колеблется в пределах
4000—6300 кДж/кг испаренной влаги, а расход электроэнергии на 1 т испаренной
влаги составляет 20—75 кВт-ч. Удельный расход тепла и электроэнергии нахо-
дится в прямой зависимости от производительности сушильного барабана по
испаренной влаге, которая определяется состоянием насадок и уплотнением су-
шильного тракта, видом сушимого материала и топлива, расходом и температу-
рой газов.
На углеобогатительных фабриках интенсификация процесса сушки в бара-
банных сушилках осуществляется путем повышения скорости и температуры
сушильного агента, улучшения сыпучих свойств подвергаемого сушке угля,
увеличения частоты вращения сушильного барабана, совершенствования кон-
струкции внутренних насадок. Выполнение комплекса этих мероприятий обеспе-
чило на многих фабриках повышение средней производительности сушильного
барабана диаметром 2,8 м, длиной 14 м с 5—6 до 8—10 т/ч по испаренной влаге,
что соответствует удельному влагой апряжению 100—120 кг/(м3-ч).
Для уменьшения налипания угля на внутренние устройства сушильных
барабанов по всей их длине вдоль периферических лопастей применяют в виде
гирлянд навеску цепей. Для уменьшения налипания угля на стенки барабана
и снижения износа внутренних насадок передняя часть барабанных сушилок
диаметром 3,5 м изготовляется из нержавеющей стали.
Чтобы сократить потери тепла в окружающую среду и уменьшить замазыва-
ние насадок влажным углем, наружную поверхность барабанов теплоизолируют.
По способу, разработанному ВНИПИТеплопроектом, барабан снаружи изоли-
руется совелитовыми плитами, которые прикрываются разборным кожухом из
тонкой листовой стали. На крупногабаритных барабанных сушилках теплоизо-
520
Таблица XII.6
Основные показатели работы барабанных газовых сушилок
Продукт	Влажность, 9/ /0		Г абарит- ные раз- меры, мм		Частота вращения ба- рабана, мин "х	Произво- дитель- ность, т/ч		Темпе* ратура теплоно- сителя, °C	
	н ачальная	конечная	диаметр ।		длина		ПО ИСХОДНО' му углю	по испарен- ной влаге	начальная	конечная
Флотационный концен- трат Смесь флотационного кон- центрата (45 %) и мел- кого концентрата (55 %) Флотационный концен- трат Смесь флотационного кон- центрата (18,5%) и мел- кого концентрата (81,5 %) Смесь флотационного кон- центрата (35%) и мел- кого концентрата (65 %)	24 18,5 23,8 16,5 20,0	10 9,0 6,3 5,7 7,8	2,8 2,8 3,25 3,5 3,5	14 14 20 27 27	4,7 5,0 3,0 5,9 5,9	33 90 58 230 151	5,2 9,5 9,2 26,0 20,0	800 750 800 800 700	НО 80 95 80 105
ляция обеспечивается воздушной прослойкой высотой 50 мм, которая образуется
между корпусом и кожухом барабана, изготовленным из стали толщиной 3—5 мм.
В табл. XII.6 приведены основные показатели работы барабанных газовых
сушилок, достигнутые на некоторых обогатительных фабриках угольной про-
мышленности.
Хорошие показатели сушки одного флотационного концентрата в сушильном
барабане (2,8Х 14 м) достигнуты при оснащении его насадкой, выполненной пол-
ностью из цепей. На основании обобщения опыта Донецкого наладочного управ-
ления «Теплоэнергоавтоматика» и ЦОФ «Белореченская», «Ворошиловградская»,
«Суходольская» по эксплуатации барабанных сушилок с цепными насадками
УкрНИИУглеобогащеиием разработана цепная насадка (рис. XII.9).
В загрузочной части барабана вместо листовых приемно-винтовых лопастей
установлены цепные лопасти с наклоном 50°, которые переходят в подъемные
с наклоном 15° к образующим поверхности барабана. Между лопастями по всей
длине барабана с интервалом в 150 мм подвешены поперечные лучевые подвески.
В загрузочной части на длине, равной 15 % длины барабана, установлены Г-
образные лопасти, к полкам которых прикреплены цепные подвески. Конструк-
ция насадки предусматривает крепление цепей не к корпусу барабана, а укладку
их в специальные кронштейны, вследствие чего значительно упрощены работы
по замене насадки. В табл. XII.7 приведены показатели работы барабанных
сушилок на ЦОФ «Суходольская» и «Ворошиловградская» до и после применения
цепных насадок.
Разгрузочные камеры барабанных сушилок служат для приема выгружае-
мого из барабана угля и осаждения из газов части угольной пыли. Чтобы обеспе-
чить освобождение барабана от находящегося в нем угля при аварийной остановке
транспортного тракта сушенки, нижняя часть камеры должна вмещать весь
материал, находящийся в сушильном барабане. Для повышения эффективности
осаждения угольной пыли и снижения вихревых потоков целесообразно делать
разгрузочные камеры прямоугольной формы с плавным сужением верхней части.
Эффективность очистки газов в разгрузочных камерах колеблется в широком диа-
пазоне и может достигать 88—97 %.
521
А Б В
Направление
вращения барабана
Zl-Zf
1
Крепление гирлянд на кронштейнах
в гирлянд
1и*п-н звеньев цепи.
Рис. XI 1.9. Насадка с цепными навесками в сушильных барабанах диаметром 2,8 м
длиной 14 м:
1 —* подвески; 2 — листовые лопасти; 3 — корпус барабана; 4 — кронштейн; 5 — план»
ки; 6 — болт с гайкой; 7 — цепные лопасти
Для стабилизации работы барабанных сушилок перед ними устанавливаются
аккумулирующие бункера, вместимость которых должна быть не менее часовой
производительности сушилки по исходному материалу.
Для сушки высоковлажных илистых шламов Укр НИИ Углеобогащен нем раз-
работана противоточная центробежная сушилка (рис. XII. 10). В сушилках этого
типа отработан режим сушки антрацитовых и высокозольных шламов газовых
углей. Опыт эксплуатации показал, что это установка проста в обслуживании.
При сушке илистого, высокозольного продукта внутренний шнек не залипает
и материал без затруднений транспортируется через сушилку. Фильтрование
отходящих газов через движущийся навстречу влажный материал обуславливает
осаждение частиц тонкой пыли на его поверхности. В сушилке можно сушить
как зернистый, так и илистый шлам с содержанием класса <<0,05 мм до 90 %
и влажностью до 30 %.
Основные показатели работы противоточной барабанной сушилки:
Производительность, т/ч:
по влажному шламу .................................. 10—20
по испаренной влаге.................................1,2—1,8
Температура газов на входе в сушильный барабан, °C ... 750 — 850
Влажность шлама, %:
до сушки............................................ 20 — 30
после сушки ,......................,................ 10—20
Размеры сушильного барабана, м .......................... 1,2X8
522
Таблица XII.7
Показатели работы барабанных сушилок (2,8 X 14 м)
Наименование показателя	ЦОФ «Суходольская»		ЦОФ ^Ворошиловградская»	
	Секторная насадка	Цепная насадка	Секторная насадка	Цепная насадка
Исходный продукт
Влажность уг-
ля, %:
до сушки
после сушки
Производитель-
ность, т/ч:
по исходному
продукту
по испаренной
влаге
Напряжение объ-
ема барабана по ис-
паренной влаге,
кг/(м3-ч)
Масса насадки,
приходящаяся на
1 кг испаренной
влаги, кг
Общая масса наса-
док, т
Флотаци- онный концентрат	Флотаци- онный концентрат	Флотацион- ный концен- трат (70 %) в смеси с мел- ким концен- тратом (30 %)
27,2 10,3	27,2 10,3	22 13
35	43	60
6,6	7,8	6,2
76	90,7	72,0
2,12	1,3	1,4
14	10,3	8,5
Флотационный
концентрат
(70 %) в смеси
с мелким кон-
центратом
(30 %)
23,2
12,1
81
10,2
118,6
1,06
10,86
Рис. XII. 10. Малогабаритная противоточная барабанная сушилка конструкции
УкрНИИУглеобогащения:
1 — барабан; 2 — шнек; 3 — питатель; 4 — вытяжной вентилятор; 5 — привод барабана;
6 — топка; 7 — насос жидкого топлива; 8 — нагнетательный вентилятор
523
§ 2. Газовые трубы-сушилки
Сушка материалов в трубах-сушилках осуществляется в условиях конвек-
тивного теплообмена и аэродинамического взаимодействия движущихся частиц
материала с газовым потоком.
В трубах-сушилках сушка материала в горячем газовом потоке происходит
практически мгновенно. Материал находится в контакте с горячими газами около
0,5 с, а во всей системе — около 5 с. Таким образом, объем материала, одновре-
менно находящегося даже в самых больших сушилках, не превышает 1/500 их
производительности.
В трубах-сушилках имеет место высокая интенсивность передачи тепла
от газов к взвешенным частицам материала. Удельное влагонапряжение объема
труб-сушилок в 8—10 раз больше сушильных барабанов.
В трубах-сушилках сушке подвергаются материалы, из которых требуется
удалить свободную влагу, или материалы, обладающие малым сопротивлением
внутреннего переноса влаги. Сушка в трубах-сушилках обычно происходит при
параллельном токе газов и материала. Простейшая труба-сушилка состоит из
прямолинейного отрезка трубы постоянного сечения, по которой горячие газы
и взвешенные в их потоке частицы материала проходят при восходящем или
нисходящем направлении (рис. XII.И).
Для приближенных расчетов скорость газов в трубе-сушилке может опре-
деляться по формулам

Отработанные
газы
Отработанные
газы
Отработанные t {
газы
Пропал
Рис. XII.11. Схемы труб-сушилок:
^раб —Длина рабочего участка; /ча0р — длина участка заброса; /Пр—длина участка
провала; 1 — труба-сушилка; 2 — забрасыватель; 3 — разгрузочный циклон; 4 — про-
ходной сепаратор; 5 — компенсатор
524
Горячие
газы
3
Гтрячие
газы
Горячие
газы
где ф — коэффициент, учитывающий запас скорости газов, принимается в пре-
делах 1,25—1,5; увИТ — скорость витания частиц, м/с;
увит ~ 5,22 ]f рм> ср^м. ср/Рг. Ср’
где Рм. ер и Рг.ср — средняя плотность материала и газа, кг/м3; t/M. ср — сред-
ний диаметр частиц, м.
На основании экспериментальных исследований и опытных данных, полу-
ченных при испытаниях промышленных труб-сушилок, рабочая (оптимальная)
скорость газового потока может быть определена по формуле
Vr. сразит, ср == (1 + °>3) Н°ср28 3/^/Гтах,
где упит. ср — средняя скорость витания наиболее крупных частиц материала,
м/с; Нср — средняя концентрация материала в трубе-сушилке, кг/кг; IFп —
= ИД—lFniax — поверхностная влага, %;	— начальная влажность угля, %;
lFmax — максимальная влагоемкость угля, %; tn — коэффициент, учитывающий
влияние конструкции питателя-забрасывателя, равный 1,03—1,05; он опре-
деляется эмпирической зависимостью
tn 0,6	max>
b — ширина (толщина) рабочего органа забрасывателя (палец, цепь, щель) мм;
dMo шах — максимальная крупность частиц, мм.
При b п1ах отношение Йм.шах^ 1* В процессе сушки теплообмен
между частицами угля и газовым потоком протекает при их переменных массах.
По данным экспериментальных исследований получено следующее обобщенное
крптериалыюе уравнение теплообмена:
Xu - O.eGReji-1'2;> (Г2/Гкр)2,
где Nil и Re — критерии Пуссельта и Рейнольдса. При сушке до влажности
Рабочей длиной трубы-сушилки считается расстояние между местом забра-
сывания материала в сушилку и входом трубы-сушилки в циклон (проходной
сепаратор).
Рабочая длина трубы-сушилки определяется по формуле
/раб — Q/^Tp^V Д^ср)»
где Q -- Оисп + Онагр — расход тепла, необходимого для испарения влаги
и нагрева угля, кДж/ч; fTP — площадь поперечного сечения трубы, м2; Д/сР —
средняя логарифмическая разность температуры газа и угля, °C; ау — объемный
коэффициент теплообмена, кДж/(м3 • ч  °C);
где F^ — поверхность материала в 1 м3 трубы-сушилки; ар — поверхностный
коэффициент теплообмена;
k — коэффициент, учитывающий слипание частиц;
/е = (^ср/^тах)0’3, W'cp - 0,5 (Гх р Г2).
На углеобогатительных фабриках сушке в трубах-сушилках подвергается
смесь мелкого концентрата гравитационного обогащения каменных углей (класс
0—13 мм), флотационного концентрата (класс 0—1 мм) и шлама (класс 0—3 мм).
Влажность концентрата, поступающего на сушку, в зависимости от процентного
содержания в смеси флотационного концентрата и шлама составляет 12—18 %,
а влажность угля после сушки 5—10 %. На ЦОФ «Узловская» сушке подвер-
гается один флотационный концентрат. На некоторых фабриках в трубах-сушил-
ках сушат промпродукт.
Трубы-сушилки работают при температуре газов на входе в сушилку 600—
900 и на выходе 90—120 °C. Расход электроэнергии на 1 т испаренной влаги ко-
леблется в пределах 35—60 кВт- ч.
525

Рис. XI 1.12. Компо-
новка технологическо-
го оборудования тру-
бы-сушилки:
/ — топка; 2 — расто-
почная труба; 3 — бун-
кер сырого угля; 4 —
узел загрузки; 5 — тру-
ба-сушилка; 6 — циклон;
7 — батарейный пыле-
уловитель; 8 — дымовая
труба; 9 — мокрый пыле-
уловитель; 10 — дымо-
сос; 11 — шлюзовой за-
твор; /2 — скребково-
барабанный питатель;
13 — гидрозатвор; 14 —
шибер
Таблица XII.8
Показатели работы труб-сушилок на ЦОФ «Абашевская»
Наименование
показателя
Труба-сушилка
№ 1	№ 2	Ks 3
с вентилятором
ВМ 100/1200
ВМ 100/1000
Производительность, т/ч:
по испаренной влаге
по сырому углю
Температура газов, °C:
в борове
перед дымососом
Производительность дымососа,
тыс. м3/ч
Сопротивление трубы-сушилки,
Па
Влажность угля, %:
поступающего
высушенного
11,5—13,9 109—143,0	10,9 105,3	9,9—12,4 76,9—126
695—715	697	685—798
91—101	91	62—80
120	106,5	91
5950
5750
15,9
4,4
5870
15—-17,2
3,6—6,9
14,1—24,2
5,2—9,2
На углеобогатительных фабриках в основном применяются трубы-сушилки
диаметром 900 и 1000 мм. Производительность этих сушилок колеблется от 25
до 80 т/ч по сырому продукту и от 3 до 7 т/ч по испаренной влаге. На рис. XII. 12
показана компоновка технологического оборудования трубы-сушилки.
На основании исследований ИОТТ разработаны высокопроизводительные
трубы-сушилки диаметром 1100; 1200 и 1250 мм. Высокая надежность пневмо-
транспорта материала в этих су-
шилках достигается увеличением
скорости газов до 50 м/с.
На ЦОФ «Кальмиусская» тру-
ба-сушилка диаметром 1100 мм
имеет производительность 120—
140 т/ч по исходному углю, а
на ЦОФ «Донецкая» производи-
тельность такой же трубы-сушилки
составляет около 200 т/ч по исход-
ному углю и 18—20 т/ч по испа-
ренной влаге. На ЦОФ «Абашев-
ская» установлены трубы-сушилки
диаметром 1200 мм, которые уко-
мплектованы мельничными вентиля-
торами ВМ 100/1200 и ВМ 100/1000.
Показатели работы этих сушилок
приведены в табл. XII.8. Трубы-
сушилки диаметром 1250 мм вве-
дены в эксплуатацию на ЦОФ
«Обуховская», «Краснолиманская»
и «Касьяновская». Проектная про-
изводительность этих сушильных
агрегатов составляет 180—250 т/ч.
В ИОТТ разработаны сушиль-
ные аппараты, имеющие конфу-
зорно-диффузорную форму в виде
трубы Вентури (рис. XII.13),
в которых вследствие исполь-
Г аз на
технологическую
очистку
вдод влажного
Д,ЫМодЫ
газы
топка.
Выход подсушен-
ного продукта
Рис. XII.13. Схема пневмосоплового су-
шильного аппарата:
1 — футеровка; 2 — проходной сепаратор: 3 —<
труба Вентури: 4 - предохранительный кла-
пан

527
Таблица XI 1.9
Ожидаемые результаты работы сушильных аппаратов
типа трубы Вентури
Наименование показателя	ОФ ш. «На- гольчанская»	ОФ ш. «Крас- ный пар- тизан»	ГОФ «Крас погорская»
Производительность, т/ч:
по исходному продукту
по испаренной влаге
Температура газов, °C:
начальная
конечная
Влажность угля, %:
начальная
конечная
Число аппаратов
Размеры аппарата:
диаметр, мм
на входе
на выходе
длина, м
250 28	200 16	280 32
1100	900	1000
90	90	95
16	16	18
6	6	6
2	3	2
1100	900	1200
1400	1200	1500
4	3	5
зования эффекта турбулизации потока значительно повышается эффективность
сушки. В трубе Вентури активный аэродинамический режим реализуется более
рационально, чем в гладкой трубе-сушилке, так как большая скорость газа,
определяющая эффективность тепломассообмена, создается только локально
в горловине. Плавное сжатие струи в конфузоре позволяет избежать дополнитель-
ных потерь напора, имеющих место во входном участке трубы-сушилки. Загрузка
влажного материала в горловину трубы Вентури - зону с высокой локальной
скоростью газового потока — обеспечивает его интенсивное омывание газовым
Рис. ХП.14. Узел загрузки УЗТ трубы-сушилки:
/ — бункер; 2 — цепь; 3 — роторы цепные; 4 — участок трубы-сушилки
528
потоком. Под воздействием высокого скоростного напора разрушаются агреги-
рованные скопления исходного продукта, что приводит к развитию активной по-
верхности теплообмена фаз, приближая ее к общей суммарной поверхности
частиц твердой фазы. В горловине трубы Вентури скорость газовой струи состав-
ляет 90—150 м/с.
Разрабатываются проекты сушильных отделений с сушильными аппаратами,
выполненными в виде трубы Вентури, ожидаемые показатели которых приведены
в табл. XI 1.9.
Эффективность процесса сушки в трубе-сушилке во многом зависит от ра-
боты питателя-забрасывателя. Питатель-забрасыватель обеспечивает разрыхле-
ние подаваемого материала и равномерное распределение его по всей площади
сечения трубы-сушилки. Широкое применение на углеобогатительных фабриках
нашли цепные питатели-забрасыватели конструкции УкрНИИУглеобогащенпя.
Применение в качестве забрасывающего органа цепей исключает возможность
заштыбовкн ротора.
КузНИИУглеобогащение разработал конструкцию узла загрузки
(рис. XII. 14), состоящего из бункера вместимостью не менее часовой производи-
тельности установки, скребкового питателя, цепного забрасывателя ПЦ-9
(или ПЦ-11), в котором шлюзовый затвор заменен на роторы с цепями и стальной
отливкой в зоне забрасывания, представляющей собой трубу со стенкой
толщиной 40—60 мм и с внутренним диаметром, равным диаметру трубы-сушилки.
Узел загрузки УЗТ-9 (УЗТ-11) трубы-сушилки работает на многих обогатитель-
ных фабриках угольной промышленности.
Применение модернизированных питателей практически исключает зависа-
ние углей в бункерах перед сушилками, улучшает разрыхление и перемешивание
смеси флотационного и мелкого концентратов.
§ 3. Сушилки «кипящего» слоя
Процесс сушки в «кипящем» (псевдоожиженном) состоянии заключается
в продувке газа через слой материала, находящегося на газораспределительной
решетке, с такой скоростью, при которой устойчивость этого слоя нарушается,
высота его постепенно увеличивается и частицы приходят в беспорядочное дви-
жение.
В сушилках «кипящего» слоя изменение кинетической энергии транспорти-
рующего газового потока происходит в результате преодоления им сопротивления
газораспределительной решетки и слоя материала, который переходит из спокой-
ного состояния в состояние псевдоожижения.
Перевод сыпучего материала в псевдоожиженное состояние осуществляется
при следующих условиях:
ДРсл -= SGlP -= Н (1 — е) (рм — рг) g,
где АрСл — перепад давления в кипящем слое; G — масса твердых частиц слоя,
кг; F — поверхность решетки, м2; g — ускорение свободного падения, м/с2;
Н — высота слоя, м; в — порозность кипящего слоя (доля пустот); и ог —
плотность твердых частиц и газа, кг/м3.
Для определения оптимальной скорости газового потока, обеспечивающей
интенсивное перемешивание «кипящего» слоя зернистого материала, И. М. Фе-
доровым рекомендованы формулы
Re0I1T : 0,19Fe1,5G; и Re у/Дт;
Fe ----- d,-p /4g (pM — pr)/(3v2pr),
для значения 40 Fe 200,
где Re — критерий Рейнольдса; Fe — критерий Федорова; dC]> — средний диа-
метр зерна, м; g — ускорение свободного падения, м/с2; v —кинематическая
вязкость газов, м2/с; v — скорость газового потока, м/с.
Оптимальная скорость «кипящего» слоя для гранул угольных флотационных
концентратов определяется по формуле
Re()nr 0,427Feb3«.
529
10 4
ю3
10г
10
10°
Ю'3
S
10ч
																																	1 		
																																			
																																			
																																			
																																			
																																			
																						5		2		1									
					—																														
																																			
																																			
																																- л			
																																			
																																			
																																	***1	—		
																												Г -							
																			  “'j																	
																																			
		.———					-н																														
																																			
																																	—	—	
																																			
																																			
																																			
													—• -“Ч														t	ч							
																																			
			—		—1																														
																																			
		—																																	
		—																																	
	—	—																																	
																																			
			—																																
																																			
																																			
																																			
																																			
																																			
																																			
																																			
			—	—																															
																																			
																																			
																																			
																																			
																																			
