«Н. И. Воробьев, Д. М. Новик ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ Рекомендовано учебно-методическим объединением высших учебных заведений Республики Беларусь по химико-технологическому образованию в качестве пособия для ...»

Учреждение образования

«БЕЛОРУССКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ

ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ»

Н. И. Воробьев, Д. М. Новик

ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ

ИСКОПАЕМЫХ

Рекомендовано

учебно-методическим объединением высших учебных заведений

Республики Беларусь по химико-технологическому образованию в качестве пособия для студентов высших учебных заведений, обучающихся по специальности 1-48 01 01 «Химическая технология неорганических веществ, материалов и изделий»

специализации 1-48 01 01 01 «Технология производства минеральных удобрений, солей и щелочей»

Минск УДК 662.7(075.8) ББК 33.4я В Рецензенты:

кафедра «Горные работы» БНТУ (доцент, кандидат технических наук А. А. Кологривко);

заведующий технологической лабораторией ОАО «Белгорхимпром» кандидат технических наук М. Р. Турко Все права на данное издание защищены. Воспроизведение всей книги или ее части не может быть осуществлено без разрешения учреждения образования «Белорусский государственный технологический университет».

Воробьев, Н. И.

В 75 Обогащение полезных ископаемых : пособие для студентов специальности 1-48 01 01 «Химическая технология неорганических веществ, материалов и изделий» специализации 1-48 01 «Технология производства минеральных удобрений, солей и щелочей» / Н. И. Воробьев, Д. М. Новик. – Минск : БГТУ, 2008. – 174 с.

ISBN 978-985-434-768- В данном пособии изложены теоретические основы обогащения полезных ископаемых; рассмотрены общие сведения о полезных ископаемых, их состав и показатели обогащения; охарактеризованы такие подготовительные операции, как дробление, грохочение (классификация), измельчение; описаны гравитационные и флотационные методы обогащения, а также оборудование и схемы, применяемые при осуществлении этих методов. Кроме того, рассмотрены вопросы обогащения химического сырья, а именно апатитовых и фосфоритных руд, серных и калийных руд.

Пособие предназначено для студентов специальности 1-48 «Химическая технология неорганических веществ, материалов и изделий»

специализации 1-48 01 01 01 «Технология производства минеральных удобрений, солей и щелочей».

УДК 662.7(075.8) ББК 33.4я © УО «Белорусский государственный технологический университет», © Воробьев Н. И., Новик Д. М., ISBN 978-985-434-768-

ПРЕДИСЛОВИЕ

Процессы обогащения полезных ископаемых, целью которых является повышение содержания ценных компонентов в перерабатываемом природном сырье, играют все возрастающую роль в развитии современного народнохозяйственного комплекса. Это связано с тем, что месторождения богатых руд во многих случаях уже отработаны и для поддержания производственных мощностей предприятий на необходимом уровне приходится вовлекать в эксплуатацию бедные руды. Кроме того, повышение содержания полезных компонентов в перерабатываемом сырье является одним из основных направлений интенсификации технологических процессов в химической, металлургической и других отраслях промышленности.

Настоящее пособие предназначено для студентов, обучающихся по химико-технологическим специальностям. В нем в сжатой форме изложены общие сведения о полезных ископаемых и методах их обогащения. Дано описание подготовительных операций перед обогащением (дробление, грохочение, измельчение и классификация руд), а также процессов обогащения руд методами гидравлической классификации, отсадки, обогащения в тяжелых жидкостях и суспензиях, а также в струе воды на наклонных поверхностях.

Рассмотрены теоретические основы флотационных методов обогащения, виды флотационных реагентов и их роль в процессе флотации, принципы подбора флотационных реагентов для обогащения руд различного состава, конструкции флотационных машин и влияние различных факторов на эффективность процесса флотации. В заключительном разделе дано описание технологических схем флотационного обогащения горнохимического сырья – апатитов и фосфоритов, серных и калийных руд.

Авторы выражают глубокую признательность рецензентам:

коллективу кафедры «Горных работ» Белорусского национального техни-ческого университета во главе с доктором технических наук, профес-сором Смычником А. Д.; заведующему технологической лаборато-рией ОАО «Белгорхимпром» кандидату технических наук Турко М. Р., заведующему научно-исследовательским технологическим отделом ОАО «Белгорхимпром» Стромскому А. С.;

доктору технических наук, профессору Белорусского государственного технологического универ-ситета Левданскому Э. И.