Re
10 ч-
10г
ю
10°
10‘1
Рис. X 11.15. Зависимость критерия Лященко Ly от критерия Архимеда Аг:
1 — шарообразные частицы; 2 — округленные частицы; 3 — угловатые частицы;
4 — продолговатые частицы; 5 — пластинчатые частицы; 6 — шарообразные частицы
В критерий Ее входит средний диаметр гранул, зависящий от влажности вы-
сушенного продукта; для рабочей влажности = 7 :11 % он определяется по
формуле (мм)
dcn - 0,228М + 0,16.
Границы существования псевдоожиженного слоя, порозность е которого
может изменяться в пределах 0,4—1, определяются графически (рис. XII. 15).
В данном случае критерий Re заменен критерием Лященко Ly.
Тепло- и массообмен в процессе сушки в «кипящем» слое зависит от свойств
высушиваемого материала и режима сушки. Для сушки смеси, состоящей из
мелкого и флотационного угольных концентратов, в аппарате с направленным
530
Вода 8
Воздух
Влажный уголь
РисЛХП.16, Схемы сушилок «кипящего» слоя:
а — Донецкого КХЗ; 1 — газодувка; 2, 18 — вентиляторы; 3 — топка; 4 — растопочная
труба; 5 — дозировочный стол; 6 — бункер влажного материала; 7 — скруббер; 8 — ба-
тарейный циклон; 9, 10 — дымосос; 11 — шнек; 12 — брикетный пресс; /<?, 16 — шлюзо-
вые затворы; 14 — газораспределительная решетка; 15 — сушильная камера; 17 — от-
секающий шибер;
б — Днепродзержинского КХЗ; 1 — вентилятор; 2 — труба первичного воздуха; 3 —
труба вторичного воздуха; 4 — конвейер; 5 — горелка; 6 — топка; 7 — взрывной кла-
пан; 8 — компенсатор; 9 — газораспределительная решетка; 10 — сушильная камера;
11 — разбрасыватель; 12 — редуктор разбрасывателя; 13 — циклоны; 14 — дымосос
потоком коэффициент теплообмена может быть определен по формуле, предложен-
ной А. Ф Гребенюком:
Nu 0,227- 10“3Re1’82.
Для угля И. М. Федоровым была получена зависимость
Nu = 0,23Re0,8G3,
которая справедлива для Re в пределах 20—500;
Nu -z ardcP/XG,
где Nu — критерий Нуссельта; аг — коэффициент теплообмена, Вт/(м2.°С);
лс — коэффициент теплопроводности газа, Вт/(м-°С).
Расход газов (сушильного агента) L (кг/ч) для сушилок с «кипящим» слоем
может быть определен с помощью /d-диаграммы или расчетным путем.
По расходу сушильного агента L определяют необходимую площадь газо-
распределительной решетки сушильного аппарата
Fp = Г/(3600угрг),
где vr — оптимальная скорость сушильного агента, м/с; рг — плотность сушиль-
ного агента, кг/м3.
Высота «кипящего» слоя на основании опытных данных принимается равной
0,5—0,6 м. Сопротивление псевдоожиженного слоя флотационного концентрата
находится в следующей зависимости от его высоты:
Ар = 3,3//,
где Ар—сопротивление слоя, кПа; Н — высота псевдоожиженного слоя, м.
Масса материала (кг), которая одновременно находится в «кипящем» слое
сушильной установки, определяется из уравнения, характеризующего условия
существования «кипящего» слоя
G = kpFp/g.
Среднее время пребывания частиц в «кипящем» слое определяется по формуле
t = G/[0,5(G1 + G2)],
где Gj, G2 — производительность установки по исходному и высушенному про-
дукту, т/ч.
Вместо 0,5 (G1 + G2) можно подставить среднюю часовую производительность
сушилки (т/ч).
Сушилка «кипящего» слоя представляет собой сварную камеру с газораспре-
делительным устройством, которое делит сушильную камеру на верхнюю и ниж-
нюю части. Нижняя часть сушилки — это газовая камера, в которую поступают
газы из топки. Внутри камера футеруется огнеупорным кирпичом. Верхняя
часть сушилки состоит из зоны «кипящего» слоя и сепарационного пространства.
Высота «кипящего» слоя, на основании практических данных, обычно не превы-
шает 300—700 мм в зависимости от свойств высушиваемого материала, режима
сушки и конструкции сушильной камеры.
В промышленной эксплуатации находятся две сушилки «кипящего» слоя,
работающие на Донецком и Днепродзержинском КХЗ. В качестве топлива в этих
сушилках используется коксовый газ, который сжигается в топках под давлением.
Технологические схемы сушильных установок «кипящего» слоя показаны
на рис. XII.16.
Технологические показатели работы сушилок «кипящего» слоя
Донецкий КХЗ
(коксовая
шихта)
Днепродзержинский
КХЗ (флотацион-
ный концентрат)
Влажность угля, %:
до сушки . .
после сушки
12
8,2
21,9
13.5
532
Поверхность решетки, м2 . . . .
Высота слоя, мм................
Напряжение по влаге, т/м2 . .
Расход:
тепла на 1 кг испаренной вла-
ги, кДж....................
теплоносителя, м3/(м2*ч)	, .
электроэнергии на 1 т испа-
ренной влаги, кВТ’Ч . . . .
Температура теплоносителя, гра-
дус ..........................
Унос, % к высушенному углю .
2,5 200 2,2	7 500—600 1,8
4 300	3 980
10 000	9 000
30	35
619	500
4,8	24
УкрНИИУглеобогащением совместно с Южгипрошахтом и СКТБ шахтной
автоматики разработана для ГОФ «Свердловская» установка сушки угля в
«кипящем» слое с решеткой площадью 12 м2 (рис. XII.17).
Техническая характеристика сушильной установки ГОФ
«Свердловская»
Производительность, т/ч:
по исходному углю...................................... 200	— 250
по испаренной влаге ................................ 18	— 25
Влажность угля, %:
до сушки .......................................... 16 — 20
после сушки..................................... 5 — 8
Площадь газораспределительной решетки, м2 . , . ,	12
Вид топлива........................................ Газообразное,
жидкое
Режим работы топки и сушильного аппарата..............Под	давлением
^Си б ги прошах том для углеобогатительной фабрики разреза «Нерюнгрин-
ский» (Южная Якутия) запроектированы импортные сушилки «кипящего» слоя
Рис. XII. 17. Схема сушильной установки ГОФ «Свердловская»:
1 — дымосос; 2 — мокрый пылеуловитель; 3 — батарейный пылеуловитель; 4 — шлюзо-
вой затвор; 5, 7 — конвейеры; 6 — скребково-барабанный питатель; 8 — бункер сухого
угля; 9 — циклон; 10 — бункер влажного угля; 11 — питатель; 12 — сушилка «кипяще-
го» слоя; 13 — растопочная труба; 14 — боров; 15 — топка
533
Рис. XII.18. Сушилка «кипящего» слоя ОФ разреза «Нерюнгринский»:
1 — бункер; 2 — вибропитатель; 3 — вентилятор; 4 — топка с сушильной камерой;
5 —решетка; 6 — шлюзовой питатель; 7 — шлюзовый затвор; 8 — скребковый конвейер;
9 — циклоны; 10 — батарейный пылеуловитель; 11 — дымосос; 12 — скруббер
производительностью 72,2 т/ч по испаренной влаге (рис. XII. 18). Проектные
показатели этой сушилки следующие:
Производительность, т/ч:
по исходному углю.........................................
по испаренной влаге . .	, . ........................
Удельный влагосъем, т/(м2*ч)	............................
Влажность угля, %:
до сушки .................................................
после сушки ..........................................
Площадь газораспределительной решетки, м2................
Гранулометрический состав исходного угля, %:
0—0,5 мм .................................................
0,5 — 30 мм...........................................
Температура газов, °C:
на выходе из топки .......................................
на входе в сушилку ...................................
в сушильной камере ...................................
в циклоне ............................................
после дымососа........................................
623
17,8
5
29
гю
45
500—600
450 — 510
67 — 78
62 — 69
59 — 66
Объем газов, проходящих через сушилку, составляет 730 тыс, м3/ч, или
10 тыс. м3/ч на 1 т испаренной влаги.
534
ИОТТ разработана сушилка взвешенного слоя ВСС-35 производительностью
35 т/ч по испаренной влаге. Сушилка предназначена для сушки углей крупностью
до 50 мм.
Техническая характеристика сушилки ВСС-35
Производительность, т/ч:
по исходному углю ...........................................
по испаренной влаге .....................................
Удельный влагосъем с 1 м2 решетки, т/(м2-ч)..................
Влажность, %:
до сушки.....................................................
после сушки..............................................
Площадь решетки, м2 .........................................
Температура газов, СС:
начальная ...................................................
конечная ................................................
Сопротивление решетки, Па ...................................
Живое сечение решетки, %.....................................
300
35
3
18
6
12
600
100
1500
10
На углеобогатительных фабриках США преобладающее распространение
получили сушилки взвешенного («кипящего») слоя с прямоугольным сечением
сушильной камеры и с газораспределительными решетками, рабочая поверхность
которых выполнена из металлических прутков круглого сечения.
Сушилки «кипящего» слоя в США проектируются и строятся в основном фир-
мами «Мак-Нелли Питтсбург», «Хейл энд Паттерсон», «Линк-Белт» и «Дорр-
Оливер».
Фирма «Мак-Нелли» выпускает сушилки «кипящего» слоя Флоу-Драйер
производительностью от 2 до 80 т/ч по испаренной влаге.
Технологические показатели сушилки «кипящего» слоя фирмы «Мак-Нел л и»
с газораспределительной решеткой площадью 20,5 м2 следующие:
Производительность, т/ч:
по испаренной влаге..................................... 42,2	— 47,7
по исходному углю ................................. 515,3	— 522,3
Удельная производительность по съему влаги, т/(м2-ч) . , .	2,6
Влажность, %:
исходного угля ........................................ 11,6—13.6
высушенного угля................................... 5,2—-5,6
Объем газов на выходе из сушилки, тыс. м3/ч ............... 440
Температура газов, °C:
под газораспределительной решеткой..................... 500
над взвешенным слоем.................................... 80
перед дымососом ........................................ 75
Давление газовоздушной смеси под газораспределительной
решеткой, Па.............................................. 3300
Разрежение над газораспределительной решеткой (в зоне
«кипящего» угля), Па .................................. 0 — 250
Аэродинамическое сопротивление, Па:
сушильного тракта	.............................. 9940
сушильной камеры с	газораспределительной решеткой	3550
Мощность электродвигателей, к Вт:
дымососа .............................................. 1860
дутьевого вентилятора ............................. 480
Фирмой «Хейл энд Паттерсон» для сушки углей выпускаются сушилки взве-
шенного слоя шести типоразмеров производительностью от 10 до 45 т/ч по испа-
ренной влаге. Сушилка состоит из слоевой топки с вибрационной колосниковой
решеткой, работающей под разрежением, сушильной камеры прямоугольного
сечения, валкового питателя.
В прямоугольной сушильной камере обеспечивается равное время пребыва-
ния (5 с) всех частиц подвергаемого сушке угля. Скорость газов в верхней ча-
сти камеры 3,6 м/с, в зоне взвешенного слоя 5,5 м/с. Участок стенок камеры в зоне
активного «кипения» материала имеет защитную антиабразпвную футеровку
высотой 315 мм от решетки. Высота взвешенного слоя 450—500 мм. Уголь в су-
шилку подается на высоте 600 мм от решетки.
Питатель исходного угля представляет собой вращающийся с постоянной
скоростью цилиндрический барабан с секторным затвором, который равномерно
распределяет исходный уголь по сечению сушильной камеры. Барабан питателя
имеет диаметр 914 мм и длину, равную ширине решетки — около 3000 мм. На
выгрузке угля с решетки предусмотрены две заслонки. Верхняя заслонка вы-
535
сотой 900 мм управляется вручную, нижняя (донная) заслонка высотой 450 мм
управляется автоматически.
Работоспособность и надежность работы сушилок «кипящего» слоя во многом
зависят от конструкции газораспределительной решетки. Решетки должны быть
прочными, термоустойчивыми и коррозионностойкими. Прочность газораспреде-
лительной решетки создается необходимым числом поддерживающих балок до-
статочной жесткости, которые не перекрывают живое сечение решетки и оказы-
вают минимальное сопротивление газовому потоку.
Наибольшее распространение получили перфорированные решетки, которые
состоят из отдельных перфорированных секторов, уложенных на опорные балки
и на сварное периферийное кольцо. Площадь отверстий составляет 5—11 %
общей площади решетки, диаметр отверстий 5 мм. Срок службы перфорированной
решетки, изготовленной из стали марки Ст.З, составляет от 20 дней до 2 мес.
и зависит в основном от стабильности процесса сушки.
На сушильной установке Донецкого КХЗ в качестве газораспределитель-
ного устройства использована решетка, выполненная в виде отдельных полок
(пластин), установленных параллельно одна над другой. В результате прохож-
дения теплоносителя через поперечные щели, образованные пластинами, материал
сдувается с пластины на пластину в направлении выгрузки и сушится в так назы-
ваемом «сдуваемом» слое. Решетка обеспечивает перемещение материала в гори-
зонтальном направлении.
Зарубежные сушилки кипящего слоя оборудованы газораспределительными
решетками из металлических прутков, располагаемыми вдоль или поперек су-
шильной камеры. Зазоры между прутками 2—3 мм, диаметр прутков 16—20 мм.
Кроме того, нашли применение керамические газораспределительные решетки.
Глава 3
ВСПОМОГАТЕЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
§ 1.	Топочные устройства
На сушильных установках углеобогатительных фабрик в качестве сушиль-
ного агента используются топочные газы, которые получают в топках при сжига-
нии твердого, жидкого и газообразного топлива.
В сушильных отделениях углеобогатительных фабрик эксплуатируют слое-
вые и факельно-слоевые топки для сжигания твердого топлива и камерные топки
для сжигания твердого (пылеугольного), жидкого и газообразного топлива.
Коэффициент полезного действия топки (%) определяется по формуле
Л т = 100 — (% + <?4 + </5	q„),
где — потери тепла с химическим недожогом, %;	— потери тепла с механи-
ческим недожогом, %;
^4 ^4шл Н ^4пр’
74[ПЛ—потери тепла со ишаком, %; 74у|| — потери тепла с уносом, %; д4ИР —
потери тепла с провалом, %; q3 и t/4 определяют при наладке теплового режима
сушильной установки пли на основании данных балансовых испытаний; q5 —
потерн тепла (%) от наружного охлаждения
где С — теплоемкость воздуха при наружной температуре топочной камеры,
обычно принимают С/кл — 1050 кДж/кг; /ил — температура наружной поверх-
ности топки; 1Г — расход испаренной влаги, т/ч; q6 — потери тепла со шлаком, %.
Основными расчетными характеристиками являются: видимое теплонапря-
жение зеркала горения 0/R (кВт/м3); видимое теплонапряжение топочного объема
0/Ут(кВт/м3).
536
При сушке углей наибольшее распространение получили топки слоевого
сжигания, к которым относятся топки с цепными решетками прямого хода БЦР
(беспровальная), БЦР-М (беспровальная модернизированная) и ТЧ (чешуйча-
тая).
В топках с цепными решетками прямого хода сжигают каменные угли марок
Г, Д, ОС, СС, К, Ж- Топки этого типа весьма чувствительны к качеству топ-
лива. Топки с цепными решетками прямого хода имеют кпд в среднем 50—70 %.
При этом потери с химическим недожогом достигают 2,5—5,4 %, потери тепла от
механической неполноты сгорания — 15,3—27,4 %. Содержание горючих колеб-
лется в шлаке от 11,9 до 47,4 %, в провале — от 38,4 до 64,8 %, в уносе —
от 18,8 до 32 %. Эти потери происходят в результате интенсивного спекания и
шлакования топлива на решетке. Озоление концентрата вследствие уноса золы
из топки составляет 0,2—0,25 %.
Увеличение теплонапряжения решетки резко снижает экономичность то-
пки. Удовлетворительные результаты работы топки достигаются при теплонапря-
жении решетки до 600—700 кВт/м2.
Опыт эксплуатации показал, что при работе на антраците цепные решетки
быстро выходят из строя вследствие чрезмерного прогорания колосников. Поэ-
тому для сушильных отделений фабрик, обогащающих антрациты, рекомендуют
применять жидкое топливо или предусматривать сжигание привозных углей
с высоким выходом летучих веществ.
Для снижения потерь с химическим недожогом и уносом и для уменьшения
озоления концентрата в последнее время стали применять острое и отсекающее
дутье. При этом под решетку подается 80 % от общего расхода воздуха при сжи-
гании углей марок Г, Ж, Д н 90 % воздуха при сжигании углей марок К и
ОС; соответственно 20 и 10 % воздуха поступает на острое и отсекающее дутье.
Для создания турбулизации газового потока воздух на острое дутье подается
с фронта топки под углом 30—40° вниз в направлении движения решетки между
II и III зонами.
Подвод воздуха на отсекающее дутье осуществляется из короба, установлен-
ного на заднем своде под углом 30—35° вверх относительно горизонта. Воздух,
необходимый на острое и отсекающее дутье, подается со скоростью на выходе из
сопел 70—80 м/с.
Для сжигания слабоспекающихся каменных углей зольностью до 25 %
с содержанием класса 0—6 мм <50 % можно применять топки с цепными ре-
шетками прямого хода ТЧ.
Характеристика топок ТЧ
Активная площадь решетки, м2 .
Размеры решетки, мм:
ширина ...................
длина ....................
Масса, т ....................
15,5	19,5	17,5
2700	2700	3070
5600	8000	5600
26,4	31,4	29
Для сжигания каменных углей, в том числе углей хорошо спекающихся,
крупностью 0—30 мм, зольностью до 35 % с содержанием до 60 % класса 0—
6 мм рекомендуется применять топки ТЧЗ с цепной решеткой обратного хода
и пневматическими забрасывателями,
Характеристика топок ТЧЗ
Активная площадь зеркала горе-
ния, м2 ........................
Размеры решетки, мм:
ширина .........................
длина .......................
Забрасыватель:
ширина, мм .....................
число ......................
Масса, т . . ...................
9,1	13,4	15,3	19,3	39
2700	2700	2700	2700	4920
4000	5600	6500	8000	8000
		600		
9	2	2	2	4
21,4	25,7	27,7	33,5	
На рис. XII. 19 показана топка ТЧЗ 2700Х8000 с чешуйчатой цепной решет-
кой обратного хода с забрасывателями. Пневмомеханические ротационные за-
брасыватели позволяют осуществлять непрерывную подачу топлива малыми
порциями на всю поверхность горящего слоя. При этом на заднюю часть решетки
537
Рис. XII.19. Продольный разрез топки ТЧЗ:
/ — забрасыватель; 2 — стена топочной камеры; 3 — передний вал; 4 — подколоснико-
вые балки; 5 —- задний вал; 6 — заднее уплотнение; 7 — опорный рольганг; 8 — дутье-
вые зоны; 9 — колосниковое полотно; 10 — предтопок
подается топливо, состоящее из более крупных частиц. При медленном движении
колосникового полотна обеспечивается нижнее зажигание по всей длине слоя.
Теплонаиряжение решеток этих топок составляет 1200—1400 кВт/м2, кпд то-
пок достигает 80 %.
Факельно-слоевой метод сжигания осуществляется также в топке с шурую-
щей планкой, оборудованной пневмозабросом. В отличие от топки с цепной решет-
кой, в этой топке производят шуровку слоя, что особенно важно при сжигании
высокозольных и спекающихся углей. Серийный выпуск топок этого типа про-
мышленностью не освоен.
Из камерных топок на сушильных установках углеобогатительных фабрик
наибольшее применение нашли пылеугольные топки со среднеходными и молот-
ковыми мельницами.
Топки с молотковыми мельницами с аксиальным (ММЛ) или тангенциальным
(ММТ) подводом сушильного агента применяются для сжигания каменных углей
зольностью не более 15 % с выходом летучих веществ на горючую массу более 30 %
при коэффициенте размолоспособности топлива равным 1. Процесс сгорания
в значительной мере зависит от конструктивного выполнения сепарационной
шахты. Шахта должна обеспечивать необходимый фракционный состав пыли,
возврат отсепарированных частиц топлива, равномерную выдачу пыли в топоч-
ную камеру. Скорость аэросмеси в шахте обычно составляет 3,4—4,5 м/с.
Топки со среднеходными мельницами применяются для каменных углей золь-
ностью <15% с выходом летучих веществ 25 % и более, при коэффициенте
размолоспособности топлива более 1,1.
Под разрежением в камерных топках сжигают мазут. Теплонаиряжение
объема топочной камеры при сжигании мазута составляет 230—350 кВт/м3.
При соответствующем оснащении горелочными устройствами этих топок в них
можно сжигать газ (рис. XII.20, а).
Для сжигания жидкого и газообразного топлива применяют топки, рабо-
тающие под давлением. Топками такого типа (рис. XI 1.20, б) теплойроизводи-
тельностью до 30 тыс. кВт укомплектованы сушилки кипящего слоя ГОФ
«Свердловская». Топки, работающие под давлением, характеризуются высоким
теплонапряжением объема топочной камеры, которое достигает 1500 кВт/м3.
Топки сушильных установок должны быть оснащены растопочными трубами,
которые применяют для сброса газов во время розжига топки и аварийной оста-
новки сушилки. Размеры растопочных труб определяются объемом пропускае-
мых газов, а площадь их сечения (м2) рассчитывается по формуле
Fp. тр KBV (tr + 273)/(3600- 273нг),
538
a
г
Рис. XII.20. Топки для жидкого и газообразного топлива:
а — камерная, работающая на мазуте под разрежением: 1 — форсунки; 2 — камера сго-
рания; 3 — перегородка; 4 — камера смешения; б — работающая на мазуте и природ»
ном газе под давлением: 1 — газомазутная горелка; 2 — камера сгорания
где К — коэффициент, характеризующий пропускную способность растопочной
трубы (7< — 0,4 : 0,5); В — расход топлива, кг/ч; V — <хЦ) — объем воздуха,
расходуемого на сжигание топлива, м3/кг; Уо — теоретический расход воздуха
на сжигание 1 кг топлива, м3/кг; а — коэффициент избытка воздуха на выходе
из топки; tr — температура газа в трубе, °C; цг — скорость газов, равная 5—10 м/с.
Высота растопочной трубы зависит от теплопроизводительности топки.
При теплопроизводительности топки до 15 тыс. кВт высота трубы принимается
равной 30 м, при теплопроизводительности 40 тыс. кВт — 45 м. Частями рас-
топочной трубы являются шибер и клапан. Конструкцию и материал шибера вы-
бирают в зависимости от максимальной температуры дымовых газов, которые
проходят через него. Опыт показывает, что большая надежность работы клапанов
539
Рис. XI1.21. Клапан с шарнирными соединениями пластин
Рис. XI 1.22. Агрегат АГТШ для гашения и транспортирования шлака и золы:
1 - скребковый конвейер; 2 — шлакоприемник
растопочных труб может быть достигнута в том случае, если они размещены на
некотором расстоянии от топки и не воспринимают прямого лучеиспускания.
Южгипрошахт разработал конструкцию клапана, набранного из отдельных
пластин с шарнирными соединениями (рис. XII.21). Клапан такой конструкции
не деформируется, он обеспечивает хорошие условия постоянного прогрева рас-
топочной трубы и очень удобен в обслуживании.
На топках барабанных сушилок ЦОФ «Сибирь» применен щелевой отвод га-
зов из топки, который позволяет значительно улучшить тягу газов в растопоч-
ную трубу.
Топки сушильных установок, работающие на твердом топливе, имеют уст-
ройства шлакозолоудаления для уборки и транспортирования шлака.
Для удаления и гашения шлака применяется агрегат АГТШ конструкции
Гипромашуглеобогащения (рис. XI 1.22).
540
§ 2.	Пылеулавливающие устройства
Надежность и эффективность работы сушилок в большой мере определяется
правильностью выбора пылеулавливающих аппаратов для очистки газов. Коли-
чество уносимого из сушилки материала зависит от его физико-химических
свойств, скорости сушильного агента и конструкции сушилки. На сушильных
установках углеобогатительных фабрик применяется в основном трехступенчатая
система пылеулавливания.
Назначение первой ступени очистки газов — разгрузка высушенного про-
дукта и улавливание грубой пыли. В качестве разгрузочных аппаратов для труб-
сушилок используются циклоны ЦКТИ, НИИОГАЗа и ИОТТ, а также проход-
ные сепараторы; для барабанных сушилок — разгрузочные камеры. Техническая
характеристика разгрузочных устройств приведена в табл. XI 1.10, а их общий
вид — на рис. XII.23.
Таблица XI1.10
Характеристики разгрузочных устройств
Тип разгрузочного
устройства
Производи-
тельность
по газу,
ТЫС’ м3/ч
Эффектив-
ность улав-
ливания, %
Сопротив-
ление ап-
парата, Па
Циклон конструкции ЦКТИ
Циклон конструкции НИИОГАЗа (диа-
метр 2,7—3,6 м)
Циклоны конструкции ИОТТ, сдвоен-
ные (диаметр 2,2—2,7 м)
Проходные сепараторы (диаметр 4—
5,2 м)
Разгрузочные камеры сушильных ба-
рабанов
75
75—150
100—140
100—250
72—250
98,5
95—98,5
97—98,5
93—95,5
92—96
1050
950 *
800 *
450 *
200
* С учетом сопротивления колена трубы-сушилки.
Рис. XII.23. Разгрузочные аппараты сушилок:
а — разгрузочный циклон трубы-сушилки; б — разгрузочная камера
трубы-сушилки; в — разгрузочная камера барабанной сушилки
541
CH
to
Таблица XII. 11
Фракционные кпд разгрузочных устройств труб-сушилок, %
Разгрузочное устройство	Фракции, мкм									
	0-5	5—15	15 — 30	30—60	60-120	120—150	250—500	500—1000	1000—2000	2000—4000
Камера	3,1	7,7	14,7	27,7	57,4	82,7	90,5	95,1	98,5	100
Циклон ЦН-15 диаметром 2350 мм	74,0	84,6	91,3	97,3	100	100	100	100	100	100
Таблица XII.12
Фракционные кпд разгрузочных камер барабанных сушилок, %
Показатели	Фракции, мкм									
	0 — 5	5—15	15 — 30	30—60	60—120	120—250	250 — 500	500—1000	1000—2000	2000
Влажность сушонки, % 7,0	15	45,2	67,0	82,7	89,0	94,5	98,9	99,8	100	100
8,5	25	53,7	70,5	85,0	91,5	96,3	99,2	100	100	100
10,5	40	69,0	77,0	89,5	97,0	99,5	100	100	100	100
Примечание. Скорость газов в камере 2 м/с.
Эффективность работы разгрузочных устройств в значительной степени
зависит от влажности сушонки. Эффективность очистки газов может быть опре-
делена по формулам:
для циклонов труб-сушилок
П1 = л° (Г2/Г™х)°25;
для проходных сепараторов труб-сушилок
ni = n?(r2/rBm-)0’012;
для разгрузочных камер барабанов сушилок
(Г2/Гвтлах)0’016,
где т]° — определяется по фракционным кпд аппаратов. При
отношение	— 1;
£	LSvl	£>V*
W2 — влажность сушонки; %;	— максимальная влагоемкость угля
(определяется по ГОСТу), %.
В табл. XII.11 и XII.12 приведены фракционные кпд разгрузочных уст-
ройств сушилок.
При выборе типоразмера циклона необходимо исходить из того, что скорость
газов во входном патрубке должна быть 12—20 м/с, в цилиндрической части
циклона 2,5—3,5 м/с и в выхлопной трубе 3—8 м/с.
Для второй ступени очистки газов применяются батарейные пылеуловители
(табл. XII. 13).
На рис. XII.24 показан общий вид батарейного пылеуловителя ПБЦ.
Батарейные пылеуловители рассчитаны на очистку газов с запыленностью
не более 50—100 г/м3. Корпус и газораспределительная камера батарейных
пылеуловителей имеют прямоугольное сечение.
Фракционные кпд батарейного циклона с улиточным подводом газов для
угольной пыли следующие:
Фракция, мкм ................ 0 — 5	5—10	10 — 20	20 — 30	30 — 40
Фракционные кпд, %	....... 83,2	94,4	97	99	100
В зависимости от объемного расхода очищаемых газов выбирают элементы
соответствующего диаметра:
Объемный расход газов, м3/с, не менее . .	0,7	2,1	7
Диаметр элемента, мм................... 100	150	250
Таблица XII. 13
Технические характеристики пылеулавливающих аппаратов
второй ступени очистки газов
Параметры
Производительность по газу,
тыс. м3/ч
Эффективность улавливания
(%) при различном содержа-
нии пыли крупностью 0—1 мм,
%:
20—35
40—60
65—80
Аэродинамическое сопротивле-
ние, Па
75	100	50—60	75	100	50-60
90,3	90,3	99,8		 "	99,5
85,3	85,3	99,1	—	—— —	98,8
52,9	52,9	84,8		1	 	80,4
850	850	1600	1600	1600	2030
543
Рис. XII.24. Батарейный пылеуловитель ПБЦ:
1 — взрывной клапан; 2  - корпус; 3 — бункер пыли; 4 — циклонные элементы; 5 —
шлюзовой затвор
Эксплуатационные фракционные кпд пылеуловителя типа БПР с цикло-
нами ЦН-11 диаметром 800 мм (данные получены на угольной пыли при тем-
пературе 100 °C и скорости газов в аппарате и ----- 4,35 м/с) следующие:
Фракция, мкм . . 0 — 5	5—10	10—20	20 — 30	30-40	40 —G0 60—100
Фракционный кпд,
%	............ 42,2	60,2	77,1	88,8	95	98,2	100
Кроме указанных пылеуловителей, на барабанных сушилках применяется
групповая установка циклонов конструкции НИИОГЛЗа диаметром 600—
1250 мм.
Согласно «Правилам безопасной эксплуатации сушильных установок угле-
обогатительных фабрик» пылеулавливающие аппараты должны оснащаться раз-
грузочными устройствами, препятствующими выходу газа в помещение в случае
взрыва пыли. Таким требованиям отвечают шлюзовые затворы и конусные мигалки
с принудительным приводом. Под разгрузочными аппаратами труб-сушилок
и сушильных барабанов устанавливаются скребково-барабанные питатели.
УкрНИИУглеобогащением и Гипромашуглеобогащением разработан спе-
циальный скребковый затвор разгрузочных камер сушильных барабанов, кото-
рый испытан на ЦОФ «Стахановская».
Под пылеуловителями второй ступени устанавливаются двойные конусные
мигалки с принудительным приводом и шлюзовые затворы. Шлюзовые затворы
ПШ-250РВК и ПШ-400РВК серийно выпускаются заводом «Димитровоград-
химмаш».
Желоба под пылеулавливающими аппаратами целесообразно устанавливать
строго вертикально, а шлюзовые затворы — на определенном расстоянии от
циклона, которое определяется из уравнения
/l <Тц/рн, у,
544
Таблица X11.14
Технические характеристики мокрых пылеулавливающих аппаратов
Параметр
ЦС-ВТИ МП-ВТИ МПР
Производительность по газу, тыс. м3/ч
Эффективность улавливания, %
Аэродинамическое сопротивление ап-
парата, Па
Расход воды, л/м3
75
90
950
0,15
75— 150
92
1000
0,15
75—150
97
1600
0,15
где h — расстояние от циклона, м; оц — разрежение перед циклоном, Па; р}1>
насыпная плотность разрыхленного слоя угля (обычно 500 кг/м3).
В качестве аппаратов окончательной очистки газов на углеобогатительных
фабриках нашли применение центробежные скрубберы ЦС-ВТИ диаметром 1000—
300 мм, аппараты МП-ВТИ с четырехрядной прутковой решеткой диаметром
2400—3000 мм, прямоточные пылеуловители МПР производительностью 75—
150 тыс. м3/ч с орошаемой решеткой и нисходяще-восходящим участком (коле-
ном) газохода с гидрозатвором (табл. XII. 14).
Широкое применение для очистки газов труб-сушилок получили мокрые
пылеуловители МПР (рис. XI 1.25).
Фракционные кпд мокрых пылеуловителей МПР при расходе воды 0,05 л на
1 м3 газа и скорости набегающего потока 22 м/с приведены ниже:
Фракция, мкм
Фракционные
•	VIZ
КПД,
. . .	85,85
5-10
97
1 0--20
98,75
20—30	30 — 40	40 —GO	60
99,5	99,73	99,85	100
Устанавливаемые системы пылеулавливания должны обеспечивать очистку
газов в соответствии с Указаниями по расчету рассеивай ня в атмосфере вредных
веществ (пыли и сернистого газа), со-
держащихся в выбросах промышлен-	/—(—у
ных предприятий (СН-369—74).	/	:	\
§ 3.	Тягодутьевые устройства
Для перемещения воздуха и газов
в сушильных установках применяют-
ся вентиляторы и дымососы. Тип вен-
тилятора и дымососа выбирается для
конкретных условий его работы и за-
висит от характеристики сети.
Полное гидравлическое сопроти-
вление сушильного агрегата (Па)
определяется по формуле
Лтр + У /гм -f- hc -ф
+
где 2^тР— сопротивление трения га-
зопроводов или воздухопроводов;
— местные сопротивления газо-
проводов или воздухопроводов; hc —
сопротивление сушилки; hT — сопро-
тивление топочного устройства; /гп —
сопротивление пылеулавливающих
устройств.
Рис. X 11.25. Мокрый пылеуловитель
МПР:
/ — сепаратор; 2 — дымосос; 3 ~ форсунка;
4 — решетка; 5 — колено
Х/318 Заказ 77
545
Производительность, тыс.м^/ч
Рис. XII.26. Характеристика дымососов (при Ч — 100 °C), применяемых на
трубах-сушилках:
1 — ДС-17; 2 — ВМ-18А (1480 мин"1); 3 - ГД-20-500у (985 мин"1): 4 — ВМ-160/850у
(980 мин*1); 5 — Д-18 (970 мин-1); 6 — ДН-21 (980 мин"1); 7 — Д1М9 (980 ми|Г‘); 8 —
Д-15,5 (970 мин"-1)
Необходимая производительность вентилятора (дымососа) определяется па
основании расчета сушилки, а напор — по гидравлическому сопротивлению
сушильного тракта с поправками на динамический напор при выходе газа из
установки и на самотягу системы.
Мощность (кВт) электродвигателя вентилятора (дымососа) при перемещении
чистого воздуха рассчитывается по формуле
Q//n/(3,6 • 10gt]bt)p),
где Q — производительность вентилятора (дымососа), м3/ч; Нп — полное дав-
ление вентилятора (дымососа); т]п — кпд вентилятора (дымососа); т]р — кпд
передачи (при посадке колеса вентилятора на вал электродвигателя т)р = 1;
при посадке па собственный вал, соединяемый с валом электродвигателя с помо-
щью муфты, т|р = 0,98; при клиноременной передаче iqp = 0,95).
При перемещении воздуха с механическими примесями
ЛГЭ- \,2QHU/(3,6.W^V),
В случае работы оборудования в условиях, отличающихся от условий при-
нятых при составлении его характеристики,
^э-ЗЯп/(3,6.10бПв'ПрМ:
= 1,293 . 76077(роТзавПбар).
где Т — расчетная температура газов перед вентилятором, К; 'Гаан — темпера-
тура, принятая заводом при составлении характеристики, К; ро — плотность
газов при нормальных условиях, кг/м3.
Мощность электродвигателя WyCT с учетом пускового момента определяется
по формуле
Л/уст =
для К — коэффициент запаса мощности на пусковой момент.
Для электродвигателей центробежных вентиляторов мощностью 5 кВт
и выше К = 1,1, для осевых — К — 1,05.
Трубы-сушилки комплектуются дымососами, характеристика которых
показана на рис. XII.26. Барабанные сушилки диаметром 2,8 м комплек-
546
туются дымососами Д-18 с частотой вращения 730 и 980 мин-1, а также ды-
мососами ДН-19 и ДН-21 с частотой вращения 980 мин-1. На барабанных сушил-
ках диаметром 3,5 м применяются дымососы Д-20Х2 и Д-21 X 2 с частотой вра-
щения 585 мин-1.
Диаметр колеса дымососа для сушилок кипящего слоя подбирается по
моменту инерции. Момент инерции колеса должен быть достаточным, чтобы обе-
спечить удаление всего материала с решетки и запыленного потока газа в случае
аварийной остановки (отключения) электродвигателя дымососа.
§ 4.	Питатели и затворы
Для обеспечения стабильной и надежной работы сушильных агрегатов акку-
мулирующие бункера сырого угля устанавливаются непосредственно перед
сушильными аппаратами. Как правило, на каждый сушильный аппарат преду-
сматривается один бункер вместимостью не менее часовой производительности
сушильного агрегата.
При сушке углей с содержанием мелочи <1 мм 65 % и более применяются
бункера цилиндрической формы или в форме обратного конуса с установкой под
ними двухдисковых питателей. В остальных случаях применяются пирамидаль-
ные бункера со стенками, имеющими наклон не менее 65 % и с плавно закруг-
ленными углами между ними. В этом случае под бункерами сырого угля устанав-
ливаются скребковые и ленточные питатели.
Технические характеристики двухдисковых питателей П2ДШ
П2ДШ-250	П2ДШ-310
Производительность, т/ч ............... 30—100
Крупность исходного материала, мм	.	0—3
Влажность исходного материала, %	.	20-25
Диаметр нижнего диска, мм .................... 2500
Частота вращения диска, мин-1............. 2 — 5
Мощность электродвигателя привода, кВт	22
Частота вращения, мин”1....................... 1500
Масса, т..................................... 10,625
Изготовитель ~ Днепропетровский завод горно-шахтного
40—150
0—3
20—25
3100
2 — 4
22
1500
11,666
оборудования
Рис. XI 1.27. Скребково-барабанный питатель СБП:
/ — отжимное устройство; 2 — скребки; 3 — стол; 4 — корпус; 5 — било; 6 — диски;
7 — кольца; 8 — вал; 9 — воздухонепроницаемый фартук
547
Для загрузки сушильных барабанов применяются скребковые питатели
ПСБ.
Технические характеристики питателей ПСБ
Производительность, т/ч ...........
Крупность исходного материала, мм
Ширина желоба, мм .................
Длина питателя, мм ................
Тип цепи ....	...........
Скорость движения цепи, м/с .
Шаг, мм:
цепи...........................
скребков ......................
Высота скребков, мм ...............
Электродвигатель:
тип ...............................
мощность, кВт..................
Частота вращения, мин'1............
ПСБ-28
ПСБ-35
40—120	100 — 300
0—13	0—13
1000	1000
6500	6500
Вильчатая	
0,1	0,25
160	160
480	480
90	90
ВАО-61-6	ВАО-71-4
10	22
970	1460
Изготовитель — Карагандинский машиностроительный завод № 2 им. Пар-
хоменко
Для герметизации разгрузочных камер и циклонов применяют скребково-
барабанные питатели СБП (рис. XII.27).
Технические характеристики скребково-барабанных питателей СБП
СБП-100
СБП-300
Производительность, т/ч . .	.	100
Высота скребка, мм . . . . . ,	.	.	80
Частота вращения ротора, мин'1	.	.	23
Тип редуктора ..................... РМ-650-31,5
Электродвигатель:
тип.................................... В	АО-62-8
мощность, кВт ....................... 10
частота вращения, мин'1 ....	730
Масса питателя, т:
с приводом ............................ 2,130
без привода.......................... 0,78
Габаритные размеры, мм:
Длина................................... 2700
ширина............................... 1450
высота ............................... 930
Изготовитель — Карпинский рудоремонтный завод ПО
300
100
28
РМ-750Б-48,57
ВАО-71-4
22
1460
3,980
1,934
3000
1963
1530
«Вахрушеву го ль»
Глава 4
ОСНОВНЫЕ СВЕДЕНИЯ ОБ ЭКСПЛУАТАЦИИ СУШИЛЬНЫХ
УСТАНОВОК
§ 1.	Здания и компоновка сушильных установок
Установки для сушки взрывоопасных углей должны размещаться либо в от-
дельном здании, либо в блоке с главным корпусом фабрики. В последнем слу-
чае здание сушильного отделения необходимо изолировать стенкой с большей со-
противляемостью давлению взрыва, чем наружные стены здания сушильного
отделения.
В сушильных отделениях необходимо предусматривать отопление, хозяй-
ственно-противопожарный и технический водопроводы, а также хозяйственно-
фекальную и производительную канализации.
Сушильное отделение должно иметь не менее двух выходов (на каждом
перекрытии), монтажные проемы и подъемные приспособления. Все элементы
зданий сушильных отделений следует выполнять из несгораемых материалов.
Оборудование сушильных отделений необходимо располагать таким обра-
зом, чтобы оставались удобные проходы и доступ к основным узлам обо-
рудования и лестничным клеткам. Применение армированного стекла и стекло-
блоков в сушильных отделениях при сушке взрывоопасных материалов не допу-
скается. Оборудование сухой газоочистки и тракта высушенного материала
должно размещаться в изолированном помещении.
548
Помещения сушильных установок необходимо оборудовать системами про-
мышленной вентиляции и аспирации. Технологическое оборудование и поточно-
транспортная система должны иметь укрытия, а также постоянно действующую
и аварийную вентиляцию для удаления из помещения загазованного воздуха.
Аварийную вентиляцию следует рассчитывать на 6-кратный воздухообмен. По-
мещение для удаления золы и шлака должно иметь постоянно действующую
приточно-вытяжную вентиляцию.
Оборудование сушильных установок, как правило, следует располагать
в закрытых помещениях, оснащенных механизированными средствами для ре-
монтных работ. Оно должно компоноваться по агрегатной (блочной) схеме:
топка с растопочной трубой и комплектом индивидуального оборудования —
сушильный ап па par — система выделения высушенного материала и пылеулав-
ливания—дымовая труба.
При проектировании новых сушильных отделений желательно избегать
размещения технологического оборудования сушильных установок в под-
вальных помещениях.
Компоновка технологического оборудования в сушильных отделениях
должна предусматривать минимальную протяженность коммуникаций. Основная
часть тракта высушенного материала должна, как правило, проходить вне глав-
ного корпуса фабрики. Пылевые тракты не должны иметь мешков и тупиков,
в которых может задерживаться пыль.
Расчетную производительность проектируемого сушильного отделения
по исходному материалу необходимо определять исходя из среднечасовой про-
изводительности предприятия с учетом коэффициента неравномерности.
§ 2.	Основные требования к оборудованию
сушильных установок
Число работающих сушильных установок следует определять по формулам
п = G/G1 и n WlWi,
где п — число работающих сушильных установок; G — исходный расход ма-
териала, направляемого на сушку, т/ч; GT — производительность сушильного
агрегата по исходному материалу, т/ч; W — общий расход влаги, которую не-
обходимо удалить из исходного материала, т/ч; — производительность одной
сушильной установки по испаренной влаге, т/ч.
Число сушильных установок следует выбирать по наибольшему значению п
и округлять его в большую сторону до целого числа.
Бункера для исходного материала должны выполняться из металла или
железобетона с гладкой внутренней поверхностью и футеровкой наклонных пло-
скостей нержавеющей сталью. Форма бункеров должна обеспечивать возможность
полного выхода из них материала самотеком.
К оборудованию для шлакозолоудаления должен быть обеспечен подвод
воды (к шлаковым и зольным бункерам) для гашения золы и шлака. Бункера для
золы и шлака необходимо оборудовать затворами с дистанционным управлением.
Угол наклона горизонтальных газоходов к горизонту должен быть не менее
45°. Меньший угол наклона может быть допущен при скорости газового потока,
исключающей осаждение пыли (не менее 20 м/с).
Между топками и сушильными аппаратами желательно иметь отсекающие
шибера. Тракты пылеулавливания, пылеулавливающие и сушильные аппараты,
за исключением мокрых пылеуловителей, сушильных барабанов, не имеющих
теплоизоляции по техническим условиям завода-изготовителя, быстроизнашивае-
мых участков разгрузочных циклонов, должны быть теплоизолированы.
При пусках и остановках сушилок в сушильный тракт необходимо подавать
защитный пар для поддержания в нем пониженного содержания кислорода.
Для устранения присосов воздуха, удаления провалившегося материала
и посторонних предметов на провальной части трубы-сушилки необходимо уста-
навливать скребково-барабаипые питатели, шлюзовые затворы или гидрозатворы.
Стенки бункерной нижней части разгрузочной камеры барабанных сушилок
имеют угол наклона к горизонту не менее 65°, углы между стенками должны быть
плавно закруглены.
18 Заказ 77	549
Бункерная нижняя часть разгрузочной камеры барабанных сушилок дол-
жна вмещать весь материал, находящийся в барабане, п иметь одно разгрузочное
отверстие.
Желательно предусматривать непрерывное удаление из смесительной ка-
меры топки материала, провалившегося в нее из сушильного барабана.
Запыленность газов на входе в аппараты мокрого пылеулавливания, как
правило, не более 3 г/м3. Средняя скорость газов в горизонтальном сечении раз-
грузочных камер и гравитационных сепараторов составляет не более 4 м/с.
Разгрузочные камеры и пылеулавливающие аппараты сухой очистки газов
сушильных установок при сушке наиболее взрывоопасных углей должны быть
оборудованы устройствами, препятствующими проникновению взрывных газов
в помещение (скребково-барабанные питатели, шлюзовые затворы, мигалки
с принудительным открыванием клапанов, роторные пылеразгрузчики). Дымо-
сосы сушильных установок следует размещать после аппаратов сухого пылеулав-
ливания (до устройств с мокрой очисткой газов). Дымососы и вентиляторы дол-
жны иметь направляющие аппараты (заслонки).
Температура газов перед дымососом должна быть выше температуры точки
росы на 10—15 °C, но не превышать 120 °C. Объемное содержание кислорода
в отработанных газах (после дымососа) сушильных установок в пересчете на су-
хой газ не должно быть выше следующих норм (%):
Бурые и каменные угли с выходом летучих веществ
>35 %	.....................................18
Каменные угли с выходом летучих веществ <35 % . . 19
При сушке углей (кроме антрацитов и полуантрацитов) во время пуска
и остановки сушильных установок должен подаваться водяной пар или инерт-
ный газ: в трубах-сушилках — в зону забрасывания угля; в сушилках кипящего
слоя — в зону под решеткой; в барабанных сушилках — в смесительную и раз-
грузочные камеры.
Расход водяного пара или инертного газа определяется путем расчета.
В исключительных случаях допускается применение для этих целей воды в тон-
кораспыленном состоянии.
Наибольшая опасность взрыва возникает в периоды пуска, остановки и пе-
ребоев в подаче материала в сушилку и топлива в топку. Основными причинами
возникновения взрыва в эти периоды являются:
превышение предельно допустимой температуры сушильного агента по всему
тракту и особенно за сушилкой;
поступление в сушилку угля, влажность которого ниже влажности, опреде-
ленной по режимной карте;
увеличение подсосов воздуха, при которых содержание кислорода в сушиль-
ном тракте превышает предельные значения.
Коэффициенты присоса воздуха в трубах-сушилках и барабанных сушилках
следующие:
Т рубы-сушилки
Узел: провала . .	.	.......................... 0,06 — 0,12
питания...	,	.......................... 0,05 — 0,07
Пылеулавливание:
I ступень .......................................... 0,08 — 0,1
11 ступень ....................................... 0,05-0,06
Барабанные с у шил к и
Загрузочная течка:
открытая............................................ 0,08
герметизированная ............................ 0,04
Уплотнения сушильного барабана:
со стороны разгрузочной части
секторные........................................... 0,05
манжетные ....................................... 0,03
со стороны загрузочной части
секторные........................................... 0,06
манжетные ....................................... 0,04
Разгрузочная камера с устройствами на выгрузке:
скребково-барабанные	питатели................... 0,05
разгрузочная течка ................................. 0,12
пылеулавливающие устройства......................... 0,03
550
Разгрузочные и пылеулавливающие аппараты и соединительные газоходы
должны иметь предохранительные клапаны, площадь которых определяют ис-
ходя из объема и прочностной характеристики оборудования.
При установке диафрагмы предохранительного клапана в конце патрубка
длина последнего не должна превышать 10 калибров (эквивалентных диаметров
патрубка). При установке предохранительного клапана с отводом длина патрубка
до места установки диафрагмы не должна превышать двух калибров, а длина
отвода после диафрагмы — 10 калибров отвода. Сечение отвода должно быть
не менее сечения клапана. В случае установки отвода длиной более 10, но не более
15 калибров необходимо рассчитывать оборудование на избыточное внутреннее
давление 6 кПа.
Для оборудования объемом менее 10 м3 может быть допущена установка
предохранительных клапанов в помещении, если они размещены в местах, ис-
ключающих нахождение обслуживающего персонала.
Диафрагмы предохранительных клапанов следует выполнять либо легко-
разрывными диаметрами не более 1 м, либо из мягкой жести толщиной не бо-
лее 0,5 мм и с одинарным швом посередине, либо из алюминиевого листа тол-
щиной 0,5 —1 мм и с надрезом посередине на 50 % его толщины, либо из асбе-
стового картона толщиной 3—5 мм. Диафрагмы из асбестового картона следует
применять диаметром менее 500 мм и при их установке лишь внутри
здания.
Клапаны должны иметь с внутренней стороны поддерживающую решетку
или сетку, выдерживающую нагрузку не менее 1000 Н.
На элементах оборудования, газоходах и коробах, работающих под давле-
нием, предохранительные клапаны следует устанавливать с металлической ди-
афрагмой диаметром не более 600 мм (сечение не более 0,285 м2). Эти клапаны мо-
гут быть сгруппированы в блоки, состоящие из нескольких диафрагм. Допуска-
ется замена одного клапана несколькими, сконцентрированными около защи-
щаемого участка с суммарным сечением не менее чем сечение заменяемого
клапана.
Предохранительные клапаны и отводы от них должны устанавливаться таким
образом, чтобы исключалась возможность попадания выбрасываемых при взрыве
газов на рабочие места и в проходы, а также на кабельные линии, мазутопроводы
и маслопроводы.
Топки с камерным сжиганием топлива снабжаются предохранительными
клапанами, которые устанавливаются в обмуровке камеры горения и камеры
смешения.
Предохранительные клапаны должны быть размещены в местах, безопасных
для обслуживания персонала. Допускаются отводные короба или ограждения
отбойными щитами со стороны возможного нахождения людей,а также применение
откидных предохранительных клапанов. Клапаны не следует устанавливать
в топках, работающих под наддувом.
Каркасы камеры горения, камеры смешения и борова топок должны быть
рассчитаны на внутреннее давление, превышающее атмосферное на 2 кПа для
установок, работающих под разрежением, и на внутреннее давление, превышаю-
щее рабочее на 2 кПа для установок, работающих под наддувом.
Монтаж сушильных установок и их эксплуатацию необходимо осуществлять
в соответствии с техническими условиями завода-изготовителя. В сушильном
отделении должны находиться: паспорт отдельно на каждую сушильную уста-
новку, режимная карта, журнал приема и сдачи смен и журнал работы сушильных
установок.
Сушильные установки, прошедшие модернизацию и капитальный ремонт,
вводятся в эксплуатацию после приема их комиссией. Содержание кислорода
(%) в дымовых газах на выходе из сушилки определяется по формуле
Сог = 1800 (Vr - VQB)/(W + Vr),
где Уг— объем сухих газов, отнесенный к нормальным условиям, м3/ч; Уо —
теоретический объем воздуха, необходимого для сгорания 1 кг топлива, м3/кг;
В — расход топлива, кг/ч; 1У — расход испаренной влаги, кг/ч.
18*	551
§ 3.	Контроль, регулирование и автоматизация
сушильных установок
Теплотехнический контроль сушильных установок позволяет судить о ходе
теплового процесса, производить его регулировку и предупреждать неполадки
в работе.
Сушильные установки оснащаются пультами местного, дистанционного
и автоматического управления, а также контрольно-измерительной аппаратурой
для контроля следующих параметров:
температуры газов в топке на выходе из камеры горения (в зоне,
исключающей прямое воздействие лучистого тепла); на входе в сушилку в раз-
грузочной камере барабанной сушилки; перед дымососом (температура газов
на входе в сушилку и перед дымососом регистрируется самопишущими при-
борами);
р азрежен ия, измеряемого тягомерами: в верхней части камеры горе-
ния топки; на входе в сушилку; в разгрузочной камере (за циклоном); перед ды-
мососом;
содержания кислорода в газовой смеси перед дымососом
и после него (определяемого газоанализаторами с самопишущими прибо-
рами);
давления, измеряемого манометрами: дутьевых вентиляторов; перед
мельницей пылеугольной топки; в коробах вторичного дутья пылеугольных
топок.
Нагрузки на электродвигатели барабанной сушилки, дымососа, мельницы
измеряются амперметрами; давление в системе подачи пара и воды в сушилку
измеряется манометрами или другими контрольно-измерительными прибо-
рами, размещенными непосредственно в месте работы обслуживающего пер-
сонала.
При применении топок, работающих на пылеуголыюм, жидком и газообраз-
ном топливе, устанавливаются дополнительные контрольно-измерительные при-
боры в соответствии с Правилами взрывобезопасности установок для приготов-
ления и сжигания топлива в пылевидном состоянии и Техническими требованиями
по взрывобезопасности котельных установок, работающих на мазуте или при-
родном газе.
Сушильная установка должна иметь дистанционное управление направля-
ющими аппаратами дымососов и дутьевых вентиляторов с указателями степени
их открытия, а также звуковую и световую сигнализации, размещенные на щите
управления машиниста сушильной установки. Световая и звуковая сигнализации
должны срабатывать при содержании кислорода в дымовых газах выше норм
и достижении критической температуры перед дымососом.
Световая сигнализация должна действовать в случае: падения давления пара
и воды ниже норм, указанных в режимной карте; забивке разгрузочной камеры
(циклона); забивки сухого пылеуловителя; снижения уровня исходного угля
в бункерах ниже заданного.
Сушильная установка при сушке взрывоопасного угля должна иметь блоки-
ровочное устройство, препятствующее включению электродвигателя и сушиль-
ного барабана при отсутствии защитного пара или воды.
Автоматизация сушильных установок должна предусматривать: автоматиче-
ский контроль основных технологических параметров и состояния оборудования;
автоматическое регулирование процессов сушки угля и горения топлива; авто-
матическую защиту и блокировку, обеспечивающие предупреждение аварийных
ситуаций и нарушений технологического процесса.
Система автоматического регулирования сушильного агрегата должна
обеспечивать:
автоматическое поддержание заданной влажности или температуры высу-
шенного продукта при ведении процесса сушки в оптимальном режиме с учетом
ограничения по температуре и газовому составу сушильного агента;
заданный закон регулирования температуры газов, поступающих в су-
шилку при оптимальном режиме горения, исключающем недожог топлива, с уче-
том ограничения по газодутьевому режиму;
552
автоматическое регулирование газодутьевого режима агрегата для ста-
билизации процесса сушки и исключения попадания топочных газов в помещение
сушильного цеха.
В трубах-сушилках и других динамических сушильных аппаратах (с подоб-
ными величинами транспортного и емкостного запаздывания) регулирование
(стабилизация) влажности сухого материала может производиться по косвенным
параметрам, в качестве которых могут быть использованы параметры сушильного
агента.
Для сушилок с малоинерционными топками (пылеугольными, факельнослое-
выми, с жидким и газообразным топливом) может быть рекомендован способ ре-
гулирования процесса сушки путем изменения расхода топлива при стабильной
нагрузке сушилки по сырому материалу.
При использовании инерционных слоевых топок стабилизацию влажности
сухого материала рекомендуется обеспечивать путем регулирования расхода
влажного материала, поступающего в сушилку.
Раздел XIII
МЕТОДЫ ОЦЕНКИ И КОНТРОЛЯ
Глава 1
МЕТОДЫ ОЦЕНКИ РЕЗУЛЬТАТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
И ЭФФЕКТИВНОСТИ РАБОТЫ ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ АППАРАТОВ
Методы оценки эффективности работы углеобогатительных машин и резуль-
татов обогащения, уровень их объективности и достоверности приобретают все
возрастающее значение при решении различных задач углеобогащения, включа-
ющих: технологическую оценку работы аппаратов, машин или фабрик в целом;
оценку результатов обогащения; создание рациональных систем автоматического
управления процессами обогащения; выбор обогатительных машин и режимов их
работы, в наибольшей степени соответствующих характеристике обогащаемых
углей,
Критерии эффективности должны: характеризовать эффективность процесса
с точки зрения его конечной цели; быть общими для всех процессов разделения
угля; базироваться по возможности на минимальном количестве информации,
определяемой опытным путем: иметь по возможности простую математическую
форму и быть количественными и однозначными.
Применяемые методы оценки результатов обогащения и эффективности тех-
нологических машин и аппаратов можно разбить на три большие группы: ана’
литические, графоаналитические и графические,
§ 1. Оценка результатов обогащения
Разделение углей по плотности. Имеется много методов оценки результатов
обогащения, основанных на применении аналитических формул, включающих
выход и зольность продуктов обогащения и зольность исходного угля.
Многие исследователи, в том числе К. Ханкок и В. Луйкен, Г. О. Чечотт,
Г. В. Ньютон и В. Г. Ньютон, А. Тагарт, П. В. Лященко, Я. И. Фомин,
исходили из предположения, что показатель эффективности определяется от-
ношением числа единиц золы, переведенной в процессе обогащения в отходы,
к числу единиц золы, которая теоретически могла бы быть переведена в отходы при
идеальном разделении исходного материала на составные компоненты.
Аналитические формулы отличаются только тем, что одни авторы этих фор-
мул под идеальным разделением понимают получение абсолютно беззольного
концентрата и абсолютно зольных отходов, другие принимают зольность идеаль-
ного концентрата равной так называемой конституционной зольности угля, а
зольность идеальных отходов равной минеральным примесям.
В наиболее простом виде формула эффективности, составленная на основе
приведенного определения понятия эффективности, имеет вид
£общ == юо?к (<т - ^)7[<т (юо - <т)],
где А^ит — зольность питания соответствующего обогатительного аппарата, %;
— выход и зольность концентрата, %.
Достоинством этой формулы является простота, а недостатком то, что она
не учитывает технологически или экономически целесообразный предел обога-
щения по крупности и дает оценку только эффективности перемещения единиц
золы в отходы. Поэтому применение ее весьма ограничено.
Формула Т. Г. Фоменко оценивает эффективность обогащения по извлече-
нию органической массы в концентрат и золы в отходы:
£ - ук (100 - ^)/[100 (100 - <т)] - (100 - Тк) <х/^пит-
где AqTX — зольность отходов, %.
554
Таблица XIII.1
Рекомендуемые нормы допустимых засорений продуктов
отсадки углей
Крупность обогащаемо- го угля	Обогатимость	Концентрат			Промпродукт			Отходы		
		Содержание (%) фракций плотностью, кг/м3								
		<1500	1500—1800	>1800	<1500	1500—1800	>1800	<1500	1500—1800	>1800
Крупный	Легкая и средняя Трудная	98,5 98,0	1,3 1,7	0,2 0,3	10 15	50 40	40 45	0,2 0,3	2,0 3,0	97,8 96,7
Мелкий	Легкая и средняя Трудная	97,5 97,0	2,1 2,5	0,4 0,5	15 20	40 35	45 45	0,3 0,5	2,7 3,5	97,0 96,0
Широко- классифи- цированный	Легкая и средняя	96,5	2,8	0,7	30	30	40	0,7	4,3	95,0 
Однако эта формула основана на том, что при идеальном разделении А* — О,
^отх = 100 %. Когда происходит разделение без изменения фракционного со-
става, т. е. когда А^ — Л^тх = Д^ит, эффективность разделения по формуле
Т. Г. Фоменко не равна нулю, ее значение определяется формулой
Е- 0,01ук (ЮО — Тк).
При использовании этой формулы даже для оценки общих результатов обо-
гащения на углеобогатительной фабрике можно делать лишь ориентировочные
выводы.
Наибольшее распространение на отечественных углеобогатительных фаб-
риках получил метод оценки результатов гравитационного обогащения по пока-
зателям засорения продуктов обогащения посторонними фракциями.
Метод заключается в определении содержания угольных, промежуточных
и породных фракций в каждом продукте обогащения. При этом расслоение про-
дуктов обогащения ведут обычно в двух тяжелых жидкостях, плотности которых
должны быть равны или близки к плотностям разделения. Содержание угольных,
промежуточных и породных фракций в каждом продукте вычисляется в процен-
тах от выхода соответствующего продукта. Эффективность оценивается по со-
держанию в каждом продукте своих, присущих ему, и засоряющих его фракций.
Рекомендуемые в Советском Союзе нормы допустимых засорений продуктов
отсадки приведены в табл. XIII, 1.
Если содержание фракций в продуктах обогащения близко к установленным
нормам, считают, что машина работает хорошо.
Следует отметить, что и этот метод, который отличается простотой и получил
широкое распространение для повседневного контроля режима работы обогати-
тельных машин и оценки качества результатов обогащения, имеет следующие
недостатки.
Установленные нормы действительны только для определенного состава
питания и определенной плотности разделения.
555
Рис. XIII. 1. Треугольники погреш-
ности
контроля работы гравитационных
стабильном составе питания.
При оценке работы машины учиты-
вается только содержание посторонних
фракций, засоряющих продукты (золь-
ность их не учитывается).
Контрольные плотности, по кото-
рым определяется содержание посторон-
них фракций в продуктах обогащения,
обычно не соответствуют фактическим
плотностям разделения в машине. Засо-
рение продуктов обогащения, опреде-
ленное по контрольным плотностям, мо-
жет значительно отличаться от действи-
тельного и не соответствовать факти-
ческому качеству продуктов обога-
щения.
Таким образом, методы оценки по
показателям засорения можно рекомендо-
вать только для оценки результатов и
обогатительных машин при достаточно
Практическое применение находят также методы, по которым для оценки
эффективности обогащения углей фактические результаты разделения сравни-
ваются с теоретическими результатами расслоения в тяжелых жидкостях. Факти-
ческие результаты обогащения сопоставляются с теоретическими или по отклоне-
нию зольности, или по отклонению выхода продукта обогащения. В первом слу-
чае оценка, называемая погрешностью по золе концентрата,
равна отклонению в процентах практической зольности концентрата А* от те-
оретической зольности А" т при одинаковом выходе концентрата и всплывшего
продукта ук. т, т. е.
ДЛк = Лк-Лк. т Г’РИ Тк. т 7к'
Во втором случае оценка, называемая коэффициентом орга-
нического выхода, равна отношению фактического выхода концентрата
к теоретически возможному выходу при равенстве зольности всплывшего продукта
и зольности концентрата, т. е.
1} = ЮОук/Тк.т при ЛК.Т= Ai-
Как погрешность по золе концентрата, так и коэффициент органического
выхода зависят не только от точности разделения в обогатительном аппарате,
но и от принятой плотности разделения. Они учитывают, что засорение приводит
к одновременному изменению зольности и выхода концентрата по отношению
к так называемым теоретическим показателям, поэтому не дают объективной
оценки ни эффективности разделения, ни качества результатов обогаще-
ния.
Сравнение фактических и теоретических результатов обогащения лежит
также в основе оценки эффективности, которую называют треугольником
погрешности.
Треугольники погрешности (рис. XIII.1) получают, если на одном графике
построить кривые граничных зольностей для исходного угля (кривая Хцсх)
и продуктов обогащения, например для концентрата (кривая Хп) и для отходов
(кривая Аотх).
Фигуры, заключенные между линией ОгО2 и кривой граничных зольностей
исходного угля и концентрата или исходного угля и отходов, имеют форму, по-
добную треугольнику. Площади этих фигур или обозначаются как тре-
угольники погрешности при получении соответствующего продукта обогащения.
Площадь характеризует увеличение числа единиц золы в концентрате по
сравнению с числом единиц золы во всплывшем продукте, полученном при рас-
слоении в тяжелых жидкостях, при одинаковом их выходе. Площадь F04X харак-
556
теризует уменьшение числа единиц золы в отходах по отношению к числу единиц
золы в потонувшем продукте с таким же выходом.
Показатели треугольников погрешности, т. е. площади и Еотх, отража-
ющие прирост или потерю числа единиц золы в продуктах обогащения по отно-
шению к всплывшему и потонувшему продуктам с таким же выходом, приняты
в качестве оценки результатов обогащения. Чем меньше их значения, тем выше
уровень результатов обогащения.
В специальной литературе приводятся следующие нормы допустимых зна-
чений треугольников погрешности:
для отсадочной машины крупного зерна
Fit 0,15 -~ 0,2, Fотх	0,2 н- 0,25;
для отсадочной машины мелкого зерна
FK = 0,5	0,7, F0TX - 0,4 - 0,6;
для тяжелосредного сепаратора
- 0,02.
Достоинствами этого метода оценки являются геометрическая наглядность
и то, что он учитывает отклонение числа единиц золы в продуктах обогащения
от теоретически достижимых значений при расслоении исходного материала
в тяжелых жидкостях, а не отклонение отдельно выхода или зольности концен-
трата от выхода или зольности всплывшего продукта. Однако применение ме-
тода треугольника погрешности для оценки эффективности обогащения связано
с необходимостью графических построений, поэтому ему присущи общие недо-
статки всех графических и графоаналитических методов: сложность и громозд-