за рассмотрение рукописи и сделанные при этом критические замечания и полезные рекомендации, которые учтены при окончательном редактировании работы.

ГЛАВА 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Полезными ископаемыми называют природные минеральные образования, добываемые из земных недр и используемые для производства промышленных продуктов. Под недрами понимают верхнюю часть земной коры, в пределах которой при современном уровне развития техники и технологии возможна добыча полезных ископаемых. На современном этапе развития человечество использует в своей практике преобладающее большинство химических элементов Периодической системы Д. И. Менделеева в чистом виде и огромное количество их соединений, поэтому потребность в полезных ископаемых непрерывно возрастает. Некоторые элементы и их соединения производятся и потребляются в огромных масштабах, измеряемых сотнями миллионов тонн в год. К числу этих элементов относятся углерод, кремний, железо, алюминий, азот, фосфор, калий и др.

На основе углерода производят твердое, жидкое, газообразное топливо (каменный уголь, природный газ, нефть) и огромное количество его соединений, которые применяются в органическом синтезе для получения пластических масс, синтетических волокон, резинотех-нических изделий, лаков, взрывчатых веществ, красок и др.

На основе кремния производят строительные материалы – цемент, кирпич, керамические изделия, стекло и т. п.

На основе железа – чугун, сталь, и сплавы различных марок, являющиеся важнейшими конструкционными материалами.

Соединения азота, фосфора и калия используются главным образом для получения минеральных удобрений, потребность в которых измеряется сотнями миллионов тонн в год. В то же время потребность в других элементах на несколько порядков ниже, однако без этих элементов современное народное хозяйство функционировать не может. К числу этих элементов относятся редкоземельные и радиоактивные элементы, благородные металлы и др. Вследствие роста промышленного производства и увеличения ассортимента выпускаемой продукции возникает необходимость изыскания новых видов полезных ископаемых, совершенствование их добычи и переработки. Таким образом, полезные ископаемые являются одним из важнейших источников сырья, используемого для производства продукции Понятие «сырье» носит более общий характер по сравнению с понятием «полезные ископаемые». Под сырьем подразумеваются все виды природных материалов, используемых для получения продукции. В связи с этим сырье классифицируют по различным признакам.

По происхождению сырье подразделяется на минеральное, растительное и животное.

В наибольших масштабах потребляется минеральное сырье – полезные ископаемые, добываемые из земной коры.

По агрегатному состоянию сырье подразделяют на твердое (уголь, руды металлов, горно-химическое и др.), жидкое (нефть, рассолы, минеральные воды) и газообразное (воздух, природный газ).

По составу сырье подразделяется на органическое и неорганическое.

Минеральное сырье подразделяется на рудное, нерудное и горючее.

Рудным минеральным сырьем называют горные породы, содержащие металлы, которые могут быть экономически выгодно извлечены в технически чистом виде. Это железные руды, руды цветных и редких металлов и т. д. В этих рудах металлы содержатся в виде оксидов, сульфидов и некоторых солей. Руды, содержащие несколько металлов в количествах, достаточных для их извлечения, называются полиметаллическими, например медно-цинковые, свинцово-цинковые, никель-кобальт-молибденовые и др.

Нерудным или неметаллическим сырьем называют все неорганическое сырье, используемое в производстве химических, строительных и других неметаллических материалов, но не являющееся источником для получения металлов. Большая часть нерудного сырья также содержит металлы в виде различных солей (фосфаты, сульфаты, хлориды, алюмосиликаты и др.), однако получение чистых металлов из этих видов сырья представляет большие технические трудности.

Горючее минеральное сырье представляет собой органические ископаемые – уголь, сланец, торф, нефть, природные газы и др. Эти виды сырья используют как энергетическое топливо и как химическое сырье. Такая классификация носит условный характер, так как часть природных материалов, не используемых для получения металлов, также называют рудами (фосфатные руды, калийные руды и др.).

потребностью народного хозяйства в том или ином элементе, его содержанием в руде, доступностью для добычи и переработки, уровнем развития техники. Химические элементы распространены в природе крайне неравномерно. На основе результатов специальных геологических и геохимических исследований к настоящему времени рассчитаны запасы всех химических элементов в земной коре на глубине до 16 км, включая атмосферу. Их содержание представлено в табл. 1.1.

Содержание химических элементов в земной коре Таким образом, 25 элементов составляют 99,4% массы земной коры. На долю остальных элементов, включая такие широко используемые элементы, как свинец, ртуть, мышьяк и др., приходится лишь 0,06% массы земной коры.

По масштабам производства и потребления химические элементы располагаются в следующий ряд: углерод, кремний, железо, алюминий, натрий, кальций, сера, магний, медь, свинец, калий, марганец, фосфор и цинк.

Из этих данных видно, что для большинства химических элементов наблюдается явное несоответствие между запасами и потреблением. Кроме того, химические элементы крайне неравномерно распределены по поверхности земного шара. Ряд из них образуют мощные залежи в определенных точках земного шара, а другие рассеяны по всей поверхности. Так, например, содержание титана в земной коре примерно в 2 раза больше, чем углерода, однако он рассеян по поверхности земли и не образует крупных залежей, поэтому отнесен к редким элементам. В то же время углерод сконцентрирован в мощных залежах каменного угля, нефти, карбонатов, которые легко доступны для добычи.

Природное скопление полезного ископаемого называют месторождением полезного ископаемого. При оценке месторождения определяют запасы полезного ископаемого, его свойства, химический состав, условия залегания и доступность для разработки.

По степени изученности месторождений запасы полезных ископаемых делятся на разведанные (категории А, В, С1) и предварительно оцененные (категория С2).

В категорию А включаются детально разведанные, опробованные и подготовленные для эксплуатации запасы, которые служат для обоснования производственного планирования объема добычи.

В категорию В включают запасы сырья, установленные геологоразведочными работами, качество которых проверено лишь лабораторными исследованиями.

К категории С1 относят запасы, определенные на основании экстраполяции по геологическим и геофизическим данным. Условия, определяющие ведение эксплуатационных работ, выяснены в общих чертах.

К категории С2 относят запасы, предварительно оцененные по геологическим данным. Контур категории принят по данным примыкающих участков.

По пригодности к промышленному освоению запасы делят на балансовые и забалансовые.

К балансовым запасам относятся запасы полезных ископаемых, которые по своему качеству соответствуют требованиям промышленности и по условиям залегания могут быть добыты и переработаны в настоящее время экономически эффективными методами.

Запасы сырья, характеризующиеся низким содержанием полезного вещества, присутствием вредных примесей и сложными условиями залегания, вследствие чего они не могут в настоящее время эффективно эксплуатироваться, относятся к забалансовым.

Экономический потенциал любой страны в большой степени определяется природными ресурсами полезных ископаемых, масштабами и качественной характеристикой их месторождений, а также уровнем развития сырьевых отраслей промышленности.

Советский Союз имел мощную сырьевую базу и был обеспечен практически всеми источниками сырья, причем по запасам многих из них он занимал первое место в мире. Республика Беларусь, находясь в составе СССР, была также обеспечена всеми источниками сырья. На ее территории были построены гигантские предприятия машиностроительной, химической и радиоэлектронной промышленности, которые производили огромный ассортимент продукции для нужд всей страны. Поставка сырья и энергоресурсов осуществлялась из других республик Союза по очень низким ценам, в связи с чем наблюдалось интенсивное развитие промышленности, и по уровню развития промышленности Беларусь занимала одно из ведущих мест в Союзе. С распадом СССР сырьевая проблема для нашей республики резко обострилась, так как на ее территории отсутствует большинство сырьевых источников за исключением калийных руд и сырья для производства строительных материалов. На территории Беларуси разведаны месторождения бурого угля, железных руд, сланцев, фосфатов и др., однако эти месторождения не осваивались из-за низкого содержания полезных компонентов и неблагоприятных условий залегания и поэтому они были отнесены к забалансовым.

В настоящее время назрела необходимость вернуться к этим вопросам и более внимательно оценить собственную сырьевую базу и возможности ее вовлечения в промышленную эксплуатацию. Этими вопросами начали вплотную заниматься научные учреждения республики.

1.1. Характеристика методов обогащения В зависимости от условий залегания месторождений полезных ископаемых их добыча (разработка) ведется подземным и открытым способами. Подземную разработку месторождений полезных ископаемых ведут горные предприятия – шахты, рудники; открытую – карьеры, разрезы, прииски.