кость графических построений; зависимость степени точности оценки от тщатель-
ности графического построения. Кроме этого, графическое определение площади
криволинейного треугольника погрешности является сложной операцией и
характеризуется низкой степенью точности.
Если наряду с этим учесть, что применение этой оценки эффективности свя-
зано с принятием условной, не соответствующей фактическому значению плот-
ности разделения, а следовательно, и условного выхода всплывшего продукта,
то становятся понятными причины, сдерживающие широкое распространение
этого метода.
Разделение углей по крупности. Для оценки эффективности разделения углей
по крупности используются различные методы. Наиболее широкое распростра-
нение в практике углеобогащения получил метод оценки эффективности п о
извлечению нижних классов в подрешетный про-
дукт.
При разделении на ситах со штампованными круглыми или квадратными от-
верстиями можно принять, что верхние классы в подрешетный продукт не по-
падают. Только для этих ограниченных условий эффективность разделения по
извлечению нижних классов в подрешетный продукт имеет реальный физический
смысл. Показатель эффективности грохочения (%) по данным двух контрольных
рассевов определяют при этом по формуле
Е - 100 (м11,гг ~ Унадр ) Туп,,т f 100 — у11адр
О НИ/К II I 11 ижн/. I. I НИЖИ \	IHIIJKH/J’
где Тиижн и Тнижн содержание нижних классов в питании и надрешетном
продукте, %.
Подобным же образом определяют эффективность грохочения (%) по любому
суммарному или узкому классу, крупность которого меньше размера отверстия
сита грохота, принимая эффективность грохочения по данному классу равной
его извлечению в подрешетный продукт,
/• -	(?;;р-	(Сдр -
где VS/*7’ ^ДР> V™AP — содержание данного класса крупности в питании,
надрешетном и подрешетном продуктах, %.
557
Для одновременного учета засорения надрешетного продукта нижними и
подрешетного продукта верхними классами крупности используется уравнение,
определяющее эффективность разделения по крупности как разность
между извлечением нижних классов в подрешетной
и надрешетной продукты:
100 (гпит — мнадр 1 6v1I0AP — vnHT У/ГЬП0ДР —гнадр 1 X
К«нижн	г нижн7 \ «НИЖИ Ч1НЖН// (Л ' НИЖИ ГпИЖН/ Л
х/ Лол л,ПНТ 'i .ЩИТ 1
Vh И ЖII / Vh IIЖ И J •
В приведенных оценках результатов разделения углей любое засорение про-
дуктов посторонними классами принимается как нежелательное. При этом не
учитывается, что частицы, крупность которых близка к размеру отверстия сита,
с одной стороны, разделяются менее эффективно, чем остальные зерна, а с дру-
гой стороны, засорение продуктов разделения этими зернами приводит к менее
значительным отрицательным последствиям, чем засорение зернами, крупность
которых значительно отдалена от размера отверстия сита. В связи с этим описан-
ные методы рекомендуется использовать в производственных условиях при не-
обходимости оперативной, но ориентировочной оценки результатов разделения
углей по крупности.
Энтропийный метод оценки. В последнее время нашли применение методы
оценки результатов механической смеси, основанные на использовании функ-
ции энтропии, которая характеризует степень упорядоченности (одно-
родности) смеси или системы. В процессе обогащения углей осуществляется раз-
деление исходной смеси, состоящей из частиц разной плотности и крупности,
на более однородные смеси. Неопределенность, или разнородность состава таких
смесей зависит от количества вновь образованных смесей и доли каждого компо-
нента в них.
Энтропия как мера неопределенности состояния физической системы явля-
ется функцией вероятности появления случайной величины и числа возможных
исходов. Поэтому она отражает физическую сущность процессов разделения и
может быть использована для оценки их результатов.
Энтропией системы называется сумма произведений вероятностей
различных состояний системы на логарифмы этих вероятностей, взятая со знаком
минус
П
Ч - V Pi log2 Pi,
i^-1
где pi —доля z-го компонента в смеси; п — число компонентов смеси.
Разделение по плотности. В обогатительных аппаратах происходит разделе-
ние с одновременным образованием двух продуктов. Получение трех продуктов
осуществляется разделением одного из продуктов I стадии также на два про-
дукта.
Для двухкомпонентной смеси энтропия
н = —[рх log2 Рх + (1 + Pl) logs (1 — Pl) ],	(XIII.1)
где р! — доля одного компонента, например, посторонних в данном продукте
фракций; 1 — р}—доля второго компонента, например, принадлежащих этому
продукту фракций.
Энтропийный коэффициент эффективности разделения равен отношению
изменения неоднородности механической смеси частиц в процессе их обогащения
к неоднородности исходной смеси, т. с.
Е |//нсх - (Y1//1	1 - I- 72^2)	(XIII.2)
где Я1(сх> Н2 — энтропия, соответственно, исходной смеси, первого и
второго продуктов; ух, у2 — выход в долях единицы, соответственно, первого
и второго продуктов.
Все предложения по использованию функции энтропии смеси для оценки
эффективности ее разделения учитывают только количественное засорение про-
дуктов разделения посторонними фракциями и поэтому не могут быть признаны
достаточно удовлетворительными для углеобогащения.
558
Рис. XIII.2. Схема деления исходного угля при обогащении и засорении
продуктов обогащения посторонними фракциями
При оценке работы обогатительной машины важно не только содержание
посторонних фракций, засоряющих продукты, но и их зольность. Это связано
с тем, что в продукты разделения могут попасть фракции, близкие по плотности
к плотности разделения, или фракции, плотность которых значительно отделена
от плотности разделения. Зольность таких фракций может существенно отлича-
ться от средней зольности засоряющего продукта. Для устранения этого недо-
статка УкрНИИУглеобогащением разработан метод, позволяющий учитывать
не содержание засоряющих фракций, а число единиц золы в этих фракциях.
Поступающий на обогащение уголь зольностью А^ рассматривается как изо-
лированная система, составляющая 100 %. В процессе обогащения уголь делится
на части, соответствующие числу вновь образованных продуктов, например на
концентрат с выходом ук и зольностью и отходы с выходом у и зольностью
Л^тх. Исходный уголь и продукты обогащения расслаиваются в тяжелой жидко-
сти одной и той же плотности. Все они делятся на всплывшие и потонувшие про-
дукты. Схема разделения исходных углей и засорения продуктов обогащения по-
казана на рис. XIII.2.
Число единиц золы во всплывшем продукте при расслоении исходного угля,
концентрата и отходов в тяжелой жидкости одной и той же плотности можно
рассматривать как соответствующие доли единиц золы в исходном угле, кон-
центрате и отходах, т. е. для исходного угля
P1h = °>01V₽h4X-	(ХШ.З)
для концентрата
Р1К = Урк^ркДУк^к)’
для отходов
___________ л d ( / я d
PlOTX Уротх^ротх/ VOTX^OTX
(XIII.4)
(XIII .5)
Число единиц золы в утонувшем продукте исходного угля, концентрата и
отходов также рассматривается как доля единиц золы, соответственно, в исходном
угле, концентрате и отходах.
559
Сумма чисел единиц золы во всплывшем и утонувшем продуктах равна числу
единиц золы в исходном питании, поэтому
У0нЛ0и/(,ООЛи) = (’ООА^-ТрЛ^/СЮОЛ^) - 1 -Р1и
?0кЛ0к/(ТкЛк) =(ТкЛк^ТркЛЗк),/(Тк-4к) - ' -Р1-К
Vo ОТХЛ0 ОТх/(УоТХЛОТх)	(Тотх Лотх V|3 ОТХЛР отх)/ (Тотх Лотх) - 1 ^от х •
Энтропия каждого продукта, т. е. каждой системы, показанной на рис. XIII.2,
определяется по формуле (XIII. 1), но с подстановкой значений р1И, р1ю р10Тх
из уравнений (XIIL3), (XII 1.4), (XIII.5). Подставив значения энтропии каждого
продукта в уравнение (XIII.2), можно получить энтропийный коэффициент
эффективности как оценку засорения продуктов обогащения посторонними фрак-
циями с учетом качества засоряющих фракций.
Разделение по крупности. На углеобогатительных фабриках разделение
углей по крупности применяется для их подготовки к обогащению либо к после-
дующему технологическому или энергетическому использованию.
Для эффективного протекания технологических процессов обогащения
углей необходимо каждому из них обеспечить питание, исключающее балластное
или вредное прохождение через обогатительные аппараты классов угля, не пред-
назначенных для обогащения в этих аппаратах либо разделяющихся в них с низ-
кой эффективностью. Таким образом, эффективность технологических процессов
обогащения углей в значительной мере определяется соответствием и эффектив-
ностью вспомогательных операций рассева их по крупности. Поэтому требо-
вания к продуктам разделения по крупности должны определяться не непосред-
ственной характеристикой и сущностью самого процесса разделения, а вытекать
из условий, определяемых технологической схемой фабрики и обеспечивающих
максимальный эффект каждой технологической операции обогащения.
Применяемые в углеобогащении методы оценки операций рассева углей перед
обогащением без учета специфических требований, предъявляемых к ним как
к операциям подготовки углей к обогащению в определенном аппарате с исполь-
зованием определенного технологического процесса, являются не объективными,
не отражающими сущности и назначения этих операций, и часто приводят к не-
правильному выбору оборудования, удельных производительностей и самих
способов подготовки углей к обогащению. Это обусловлено тем, что влияние за-
соряющих зерен разной крупности в надрешетном и подрешетном продуктах
на эффективность процессов обогащения различно.
Засоряющие зерна могут оказывать па процесс обогащения, для которого
подготовлен данный уголь, вредное влияние, не устраняемое снижением произ-
водительности соответствующих аппаратов и последующими операциями техно-
логической схемы, либо устраняемое снижением производительности или включе-
нием в технологическую цепь дополнительных процессов и аппаратов. Засоряю-
щие зерна могут'не оказывать влияния на ход процесса и его эффективность.
В связи с вышеуказанным методы оценки эффективности подготовительных
операций рассева углей перед обогащением должны учитывать степень отри-
цательного влияния засоряющих классов на эффективность самих процессов
обогащения.
Рациональность оценки результатов разделения углей по крупности опреде-
ляется возможностью ее использования для выбора наиболее приемлемых мето-
дов подготовки углей к обогащению и получения конечных продуктов их раз-
деления по крупности, для выбора режимов и параметров соответствующего про-
цесса. Такая оценка должна отражать характеристику данного угля как объекта
разделения и учитывать требования к продуктам этого процесса. Из применяемых
методов оценки эффективности разделения углей по крупности энтропийный метод
в наибольшей мере отвечает перечисленным требованиям.
Функция энтропии наиболее полно отражает физическую сущность процесса
разделения. При разделении угля по крупности исходная смесь, состоящая из
частиц разной величины, делится на смеси, более однородные по этому приз-
наку. Неоднородность состава таких смесей зависит как от состава исходной смеси,
так и от количества вновь образованных смесей, что соответствует понятию энтро-
560
пии как функции вероятности появления данного события и числа возможных
исходов.
Использование понятия энтропии смеси позволяет предложить оценку про-
цессов разделения по крупности, учитывающую требования, предъявляемые
к ним как к операциям подготовки углей к обогащению. При этом как в исходных
углях, так и в продуктах разделения по крупности рассматриваются классы,
степень отрицательного влияния которых на эффективность технологических
процессов обогащения является различной.
Степень вредного влияния соответствующего класса крупности в подготавли-
ваемых к обогащению надрешетном и подрешетном продуктах учитывается оце-
ночным коэффициентом а с соответствующим индексом для надрешетного и под-
решетного продуктов. При этом энтропийная оценка результатов разделения уг-
лей по крупности может быть представлена следующей зависимостью:
/	т
к- 1 - кадр Е аГд,>:-,;,д₽'оМ'адр +
\
т	\ / т	\
+ т„одр Е «;од'>"одр i<>g2 р"0ДР /1Е ₽:•'1о^ •
где Тнадр, Тподр — выход в долях единицы, соответственно, надрешетного и
подрешетного продуктов; tn — число принятых классов с различной степенью
влияния на эффективность процесса обогащения соответствующего продукта раз-
деления по крупности; р\\	— доля i-го класса, оказывающего соответ-
ствующее влияние на эффективность протекания технологического процесса
обогащения в исходном угле, надрешетном и подрешетном продуктах; а'{адр,
ауодр — коэффициенты, оценивающие степень вредного влияния t-ro класса
крупности на эффективность обогащения, соответственно надрешетного и под-
решетного продуктов в данном технологическом аппарате.
Целесообразно принимать следующие численные значения оценочных коэф-
фициентов а.
Для классов крупности, не оказывающих вредного влияния на ход техноло-
гического процесса обогащения и его эффективность, а/ = 0.
Для классов, засоряющих соответствующий продукт разделения угля по
крупности и оказывающих вредное влияние на процесс его обогащения, устра-
нение которого требует снижения производительности или включения в техноло-
гическую цепь дополнительных процессов и аппаратов, а/ = 0,8.
Для классов, оказывающих вредное влияние, не исправляемое последующими
операциями или снижением производительности соответствующих аппаратов,
04 = 1.
§ 2. Оценка эффективности работы аппаратов
для разделения углей по плотности и крупности
Одним из основных требований при выборе или разработке методов оценки
эффективности работы технологических аппаратов является их независимость
от характеристики углей по соответствующему фактору разделения. В связи
с этим описанные выше методы оценки эффективности предназначены только
для оценки результатов обогащения. Эти методы не могут быть использованы,
несмотря на рекомендации многих авторов, для оценки эффективности работы
обогатительных машин и аппаратов, так как они зависят от характеристики обо-
гащаемых углей.
К методам, не зависящим от характеристики питания аппаратов и предна-
значенным для оценки эффективности обогатительных машин и аппаратов, отно-
сятся такие, которые основаны на использовании кривой разделения и пара-
метров, определяющих эффективность их работы. Кривая разделения
дает представление о селективности разделения элементарных фракций или
классов крупности и их извлечении в соответствующие продукты. Методы, ос-
561
Таблица ХШ.2
Оценка эффективности работы отсадочных машин
по показателям среднего вероятного отклонения Ерт
и погрешности разделения J
круп-
ность
обога-
щаемого
угля, мм
Низкая плотность
разделения
Е
рт
Высокая плотность
разделения
Ерт	J
Оценка
эффективности
работы отса-
рдочной машины
0,5—13
<0,08
0,08—0,13
>0,13
<0,16
0,16—0,23
>0,23
<0,16
0,16—0,2
>0,10
<0,20
0,20-0,25
>0,25
Хорошая
Удовлетвори-
тельная
Неудовлетво-
рительная
13—100
<0,07
0,07—0,01
>0,10
<0,10
0,10—0,20
>0,20
<0,10
0,10-0,16
>0,16
<0,12
0,12—0,2
>20
Хорошая
Удовлетвори-
тельная
Неудовлетво-
рительная
нованные на использовании кривой разделения, получили достаточно широкое
распространение для оценки эффективности гравитационных процессов обога-
щения, более ограниченное — для оценки эффективности процессов разделения
по крупности. Для оценки эффективности флотации они практически не приме-
няются.
Гравитационное обогащение. Для описания кривой разделения использу-
ется уравнение интеграла вероятностей нормального
распределения. В качестве параметров этого уравнения принимают плот-
ность разделения рр, которая соответствует среднему значению случайной ве-
личины, и вероятное отклонение Ерт, которое в этом случае чаще всего опреде-
ляют по формуле
Ерт ~ (р7б Ргб)/^,
где р7б, р25 — плотность элементарных фракций, извлечение, которых в один
из продуктов обогащения равно, соответственно, 75 и 25 %.
Показатель £р используется в качестве критерия оценки эффективности
или точности разделения углей в соответствующем обогатительном аппарате.
Чем меньше его значение, тем эффективнее разделение исходной механической
смеси частиц на смеси, более однородные по признаку их разделения. В раз-
личных странах приняты свои численные значения показателя £р, определяющие
уровень эффективности процесса или работы соответствующего аппарата.
Предложенная в Советском Союзе оценка эффективности работы отсадочных
машин в зависимости от значения показателя £р приведена в табл. ХШ.2.
Несмотря на достаточно четкое определение кривой разделения, применя-
емые способы математического описания этой кривой приводят к искажению ее
физического смысла. Кривые разделения выражают погрешность как долю
от данной фракции. Ордината интегральной кривой Гаусса характеризует ве-
роятность появления данного события по отношению ко всей совокупности воз-
можных событий.
Показатель Ерт является параметром только среднего, наименее характерного
участка кривой разделения. Концы ее, характеризующие извлечение наиболее
полезных и наиболее вредных фракций, при определении этого показателя не
учитываются. Кроме того, этот показатель зависит от плотности разделения.
Все это снижает надежность такого критерия оценки эффективности и позволяет
рекомендовать его в качестве показателя ориентировочной оценки.
562
Флотационное обогащение. Для оценки процессов и машин флотационного
обогащения применяются методы, основанные на использовании уравнений
кинетики флотации, получившие широкое распространение.
В общем виде уравнение кинетики флотации имеет вид
de/dZ= К (1 — е)/г,	(XIII.6)
где е— извлечение твердых частиц в пенный продукт; t—время; К — кон-
станта уравнения; п — порядок степени или порядок уравнения; п может при-
нимать значения от 1 до 6. Понятие порядок подчеркивает аналогию уравнения
(XIII.6) с уравнениями кинетики химических реакций.
Константа /С, которую называют удельной скоростью флотации или просто
скоростью флотации, используется в качестве критерия оценки эф-
фективности флотационного обогащения. Полагают,
что чем больше ее значение, тем выше эффективность.
Постоянная скорости флотации К характеризует валовое извлечение твердых
частиц в пенный продукт, что видно из уравнения (XIII.6), а не селективность
их разделения. Поэтому уже в ранних работах по кинетике флотации были раз-
работаны методы, определяющие эффективность по константам скорости флота-
ции как полезного, так и неполезного вещества.
Показатель оценки эффективности флотации при использовании уравнения
кинетики первого порядка имеет вид
Е = In (1 — ея)/1п (1 - ен),	(XIII.7)
при использовании уравнения кинетики второго порядка
(I |rH (1	г,,)].	(XIII.8)
где 8П, еп — извлечение соответственно полезного и неполезного вещества.
Следует отметить, что уравнение кинетики типа уравнения (XIII.6) является,
по существу, эмпирическим уравнением, в котором параметр п является произ-
вольной величиной, не отражающей влияние каких-либо факторов флотацион.
ной системы на кинетику флотации.
Несостоятельность аналогии уравнения (XIII.6) уравнению кинетики хими-
ческих реакций проявляется также в противоречивости выводов, вытекающих
из буквального использования понятия порядок применительно к закономерно-
сти кинетики флотации и полученным на их основе уравнениям (XIII.7) и
(XIII.8).
Разделение по крупности. При разделении углей по крупности, как и при
разделении их на фракции различной плотности, можно построить кривую раз-
деления, определяющую в этом случае извлечение отдельных элементарных клас-
сов в один из продуктов.
Предположенные оценки эффективности аппаратов для разделения углей
по крупности, основанные на использовании кривых разделения, отличаются
различным соотношением параметров, характеризующих кривую разделения.
Некоторые из них приведены ниже.
Обозначение S75/50	^50/25	Л/75/25	л/80/20 Е	Ер1П Е рт
оценки
Выражение	</	</ЙП Л7оП	d^.~~d^, d...y—din
г	p	p 2a	2 j	80/ 20 ub	7j	00 IU
оцен КИ
dv — крупность элементарного класса, извлечение которого равно цифре, ука-
занной в индексе v; — крупность разделения.
Большой разнобой в выборе величин извлечения элементарных классов (75—
25; 80—20; 90—10; 65—35 %) свидетельствует о том, что они недостато-
чно точно и полно характеризуют кривую разделения. В связи с этим практи-
ческое применение этих оценок является ограниченным.
Метод УкрН И И Углеобогащения, Приведенные методы оценки эффективно-
сти работы обогатительных машин и аппаратов показывают, что кривая разде-
ления, объективно отражая деление элементарных фракций или классов крупно-
сти на части и их извлечение в соответствующие продукты, является падежной
характеристикой эффективности механических методов обогащения и разделе-
563
a
Рис. XI 11,3. Графики нормированных отклонений для различных углеобога-
тительных аппаратов:
а — отсадочные машины; б — тяжелосредные сепараторы; в - тяжелосредные циклоны;
г — флотационные машины; д — разделение в тяжелой жидкости; е — подвижные гро-
хоты; — гидрогрохоты со шпальтовым ситом
ния углей. Однако принятые способы ее аппроксимации и используемые для оценки
эффективности параметры не могут быть признаны достаточно удачными.
Укр НИИ Углеобогащением разработан метод оценки эффективности, также
основанный на использовании кривой разделения, который заключается в сле-
дующем.
Для математического описания кривой разделения использовано нормиро-
вание отклонений плотности фракции от плотности разделения или крупности
564
классов от граничной крупности разделения, функции энтропии извлечения
отдельных фракций в продукты разделения и соответствующие законы распре,
деления величин энтропий. При этом охватывается весь диапазон кривой раз-
деления, в том числе в области самых легких и тяжелых фракций или самых мел>.
ких крупных классов, а функция энтропии, как показано выше, отражая физи-
ческую сущность процесса деления, дает объективную оценку извлечения каждой
элементарной фракции или класса крупности в продукты обогащения.
При делении каждой фракции или класса крупности на две части энтропия
Hi = — (Р/ log2 Pi + (1 — Pj) log2 (1 — p,)],	(XIII.9)
где pj • — доля рассматриваемой /'-й фракции (класса крупности), извлекаемой
в один из продуктов разделения.
Величина энтропии извлечения отдельных фракций в продукты разделения
эквивалентна значениям плотности вероятности нормального распределения
нормированных отклонений определяющего признака разделения (плотности
фракций или крупности классов):
Я;. - ехр(— /2/2),
где — нормированное отклонение плотности фракции от плотности разделения
или крупности класса от граничной крупности разделения;
// ХУ(Р/ * Рр)	(XIII. 10)
где р/ и рр — средняя плотность фракции или крупность класса и плотность
разделения; Kv — параметр четкости разделения угля для соответствующего
г>-го участка кривой разделения. Он зависит от конструктивных и технологических
особенностей разделительного аппарата; — параметр, характеризующий за-
кономерность изменения нормированных отклонений, а следовательно, и кривой
разделения для различных обогатительных аппаратов.
Таким образом, параметры I\v и Д/о являются характеристиками кривой
разделения и оценками эффективности работы соответствующего разделительного
аппарата. Чем больше их величина, тем выше эффективность.
Для оценки эффективности работы разделительного аппарата важны не
только величина этих параметров, но и вид графика нормированных отклоне-
ний, а следовательно, и кривой разделения, который определяется сочетанием
этих параметров. На рис. XIII.3 показаны графики нормированных отклонений
и сочетание параметров Kv и для различных обогатительных машин.
Чем ближе характер графика нормированных отклонений для рассматрива-
емого аппарата к характеру графика расслоения в тяжелой жидкости, тем четче
происходит разделение исходной механической смеси на смеси с заданным огра,
ничением по признаку разделения, тем выше эффективность разделения в данном
аппарате.
В соответствии с этим целесообразно рекомендовать следующие нормы
эффективной работы различных обогатительных машин и аппаратов.
Рекомендуемые нормы эффективной работы отсадочных
машин
Крупный
уголь
Широко-
Мелкий	классифици-
уголь	рованный
уголь
Удельная производительность
по питанию, т/(ч-м2)	. . . .
Породное отделение:
Ki.......................
....................
Промпродуктовое отделение:
К, ..........................
Кг ......................
15 — 20	10—16	12 — 20
>0,007	>0,006	>0,006
>0.002	>0,002	>0,002
>0,016
>0,001
>0,009
>0,001
>0, 009
>0,001
565
Параметр Л/ для отсадочных машин определяется по уравнению Л/ =
- 100 (Ki ~ К2).
Рекомендуемые нормы эффективной работы тяжелосредных сепараторов
Удельная производительность по питанию,
т/(ч* м2)....................................... 100
Зашламленность, кг/м1........................... 200
К, -	/G ........................................ >0,006
А /1............................................ < — 1,4
Д/2............................................. >0,3
Рекомендуемые нормы эффективной работы тяжелосредных циклонов
Производительность, т/ч........................ 60
Зашламленность,	кг/м3........................ 200
-= К. ........................................ 0,001
К2............................................. 0,01
Параметр А^ для тяжелосредных циклонов определяется по уравнению
А/ = 160 (Kv — К?).
Рекомендуемые нормы эффективной работы флотационных машин
Удельная производительность, т/(ч-м3)
Плотность пульпы, кг/м3 .............
Крупность флотируемого шлама, мм
К, - К3 .............................
А/ ..................................
b....................................
<1.2
<150
>0,5; >0,1
>0,006; >0,003
>1; >-1
<250
Рекомендуемые нормы эффективной работы грохотов
Удельная производительность по питанию, т/(ч-м3)	<40
Содержание внешней влаги, %	................<8
К.................................................>5
Рекомендуемые нормы эффективной работы гидрогрохотов
Удельная производительность по питанию,
т/(ч* м2)	................................ <150
Размер щели между колосниками, мм ...	6; 13
К................................... >0,3; >0.2
Приведенные параметры кривой разделения, которые используются для
оценки эффективности работы обогатительных машин и аппаратов, показаны на
графиках нормированных отклонений (см. рис. XIII.3). Фактические значения
этих параметров, которые сравниваются с приведенными рекомендуемыми нор-
мами эффективности работы соответствующего аппарата, определяются по дан-
ным фракционных анализов исходного питания и продуктов разделения. По
этим данным определяется извлечение каждой фракции или класса крупности р/
в один из продуктов разделения, по которому с помощью уравнения (XIII.9)
рассчитывается энтропия фракции или класса. Подставляя полученные энтро-
пии в уравнение
tj =•• ± К—2 In Hj,
определяем значения нормированных отклонений для фракции или класса.
Так как для двухкомпонентной смеси	1, то является числом
отрицательным, а подкоренное выражение — положительным. Знаки ± перед
корнем указывают на то, что для фракций плотностью менее плотности разделе-
ния принимается один знак, а для фракции плотностью более плотности раз-
деления — другой.
По полученным значениям tj с помощью уравнения (XIII. 10) определя-
ются параметры Kv и А/у. Эти параметры могут быть получены либо графиче-
ски по построенным графикам нормированных отклонений (см. рис. XIII.3),
либо аналитически по уравнениям
К (/о. н2 — ^о. н4)/(р2 — р1)>
to. нх = Лл (pi — Рр)>
где Аэ.Н1, ^о. н2 — нормированные отклонения для этих фракций; рь р2 — сред-
ние плотности двух выделенных расслоением в тяжелых жидкостях одноименных
фракций в питании и продуктах разделения; рр — плотность разделения;
Рр = (to. H1P2 - to. H2pi)/(^G. Hi " to. н2).
566
Глава 2
КОНТРОЛЬ И ОПРОБОВАНИЕ
§ 1. Общие сведения и терминология
На углеобогатительных фабриках осуществляют контроль количества и
качества сырья и продуктов обогащения.
Количественный контроль выполняется: взвешиванием
всего контролируемого материала, замером его объемов, взвешиванием точечных
проб, отбираемых из потока; подсчетом числа транспортных сосудов заранее
у станбвл еп нби “г’р у з о и о дъём н ости ит. п. Количественному контролю подвергают:
рядовые угли, поступающие на ОФ из шахт и разрезов; товарные продукты,
отгружаемые потребителям, и, в случае необходимости, некоторые другие про-
дукты технологического процесса. Наиболее надежным способом контроля коли-
чества является взвешивание всего контролируемого материала. Для этой цели
используют железнодорожные вагонные и конвейерные весы.
Качественный контроль осуществляют в основном опробованием (отбором,
обработкой иаи а л и зо м~~й роб).
Контроль качества на обогатительных фабриках производится с целью на-
ладки и стабилизации технологического процесса и обеспечения выпуска про-
дукции требуемого качества.
На углеобогатительных фабриках опробованию подвергают рядовые угли,
различные продукты технологического процесса, конечные продукты обогащения.
Опробование рядовых углей производят с целью определения
их качества для расчета с шахтами (разрезами)-поставщиками и исследования
углей как объекта обогащения. Определяют следующие показатели качества
углей: зольность, массовые доли влаги, минеральных примесей серы, грануло-
метрический и фракционный составы и др.
Опробование промежуточных продуктов технологического
процесса осуществляют для регулировки отдельных аппаратов и создания усло-
вий, обеспечивающих выпуск продуктов обогащения заданного качества.
Опробование конечных продуктов обогащения производят для
установления соответствия качества их техническим условиям и расчета с по-
требителями.
Число точек опробования на углеобогатительной фабрике зависит от при-
нятой технологической схемы обогащения, компоновки оборудования, способов
доставки рядовых углей и схем погрузки товарных продуктов обогащения.
Принципиальная схема размещения точек контроля качества, выработанная
в результате исследований и опыта работы передовых углеобогатительных фаб-
рик, представлена в табл. ХШ.З.
Схема предусматривает перечень продуктов технологического процесса,
подлежащих контролю, места отбора проб, определяемые показатели качества,
способы и периодичность отбора проб, распределение обязанностей между ОТК
и цеховым персоналом, средства механизации и автоматизации отбора, обработки
и исследования проб. Схема контроля служит для получения необходимой ин-
формации о качестве сырья и продуктов обогащения с целью обеспечения нор-
мальной работы фабрики, осуществления оперативной регулировки технологи-
ческого процесса, анализа результатов работы фабрики и ее отдельных цехов за
w*
определенное время.
Партия — масса топлива, произведенная и отгруженная потребителям
за определенный промежуток времени (сутки, смену и т. д.), среднее качество
которой характеризуется одной объединенной пробой.
Объединенная проба — проба, состоящая из требуемого числа
точечных проб, отобранных непосредственно от партии топлива, и характеризу-
ющля^его среднее качество.
Точечная проба — масса топлива, отобранная из одного места од-
нократным движением устройства для отбора проб.
Лабораторная проба — проба, полученная в результате обра-
ботки объединенной пробы до крупности 0—3 (0—10) мм, предназначенная для
лабораторных испытаний и подготовки аналитических проб.
567
Таблица XIII.3
Принципиальная схема опробования на углеобогатительной фабрике