Добываемая руда представляет собой куски породы (до 1,5 м), состоящей из смеси различных минералов. Кроме полезных минералов руда всегда содержит в том или ином количестве вредные или бесполезные примеси, которые называются пустой породой. В большинстве случаев содержание примесей весьма велико, поэтому перед переработкой руда подвергается обогащению.

Обогащение заключается в отделении полезных минералов от большей части примесей, в результате чего получают как минимум два продукта: концентрат, в котором содержится большая часть ценного компонента, и хвосты, с которыми удаляются преимущественно минералы пустой породы.

Разделение минералов, включающих ценные компоненты, от минералов пустой породы, направляемых в отходы, осуществляется механизированными методами, основанными на различии свойств минералов, входящих в состав руды. Природные минералы отличаются друг от друга по многим свойствам: по цвету и блеску;

твердости, крупности и форме зерен; коэффициенту трения;

плотности; магнитным и электрическим свойствам; химическим и физико-химическим свойствам.

На основании различий этих свойств в настоящее время разработаны и внедрены в промышленную практику большое количество способов обогащения руд, важнейшими из которых являются:

1) ручная рудоразборка. Этот метод основан на ручном отборе ценных пород по внешним признакам – цвету, блеску, размеру и форме кусков или зерен. Для ускорения ручной рудоразборки руда подается на ленточные транспортеры или вращающиеся столы, на которых материал движется с такой скоростью, чтобы рабочие успевали отобрать нужную породу. Это очень простой метод, однако он очень малопроизводителен, требует больших затрат ручного труда и не обеспечивает нужной степени обогащения. В настоящее время он практически не используется;

2) рассеивание (грохочение). Метод основан на различной крупности минералов, входящих в состав руды. Он заключается в просеивании раздробленной руды через ряд сит (грохотов) с отверстиями различного размера. Благодаря этому, раздробленную руду можно разделить на ряд фракций, в которых концентрируются те или иные минералы. Так, например, при обогащении фосфатных руд фосфорит как наиболее крупный материал задерживается грохотом, а пустая порода (песок, глина) проходит через отверстия сит;

3) обогащение (по трению). Способ базируется на различии характера поверхности минералов и заключается в том, что зерна разной гладкости под воздействием внешних сил перемещаются по наклонной поверхности с различной скоростью. Этим способом можно обогащать руды, минералы которых отличаются друг от друга по коэффициенту трения, благодаря чему их можно разделить на легко скользящие гладкие зерна и на зерна с неоднородной шероховатой поверхностью, скользящие более медленно;

4) гравитационное обогащение. Метод основан на различии скоростей осаждения частиц в жидкости или газе в зависимости от плотности или крупности частиц. Если осаждение проводят в жидкости (в воде), его называют мокрым гравитационным обогащением, если осаждение ведут в потоке воздуха – сухим гравитационным обогащением. Мокрое гравитационное обогащение осуществляется в аппаратах, называемых гидравлическими классификаторами. При сухом гравитационном обогащении применяют воздушные сепараторы различных типов, центробежные сепараторы. Руда подается на вращающийся диск и отбрасывается (крупные – на более дальние 5) обогащение в тяжелых жидкостях и суспензиях. Природные минералы с различными плотностями разделяют в жидкостях (суспензиях), имеющих промежуточную плотность. Легкие минералы всплывают, тяжелые – тонут. В промышленной практике вместо тяжелых жидкостей применяют суспензии. В качестве утяжелителей используются тонко измельченный магнетит, глина, песок, феросилиций и др.;

6) магнитное или электромагнитное обогащение. Способ основан на различии магнитной восприимчивости минералов, входящих в состав руды. Магнитная сепарация применяется для отделения магнитовосприимчивых минералов от немагнитных.

Наибольшее применение этот метод нашел при обогащении железных руд. Измельченный материал поступает на ленточный транспортер, в головке которого установлен электромагнит. Магнитовосприимчивые частицы притягиваются и срезаются ножом, немагнитные – ссыпаются в бункер;

7) электростатическое обогащение. Метод основан на различной диэлектрической проницаемости и электропроводности частиц. При контактном трении сухого материала его частицы приобретают различный заряд и разделяются в электростатическом поле на два продукта. Этот метод применяется для обогащения калийных руд, фосфатных руд и др.;

8) флотационный метод обогащения. Он базируется на различной смачиваемости поверхности минералов водой.

Смачиваемость поверхности твердого тела при соприкосновении трех фаз (Т, Г, Ж) характеризуется величиной равновесного краевого угла, под которым понимают угол, образованный поверхностью раздела двух фаз с поверхностью третей. Его принято измерять через жидкую фазу и обозначать символом р.

Жидкость образует с несмачиваемой частицей тупой угол, а со смачиваемой – острый. Силы поверхностного натяжения стремятся выровнять уровень жидкости, в результате чего несмачиваемая (гидрофобная) частичка выталкивается из жидкости (всплывает), а смачиваемая (гидрофильная) погружается в жидкость (тонет).

Для ускорения процесса флотации применяют ряд технологических приемов. Руду измельчают и смешивают с водой.

Через образующуюся суспензию продувают пузырьки воздуха.

Несмачиваемые частицы прилипают к пузырькам и всплывают на поверхность, образуя слой минерализированной пены, а смачиваемые тонут. Для интенсификации процесса применяют различные флотореагенты – собиратели, пенообразователи и регуляторы.

Флотационный метод обогащения в настоящее время получил самое широкое распространение, ибо из всех рассмотренных методов он является наиболее эффективным. Он позволяет разделить полиметаллические руды и обеспечить комплексное использование сырья;

9) химический и термический методы обогащения. Химические методы обогащения основаны на различной растворимости компонентов, входящих в состав руды в воде или растворах кислот, щелочей и др., а термические – на различных температурах плавления или термического разложения минералов, входящих в состав руды.

1.2. Показатели процесса обогащения полезных ископаемых Эффективность процесса обогащения оценивается по ряду показателей: выход концентрата и хвостов, содержание полезного компонента в концентрате и хвостах, степень извлечения полезного компонента в концентрат, коэффициент сокращения и коэффициент обогащения.

В обогатительной практике содержание полезного компонента в руде в весовых процентах обозначается через, в концентрате или промежуточном продукте – ; в хвостах –.

Выход – количество полученного продукта: концентрата – к, промежуточного продукта – п, хвостов – х, выраженное в процентах к исходному материалу.

Извлечение является показателем, обозначающим часть извлекаемого компонента, содержащегося в обогащаемой руде, которая перешла в концентрат или другой продукт обогащения. Извлечение выражается в процентах и вычисляется как отношение массы компонента mк в данном продукте к его массе в обогащенной руде mр.

Количество исходной руды принимается за 100%.

Таким образом, Коэффициентом сокращения Kс называется отношение массы перерабатываемой руды к массе полученного концентрата:

Коэффициентом обогащения Kо называется отношение процентного содержания полезного компонента в концентрате к процентному содержанию в исходной руде:

1.3. Схемы обогащения полезных ископаемых Обогащение полезных ископаемых состоит из ряда последовательных операций. Процесс обработки руды на обогатительной фабрике состоит из сочетания главных, вспомогательных и служебных операций. К главным операциям относится дробление, измельчение, грохочение, концентрация (обогащение) и обезвоживание (фильтрация и сушка). К вспомогательным операциям относится разгрузка руды, транспортирование в сухом виде и с водой, распределение материалов и реагентов по аппаратам, перемешивание, удаление отходов. К служебным операциям относится водоснабжение, электроснабжение, снабжение сжатым воздухом, реагентами, контроль за ходом технологического процесса. Так как руды по своему составу и природе различны, то различно также и комбинирование операций на фабрике. Графическое изображение пути следования продуктов обработки руды с указанием операций и качества обрабатываемого материала по крупности и по содержанию ценных компонентов называется качественной схемой операций. Качественная схема обогащения полезных ископаемых представлена на рис. 1.1.

Качественная схема с указанием на ней количественных данных по распределению твердого материала (руды, промышленных продуктов, концентратов, хвостов) и воды называется количественной и шламовой схемой (рис. 1.2).

Наглядное графическое изображение движения материалов на фабрике с условным изображением (обозначением основных и вспомогательных аппаратов) называется схемой цепи аппаратов (рис.

1.3).

Рассмотрим схему цепи аппаратов для обогащения монометаллической руды методом флотации.