Продукты	ГОСТ	Показатели, подлежащие определению	Пери оди чн ость опробования	Ответствен н ые за производство опробования
Рядовой уголь, поступаю- щий из шахт и разрезов	10742—71 1916—75 2093—82 4790—80	Зольность Ad Влажность Wr Содержание серы Содержание минеральных примесей и мелочи Гранулометрический и фракционный составы	От каждой партии при посту- плении угля в железнодорож- ных вагонах От сменной или суточной вы- дачи при передаче угля кон- вейерами или вагонетками Один раз в квартал	Пункт централи- зованного контроля отк
Шихта рядовых углей пе- ред классификацией	10742—71 (из потока)	Зольность Ad Влажность	Ежесменно (при автоматиче- ском	измерении — непре- рывно)	отк
Суспензия в ванне тяжело- средного сепаратора	—	Плотность суспензии, кг/м3	Непрерывно с помощью авто- матического плотномера	Оператор сепарато- ра
Концентрат и отходы отса- дочных машин	10742—71 (из потока)	Содержание легких и тя- желых фракций	Каждый час	Оператор отсадочных машин
Концентрат, отгружаемый потребителям	10742—71	Зольность Ad Влажность Wr Содержание серы	и мелочи	Каждый 1—2 ч для предвари- тельного контроля; от каж- дой партии для расчета с по- требителями	отк
Промпродукт, отгружаемый потребителям	Ю742—71	Зольность Ad Влажность Wr	Ежесменно	отк
Общие отходы, направляе- мые в отвал	10742—71	Фракционный состав Зольность Ad	Ежесменно	отк
Шлам на флотацию перед распределением по флота- ционным машинам	—	Плотность пульпы, кг/м3	Непрерывно с помощью авто- матического плотномера	Флотатор
Флотационный концентрат	10742—71 (из потока)	Зольность	Каждый час	Флотатор
Отходы флотации	10742—71	Зольность Ad	То же	Флотатор
Оборотная вода	10742—71	Концентрация твердого, г/л	1—2 раза в час	отк
Сушеный концентрат				Содержание влаги	Непрерывно с помощью авто- матического влагомера	Оператор сушки
Примечания. 1. Массовая доля серы S^, минеральных примесей и мелочи определяется только в тех случаях, если она преду-
смотрена техническими условиями для продукции данной фабрики. 2. Опробование шихты рядовых углей рекомендуется, если недостаточна
g информация о качестве угля каждой шахты или если поступающие угли проходят шихтовочные устройства, где невозможен ежесменный
§ учет переработанного из каждой шахты угля.
Аналитическая проба — проба, полученная в результате об-
работки объединенной или лабораторной пробы, и предназначенная для прове-
дения анализов.
§ 2. Теоретические основы опробования
Отбор проб, отражающих среднее качество опробуемого материала, может
быть осуществлен сплошным или выборочным опробованием.
При сплошном отборе проб от всего опробуемого материала путем посте-
пенного представительного сокращения отбирается небольшая его часть —
проба, в которой с определенной допустимой погрешностью сохраняются ис-
следуемые свойства исходного материала. В данном случае представи-
тельность проб зависит от их массы. Этот метод отбора проб применим
при небольшой массе материала, а также при сокращении первоначальной
массы отобранных и измельченных проб, т. е. при их обработке.
В основе теории метода сплошного отбора проб лежит взаимосвязь между
массой пробы и размером частиц опробуемого материала, выраженная эмпири-
ческой формулой Г. О. Чечотта
Р - kda,
где Р — масса пробы, кг; d — размер максимальных кусков опробуемого ма-
териала; k и а - коэффициенты, зависящие от неоднородности опробуемого
материала, содержания и ценности полезного компонента в нем.
При опробовании больших масс рядовых углей и продуктов их обогащения
метод сплошного отбора материала практически неприменим. В этом случае ис-
пользуют метод выборочного отбора проб, заключающийся в том, что от опробу-
емого угля отбивают т о ч е ч н ы е п р о б ы, равномерно распределенные по
всей опробуемой массе и в совокупности составляющие объединенную пробу,
в которой с допустимой погрешностью сохранены средние свойства опробуемого
угля.
Равномерное распределение точечных проб по всей массе опробуемого угля
достигается путем их отбора по определенной схеме (при отборе из неподвижного
слоя) или через равные промежутки времени (при отборе из потока). Этот метод
отбора проб как в СССР, так и за рубежом является основным при опробовании
угля и продуктов его обогащения.
Метод выборочного опробования имеет два параметра, от которых зависит
представительность проб: число точечных проб и минимальная их масса.
Теоретической основой метода выборочного отбора проб является матема-
тическая статистика, согласно которой средняя погрешность р пробы зависит
от среднего квадратического отклонения о, характеризующего неоднородность
определенного показателя качества, числа точечных проб (единичных выборок)
на которое условно разбит опробуемый материал, и числа точечных проб (еди-
ничных выборок) /г, попавших в объединенную пробу.
Эта зависимость может быть представлена формулой
Практически значение 1 — n/N очень близко к единице, так как объединенная
проба представляет незначительную часть опробуемого материала, поэтому
среднюю погрешность можно рассчитать по формуле
р, - о V п.
Согласно математической статистике, между средней погрешностью ц и
возможной предельной погрешностью А имеется зависимость
А = /ц,
где t — коэффициент надежности, характеризующий вероятность, с которой
погрешность пробы не превысит величины + А или
570
Таблица XIII.4
Зависимость коэффициента надежности t от вероятности р
t	р	t	р	t	р
0,1	0,0797	1,5	0,8664	2,4	0,9836
0,5	0,3829	1,6	0,8904	2,6	0,9907
1,0	0,6827	1,7	0,9109	2,8	0,9949
1,1	0,7287	1,8	0,9281	3,0	0,9973
1,2	0,7699	1,9	0,9426	3,4	0,9993
1,3	0,8064 *	2,0	0,9545	4,0	0,999936
1,4	0,8385	2,2	0,9722		
Значения коэффициента t в зависимости от вероятности р даны в табл. XIII.4.
Средняя погрешность ц = Д// и в то же время п — tf/j/’n, поэтому число
точечных проб можно рассчитать по формуле
и = /2(Т2/Л2.
Таким образом, число точечных проб, составляющих объединенную пробу,
зависит от неоднородности угля, определенной по отдельным точечным пробам,
предельной допустимой погрешности и вероятности, с которой результаты оп-
робования не должны превышать предельной допустимой погрешности.
В практике опробования углей и продуктов обогащения как в СССР, так и
за рубежом, коэффициент надежности t обычно принимают равным 2, что соот-
ветствует вероятности Р =•= 0,9545.
Средние квадратические отклонения анализируемого показателя являются
характеристикой неоднородности и определяются экспериментальным путем.
Для этого от опробуемого материала отбирают 20—30 точечных проб, равномерно
распределенных по всей его массе. Каждую точечную пробу в отдельности об-
рабатывают до состояния, пригодного для анализа. На основании результатов
анализа отдельных точечных проб составляют вариационный ряд, определяют
среднее значение анализируемого показателя и выборочное среднее квадрати-
ческое отклонение по формуле
где п — число точечных проб, взятых для анализа; а/ — значение анализируе-
мого показателя в каждой точечной пробе; d — среднее арифметическое значе-
ние анализируемого показателя по всем проанализированным точечным пробам.
Для относительной оценки неоднородности по различным показателям ка-
чества пользуются коэффициентом вариации, представляющим собой относи-
тельную величину среднего квадратического отклонения, выраженную в процен-
тах к анализируемому показателю:
V -- 100S/d,
где V — коэффициент вариации, %.
Исследованиями УкрНИИУглеобогащения установлено, что между основ-
ными показателями качества углей, продуктов обогащения и их неоднородностью
существует взаимосвязь. Основные расчетные формулы неоднородности, выра-
жающие зависимость между показателем качества и средними квадратическими
отклонениями приведены в табл. XIII.5.
Вторым параметром метода выборочного отбора проб является минималь-
ная масса точечных проб. В международной практике минимальная масса то-
чечных проб определяется по формуле
т — kd,
571
Таблица XIII.5
Основные расчетные формулы неоднородности углей
Показатель качества
Формула
Среднее
значение
коэффи-
циента
вариации
Зольность рядовых углей, пром-
продукта, отходов
Зольность концентрата
Зольность сортовых углей
Зольность проб рядовых углей,
промпродукта, отходов измель-
ченных до крупности:
<25 мм
<13 мм
<3 мм
<0,2 мм
<0,2 мм (усредненного)
Массовая доля влаги в рядо-
вых углях, продуктах обога-
щения и рассортировки
Массовая доля влаги в пробах,
измельченных до крупности
<3 мм
а
Массовая доля серы в рядовых
углях, продуктах обогащения
и рассортировки
Массовая доля серы в пробах,
измельченных до крупности
<3 мм
Выход летучих веществ
Выход классов крупности
Теплота сгорания
(X < 12,56 МДж/кг
£
(Г > 12,56 МДж/кг
L-
Sx = 4,89 — 0,0025 (Ad — 44,25)2
Sx = 0,81
S„ = 1,12
= 4,67 — 0,00235 (Ad — 44,76)2
Sz = 4,1— 0,00203 (Ad — 44,6)2
5Л = 3,62 — 0,00182 (Ad — 44,52)2
5Л = 2,71 — 0,00137 (Ad — 44,34)2
S.4 = 1,45 — 0,00093 (Ad — 44,25)2
= 0,1071V"' -I- 0,07
= 0,07 W
S<- = 0,115S'/
О	t
se = o,o7s:z
О	I
Sv = 0,92
Sv = 0,091y -I- 1,3
(3000 ккал/кг) Sq = 260
(3000 ккал/кг) S.-. = 394
16,5
5,9
10,3
16,5
15,6
13,8
9,7
3,5
11,6
7,3
13,6
8,7
3,6
12,2
7,4
где m — минимальная масса точечной пробы, кг; <1 — размер максимального
куска, мм; k — коэффициент пропорциональности, кг/мм.
Исследованиями УкрНИИУглеобогащения установлено, что коэффициент
пропорциональности зависит от крупности опробуемого топлива и может быть
определен по формулам
для крупности 100 мм и менее
k 1(Ю 0,0535 (1 _е-0,0'нз0,
для крупности 100 мм и более
k 10()	0,00012г/ + 0,04,
где е — основание натурального логарифма.
572
Требуемую точность опробования можно обеспечить, если масса отдельных
точечных проб и их число в объединенной пробе не будут менее расчетных,
а само опробование будет произведено с соблюдением правил отбора и обработки
проб.
§ 3. Основные правила отбора и обработки проб
Правила отбора проб углей и продуктов их обогащения определяются об-
щими требованиями, предъявляемыми к любой пробе, состоянием материала и
условиями отбора. Отбираемая проба должна быть представительной, для этого
необходимо обеспечить равную вероятность попадания в нее любой части опро-
буемого материала. Это общее обязательное требование, в зависимости от усло-
вий отбора проб, можно обеспечивать различными способами.
Пробы углей и продуктов обогащения на углеобогатительных фабриках
в основном отбирают из устройств, транспортирующих материал непрерывно
и прерывно. Непрерывно транспортируют материал ленточные, скребковые,
пластинчатые конвейеры, элеваторы, желоба и т. д. Устройствами для прерывной
транспортировки материала являются железнодорожные вагоны, вагонетки,
скипы, автомашины и пр.
Пробы отбирают: из потока материала, транспортируемого конвейерами
или по течкам и желобам; на перепаде потока материала при его перегрузке
с одного транспортного устройства на другое; из транспортных сосудов.
Основные правила отбора проб из потока: пересе-
чение пробоотборным приспособлением всего потока материала; обеспечение
одинаковой вероятности отбора в пробу любой частицы или куска опробуемого
материала; обеспечение отбора точечной пробы не ниже установленной мини-
мальной массы, а также попадания в пробу максимальных кусков опробуемого
материала; отбор в пробу числа точечных проб, определенных в зависимости
от неоднородности материала и требуемой точности опробования; равномерный
по времени отбор точечных проб.
Во избежание систематических погрешностей отбор точечных проб не дол-
жен совпадать с ритмом работы оборудования.
Основные правила отбора проб из транспортных
сосудов: одинаковая вероятность попадания в пробу всех частей опробуе-
мого материала, находящегося в неподвижном состоянии; обеспечение отбора
точечных проб, масса которых, в совокупности образующая объединенную пробу,
должна быть не менее массы, установленной для данной крупности; выбор мест
отбора точечных проб, исключающих возможные систематические погрешности,
возникающие в результате сегрегации; обеспечение отбора в объединенную пробу
числа точечных проб в зависимости от неоднородности угля и требуемой точности
опробования.
Основные правила обработки проб: обработке должна
подвергаться вся объединенная проба; потери пробы в процессе обработки не
допускаются; методы и схемы обработки объединенных проб должны обеспечи-
вать получение готовой пробы с заданной точностью, отображающей изучаемые
характеристики; масса промежуточной или готовой пробы, получаемой в резуль-
тате сокращения, должна быть не менее массы, установленной для данной круп-
ности.
§ 4. Нормы отбора проб
В СССР нормы отбора товарных, контрольных и других ви-
дов проб регламентируются ГОСТ 10742—71 «Угли бурые, каменные, антра-
цит, горючие сланцы и угольные брикеты. Методы отбора и обработки проб для
лабораторных испытаний». Согласно этому стандарту объединенные пробы от-
бираются от каждой партии топлива. При этом нормируются: число точечных
проб в зависимости от вида топлива, массы опробуемой партии, допустимой погреш-
ности процесса опробования; масса точечных проб в зависимости от крупности
опробуемого топлива.
573
В качестве базовой принята погрешность опробования
(отбора, обработки и анализа проб) при определении зольности или массовой
доли влаги (а для горючих сланцев — удельной теплоты сгорания), которая при
вероятности 95 % не превышает следующих значений:
Значения
базовой
погрешности
опробования
Зольность до 20 %	...................
Массовая доля рабочей влаги более 20 %
Низшая теплота сгорания, МДж/кг:
<12,56.............................
>12.56.............................
±10 % (отн.)
±2 % (абс.)
±0,63 МДж/кг
±0,84 МДж/кг
Базовая погрешность опробования применяется во
всех случаях опробования, если договором о поставке топлива или задачами ис-
следования не предусматриваются другие нормативы погрешностей.
Число точечных проб п', отбираемых в объединенную пробу при опреде-
лении зольности, массовой доли влаги и удельной теплоты сгорания, с погреш-
ностью, не превышающей базовой, в зависимости от вида топлива следующее:
Угли каменные
и антрацит
Угли бурые,
горючие сланцы
и брикеты
Число то-
чечных проб
Топливо, т:
обогащенное (концентрат, про-
дукты сортировки) и брикеты
необогащенное................
1000	2500	16
1000	2500	32
При отборе объединенных проб от партий массой более 1000 т для каменных
углей и антрацитов и более 2500 т для бурых углей, горючих сланцев и брикетов
число точечных проб вычисляется по формуле
nf VМ^/С,
где — масса партии, т; С равно 1000 т для каменных углей и антрацитов;
2500 т для бурых углей, горючих сланцев и брикетов.
Для партий топлива массой до 500 т в объединенную пробу отбирают 16,
а от партии топлива, состоящей из одного железнодорожного вагона, — 8 то-
чечных проб независимо от вида топлива.
В случаях если необходимо произвести опробование с большей или меньшей
погрешностью, чем базовая, число точечных проб может быть вычислено по фор-
мулам
п"-/ГД2/Д2;
П2 =: П" УЛ^/С,
где пг> — число точечных проб при требуемой погрешности для массы партий
каменного угля и антрацита до 1000 т или 2500 т для бурого угля, горючих слан-
цев и брикетов; До — базовая погрешность; Дх — требуемая погрешность оп-
робования; н2 — число точечных проб при требуемой погрешности опробования.
Масса точечных проб, отбираемых в объединенную пробу, определяется
по формуле
т = 0,06/9,
где т — минимальная масса точечной пробы, кг; D — размер максимальных
кусков, мм.
За размер максимальных кусков рядового топлива условно принимается
размер отверстия сита, на котором при просеивании по ГОСТ 2093—82 надре-
шетный продукт составляет не более 5 %. За размер максимальных кусков сор-
тового топлива принимают верхний предел крупности данного сорта.
Масса точечных проб брикетов должна быть не менее 3 кг.
Если масса точечной пробы в 4 раза и более превышает минимально необ-
ходимую массу (например, при отборе проб из потоков большой мощности по
574
всему сечению, при отборе проб из вагонов или судов грейферными установками
и т. д.), допускается сокращение массы первоначальных точечных проб без пред-
варительного дробления до значений, рассчитанных по предыдущей формуле.
Интервал времени t (мин) между отбором отдельных точечных проб из пото-
ка вычисляется по формуле
t =
где М — масса опробуемой партии топлива, т; Q — производительность опро-
буемого потока, т/ч; п — число точечных проб, которые необходимо отобрать
в пробу.
Нормы и методы опробования, регламентированные ГОСТ 10742—71,
соответствуют нормам и методам, предусмотренным стандартом СТ СЭВ 752—77
«Твердое топливо. Методы отбора и обработки проб для лабораторных испыта-
ний».
Число точечных проб для определения зольности и массовой доли влаги
партий каменных углей и антрацитов массой до 1000 т, принятое международной
организацией по стандартизации в стандарте МС ИСО 1988 ^Каменные угли.
Отбор проб», приведено ниже. Масса точечных проб согласно МС ИСО 1988 оп-
ределяется по той же формуле, что и в ГОСТ 10742—71.
Число точечных проб для определения зольности (МС ИСО 1988>
Обогащен- Необогащен-
ный уголь ный уголь
Число точечных проб при отборе проб из:
конвейеров или падающих потоков . . 16 32
вагонов и барж ....................... 24 48
морских судов......................... 32 64
штабелей ............................. 32 64
Число точечных проб для определения массовой доли влаги
(МС ИСО 1988)
Необогащенный, обогащенный сухой, обогащенный рас-
сортированный уголь...............................16
Обогащенная мелочь ...............................32
При сокращении дробленых в процессе обработки проб методом сплошного
опробования (квартование, постадиальное деление с помощью делителей и т. д.)
пользуются нормами минимальной массы проб.
Минимальная масса проб после сокращения, кг
Обогащен- Необогащен-
ный уголь ный уголь
Размер максимальных кусков
после дробления пробы, мм:
25 (20)	................... 5	40
13(10)	................... 1,5	10
5 (3)	..................... 0,6	2
1,4(1)	................. 0,15	0,6
от 0,2 до	0 ............... 0,085	0,085
При сокращении проб методом выборочного отбора из потока дробленой
пробы нормы отбора проб рассчитываются по следующим формулам:
в зависимости от неоднородности дробленых проб и допустимой погрешности
обработки 50бр и анализа А проб число точечных проб
поб " ^$обр/А’
в зависимости от крупности d кусков в пробах, получаемых в резуль-
тате дробления, масса (кг) точечных проб
т — kd.
Значения k в зависимости от крупности дробленой пробы рассчитываются
по приведенным выше формулам.
575
Глава 3
ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ОТБОРА И ОБРАБОТКИ ПРОБ
§ 1. Пробоотборники
На предприятиях угольной промышленности для отбора объединенных проб
наибольшее распространение получили: скреперные пробоотборники ПС,
используемые для отбора проб с ленточных конвейеров; ковшовые пробо-
отборники ПК, используемые для отбора проб на перепадах потоков.
В некоторых случаях для отбора проб мелкого угля па перепадах потоков
используются пробоотборники с отсекающей планкой, с пере-
мещающимся желобом и др. Для отбора проб из железнодорожных
вагонов на ряде предприятий применяются установки типа ОВ, ГМУ и др.
В последнее время для отбора проб непосредственно с конвейерных лент
широко применяются маятниковые пробоотборники ПМ. В на-
стоящее время для отбора проб из потоков повышенной мощности создается б а -
р о в ы й пробоотборник ПБ, Для отбора проб из потоков пульпы широкое при-
менение получили щелевые пробоотборники ПЩ.
Пробоотборник ковшовый ПК (рис. XII 1.4, табл. XIII.6)
представляет собой цепной конвейер, состоящий из рамы, привода, ведущих и
ведомых звездочек, бесконечных цепей с укрепленным на них рабочим органом —
ковшом и станции управления. Принцип действия ковшового пробоотборника
заключается в отсекании через определенные промежутки времени полоски ма-
териала ^точечной робы) с помощью открытого сверху ковша, закрепленного
между двумя парa5fh е льНыми цепями. Ковш’, двигаясь на верхней ветви цепей,
перпендикулярно падающему потоку, заполняется опробуемым топливом. От
пробы топлива ковш освобождается при переходе с верхней ветви на нижнюю.
Таблица XIII.6
Технические характеристики ковшовых пробоотборников ПК
Параметры	ПК1-8	пкмо	ю см 1 с	со 1 с	ПК2-10	ПК2-12.5
Производительность опробуе- мого потока, т/ч: горизонтальных пробоотборников	525	1030	1350	525	1030	1350
наклонных	»	400	730	1000	400	730	1000
Максимальная крупность опробуемо-	150	150	150	300	300	300
го угля, мм Максимальная массовая доля влаги,	18	18	18	18	18	18
% Мощность электродвигателя, кВт	10,4	10,4	10,4	12	12	12
Угол установки, градус			0,15	30,45	—	1 1	—
Габаритные размеры, мм: длина	3400	4000	5250	3720	4950	6350
ширина	3300	3500	3750	3300	3500	3750
высота	650	650	650	1200	1200	1200
Масса, т	2,9	2,95	3	3,6	3,65	3,7
Изготовитель — Краснолучский машиностроительный завод, Ворошиловград-
ская обл.
Примечание. Выпуск пробоотборников ПК1-8 и ПК2-8 с 1979 г. произво-
дится только для горизонтальной установки.
576
Таблица XIII.7
Технические характеристики скреперных пробоотборников ПС
Параметры	ПС2-8	ПС2-10	ПС2-12	ПС2-14	ПС1-16	ПС2-16
Производительность опробуемого по-	300	400	575	785	1080	1080
тока, т/ч Ширина ленты конвейера, мм	800	1000	1200	1400	1600	1600
Максимальная крупность опробуемо-	300	300	300	300	150	300
го угля, мм Максимальная массовая доля влаги,	18	18	18	18	18	18
% Мощность электродвигателя, кВт	7,5	7,5	7,5	7,5	7,5	7,5
Габаритные размеры, мм: длина	3755	3955	4380	4655	4400	5100
ширина	1920	1920	1920	1920	1500	2000
высота	2240	2240	2340	2340	2100	2400
Масса, т	1,316	1,356	1,393	1,418	1,5	1,6
Изготовитель — Ново-Горловский машиностроительный завод, Донецкая обл,
Пробоотборник сблокирован с ленточным конвейером (горизонтальным или нак-
лонным), транспортирующим топливо, и работает в автоматическом режиме.
В работу пробоотборник включается через установленные промежутки
времени с помощью реле времени, а отключается — концевым выключа-
телем .
Ковшовые пробоотборники применяются в том случае, если имеется воз-
можность их установки без существенной реконструкции транспортного тракта
и если переизмельчение топлива (из-за увеличения высоты перепада для уста-
новки пробоотборника) не имеет большого значения.
Скреперный пробоотборник ПС (рис. XIII.5, табл. XIII.7)
представляет собой цепной конвейер, состоящий из рамы, привода, ведущих и
ведомых звездочек, бесконечных цепей с укрепленным на них рабочим органом —
скреперным ковшом и станции управления. Принцип действия скреперного пробо-
отборника заключается в сгребании^ через определенные промежутки времени
с ленты конвейера точечной пробы с помощью открытого спереди и снизу скре-
перного ковша. Ковш,' двигаясь по нижней ветви цепей, сгребает с ленты в при-
емную емкость полоску топлива, которая является точечной пробой.
Так же, как и ковшовый, скреперный пробоотборник сблокирован с конвей-
ером и работает в автоматическом режиме.
Пробоотборник крепится к раме конвейера, что не требует существенной
реконструкции транспортных трактов и увеличения высоты перепада потока
топлива. Для обеспечения нормальной работы скреперного пробоотборника не-
обходимо выполаживать участок ленты конвейера, что снижает производитель-
ность конвейера на 15—25%.
Пробоотборники маятниковые ПМ с гидроприводом (рис. XII 1.6)
и электроприводом (рис. XIII.7, табл. XIII.8) предназначены для отбора%объ-
единен ных проб непосредственно с желобчатых конвейерных лент без их выпо-
лаживания. Он представляет собой сварную конструкцию, состоящую йз рамы,
маятниковой штанги, приводов дугового и вертикального перемещения, скре-
перного ковша и станции управления. Принцип действия маятникового пробо-
отборника заключается в сгребании через определенные промежутки времени
с ленты конвейера точечной пробы с помощью открытого спереди и сни зу скре-
перного ковша. Прй раббЧё'м^'(Х^‘ ковш находится в нижнем положении; с по-
мощью привода дугового перемещения он ощебает^ полоску топлива, двигаясь
577
2
1
Рис. XIII.4. Пробоотборник ковшовый
ПК (горизонтальный):
1 — рама; 2 — ленточный конвейер; 3 — ра-
бочий орган-ковш; 4 — цепь; 5 — электродви-
гатель; 6 — редуктор; 7 — приводной вал; 8,
13 — ведущие звездочки; 9 — механизм пере-
ключения скорости; 10 — направляющие; 11 —
натяжное устройство; 12, 14 — ведомые звез-
дочки
1
f
6	7	8	9
11	□	10
Рис. XII1.5. Пробоотборник скреперный ПС:
/ — кожух; 2 — желоб для пробы; 3 — рабочий орган — скреперный ковш; 4 - - натяж-
ное устройство; 5 — рама; 6 — ведомый вал; 7 — цепь; 8 — приводной вал; 9 — опора;
10 — редуктор; 11 — электродвигатель
Таблица XIII.8
Технические характеристики маятниковых пробоотборников ПМ
Параметры
ПМ1-10
Производительность опро-
буемого потока, т/ч
Ширина ленты конвейера,
мм
Максимальная крупность
опробуемого угля, мм
Максимальная массовая до-
ля влаги, %
Установленная мощность,кВт
Габаритные размеры, мм:
длина
ширина
высота
Масса, т
660
150
5
1110
2160
1630
0,865
ПМ1-12
ПМ1-16
ПМ2-12
ПМ2-16
1000
1100	2000	1100	2000
1000	1400	1000	1400
1200	1600	1200	1600
150	150	300	300
ограничена
Изготовитель — Ново-Горловский машиностроительный
Опытные образцы ПМ1-10 — УкрНИИУглеобогащение
580
12,5	14	12,5	14
2800	3300	3000	3500
1200	1500	1400	1500
2300	2600	2300	2600
1,34	2,3	1,44	2,5
завод, Донецкой обл.
Рис. XIII.6. Пробоотбор-
ник маятниковый ПМ:
1 — гидроцилиндр рабочего
хода; 2	— гидроцилиндр
подъема ковша; 3 — вал;
4 — кожух; 5 — рама; 6 --
ковш; 7 — желоб для пробы
Рис. XIII. 7. Пробоот-
борник маятниковый ПМ:
1 — рама конвейера; 2 —
опора пробоотборника; 3 —
лента конвейера; 4—ковш;
5 — кожух; 6 — привод подъ-
ема и опускания ковша; 7 —
шток; 8 — рычажный меха-
низм; 9 — привод дугового
перемещения; 10 — огра-
ждающие щиты; 11 — же-
лоб для пробы
Вид А
А-А
3	4
2
Рис. ХП1.8. Пробоотборник с отсекающей планкой:
у — контргруз; 2 — пружина; 3 — рычаг; 4 — приводная звездочка; 5 — амортизатор;
6 — рычаг; 7 — вал; 8 — отсекающая планка; 9 — муфта Бологова; 10 — рама
по траектории, соответствующей радиусу кривизны ленты конвейера. При об-
ратном ходе приводом вертикального перемещения ковш поднимается вверх и
над потоком топлива возвращается в исходное положение. Пробоотборник рабо-
тает в автоматическом режиме. На раме конвейера он устанавливается без пе-
ределок транспортного тракта. Маятниковые пробоотборники изготовляются
с гидравлическим или электрическим приводом.
П р о б о о т б о р н и к с отсекаю щей планкой (рис. XIII. 8)
представляет собой сварную конструкцию, состоящую из рамы, вала, рычагов,
отсекающей планки, муфты Болотова, пружин, приводной звездочки и аморти-
затора. Принцип действия пробоотборника заключается в мгновенном высека-
нии и выбрасывании за пределы потока в приемник точечной пробы. В движение
пробоотборник приводится от вала барабана конвейера через муфту Болотрва,
что не требует отдельного индивидуального привода. Возврат отсекающей планки
в исходное положение производится с помощью пружин.
Техническая характеристика пробоотборника с отсекающей планкой
Производительность опробуемого потока, т/ч . . До 900
Максимальная крупность опробуемого угля, мм 100
Максимальная массовая доля влаги, % . . . .	12
Число точечных проб, отбираемых за 1 ч . . .	3—10
Масса точечных проб, кг .................... <1—6
Габаритные размеры, мм:
длина.................................... 1200
ширина................................... 2000
высота .................................. 1500
Масса, т .................................... 0,85
Изготовитель — КХЗ, г. Харьков
Известны и другие пробоотборники, работающие по принципу пробоотбор-
ника с отсекающей планкой, но имеющие самостоятельный привод — пробоот-
борники ВТИ с боковым раскрытием ковша, лотковые с самооткрывающпмся
дном и др. Для всех этих пробоотборников характерны недостатки, ограничи-
вающие области их применения по крупности опробуемого топлива и произво-
дительности опробуемых потоков.
Пробоотборник баров ый ПБ2 (рис. XII 1.9) состоит из рамы,
рабочего органа — бара, привода и станции управления. Принцип действия пробо-
отборника заключается в том, что из мощного потока быстро движущимися
зубьями вырезается небольшая по ширине полоска топлива, которая выносится
за пределы потока в сборник для пробы. Для создания равповозможпой вероят-
582
| Про5а
Рис. XIII.9. Пробоотборник баровый|ПБ2:
/ — ленточный конвейер; 2 — калибровочная планка с отверстием; 3 — бар с режущей
цепью и зубьями; 4 — желоб для пробы
пости попадания в пробу топлива с различных частей потока бар с режущими
зубьями совершает возвратно-поступательное движение поперек потока.
ТехническаяА!характеристика барового пробоотборника ПБ2
Максимальная производительность опробуемого потока,
т/ч .................................................. 5000
Ширина ленты конвейера, мм............................ 2500
Максимальная крупность опробуемого топлива, мм . . .	300
Интервал отбора точечных проб, с...................... 20 — 600
Ход перемещения тележки отбирающего устройства, мм . . До 2800
Скорость движения цепи отбирающего устройства, м/с . .	0,2
Угол установки бара к горизонту, градус ..............От 0 до 30
Ширина бара, мм:
по наружным сторонам щек ............................. 130
но внутренним сторонам щек ....................... 100
Мощность электродвигателя привода цепи бара, кВт . .	17
Мощность электродвигателя привода тележки, кВт ....	4
Габаритные размеры, мм:
длина................................................. 6000
ширина с баром.................................... 3810
высота............................................ 1420
Масса, т ...................................... 3,36
/ 	l I' • 	г ч
§ 2. Установки для~отбора’проб из железнодорожных
вагонов и подготовки их для лабораторных испытаний
Разработано, испытано и эксплуатируется несколько типов таких установок.
Установка типа ОВ (рис. XIII. 10) стационарная, предназначена
для отбора объединенных, проб _утлей и продуктов обогащения крупностью до
150 мм. Она состоит из портала, пробоотборника грейферного типа, каретки ма-
шины для подготовки проб, механизма для возврата отходов, кабины оператора
и других устройств.
Технические характеристики установок ОВ
ОВ-3 ОВ-4 ОВ-5
Крупность опробуемого угля, мм ...	0—150
Массовая доля влаги, %	.......	10—12
Масса точечных проб, кг............... 5—10
Глубина отбора точечных проб от поверх-
ности топлива, мм .................... 500—700
Продолжительность отбора одной точеч-
ной пробы, с.......................... 30 — 35
Продолжительность обработки пробы,
мин .................................. 12
Число обслуживаемых железнодорожных
путей ................................... 1	2
Габаритные размеры, мм:
длина ............................... 10 100
ширина............................ 10 532	14 932
высота............................ 10 050
Масса, т ............................. 16,423	19,025
2
17 052
19,677
Донец-
Изготовитель — Ново-Горловский машиностроительный завод,
кая обл.
3агруженные углем вагоны подаются в зону действия установки. После
установки вагонов с углем отбирающее устройство вместе с кареткой перемеща-
ется в направлении точки отбора и останавливается над ней. С помощью механизма
583
новки второго
ДСДЧ
Место |
установки
0ВП2
Рис. XII 1.10. Установка ОВ:
1 — каретка; 2 — портал; «3 — пробоотборник

внедрения грейфер в закрытом положении углубляется на 400 мм в опробуемый
уголь, открывается и внедряется еще на 200 мм. Достигнув заданной глубины
погружения, механизм переключается на обратный ход. При этом грейфер за-
крывается и поднимается в крайнее верхнее положение. Затем с помощью ка-
ретки ковш перемещается к бункеру машины для обработки проб и разгружается.
После обработки отходы проб удаляются элеватором в железнодорожный вагон.
У с т а и о в к а ГМУ (рис. XIII. 11) предназначена для отбора объединен-
ных проб рядовых углей различной крупности. Она представляет собой стацио-
нарный комплекс, в состав которого входят мостовой кран с грейфером промыш-
ленного типа, сборник первичных проб с питателем, ковшовый пробоотборник,
машина для подготовки проб, устройства для удаления отходов проб. Грейфер
с полностью раскрытыми челюстями внедряется в погруженное в вагон топливо.
Затем челюсти закрываются, и содержащееся в грейфере топливо подается в сбор-
ник первичных проб. Из сборника ленточным питателем топливо разгружается
в зоне действия ковшового пробоотборника, которым отбираются точечные пробы,
направляемые в машину для обработки проб. Отходы проб после пробоотборника
и машины поступают на ленточный конвейер, затем элеватором возвращаются
в железнодорожный вагон.
Технические характеристики установок ГМУ
ГМУ-1 ГМУ-2
Крупность опробуемого угля, мм .....
Массовая доля влаги, %......................
Масса точечных проб, кг ....................
Глубина отбора точечных проб от поверхности
топлива, мм.................................
Число одновременно отбираемых точечных проб
Продолжительность отбора точечной пробы, с
Число одновременно обслуживаемых путей . .
Габаритные размеры и масса..................
300
18
400 — 500
До 700
3
70
1—2	2
Устанавливаются в зави-
симости от числа обслу-
живаемых шахт, разрезов
и т. п.
Изготовитель — Ремонтные заводы производственных объединений
Установка МПВ-2 (рис. XIII.12) предназначена для отбора объеди-
ненных проб углей п продуктов обогащения без ограничения крупности и под-
готовки их для лабораторных испытаний. Все узлы установки смонтированы на
козловом кране, который автономно передвигается по специальному рельсовому
584
Рис. XIII.11. Установка ГМУ:
1 — тележка однорельсовая; 2 — грейфер; 3 — питатель ленточный; 4 — машина для
подготовки проб; 5 — конвейер для удаления отходов; 6 — пробоотборник ковшовый;
7 — элеватор для удаления отходов; 8 — бункер для пробы
пути вдоль железнодорожных вагонов. Установка состоит из каретки, бурового
пробоотборника, молотковой дробилки с делителем, опорной тележки, рукава
для удаления отходов, кабины оператора. Отбор проб производится по набирае-
мой программе. Портал, передвигаясь вдоль вагона, останавливается у линии,
на которой находятся точки отбора точечных проб. Затем кареткой пробоотбор-
ник устанавливается над требуемой точкой и погружается в топливо практически
на всю глубину находящегося в вагоне слоя. Буровой штангой топливо подни-
мается вверх и направляется в дробилку, где измельчается до крупности 0—3 мм.
Сократителем проба сокращается до требуемой массы и собирается в сборники.
Отходы пробы через рукав возвращаются в вагон.
Техническая характеристика установки МПВ-2
Крупность опробуемого угля, мм............................Не	огра-
ничена
Массовая доля влаги, %	................................ 18
Максимальная глубина бурения, мм ........................ 2600
Масса точечной пробы, кг................................... 12	—15
Масса лабораторной пробы, кг ........................0,5 —0,8
Продолжительность отбора одной точечной пробы (с учетом
вспомогательных операций), с............................... До	90
Частота вращения, мин”1:
шнека пробоотборника .................................. 480
трубы.................................................... 340
Диаметр коронки (по резцам),	мм.............................. 145
Электродвигатель пробоотборника:
тип ................................................. А062-4
мощность, кВт ........................................... 10
частота вращения ротора,	мин"1.......................... 1460
Электродвигатель дробилки:
тип ..................................................... А041-4
мощность, кВт ........................................... 1,7
частота вращения ротора,	мин	1......................... 1420
Габаритные размеры, мм:
длина ...................................................... 7	500
ширина ................................................. 5	720
высота.................................................. 10	100
Масса, т................................................. 13,5
19 Заказ 77
585
Рис. ХШ.12. Установка МПВ-2:
/ — каретка; 2 — рукав для удаления отходов проб; 3 — сократитель; 4 — дробилка молотковая; 5 — пробоотборник; 6 — рама
пробоотборника; 7 — рама вертикальная; 8 — механизм передвижения каретки; 9 — коронка; 10 — стойка опорная; 11 —подвеска
кабеля; 12 - тележки опорные
Рис. XII1.13. Пробоотборники ПЩ:
/ _ корпус; 2 — отбирающее устройство; 3 — регулируемая щель; 4 — пустотелый вал;
5 — сборник для пробы; 6 — редуктор; 7 — электродвигатель; 3 — концевые выключа-
тели
19*
Пробоотборники JILLUCp-hc, XIII. 13) предназначены для отбора
проб пульпы..содержащей зерна крупностью не более 6 мм. Пробоотборник со-
стоит из литого корпуса, в котором на двух подшипниковых опорах установлено
пустотелое отбирающее устройство, совершающее периодически возвратно-по-
ступательное движение в пределах 90°, электродвигателя и системы автомати-
ческого управления. При пересечении потока пульпы часть ее поступает через
щель внутрь отбирающего устройства и по полому валу направляется в сборник
для пробы. Ширину щели отбирающего устройства можно регулировать от 3 до
15 мм.
Технические характеристики щелевых пробоотборников П1Ц
ГП.Ц-15	ПЩ-25	ПЩ-35
Диаметр питающего патрубка, мм ...	150	250
Щель отбирающего приспособления:
длина, мм ............................... 130	230
ширина, мм ................................ От	3 до 15
Периодичность отбора точечных проб,
мин ..................................... 12	16
Мощность электродвигателя, кВт ...	0,6
Габаритные размеры, мм:
длина ................................... 570	680
ширина............................... 550	620
высота .............................. 780	780
Масса, кг ............................... 225	2.60
350
330
16
Изготовитель — Краснолучский машиностроительный завод,
ловградская обл.
800
750
780
285
Вороши-
§ 3. Машины для обработки проб
Эти машины предназначены для обработки проб каменных углей, антрацитов,
горючих сланцев и продуктов их обогащения. Широко распространены на шах-
тах, разрезах, углеобогатительных фабриках, коксохимических заводах, электро-
станциях.
В зависимости от назначения они подразделяются на машины для подго-
товки лабораторных проб из объединенных проб (МПЛ-150 и МПЛ-300), машины
для подготовки аналитических проб из объединенных'проб (МПА-150) и машины
для подготовки аналитических проб из лабораторных проб ~(МЛА-3).
Машина МПЛ-150М (рис. XIII. 14) предназначена для обработки объе-
диненных проб крупностью до 150 мм с целью приготовления лабораторных проб.
В машине объединенная проба дробится до крупности 0—3 мм и из потока из-
мельченной пробы сдвоенным сократителем выделяются три экземпляра лабора-
торной пробы.
Технические характеристики машин для обработки проб МПЛ
МПЛ-150М МПЛ-300
Производительность, т/ч ................. 1,5—2,2
Максимальная крупность исходного материа-
ла, мм................................... 150
Крупность приготовляемой пробы, мм . . .	0—3
Число приготовляемых экземпляров лабора-
торных проб......................................... 3
Допускаемая массовая доля влаги в исход-
ных пробах, %:
каменных углей и антрацитов	....	18
бурых углей.................................... 52
горючих сланцев................................ 17
Число установленных электродвигателей . .	3
Суммарная установленная мощность элек-
тродвигателей, кВт........................... 11,2
Габаритные размеры, мм:
длина ...................................... 2055
ширина ................................. 1020
высота................................   1768
Масса, т...................................... 1,6
До 15
300
6
34,2
3000
2150
3170
5,9
Ворошилов-
Изготовитель — Краснолучский машиностроительный завод,
градская обл.
588
Рис. ХШ.14. Машина
МПЛ-150М:
1	— питатель ленточный;
2	— рама; 3 — желоб Для
удаления отходов; 4 — сбор-
ник лабораторных проб; 5 —
сократитель ковшовый
сдвоенный; 6 — дробилка
молотковая
Ма ш ина МПЛ-300 (рис, XIII.15) предназначена для обработки объеди-
ненных проб крупностью до 300 мм с целью приготовления лабораторных проб.
В машине вся объединенная проба дробится в дробилке первой ступени до круп-
ности 0—25 (13) мм. Из потока дробленой пробы многоковшовым сократителем
выделяется часть пробы, которая направляется в машину МПЛ-150 (вторая
ступень машины МПЛ-300), где производится окончательная подготовка лабора-
торных проб.
Машина МПА-150 (рис. XIII. 16) предназначена для обработки объе-
диненных проб крупностью до 150 мм с целью одновременного приготовления ана-
литических и лабораторных проб. В машине вся объединенная проба дробится
до крупности 0—3 мм. Из потока дробленой пробы ковшовым сократителем со
сдвоенным ковшом выделяются две пробы, одна из которых собирается в сборник
для лабораторной пробы, вторая направляется в сушильную камеру, где при
температуре 130 ± 5 °C сушится до воздушно-сухого состояния. Сухая проба
измельчается в молотковой мельнице до крупности 0—0,2 мм, а затем с помощью
конусного делителя делится на три экземпляра.
Техническая характеристика машины МПА-150
Производительность, т/ч......................................1,3—2
Максимальная крупность исходного материала, мм.............. 150
Крупность приготовляемой пробы, мм:
лабораторной .............................................0—3
ан алитической..........................................0 — 0,2
Число приготовляемых экземпляров проб:
лабораторных.............................................. 1
аналитических ............................................. 3
Максимальная влажность пробы исходного	каменного угля, % , .	18
Число установленных электродвигателей	.............. 5
Суммарная мощность электродвигателей, кВт.....................14,9
Габаритные размеры, мм:
длина....................................................2212
ширина ...................................................1092
высота................................................... 2596
Масса, т......................................................2,27
Изготовитель — Краснолучский машиностроительный завод, Вороши-
ловградская обл.
Машина МЛА-3 (рис. XIII. 17) предназначена для подготовки аналити-
ческих проб из воздушно-сухих лабораторных проб путем их измельчения до
крупности 0—0,2 мм, а затем деления на три экземпляра.
589
д
Рис. XIII. 15. Машина МПЛ-300:
/ — дробилка; 2 — решетка загрузочная; 3 — питатель; 4 — делитель-сократитель машины МПЛ-150; 5 — желоб для удаления отходов после
первой стадии дробления; 6 —сократитель многоковшовый первой стадии дробления; 7 — привод дробилки первой стадии дробления; 8 — при-
вод сократителя многоковшового; 9 — муфта; 10 — желоб для отходов после машины МПЛ-150; 11 — сократитель машины МПЛ-150; 12 —
дробилка машины МПЛ-150; 13 — питатель машины МПЛ-150
4	3
Рис. XIII.16. Машина
МПА-150:
/, 7 — очистные бараба-
ны; 2 — сушильная ка-
мера; 3 — желоб; 4 — де-
литель конусный; 5 - -
мельница молотковая;
6 — ковш сократителя:
8 — питатель ленточный;
9 — дробилка молотко-
вая; 10 — сократитель
ковшовый; 11 — рама:
12 — сборник лаборатор-
ной пробы
Рис. XIII.17. Машина МЛА-3:
1 — бункер для пробы; 2 — питатель винтовой; 3 — молотковая мельница; 4 — делитель
конусный; 5 — фильтры; 6 — банка для аналитических проб; 7 — электродвигатель
привода мельницы; 8 — редуктор; 9 — электродвигатель привода делителя
В машине измельчение производится в молотковой мельнице, а деление проб —
в конусном делителе.
Техническая характеристика машины МЛА-3
Крупность исходной пробы, мм.................................0 — 3
Крупность измельченной пробы, мм.............................0 — 0,2
Объем бункера для исходной пробы, см3 ....................... 800
Число истирателей............................................ 8
Частота вращения ротора, мин-1 .............................. 3000
Продолжительность измельчения одной пробы массой 500 г, мин:
каменного угля ............................................4 — 5
антрацита .................................................6 — 7
Число установленных электродвигателей .......................... 3
Суммарная мощность	электродвигателей, кВт...................... 2,8
Габаритные размеры, мм:
длина .................................................... 700
ширина .................................................... 625
высота.....................................................1300
Масса, т....................................................... 0,3
Изготовитель — Краснолучский машиностроительный завод, Вороши-
ловградская обл.
Установка ОВП-2 (рис. XIIL18) предназначена для определения
массовой доли минеральных примесей и мелочи в соответствии с ГОСТ 1916—75.
592
Рис. XIII.18. Установка ОВП-2:
1 — бункер для исходной пробы; 2 — рама; 3 — грохот; 4 — весовая система: 5 — трехсекционный бункер; 6 — электродвигатель
СЛ
СО
Таблица XIII.9
Технические характеристики приборов и аппаратуры для измерения зольности
Тип прибора,
страна
Объект контроля
Диапазон
измерения
зольности,
%
Крупность
анализируе-
мого топлива,
мм
Излучение,
источник
Тип взаимо-
действия
Время измерения,
мин
ЗАР-З, СССР
БРА-11, СССР
ЦЭАЗ, СССР
РКТ-2, СССР
РАМ-1М, СССР
РКТЭ-1, СССР
РКТЭ-2, СССР
РКТП-1, СССР
РКТП-2, СССР
РКТП-3, СССР
ВСКЗ-1, СССР
MN6-201,
ЧССР
IMPW-2, ПНР
Аналитическая проба
То же
Промежуточная проба,
лабораторная проба
Лабораторная проба
Уголь на движущемся
конвейере
Проба рядового угля и
продуктов обогащения
Проба рядового угля
или продуктов обогаще-
ния
Уголь на движущемся
конвейере
То же
»
Уголь на качающемся
питателе
Лабораторная проба
Аналитическая проба
4-40
1—50
0—50
5—70
3—40
20—50
4—50
20—50
4—40
3—50
10—80
5—40
3—25
0—0,2
0—0,2
0—25
0—3
0—13
0—300
0—100
0—300
0—100
0—100
0—100
0—3
0—0,2
Рентгеновское
у-излучение
у-излучение,
241 Ат
у-излучение,
241 Ат
Рентгеновское
у-излучение
у-излучение
у-излучение, 137Cs
у-излучение
241Ат
у-излучение
у-излучение,137 Cs
р-излучение,
9OSr + 9оу
р-излучение
9°sr + soy
Обратное рассея-
ние
То же
Рассеяние вперед
Абсорбция
Обратное рассея-
ние
То же
Обратное рассея-
ние
То же
»
Рассеяние вперед
Поглощение
Обратное рассея-
ние
То же
3
5
До 10
Непрерывно
До 6 (регули-
руется)
До 150 (регули-
руется)
От 6 до 600
Непрерывно
Примечания. 1. Прибор БРА-11 предназначен для одновременного измерения в пробах зольности, а также
пределах 0,1 —10 %. 2. Прибор РАМ предназначен для одновременного непрерывного измерения зольности, а также
в пределах 3 — 20 %.
массовой доли серы в
массовой доли влаги
Проба, предназначенная для испытаний, подается на двухситный грохот
и рассеивается на классы. Каждый класс направляется в определенную секцию
трехсекционного бункера, расположенного под грохотом. Масса каждого класса
определяется с помощью весовой системы. При необходимости минеральные при-
меси из классов крупностью более 25 мм выбираются вручную и взвешиваются.
Техническая характеристика установки ОВП-2
Вместимость накопительного бункера, кг.................... 180
Производительность грохота, т/ч........................ 3 — 6
Число сит грохота ..................................... 2
Размеры отверстий сит, мм ............................. 5 0; 25; 13;
Электродвигатель:
тип.................................................. КОМ-12/4
мощность, кВт	.........................   1
частота вращения	ротора,	мин”1 ............. 1420
Максимальная масса	взвешиваемого материала, кг . . .	300
Габаритные размеры, мм:
длина.................................................. 2820
ширина................................................. 1960
высота................................................. 2190
Масса, т .................................................. 0,95
6
Изготовитель — Ново-Горловский машиностроительный завод, Донец-
кая обл.
На углеобогатительных фабриках, шахтах, разрезах СССР для отбора и
обработки проб зарубежное оборудование не применяется.
§ 4. Приборы для измерения показателей качества
На предприятиях угольной и углеперерабатывающей отраслей промышлен-
ности показатели качества в основном определяются лабораторными методами.
Длительность и трудоемкость анализов, выполняемых лабораторными методами,
приводит к большей численности персонала и невозможности использования
результатов опробования для оперативного регулирования технологических
процессов. Поэтому как в СССР, так и за рубежом создаются и применяются
в промышленности приборы и аппаратура для измерения основных показателей
качества (зольности, влажности, содержания серы) в потоках топлива и по
готовым лабораторным и аналитическим пробам.
В большинстве приборов для измерения зольности используется метод из-
мерения параметров ионизирующего излучения (рассеянного, характеристи-
ческого и т. д.).
Методы радиационного измерения зольности стандартизованы (ГОСТ 11055—
78) и предусматривают применение приборов, обеспечивающих измерение золь-
ности с погрешностью, приведенной ниже, при доверительной вероятности
р ™ 0,95.
Допустимая погрешность измерения зольности углей, %
Аналитиче- Лаборатор- Уголь
ская проба ная проба в потоке
Зольность , %:
<10 . . . .
>10	.
±0,5 (абс.)
±5 % (отн.)
±0,6 (абс.)
±6 (отн.),
но не больше
<25	................
>25	...............
1,5 % (абс.)
±6 (отн.)
±2 (абс.)
В приборах для измерения массовой доли влаги используются различные методы,
в том числе измерение полной проводимости конденсаторного датчика, измерение
отражения энергии СВЧ углем, метод магнитного резонанса и др.
При проверке прибора в соответствии с ГОСТ 11056—77 расхождения между
результатами измерения массовой доли влаги в потоке угля влагомером и ре-
зультатами определения ее лабораторным методом по ГОСТ 11014—81 не должны
превышать 1 % при доверительной вероятности р — 0,95 и числе определений
не менее 20.
Основные технические данные об отечественных и зарубежных приборах
для измерения показателей качества приведены в табл. ХШ.9 и Х1П.10.
595
СП
co
сь
Таблица ХШ.10
Технические характеристики приборов для измерения массовой доли влаги
Тип прибора, страна	Принцип действия	Пределы измерения массовой доли влаги, %	Объект контроля, крупность, мм	Время измерения	Погрешность измерения, %	Форма датчика
ВАК-4, СССР	Измерение полной проводимости конден- саторного датчика	3—20	Уголь, транспорти- руемый ленточным конвейером, 0—13	Непрерывно	±1,0	Типа «Лыжа»
«Фейтрон», ГДР	То же	0—60	Уголь, транспорти- руемый конвейером	Непрерывно	±0,5	d
у-золомер, ГДР	Промежуточная проба	5—22	0—6	у-излучение 17“Тт	Обратное рассеяние	*1	
«Вильмаг 78-16», ПНР	Измерение отраже- ния энергии СВЧ углем	3—30	Уголь, транспорти- руемый конвейером	Непрерывно	±1,0	Типа «Лыжа»
Золомер «Г», ПНР	Уголь на движущем- ся конвейере	3—40	0—30	у-излучение 241 Ат	Обратное рассеяние	- 
Simcar, Великобри- тания	Проба рядового угля или продуктов обога- щения	2—30	0—25	у-излучение 241Ат	Обратное рассеяние	— , „
A ERE, Великобрита- ния	Аналитическая проба	—	0—5	7-излучение 3H/Zr	То же	
Phase II, Великобри- тания	Проба рядового угля или продуктов обога- щения	2—50	0—40	у-излучение 109Cd	Ослабление	1
Влагомер ЯМР, Ве- ликобритания	Метод ядерного ма- гнитного резонанса	0—30	Лабораторная проба	—- 1 —	±1,0	
Hardt, ФРГ	Проба рядового угля или продуктов обога- щения	3—5Э	0—10	у-излучение 241 Ат	Обратное рассеяние	1	
Wedag, ФРГ	Поток пробы рядо- вого угля или про- дуктов обогащения				0—50	у-излучение 241 Ат	То же	Непрерывно
«Бробендер» Месстех- ник, ФРГ	Измерение полной проводимости конден- саторного датчика	5—15	Уголь, транспорти- руемый конвейером	Непрерывно	±0,5	Датчик рассеянного поля под лентой
Двухлучевой золомер фирмы «Рудзици», Япония	Проба рядового угля или продуктов обога- щения	5—25	0—15	у-излучение 241Ат, 137Cs	Ослабление	
у-золомер, Франция	Уголь в шахзных ва- гонетках	5—50	0—100	v-излучение 60Со	То же	1	"
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
Александрова Л. Д., Борц М. А., Степанова Д. И. Применение новых поли-
мерных флокулянтов на углеобогатительных фабриках. М., ЦНИЭИУголь, 1976.
Аммосов И. И. и др. Промышленно-генетическая классификация углей. М.,
Наука, 1978.
Андреев С. А., Зверевым В. В., Перов В. А. Дробление, измельчение и грохо-
чение полезных ископаемых. М. Недра, 1980.
Барский М. Д. Оптимизация процессов разделения зернистых материалов.
М., Недра, 1978.
Берлин А. М. Грохот с эластичным упругодеформируемым ситом для рас-
сева влажных углей. — Уголь Украины, 1981, № 7, с. 33—35.
Благов И. С., Зарубин Л. С. Современные обогатительные фабрики и усред-
пеяие^лей в_фРГ. м., ЦНИЭИУголь, 1978.	....
Благова 3. С.> Жорник В. И., Смураго Э. В. Опыт обогащения крупного
угля в трехпродуктовых тяжелосредных сепараторах. М., ЦНИЭИУголь, 1976.
Борц М. А., Гупало Ю. П. Обезвоживание хвостов флотации углеобогати-
тельных фабрик. М., Недра, 1972.
Борц М. А., Бочков Ю. И., Зарубин Л. С. Шнековые осадительные центри-
фуги для угольной промышленности. М., Недра, 1970.
Вейцер Ю. И., Минц Д. М. Высокомолекулярные флокулянты в процессах
очистки воды. М., Стройиздат, 1975.
Головнин Ю. М., Кошкин А. М. Технологические схемы и технические сред-
ства для обогатительных фабрик будущего. — В кн.: Развитие углеобогащения
в GC£P. М., Недра, 1979, с. 227—234.
Еремин И. В., Лебедев В. В., Цикарев Д. А. Петрография и физические свой-
ства углей. М., Недра, 1980.
Жовтюк Г. В., Беринберг 3. III., Волошинский Е. М. Двумерная модель
процесса грохочения. — Угцль .Украины, 1976v №_9, с. 45—46.
Жорник В. И., Благова 3. C.t Доброхотова И. А. Тяжелосредные двухпро-
дуктовые сепараторы для обогащения угля. М., ЦНИЭИУголь, 1979.
Зарубин Л. С., Иофа М. Б. Технология глубокого обогащения и обессери-
вания угля в тяжелосредных гидроциклонах за рубежом. М., ЦНИЭИУголь,
1980.
Иванов П. II., Ямпольский М. М. Экономико-математическая модель техно-
логической схемы углеобогатительной фабрики. Доклад на VI Международном
конгрессе по механическому обогащению угля. Париж, 1973.
Иофа М. Б., Зарубин Л. С., Хайдакин В. И. Обогащение мелкого угля в тя-
желосредных гидроциклонах. М., Недра, 1978.
Клемпнер К. С., Васильев А. Г. Физические методы контроля зольности угля.
М., Недра, 1978.
Коткин А. М. Система оптимизации схем и режимов обогащения угля. До-
клад на 17-ом Международном симпозиуме по применению ЭВМ и математических
методов в горных отраслях промышленности. М., ЦНИЭИУголь, 1980.
Маширов Б. С., Голенцева Р. А., Кондратенко А. Ф. Фильтр-прессы для об-
работки отходов флотации на обогатительных фабриках ПНР. М., ЦНИЭИ-