Исходная руда направляется на сухое дробление, которое осуществляется в две стадии. Перед каждой стадией дробления производится грохочение для выделения мелочи, благодаря чему реализуется принцип «не дробить ничего лишнего», исключается забивание дробилки. После второй стадии дробления мелкая дробленая руда подается на измельчение в шаровую мельницу, работающую в замкнутом цикле с классификатором, с целью выделения готовой фракции размером –0,1 мм. Затем пульпа смешивается с фотореагентами и подается на флотацию. В ходе флотации образуется три продукта – концентрат, промежуточный продукт и хвосты. Хвосты направляются в отвал, при необходимости идет их обезвоживание.

Готовый продукт сгущают, фильтруют и сушат. Вода возвращается в цикл.

Таким образом, обогащение складывается из нескольких стадий:

дробление, грохочение, измельчение, классификация, обогащение, обезвоживание и сушка концентрата. В связи с этим дальнейшее изложение материала будет осуществляться в последовательности, соответствующей указанным стадиям.

Слив Фильтрация Рис. 1.1. Качественная схема обогащения 500; 100 60% кл. –74µ Сгущение Фильтрация Концентрат Рис. 1.2. Количественная схема обогащения Рис. 1.3. Схема цепи аппаратов обогащения полезных ископаемых

ГЛАВА 2. ДРОБЛЕНИЕ РУД

Руда или любое полезное ископаемое, отделенное от массива, состоит из кусков различной крупности. Максимальный размер кусков зависит от принятой системы горных работ и достигает 1200– 1500 мм, чаще всего 250–500 мм. Такие куски руды представляют собой сростки ценных минералов с пустой породой. Для разделения рудной массы на ценные компоненты и пустую породу, необходимо предварительно руду измельчить, чтобы разрушить связи ценных минералов с пустой породой.

Степень измельчения руды зависит от вкрапленности минералов, которая определяется размером кристаллов ценных минералов и характером их прорастания в пустой породе. В зависимости от крупности кристаллов ценных минералов руды разделяют на три типа:

1) крупновкрапленные, в которых зерна ценных минералов имеют размер не менее 1 мм;

2) мелковкрапленные, в которых зерна ценных минералов имеют размер около 0,4 мм;

3) весьма тонковкрапленные, в которых минералы имеют размер менее 0,4 мм.

От характера вкрапленности зависит тонкость помола руды и выбор метода ее обогащения. Чем крупнее минералы, составляющие руду, тем меньше требуемая степень измельчения, тем проще и дешевле процесс обогащения.

Контроль над процессами дробления и измельчения осуществляют с помощью ситового анализа путем просеивания измельченного материала через набор стандартных сит с различным размером отверстий. Стандартные сетки для сит изготавливают из проволоки. Эти сита имеют квадратные отверстия различного размера. Согласно ГОСТ 3584–73 испытательные сита имеют размеры, приведенные в табл. 2.1.

Для выполнения ситового анализа используют набор стандартных сит диаметром 200 мм, помещенных в обечайки высотой 50 мм, с натянутыми на них сетками. Сита плотно вставляют друг в друга. Верхнее сито имеет максимальный размер отверстий, нижнее – минимальный. Внизу располагается поддон. На верхнее сито загружают среднюю пробу измельченного материала весом 100–150 г и плотно закрывают крышкой. Набор сит энергично встряхивают вручную или с помощью механического встряхивателя в течении 12– 15 мин. Продукты с каждого сита и поддона тщательно собирают и взвешивают, определяя процентное содержание каждой фракции.

№ сетки отверстия, проволоки, № сетки отверстия, проволоки, Массу продукта, прошедшего через сито с диаметром d, обозначают –d, а оставшегося на сите +d. Полученные данные заносят в таблицу (табл. 2.2), по материалам которой строят график характеристики гранулометрического состава измельченной руды (рис. 2.1).

Результаты ситового анализа (масса пробы 200 г) Кривая 1 соответствует процентному выходу каждого класса, а кривая 2 представляет характеристику измельченного материала по суммарному весовому выходу.

Дробление и измельчение руд осуществляется путем механического воздействия на куски руды в машинах различной конструктивных особенностей машин дробление и измельчение до частиц желаемого размера осуществляется раздавливанием, раскалыванием, разламыванием, резанием, распиливанием, истиранием, ударом и различными комбинациями этих способов.

Раздавливание (рис. 2.2, а) – тело под действием нагрузки деформируется по всему объему и когда внутреннее напряжение в нем превысит предел прочности сжатию, разрушается. В результате такого разрушения получают частицы различного размера и формы.