Уголь, 1978.
VIII Международный конгресс по обогащению углей. М., Внешторгиздат,
1980.
Механизация контроля качества товарной продукции на предприятиях
угольной промышленности./А. М. Коткин, П. Т. Скляр и др. М., ЦНИЭИУголь,
1976.
Молявко А. Р., Кинареевский В. А., Миллер Э. В. Техника и технология
противоточного гравитационного обогащения угля. М., ЦНИЭИУголь», 1980.
Назаренко В. Л4., Зинич Л. М., Васько И. И. Совершенствование техники
и технологии процесса флотации на углеобогатительных фабриках Донецкого
бассейна. М., ЦНИЭИУголь, 1981.
598
Оборотное водоснабжение углеобогатительных фабрик./И. С. Благов,
М. А. Борц, Б. И. Вахромеев и др. М., Недра, 1980.
Оборудование для обогащения углей. Сщщвлчнос пособиПод общей ред.
Б. Ф. Братченко, М., Недра, 1979.
Опыт эксплуатации тяжелосредных гидроциклонов на обогатительных фаб-
риках. М., ЦНИЭИУголь, 1981.
Пономарев И. В. Дробление и грохочение углей. М., Недра, 1970.
Рейтер И. Полимерные синтетические флокулянты и их применение при
обогащении минерального сырья. — Глюкауф, 1976, № 3, с. 23—28.
Рубин Ю. М., Марголин Ю. А., Лобанов А. В. Новые аппараты для сушки
флотационного концентрата и шлама. М., ЦНИЭИУголь, 1978.
Самылин Н. А., Золотко А. А., Починок В. В. Отсадка. М., Недра, 1976.
Самылин И. А., Золотко А. А., Починок В. В. Наладка и регулировка от-
садочных машин на углеобогатительных фабриках. М., Недра, 1977.
Святец И. Е., Агроскин А. А. Бурые угли как технологическое сырье. М.,
Недра, 1976.
Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы. М., Недра,
1982.
Справочник по обогащению углей. М., Недра, 1974.
Технология обогащения антрацитов. М., Недра, 1974.
Трайнис В. В., Рожков В. А. Самобалансный грохот ГИСЛ-82 для рассева,
обезвоживания и отмывки продуктов обогащения углей, антрацитов и слан-
цев. — В кн.: Обогащение и брикетирование угля. М., ЦНИЭИУголь, 1981.
Филиппов В. А. Техника и технология сушки угля. М., Недра, 1975.
Фоменко Т. Г., Коткин А. М.. Бутовецкий В. С. Гидравлическая классифи-
кация угля. М., ЦНИЭИУголь, 1972.
Фоменко Т, Г., бутовецкий В. С., Погарцева Б. М. Водно-шламовое хозяй-
ство углеобогатительных фабрик. М., Недра, 1974.
Фоменко Т. Г.. Бутовецкий В. С.. Погарцева Б. М. Технология обогащения
углейv М., Недра, 1976.
Циперович М. В'.. Курбатов В. ПХворое В. В. Обогащение углей в тяже-
лых суспензиях. М., Недра, 1974.
Щелинский А. А., Лопаенко А. Ф. Аппаратура автоматизации процессов и
аппаратов водно-шламовой системы углеобогатительных фабрик. — Уголь,
1980, № 7, с. 63.
Ямпольский М. Н. Математическое моделирование технологических процес-
сов обогащения углей. Доклад на 17-ом Международном симпозиуме по при-
менению ЭВМ и математических методов в горных отраслях промышленности.
М., ЦНИЭИУголь, 1980.
Ямпольский М. Н. Метод оценки обогатимости углей и эффективности про-
цессов обогащения. — В кн.: Развитие углеобогащения в СССР. М., Недра,
1979. с. 235—241.
ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
Абразивность 14, 15
Автоматическая система стабилиза-
ции уровня пульпы 373
Автоматический
— дозатор реагентов 395
— регулятор разгрузки тяжелых
продуктов 284
-------------с	пневматическим	при-
водом 284, 285
—------------с	электрическим	при-
водом	284,	285
---- плотности	суспензии 206
Адсорбция
— реагентов 353, 354, 355, 358
— флокулянтов 478, 491
Анализ технологических схем 46
Аппарат
— для подготовки пульпы 391,392, 418
---- кондиционирования пульпы 393
Аппаратура автоматического кон-
троля нагрузки по твердому 401
Аэратор 369, 371, 383, 390
Аэрация пульпы 365, 368, 370—372,
379, 391
Аэросуспензия 347
Аэрофлокулы 359
Багер — зумпф 180
Бак регулирующий 211, 212
Балластные примеси 46
Барабан сепараторов 216
Барабанный	гр ох от-дробилка	157,
161
Блок-аэратор 371—375, 378, 379
Ванна сепаратора 187, 189, 190, 202,
206, 207, 230
Вакуум-фильтры 395, 444, 446, 447,
449, 450, 485
— барабанные 446
— дисковые 449, 450, 453, 485
— ленточные 453
Влага 17, 431
— адсорбционная 431
— внешняя (поверхностная) 17, 431
•	— внутренняя 431
—	гигроскопическая 17, 505
—	капиллярная 17, 431
— конституционная 17
—свободная 431, 505, 506
— связанная 431, 505
Влагоадсорбирующая способность 9
Влагоемкость угля 431
Влагосодержание топочного газа 504,
505, 511, 512
Влажность 8, 13, 17, 39, 46, 504
— абсолютная 504, 506
600
— исходного материала 83
— относительная 504, 506, 507
Витрен 5
Внутренняя поверхность 9
Вода
— подэешетная 244, 246, 279, 290
— транспортная 275, 282, 290
Водно-шламовая схема 46, 179, 311,
407
Водно-шламовое хозяйство 461
Водно-шламовый цикл 408
Воздушный
— поток 331, 332, 333, 341, 347
— цикл отсадки 238, 243, 244, 278, 280
Время флотации 410
Всплывший продукт 205, 206, 230
Выбор технологических схем 46, 67
Выход летучих веществ 20, 21, 22, 25,
38, 39
Вязкость суспензии 170, 190, 192,
197, 198, 199
---- аналитическая 198
---- динамическая 197
— среды, загрязненной шламом 456
— технической воды 457
Газораспределительная решетка 529,
535, 536
Генезис 5
Генетическая связь 5, 6
Генетический признак 6
Геологические факторы 5, 6
Гидравлические классификаторы 177,
178, 179
----конические 179, 182, 183
---- пирамидальные 179
----отстойные 182
— — скребковые 179, 182
----центробежные 183
----элеваторные 180, 181
Гидратная оболочка 356
Гидрогрохоты 90, 107, 109, НО
Гидродинамическое сопротивление
среды 188
Гидрофобность угольной поверх-
ности 8
Гидроциклоны 187, 230
— двухпродуктовые 187, 196, 231, 232
— трехпродуктовые 187, 194, 199, 232
— тяжелосредные 192, 195
—• цилиндрические 196
— цилиндроконические 196
Глубина обогащения
Горная масса 310, 312, 318
Горючая масса 20
Граничная крупность разделения
Гранулометрическая характеристика
482
Гранулометрический состав
— — магнетитовых концентратов
197
— — угля 80, 81, 85, 567
----утяжелителя 196
•---шлама 405
Гребковый механизм (устройство)
202, 205
Грохочение 80, 431
— контрольное 110
— мокрое 80, 83, 84, 85, 100, 107
— обезвоживающее 80, 93, 131
— окончательное 80, 82, 93, 100, 123
— подготовительное 80, 82, 83, 84,
85, 93, 100, 106, 123
— предварительное 80, 90, 92, 123
— сухое 80, 83, 84, 85, 100
Грохоты классификационные 80
— — вибрационные 120, 121, 122, 219,
223, 231, 405, 434
— — дуговые 89, 112, 202, 208, 229
----инерционные 90, 91, 93, 126,
433 434
----конусные 89, 113, 121
----ленточно-струнные 90, 106
— — обезвоживающие 132, 134, 202,
208, 219, 312, 313, 433
----обесшламливающие 208, 228, 229
----плоские 89
— -резонансные 90, 94, 100, 101,
433, 434
— — самобалансные 90, 100, 433
----с неподвижной просеивающей по-
верхностью 89, 90, 105, ПО, 219
----с подвижной------ 89, 90, 93, 434
----с упруго деформируемой поверх-
ностью 105
— — с электрообогревом сит 90, 102
— — центробежные 90, 102, 122
----цилиндрические 89, 92
— - шнековые 103
Датчик объемного расхода пульпы 399,
400
Действительная плотность 7
----------компонентов 8
—	— минеральных примесей 7
—	— органической массы 7
—	— сухого угля 7, 8
Диспергирование воздуха 366, 379
Дисперсность 7
Дренажная решетка 432
Дренирование 431
Дробилки 138
— валково-зубчатые 141, 143, 159
валковые 140
-— зубчатые 156
—конусные 151, 158
— молотковые 144, 147, 159
— отражательные 160, 161
— роторные 144, 148, 160
— центробежные 148, 150
— щековые 138
Дробление 80, 136, 137
— подготовительное 136
Дробящий эффект 147
Дуговые сита 184, 185, 314
Дюрен 5
Дюрено-кларен 5
Железоотделитель
— барабанный электромагнитный 163
— самор загружающийся 162
— шкивной электромагнитный 162
Живое сечение сит 127
Загрузочное устройство 187, 191, 205,
208
----желобное 275
----обесшламливающее (УЗО) 275,
282
----отсадочной машины 260, 275
----с дуговым ситом 275
Зольность 7
—	легких фракций 44
—	угля 19, 75
—	угольной пробы 7, 8, 15
Зона
— просушки 447
- - обезвоживания 181
— фильтрования 447
Извлечение горючих компонентов 46
Измельчение 136
Импеллер 367, 368, 371, 372, 374, 379
Ингредиент 5
Инерционный вибратор 90, 91
Индекс Рога 20, 23, 31
— свободного вспучивания 38
Интервал отбора проб 286
Исходный материал 80, 81, 108
Категория обогатимости угля 43,
249
---- легкая 249
----очень трудная 249
„ — трудная 249
--- — средняя 249
Ка чественно- кол ичествен на я
технологическая схема 46, 49
Керосин 361
— окисленный 362
— осветительный 361
— отсульфированный 361
Классификаторы отстойного типа 181
Классификационные параметры 20
Классификация углей 20, 166
---- в гидроциклонах 227
----в водной среде 166
----в воздушной среде 166
---- гидравлическая 177, 178
601
----международная 38
---- мокрая 219
----по крупности 26, 180
---- по плотности 180
----по обогатимости 39
---промышленно-генетическая 26
---- сухая 219
----технологическая 20
Кларен 5
Кларено-дюрен 5
Кодирование 29, 39
Кодовая система 28, 29
Компоненты угля 15
----------неорганические 17
Конвейеры
—	ленточные 576
—	пластинчатые 571
—	скребковые 573
Конвейерные весы 567
Кондиционная суспензия 199
Конечная скорость падения частиц
168, 170
Контактный чан 390
Контроль
—	качества продуктов обогащения 567
— количественный 567
Концентрат 74, 76, 181, 206, 219, 224,
238, 285, 433, 449, 465, 468, 504, 518
Концентрация
— массовая 200, 201
— объемная 200, 201
— основного вещества 489
— суспензии 200
— шлама 200
Концентрационные столы 320, 321,
324
Корпус
— гидроцнклона 209, 213
сепаратора 205
Коэффициент
— вариации 571, 572
— внешнего трения
— динамической вязкости 197
— избытка воздуха в топке 511
— крепости угля 10, 137, 142
— надежности 570, 571
— остаточной серы 54
— пластической вязкости 198
— полезного действия (КПД) сушилки
513
— полноты отдувки 445
•	— равнопадаемости частиц 170, 173,
176
—	разрыхления угля 142, 152
—	скорости расслоения 241
—	сопротивления 166, 174, 178
—	рабочей жидкости 334
—	температуропроводн ости 13
—	теплообмена 532
—	теплопроводности 13, 14, 532
—	трения 12
602
—	шкалы гидравлической классифи-
кации 178
Краевой угол смачивания 353, 357, 431
Крепость (прочность) угля 10
Кривые
—	Бэрда 42
—	обогатимости 42
—	плотностей 42
—	разделения 71
—	средней зольности концентрата 42
----------------отходов 42
----------элементарных зольностей 42
Критерий качества 241
Критическая скорость потока 166
Кубовые остатки 362, 363
Легкие фракции 281, 295, 306
Летучие вещества 15, 16, 20
Магнетитовая суспензия 186, 187, 199,
202, 215, 218, 226
---- разбавленная 233
Магнетитовый концентрат 186, 196,
222, 226, 233
Магнитная
—	восприимчивость 13, 346
—	проницаемость 197
—	регенерация 227
Магнитные сепараторы 346
---- барабанные 346
----роликовые 346
Массовая доля
----минеральных примесей 567
----рабочей влаги 567, 572, 574, 575
Масса пробы 570
Машинный класс 80, 107, 109, 219,
223, 226, 229
Метод опробования 570, 573
---- выборочный 570
----сплошной 570
Методы оценки
----обогатимости 42
------- аналитические 44
— — — графические 42
----результатов обогащения 71
----технологических схем 64
Методы электрического обогащения
угля 344
---------- коронный 344
----------трибоадгезионный 344
---------- электростатический 344
Механизированная выборка породы
349
Механическая прочность угля 7, 9
Микрокомпоненты 6, 7
Микротвердость 11
Минерализация
—	воды 458
—	пены 358
Минеральный состав шламов 462
Минеральная суспензия 186, 196
Минеральные компоненты 19, 316
Минеральный состав 13
Минералы 18, 19
Минимальная масса точечной пробы
571, 573, 574, 575
Модуль Юнга 12
Молекулярная масса 480, 485, 486, 487
Морфологические особенности за-
легания 18
Насыпная плотность угля 8
Нелетучий остаток 21, 22, 24
Нижний класс 81
Нормы потерь магнетита
-------с продуктами обогащения 233
-------с отходами регенерации 233
Нормы расхода воды на мокрую клас-
сификацию 99
------- на гидрогрохот 99
-------на отсадочную машину 245
— допустимого засорения продуктов
отсадки 253
Обезвоживание 17, 107, 117, 431, 432,
433, 434, 476
— в бункерах 432
— в центрифугах 434
— в элеваторах 432
— мелкого концентрата 434, 435
— механическое 17
— на грохотах 433
— отходов обогащения 469
----флотации 453, 476
— продуктов обогащения 231, 434
— термическое 17
— шламов 497
— флотоконцентрата 497
Обезвоживающая поверхность 440
Обезвоживающий
— бункер 432
— элеватор 432, 433
Обесшламливание 107, 113, 219, 228
Обогатимость угля 331
Обогащение угля 46, 73
-----в аэросуспензиях 347
----в наклоннотекущем потоке 293
----в тяжелосредных сепараторах 73,
192, 202
----в тяжелосредных циклонах 73
----в тяжелых средах 186, 202, 223
---- гравитационное 174
----на концентрационных столах 320
Оборотная вода 180, 181, 288, 289,
291, 450
Обработка проб 567, 573, 575, 588
Общая масса пробы 286
Объемный выход летучих веществ 20
Объемная концентрация суспензии
197
Объединенная проба 567, 570, 573,
574, 576
Опробование 286, 567
— конечных продуктов 567, 570, 571
—	промежуточных продуктов 567,
570
Опробуемый материал 570, 571, 573
Оптические свойства углей 12
Органическая масса угля 8, 15
Органические компоненты 19
Органическое вещество угля Г/
Осаждение твердого из суспензии 431,
482
Осветление
—	оборотной воды 478
—	отходов флотации 482, 503
—	суспензии 194
Отбор проб 287, 570, 573, 574, 575
Отвальная порода шахт 312
Отмывка
—	магнетита 232
—	продуктов обогащения 231, 232
Отражательная способность 6, 12, 13
Отсадка 237
—	контрольная 237
—	крупного угля 237
—	мелкого угля 237
—	неклассифицированная 237
— основная 237
— ширококлассифицированного угля
237
Отсадочная машина 238, 239
----беспоршневая 239, 260
----с боковым расположением воз-
душных камер 260
----с подрешетным расположением
воздушных камер 260, 268, 273, 274
Отсадочная постель 238, 288
----естественная 238, 256, 290
----искусственная 238, 268, 280, 281
— — породная 238
----пр ом продуктовая 238
Отходы 468, 469, 567
— отсадки 239
— флотации 471, 474, 475, 478
Параметры
—	отсадки 243
----гидродинамические 243
----режимные 256
----технологические 243, 256
—	потоков воздуха 46
—	разделения на концентрационных
столах 325, 329
Партия топлива 567, 574
Пенная флотация 353
Пеногаситель 394
Пеногон 370, 377
Перемывочный продукт 257, 258
Периодичность
—	анализа проб 575
—	обработки проб 575
— опробования 568
603
Петрографические составляющие ка-
менных углей 6
Петрографический состав углей 5, 7,
9, 17, 403, 407
Пирамидальное отстойники 424
Питатели реагентов 395
Плотность 187, 455, 465
—	влажного газа 507
—	воздуха 331, 347
—	действительная 7, 8, 465
—	загрязненной шламом воды 456
—	кажущаяся 8, 465
— насыпная 8, 90, 465, 4С6
—	органической массы угля 7, 8
—	разделения 192, 195, 196, 197, 231,
233 236
—	суспензии 192, 195, 197, 200, 226,
233, 346
—	сухого газа 510
— твердой фазы суспензии 200, 347
—	технической воды 455
—	утяжелителя 197, 347
Площадь ячеек сита 85
— просеивающей поверхности 85
Пневматические
— отсадочные машины 331, 333, 340,
343
— сепараторы 331, 335
----поперечно-поточные с продоль-
ным наклоном 335
----. — с поперечным наклоном ра-
бочей поверхности к горизонту 335
Пневматическое обогащение 331
Поверхностная влага 85
Поверхностно-активные вещества
355, 362
Поверхностное натяжение 353, 356,
357, 431, 465
Поверхность фильтрования 446
Погрешность опробования 574, 575
---- базовая 574
Подготовка пульпы 404
Подрешетная вода 244, 245
Подрешетный продукт 311
Показатели обогащения 235
— эффективности обогащения 233
Показатель
— коксуемости
— обогатимости 74, 75, 76
— отражения витринита 29, 30
— pH среды 412
Полиакриламид 379
—	аммиачный 484
—	аммонийный 489
— гелеобразный 495
—	гранулированный 485
—	известковый 490
Пористость 9, 13, 466
—	шлама 465, 467
Потонувший продукт 205, 230
Предельное напряжение сдвига 198, 199
604
Представительность проб 570
Прилипание частиц к воздушному пу-
зырьку 353
Проба
— аналитическая 570, 588, 592, 595
—	готовая 573
—	контрольная 573
—	лабораторная 567, 588, 589
—	осветленной жидкости 488
—	продуктов обогащения 573
—	товарная 573
Пробоотборники 576
—	баровые 576, 582
—	грейферного типа 583
—	ковшовые 576, 584
—	лотковые с самооткрывающимся
дном 582
-	- маятниковые 576
—	скреперные 576, 577
—	с боковым раскрытием ковша 582
—	с отсекающей планкой 576, 582
—	щелевые 576
Продукты грохочения
—	•—надрешетный 80, 81, 82, 93,
108, 185, 219
----подрешетный 80, 82, 90, 99, 107,
108
Промежуточный продукт 76, 187, 206,
219, 241, 258, 260, 263, 468, 504
Промывная вода 233, 224
Просеивающая поверхность 85, 86,
89, 90, 106
Пульпа 178, 183, 215, 353, 358, 366,
367, 371, 382, 383, 391, 393
—	разжиженная 185
—	сгущенная 185
Пульсатор 270
—	клапанный 270, 275
—	роторный 273, 274
Пьезометрический напор 212
Работа, затрачиваемая на дробление
(работа дробления) 137
Рабочий орган дробилки 152
Рабочая поверхность пневматических
сепараторов 331, 332, 333, 336, 339
----отсадочных машин 342
----грохота 92, 101
---- концентрационного стола 324
Рабочий раствор флокулянта 491,
495
Радиальные сгустители 227, 424, 471,
475, 478, 499
Разгрузочные
—	камеры сушилок 542, 550
—	устройства сушилок 541
Разделение
—	на сорта 55
—	по крупности 328
—	по плотности 186, 296, 328
—	рядового угля 46
Разделение минеральных частиц
—в аэросуспензиях 331
— в воздушной среде 331
Разрыхленность постели 332, 333, 335,
339, 343
Расслаивание (разделение) материала
----по крупности 331
---- по плотности 331
Расслоение постели
----по крупности 333, 342
----по плотности 333, 342
Распределители реагентов 398
Расход
— реагента 200, 361, 409, 429
— сжатого воздуха 284, 290
Реагенты-пептизаторы 200
Реагентный режим 359
Регенерация
— магнетитовой суспензии 198, 218
— оборотной воды 55
— разбавленной суспензии 222, 226
— утяжелителя 349
Регулировка
— наладочная 277, 278
— оперативная 277, 278
Регулятор уровня пульпы 403
Режимы отсадки 256
Рентгенометрические сепараторы 350
Рифли 324, 329, 330
Роторный разгрузчик 270
Ряд метаморфизма 12
Свойства угля
---- диамагнитные 13
----диэлектрические 7, 13
---- парамагнитные 13
----тепловые 13
— — упругие 11.
---- физические 6, 7
—	— химические 6
—	— электрические 7, 13
Сгущенный продукт 184
Сгуститель с осадкоуплотнителем 471
Сгущение
—	отходов флотации 471
—	суспензии 194
Сепараторы
—	воздушно-суспензионные 347
—	крутонаклонные 293, 295, 297, 315
—	противоточные 295, 318
— трения ленточного типа 351
----листового типа 351
— тяжелосредные двухпродуктовые
191, 199, 202, 230
------- барабанные 207
------- конвейерные 207
-------с вертикальным элеваторным
колесом 191, 202, 204, 207
— „----с наклонным------191, 202
----трехпродуктовые 196, 202, 205,
207, 221
— центробежно гравитационные 296,
297
— шнековые вертикальные 293, 295,
298, 303, 315
----горизонтальные 293, 297, 301,
315
Сепараторы регенерации суспензии
187, 222
— магнитные 222, 233
— электромагнитные 233
Система
— автоматического регулирования
разгрузки 264
— водоснабжения отсадочных ма-
шин 278
—	нарифлений 329
—	стабилизации удельного расхода
реагентов 399
	 уровня пульпы 402
—	управления режимом пульсаций
270
Ситовый анализ 178
Гранулометрический
— состав 427
----исходного угля 49, 247
----шлама 427, 429
— — продуктов обогащения 49, 312,
427, 428
Скорость
— винтового потока суспензии 193
— восходящего------177
— критическая 166
— осаждения 458
— осветления 487, 488, 494
— падения 168, 174
— прилипания частиц угля к воздуш-
ным пузырькам 360
— сушки 505
— фильтрования 445 J
— флотации 403
Сливной патрубок 193, 208, 211
Смачиваемость 353
Смеситель
— двухкамерный 212, 213
— однокамерный 212
Смывная вода 324
Содержание
— влаги 17
— серы 17
— твердого в пульпе 407, 414
---- в оборотной воде 457, 465
Солевой состав воды 458
Сопротивление сжатию угля 152
Спекаемость 6, 7, 20, 23, 38
Спирты 362, 363
Стадии дробления 137
Стадия метаморфизма 7, 9, 13, 403,
411, 412
Статор флотационной машины 367,
371, 375, 379, 390
Статический напор 368
605
Степень
—	восстановленности угля 7
—	дробления 136, 137, 138
—	заполнения объема 465
—	измельчения угля 136, 137
—	обезвоживания 436	.
—	обогатимости 43
—	смачиваемости 353
— углефикации 5, 15, 504
Стесненное осаждение частиц 174
------- в органической среде 174
Схема
— автоматического управления фло-
тационными машинами 399
—	вакуумного фильтрования шлама
46
—	водоснабжения гидрогрохотов ПО
—	классификации шлама 179
—	обезвоживания мелкого концен-
трата 180
•	— обогащения	в центробежно-гра-
витационных сепараторах 315
----угля в тяжелых средах 46
—	опробования 568
—	отсадки 46, 257
•	— подачи воздуха для отдувки осадка
451
----пенного продукта на вакуум-
фильтры 452
—	подготовки пульпы 399
— разбавления раствора флокулянта
495
— раздельной регенерации суспен-
зии 226, 227
— размещения точек контроля ка-
чества 567
— регенерации суспензии двухста-
диальная 226, 227
------- комбинированная 226
-------одностадиальная 226
— складирования твердых отходов
469, 470
—	сушильных установок 552
—	углеприема 46
—	узлов технологических комплексов
46, 49
—	улавливания шлама 423
—	цепи аппаратов 46
—	флотации 46, 412
----двухстадиальная 427, 429
----одностадиальная 429
---- перечистная 413, 424
---- прямая 423
Суспензия 200, 201, 204, 205, 208, 211,
212, 219, 459
— кондиционная 219, 223, 224, 231
— некондиционная 219
— рабочая 222, 230, 233
— разбавленная 226
— регенерированная 226
Сушилки
606
— барабанные 515, 517, 518, 520,
539, 543
----прямоточные 521
— кипящего слоя 529, 532, 535, 550
— противоточные центробежные 522
Сушильный
— агент 506, 507, 511, 512, 515, 530,
536, 550
— аппарат 514, 515, 528, 545, 546
— барабан 517, 518, 520
— установка 511, 538, 548, 550, 552
Сушка
—	естественная 431
— термическая 431, 504
Т вердость
—	динамическая 10
—	склерометрическая 10
—	углей 10
Твердая фаза 459
Теория отсадки 239, 240
Теплоемкость
—	высушенного материала 512
—	минеральных примесей 13
—	продуктов сгорания 509
—	сухого газа 13, 507
— удельная 13
Теплоноситель 506, 507
Теплопроизводительность топки 539
Теплота сгорания топлива 507, 511, 571
Теплосодержание
— влажного газа 507
— водяного пара 507
— сухого газа 507
Теплопроводность 13
Теплота сгорания 15, 16, 38
----удельная 15, 16, 20
----высшая 16, 38, 39
----низшая 16
Температуропроводность 13
Термическая обработка 13
Термическое разложение углей 15
Термомагнитное обогащение 343, 346
Техническая характеристика
----аппарата для подготовки пульпы
391
------- для кондиционирования
пульпы 393
---- вакуум-фильтра 449
----вибрационной фильтрующей
центрифуги 439
---- гидроциклонов 184
---- дозатора реагентов 396
----контактных чанов 391
----концентрационных столов 325,
328
---- лопастного питателя 325
----машин для подготовки проб 588,
589, 592
----обезвоживающих элеваторов
432
---- оборудования 49
----осади тел ьно-фильтрующей цен-
трифуги 444
----отсадочных машин 264, 266, 269,
271
- — - питателей 547, 548
— — приборов для измерения золь-
ности и массовой доли влаги 594, 596
----просеивающих поверхностей
130, 131, 132, 133
----пневматических отсадочных ма-
шин 341
------- сепараторов 336
----пылеулавливающих аппаратов
543, 545
----радиальных сгустителей 473
----распределителя реагентов 399
---- сборников суспензии 214
----сгустителя с осадкоуплотни-
телем 474
----скребковых классификаторов
182
— — турбовоздуходувок 276
----тяжелосредных гидроциклонов
210, 213
— — установок для отбора проб 583,
584, 585
----фильтр-пресса 454
----флотационных машин 374, 376,
379, 382, 383, 384
----центробежно-гравитационных се-
параторов 298, 299, 302, 303
----шнековой фильтрующей цен-
трифуги 437
— — элеваторных классификаторов
181
— — электромагнитных железоотде-
лителей 164
-------сепараторов 217
Техническая характеристика грохо-
тов
—------вибрационных 119
— — гидрогрохотов НО
—------дуговых 113, 185
----— инерционных 91, 94, 96, 119,
408
— — — конических 114, 115, 116, 118,
186
—	— — ленточно-струнных 106
	самобалансных 101, 119, 407
— — — с электроподогревом	сит 101
—	—---шнековых 103
~ -----центробежных 102
—	цилиндрических 92
-------цилиндроконических	117
Техническая характеристика дробилок
-----— валково-зубчатых 141, 159
--------конусных 152, 153
---- молотковых 144, 147
-----роторных 149
— — — шнековых 139
-------центробежных 150
Техническая характеристика
— — пробоотборников барового типа
583
-------ковшовых 576
----- — маятниковых 580
-------скреперных 577
-------с отсекающей планкой 582
-------щелевых 588
----разгрузочных устройств су-
шильных барабанов 541
----сушилок «кипящего» слоя 532
----труб-сушилок 527
----топок с цепными решетками пря-
мого хода 537
---- топок с цепными решетками об-
ратного хода 537
Техническая вода 455, 458
Технологическая эффективность
----отсадки 248
----отсадочной машины 265, 273, 288
Технологические параметры
----пневматического обогащения 338
Товарные продукты обогащения 46
Толщина пластического слоя 20, 21,
23, 25, 26, 31
Топка 504
— камерная 536, 538
— пылеугольная 538
----с молотковыми мельницами 538
----со среднеходовыми мельни-
цами 538
— слоевая 536, 537
— с цепными решетками прямого хода
537
— с цепными решетками обратного
хода 537
— факельно-слоевая 536
Точечная проба 567, 570, 571, 573,
574, 575, 585
Точки опробования 567/ 585
Точность
— опробования 573
— разделения 186, 199, 221, 288
Транспортная вода 244, 245, 247
Трубы-сушилки 542, 549, 550
Турбовоздуходувка 276, 277
Турбулентный поток 297, 321
Тягодутьевые устройства 545
Тяжелосредный гидроциклон 222,
225, 230
----двухпродуктовый 208, 210, 223,
230
----трехпродуктовый 209, 210, 224,
230
Тяжелые фракции 281, 295, 306
Тяжелый продукт 257, 263, 265
Угол
— естественного откоса 8, 467, 518
— наклона грохота 86, 88
607
----просеивающей поверхности 86,
123
Угольное вещество 15
Удельная
— поверхность 137, 467
— производительность грохотов 82,
86, 87, 195
Узел загрузки сушилки 528
Уровень
— отсадочной постели 284
— пульпы 370, 384, 388
Утилизация отходов углеобогащения
475
Утяжелитель суспензии 186, 194
Фактор разделения 435
Фильтрат 445
Фильтрование 431, 445
— отходов флотации 452, 502
—	центробежное 431
—	флотоконцентрата 501
Фильтрующая перегородка 445
Фильтр-пресс 446, 453, 454
Флокулирующая активность 485,
486, 491, 492, 494
Флокулы 478
Флокулянты 478, 483, 486, 487, 491,
492
— анионактивные 478, 480, 483, 485,
497
— ионогенные 478
— катионактивные 478, 480, 483, 487,
491
— неионогенные 478, 497
— низкомолекулярные 480, 498
— полимерные 499
— среднемолекулярные 480
Флокуляция 478, 482, 483
— мостиковая 478
Флотационная пена 352, 358, 359, 367
---- агрегатная 359
---- двухфазная 358
---- минерализованная 358
---- пленочная 359
----пленочно-структурная 359
----трехфазная 358
Флотационные машины
----камерные 366, 368
— — механические 366, 374
----пневматические 366, 383, 384
----пневмомеханические 366, 378
----противоточные 383
----прямоточные 366, 372, 374, 378,
379
Флотационные реагенты 352, 354, 355
----аполярные 354
----вспениватели 354, 358, 365, 398,
414, 417
•---гетерополярные 354, 355, 356
---- подавители 354
----собиратели 354, 398, 414, 417
608
Флотационный
— комплекс 356, 367
— концентрат 386, 414, 425, 444
Флотация
— масляная 353
—пенная 352
— пленочная 353
— шламов 55
Фракционный
— анализ 42, 43
— состав 73, 249
----исходного угля 49, 70, 249, 250,
312
----продуктов обогащения 49, 312
----отсадки 241, 242
----флотируемого материала 405
Фугат 441
Фюзен 5
Характеристика
— обогатимости 39
---- легкая 39
— — трудная 39
— исходного угля 49
— крупности 81
— обогащаемого угля 49
— продуктов обогащения 49
— товарного продукта 49
Химический
— анализ углей 15
— состав — 6
Хрупкость углей 9, 10
Центрифугирование 431, 434
Центрифуги 434, 435
—• вертикальные 437
— горизонтальные 440
— осадительно-фильтрующие 441
— осадительные 434, 441, 478, 482
— с вибрационной выгрузкой осадка
435, 437
— с центробежной------- 435, 436
— со шнековой-----442
Цикл пульсаций 279
Циркуляция суспензии 202
Число Рейнольдса 166, 167, 168
Шкала грохочения 80
Шлам 178, 180, 182, 183, 185, 187,
198, 313, 352, 373, 385
— вторичный 460
— зернистый 459
— первичный 460
— рядовой 459
— тонкий 459
Шламообразование 461
Элеватор 180, 573
Элеваторное колесо 202, 204, 205, 230
Электрические сепараторы 344, 345,
346
---- барабанные 345
----камерные 345
----каскадные 345
---- ленточные 345
----многоступенчатые 345
----одноступенчатые 345
---- пластинчатые 345
----породовыборные 349
----трубчатые 345
Электрическое
—	обогащение 344
—	сопротивление 13
Электрофизические методы обогаще-
ния 7
Элементарный
—	акт флотации 353
Элементный
—	состав топлива 510
---- углей 15, 16
Эффективность
—	гидравлической классификации 183
—	грохочения 82, 83, 88, 89, 91, 94,
98, 117
—	обезвоживания 431
—	обогащения 67, 233
-------в пневматических отсадоч-
ных машинах 333
----------сепараторах 338, 339
----на концентрационных	столах
327
----шлама 236
—	очистки газов 521
—	пирамидальных классификаторов
180
—	процесса сушки 529
—	разделения 191, 248, 249, 250
—	флокуляции 482, 483
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие ....................................................... 3
РАЗДЕЛ I. УГЛИ, ИХ СВОЙСТВА И КЛАССИФИКАЦИЯ........................ 5
Глава 1. Физические и химические свойства углей.................... 5
§ 1.	Петрографический состав....................................... 5
§ 2.	Физические свойства........................................... 7
§ 3.	Химические свойства.......................................... 15
§ 4.	Неорганические компоненты углей.............................. 17
Глава 2. Классификация углей ..................................... 20
§ I.	Промышленная	классификация.................................. 20
§ 2.	Классификация	по крупности................................... 26
§ 3.	Классификация	по генетическим и технологическим параметрам	27
§ 4.	Международная	классификация углей............................ 38
§ 5.	Классификация	углей по обогатимости.......................... 39
РАЗДЕЛ II. ВЫБОР ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ
ФАБРИК И ИХ ОЦЕНКА ............................................... 46
Глава 1. Анализ технологических схем ............................. 46
§ 1.	Способы представления схем цепи аппаратов и технологических схем 46
§ 2.	Применяемые технологические схемы............................ 54
Глава 2. Методы оценки и выбора технологических схем.............. 70
РАЗДЕЛ III. ГРОХОЧЕНИЕ И ДРОБЛЕНИЕ (ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ) УГЛЕЙ. . .	80
Глава 1. Грохочение............................................... 80
§ 1.	Основные сведения............................................ 80
§ 2.	Закономерности процесса грохочения........................... 81
§ 3.	Производительность грохотов.................................. 86
§ 4.	Отечественные грохоты для классификации и обезвоживания углей 89
§ 5.	Зарубежные грохоты.......................................... 118
§ 6.	Просеивающие поверхности.................................... 123
Глава 2. Дробление и измельчение углей .......................... 136
§ 1.	Основные понятия............................................ 136
§ 2.	Конструкции отечественных дробилок.......................... 138
§ 3.	Зарубежные дробилки......................................... 156
§ 4.	Электромагнитные железоотделители .......................... 162
РАЗДЕЛ IV. КЛАССИФИКАЦИЯ В ВОДНОЙ И ВОЗДУШНОЙ СРЕДАХ. . .	166
Глава 1. Теоретические основы движения тел в среде .............. 166
§ 1.	Закономерности свободного падения........................... 166
§ 2.	Закономерности стесненного падения ......................... 174
Глава 2. Гидравлическая классификация............................ 177
§ 1.	Основные закономерности гидравлической классификации ....	177
§ 2.	Гидравлические классификаторы .............................. 178
РАЗДЕЛ V. ОБОГАЩЕНИЕ В ТЯЖЕЛЫХ СРЕДАХ............................ 186
Глава 1. Общие сведения.......................................... 186
Глава 2. Элементы теории и экспериментальные исследования ....	187
Глава 3. Требования к утяжелителям и свойства суспензии.......... 196
610
Глава 4. Оборудование............................................. 202
§ 1.	Тяжелосредные сепараторы..................................... 202
§ 2.	Тяжелосредные гидроциклоны .................................. 208
§ 3.	Сепараторы для регенерации магнетитовой суспензии ........... 215
Глава 5. Технология обогащения ................................... 218
§ 1.	Технологические схемы обогащения крупных углей............... 218
§ 2.	Технологические схемы обогащения мелких углей................ 222
§ 3.	Схемы регенерации разбавленной суспензии..................... 226
§ 4.	Основные параметры технологии тяжелосредного обогащения углей
и регенерации суспензии..................................... ....	228
§ 5.	Показатели и эффективность тяжелосредного обогащения......... 233
РАЗДЕЛ VI. ОБОГАЩЕНИЕ	ОТСАДКОЙ................................ 237
Глава 1. Процесс отсадки.......................................... 237
§ 1.	Общие сведения............................................... 237
§ 2.	Элементы теории отсадки...................................... 239
§ 3.	Гидродинамические параметры отсадки.......................... 243
Глава 2. Технологические режимы и схемы отсадки .................. 247
§ 1.	Крупность и гранулометрический состав ....................... 247
§ 2.	Фракционный состав........................................... 249
§ 3.	Удельная производительность.................................. 251
§ 4.	Режимы работы отсадочных машин............................... 253
§ 5.	Схемы отсадки................................................ 257
Глава 3. Отсадочные машины........................................ 260
§ 1.	Общие сведения............................................... 260
§ 2.	Отсадочные машины с боковым расположением воздушных	камер	260
§ 3.	Отсадочные машины с подрешетным расположением воздушных	камер 268
§ 4.	Комплектующее оборудование для отсадочных машин ............. 275
Глава 4. Практика наладки, регулирования и эксплуатации отсадочных
машин ............................................................ 277
§ 1.	Наладочная регулировка....................................... 278
§ 2.	Генеральное испытание отсадочных машин ...................... 285
§ 3.	Оперативная регулировка отсадочных машин..................... 289
РАЗДЕЛ VII. ОБОГАЩЕНИЕ В НАКЛОННОТЕКУЩЕМ ПОТОКЕ ....	293
Глава 1. Противоточная водная сепарация........................... 293
§ 1.	Общие сведения............................................... 293
§ 2.	Элементы теории противоточной водной сепарации .............. 295
§ 3.	Центробежно-гравитационные противоточные сепараторы.........	297
§ 4.	Крутонаклонные сепараторы КНС ............................... 306
§ 5.	Механизация выборки породы с использованием сепараторов КНС 310
§ 6.	Извлечение углей из отвальной породы шахт.................... 312
§ 7,	Обогащение крупнозернистых шламов в сепараторах КНС ....	313
§ 8. Технологические схемы с использованием противоточных гравита-
ционных сепараторов............................................ 315
Глава 2. Обогащение на концентрационных столах.................... 320
§ 1.	Общие сведения и элементы теории............................. 320
§ 2.	Основные принципы............................................ 322
§ 3.	Концентрационные столы....................................... 324
§ 4.	Режим работы и эффективность обогащения на концентрационных
столах	. . . < » . t , , . t . . , .... •	327
611
РАЗДЕЛ VIII. СУХИЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ.............................. 331
Глава 1. Пневматическое обогащение ............................... 331
§ 1.	Общие сведения............................................... 331
§ 2.	Элементы теории пневматического обогащения................... 332
§ 3.	Пневматические сепараторы ................................... 335
§ 4.	Пневматические отсадочные машины ............................ 341
Глава 2. Другие методы сухого обогащения.......................... 344
§ 1.	Электрическое обогащение .................................... 344
§ 2.	Магнитное и термомагнитное обогащение углей ................. 346
§ 3.	Обогащение в аэросуспензиях ................................. 347
§ 4.	Механизированная выборка породы.............................. 349
§ 5.	Обогащение по форме, трению и объемной прочности ............ 350
РАЗДЕЛ IX. ФЛОТАЦИЯ.................................. 352
Глава 1. Общие сведения, области применения и теоретические основы
процесса флотации ...................................................... 352
§ 1.	Смачиваемость поверхности минеральных частиц.................. 353
§ 2.	Адсорбция реагентов на границе раздела твердое — жидкость ....	354
§ 3.	Адсорбция гетерополярных реагентов на поверхности раздела жид-
кость — газ........................................................ 355
§ 4.	Закрепление минеральных частиц на поверхности воздушных пузырь-
ков ............................................................... 356
§ 5.	Структура пены и ее роль при флотации углей................... 358
Глава 2. Флотационные реагенты
359
л 1. Классификация реагентов ..................................... 359
| 2. Роль и характеристика аполярных реагентов ................... 360
Я 3. Роль и характеристика поверхностно-активных реагентов ....	362
§ 4.	Реагенты, широко применяемые в практике флотации углей ....	364
Глава 3. Флотационные машины...................................... 365
§ 1.	Классификация машин и требования, предъявляемые к ним . . .	365
§ 2.	Механические флотационные машины.............................. 366
§ 3.	Пневмомеханические флотационные машины........................ 378
§ 4.	Пневматические флотационные машины............................ 383
§ 5.	Выбор и основные параметры флотационных машин................. 385
Глава 4. Вспомогательное оборудование.............................. 390
§ 1.	Устройства для подготовки пульпы.............................. 390
§ 2.	Пеногасительные устройства...................................  394
§ 3.	Питатели и распределители реагентов........................... 395
Глава б. Автоматизация флотационных машин.......................... 399
§ 1.	Общие сведения................................................ 399
§ 2.	Система стабилизации удельного расхода реагентов.............. 399
§ 3.	Система стабилизации уровня пульпы в машинах.................. 402
Глава 6. Технологические параметры и схемы флотации углей ....	403
§ 1. Технологические факторы процесса флотации ..................... 404
§ 2. Схемы флотации................................................. 412
Глава 7. Практика флотации углей................................. 414
§ 1. Практика флотации углей в СССР..........................   414
§ 2. Практика флотации углей в зарубежных странах.............. 418
612
РАЗДЕЛ X. ОБЕЗВОЖИВАНИЕ ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ..................... 431
Глава 1. Обезвоживание крупных и средних классов................. 432
§ 1.	Обезвоживание	углей в бункерах.............................. 432
§ 2.	Обезвоживание	в элеваторах.................................. 432
§ 3.	Обезвоживание	на грохотах .................................. 433
Глава 2. Обезвоживание углей мелких классов центрифугированием . . .	434
§ 1.	Центрифуги фильтрующие...................................... 436
§ 2.	Центрифуги шнековые осадительные ........................... 441
Глава 3. Обезвоживание фильтрованием............................. 445
§ 1.	Элементы теории............................................. 445
§ 2.	Вакуум-фильтры.............................................. 446
Глава 4. Вода, ее загрязнение и свойства......................... 455
Глава 5. Шлам и его характеристика............................... 459
Глава 6. Сгущение и складирование	отходов флотации............... 468
РАЗДЕЛ XI. ФЛОКУЛЯЦИЯ ШЛАМОВ .................................... 478
Глава 1. Основы процесса флокуляции ............................. 478
§ 1.	Адсорбция флокулянтов....................................... 478
§ 2.	Факторы, определяющие процесс флокуляции.................... 480
Глава 2. Основные флокулирующие средства и оценка их эффективности 483
§ 1.	Флокулянты .............................................  .	483
§ 2.	Оценка эффективности действия флокулянтов................... 487
§ 3.	Определение концентрации основного вещества в полиакриламиде 488
Глава 3. Растворение флокулянтов ................................ 491
§ 1.	Первая стадия растворения................................... 492
§ 2.	Вторая стадия растворения................................... 495
Глава 4. Режимы флокуляции суспензий............................. 497
§ 1.	Технологическая спецификация флокулянтов ................... 497
§ 2.	Смешение растворов флокулянтов с суспензией................. 499
РАЗДЕЛ XII. СУШКА ............................................... 504
Глава 1. Параметры процесса сушки и методы их расчета............ 504
§ 1.	Общие сведения.............................................. 504
§ 2.	Механизм удаления влаги из углей в процессе их сушки........ 505
§ 3.	Сушильный агент ............................................ 506
§ 4.	Материальный и тепловой баланс сушильной установки.......... 511
§ 5.	Графоаналитический расчет сушилки........................... 513
Глава 2. Сушильные аппараты...................................... 515
§ 1.	Барабанные газовые сушилки ................................. 515
§ 2.	Газовые трубы-сушилки ...................................... 524
§ 3.	Сушилки «кипящего» слоя..................................... 529
Глава 3. Вспомогательное оборудование............................ 536
§ 1.	Топочные устройства...................................... 536
§ 2.	Пылеулавливающие устройства.............................. 541
§ 3.	Тягодутьевые устройства.................................. 545
§ 4.	Питатели и затворы....................................... 547
Глава 4. Основные сведения об эксплуатации сушильных установок . .	548
§ 1.	Здания и компоновка сушильных установок.................. 548
§ 2.	Основные требования к оборудованию сушильных	установок	.	.	.	549
§ 3.	Контроль, регулирование и автоматизация	сушильных	установок	552
613
РАЗДЕЛ XIII. МЕТОДЫ ОЦЕНКИ И КОНТРОЛЯ........................ 554
Глава 1. Методы оценки результатов обогащения и эффективности работы
обогатительных аппаратов..................................... 554
§ 1.	Оценка результатов обогащения .......................... 554
§ 2.	Оценка эффективности работы аппаратов для разделения углей по
плотности и крупности ....................................... 561
Глава	2.	Контроль и опробование.............................. 567
§ 1.	Общие сведения и терминология .......................... 567
§ 2.	Теоретические основы опробования.......................  570
§ 3.	Основные правила отбора и обработки проб................ 573
§ 4.	Нормы отбора проб....................................... 573
Глава 3. Оборудование для отбора и обработки проб............ 576
§ 1.	Пробоотборники.......................................... 576
§ 2.	Установки для отбора проб из железнодорожных вагонов и подготовки
их для лабораторных испытаний................................ 583
§ 3.	Машины для обработки проб............................... 588
§ 4.	Приборы для измерения показателей качества.............. 595
Списоклитературы............................................. 598
Предметный указатель ........................................ 600
СПРАВОЧНИК ПО ОБОГАЩЕНИЮ УГЛЕЙ
Редактор J3, П. Куник
Редактор издательства Л. М. Неваева	„
Переплет художника 3. А. Сергеева	Г /
Художественный редактор О. Н. Зайцева
Технические: редакторы: Л. Н. Шиманова» Н. В. Жидкова	t
Корректоре. В. Зимина "	-	_
ИБ № 4288
Сдано в набор 03.11.83 Подписано в печать 20.08.84 Т-17246
Формат 60x90l/ii Бумага типографская № 1 Гарнитура «Литературная». Печать высо-
кая. Усл.-печ. л. 38,5 Усл. кр-отт, 38,5 Уч.-изд. л. 51,26 Тираж 4400 экз.
Заказ 77/8420—11 Цена 3 р. 20 к.
Ордена «Знак Почета» издательство «Недра», 103633, Москва, К-12, Третьяковский
проезд, 1/19
Ленинградская типография № 6 ордена Трудового Красного Знамени
Ленинградского объединения «Техническая книга» им. Евгении Соколовой
Союзполнграфпрома при Государственном комитете СССР
по делам издательств, полиграфии и книжной торговли.
193144, г. Ленинград, ул. Моисеенко, 10.
ВНИМАНИЮ ЧИТАТЕЛЕЙ!
В издательстве «Недра»
готовятся к печати
новые книги
КИПНИС ш. ш.
Технический контроль на углеобогатительных фабриках.
2-е изд., перераб. и доп. 15 л. 75 к.
Изложены требования, предъявляемые к качеству углей в зави-
симости от их использования в народном хозяйстве. Освещены основы
теории опробования углей. Приведены современные методы измерения
и экспресс-контроля показателей качества углей и применяемая
аппаратура. Рассмотрены вопросы контроля и управления про-
цессами обогащения углей. Во втором издании (1-е изд. — 1975) осве-
щены вопросы комплексного управления качеством углей, а также
передовой опыт организации технического контроля на углеобогати-
тельных фабриках.
Для инженерно-технических работников углеобогатительных
фабрик, научно-исследовательских и проектных организаций.
СВЯТЕЦ И. Е.
Технологическое использование бурых углей.
16 л. 80 к.
Освещены вопросы теории и практики технологической пере-
работки бурых углей. Приведена промышленно-генетическая класси-
фикация бурых углей Советского Союза и отдельных бассейнов. Рас-
смотрены вопросы химической и термохимической переработки,
полукоксования, коксования и газификации бурых углей. Изложены
результаты исследования брикетирования смесей бурых и каменных
углей, а также бурых углей и руд. Описана комплексная химико-
технологическая переработка бурых углей на основе экстрагирования
и брикетирования.
Для инженерно-технических работников предприятий, научно-
исследовательских и проектных организаций, занимающихся вопро-
сами переработки бурых углей.
Интересующие Вас книги Вы можете приобрести в местных книж-
ных магазинах, распространяющих научно-техническую литературу,
или заказать через отдел «Книга — почтой» магазинов: № 17 — 199178,
Ленинград, В. О., Средний проспект, 61; №59 —
127412, Москва, Коровинское шоссе, 20
Издательство «Недра»