Раскалывание (рис. 2.2, б) – тело разрушается на части в местах концентрации наибольших нагрузок, передаваемых клинообразными рабочими элементами измельчителя. Образующиеся при этом частицы более однородны по размерам и форме, хотя форма, как и при раздавливании, непостоянна. Способ раскалывания по сравнению с раздавливанием позволяет регулировать крупность получаемых частиц.

а – раздавливание; б – раскалывание; в – разламывание; г – резание;

д – распиливание; е – истирание; ж – стесненный удар;

Разламывание (рис. 2.2, в) – тело разрушается под действием изгибающих сил. Размеры и форма частиц, получающихся при разламывании примерно такие же, как и при раскалывании.

Резание (рис. 2.2, г) – тело делится на части заранее заданных размеров и формы. Процесс полностью управляемый.

При распиливании (рис. 2.2, д) результаты получаются такие же, как и при резании. Процесс полностью управляем, и частицы имеют заранее заданные размер и форму.

Истирание (рис. 2.2, е) – тело измельчается под действием сжимающих, растягивающих и срезающих сил. При этом получают мелкий порошкообразный продукт.

Удар (рис. 2.2, ж) – тело распадается на части под действием динамической нагрузки. При сосредоточенной нагрузке получается эффект, подобный тому, что происходит при раскалывании, а при распределении нагрузки по всему объему эффект разрушения аналогичен раздавливанию.

Различают разрушение тела стесненным и свободным ударом.

При стесненном ударе (см. рис. 2.2, ж) тело разрушается между двумя рабочими органами измельчителя. Эффект такого разрушения зависит от кинетической энергии ударяющего тела. При свободном ударе (рис. 2.2, а) разрушение тела наступает в результате столкновения его с рабочим органом измельчителя или другими телами в полете. Эффект такого разрушения определяется скоростью их столкновения независимо от того, движется разрушаемое тело или рабочий орган измельчителя.

Из перечисленных способов пригодными для промышленного измельчения оказались раскалывание, разламывание, раздавливание, истирание и удар. Раскалывание применяют для получения кусковых материалов; разламывание обычно сопутствует другим способам при крупном, среднем и мелком измельчении, а разрезание и распиливание применяют в тех случаях, когда нужно получить куски материала определенного размера и заданной формы.

Истирание применяют для тонкого измельчения мягких и вязких материалов. При этом его всегда комбинируют с раздавливанием или ударом. Истирание улучшает процесс тонкого измельчения и перемешивания материалов, но при этом увеличиваются расход энергии и износ рабочих элементов измельчителя. Продукты износа попадают в измельченный материал, а это нежелательно как с точки зрения ведения самого процесса, так и получения продуктов измельчения высокой чистоты.

измельчителей использованы способы раскалывания, раздавливания и удара, а также сочетание этих способов с разламыванием и истиранием.

Выбор метода дробления и типа дробильной машины определяется физическими свойствами руды и требованиями технологического процесса. Для твердых руд наиболее предпочтительными являются методы раздавливания и удара, для вязких – раздавливание и истирание, для хрупких – раскалывание.

В дробильной машине исходные куски руды диаметром D дробятся до кусков меньшего размера диаметром d. Отношение максимального диаметра кусков в исходной руде D к диаметру кусков в дробленой руде d называется степенью дробления n:

Максимальная крупность кусков, поступающих на дробление, достигает 1200–1500 мм. Для полного раскрытия минералов перед обогащением необходимо измельчить тонковкрапленные руды до крупности 0,05–0,07 мм. Таким образом, общая степень измельчения должна составить Достижение такой высокой степени измельчения в одну стадию практически невозможно. Поэтому дробление и измельчение проводят, как правило, в несколько стадий с использованием различных машин.

В зависимости от крупности материала различают следующие стадии дробления и измельчения:

1) крупное дробление (от 1500 до 300–100 мм);

2) среднее дробление (от 500–100 мм до 100–40 мм);

3) мелкое дробление (от 100–40 мм до 30–5 мм);

4) измельчение (от 30–5 мм до 0,3 мм);

5) тонкое измельчение (до 0,05–0,07 мм).

Первые три стадии дробления осуществляют в сухом виде, а измельчение – чаще всего мокрым методом в водной среде.

Дробление руд осуществляется в дробилках различных конструкций, а измельчение – в мельницах. По устройству и принципу действия дробильные машины подразделяются на следующие группы:

– щековые дробилки, в которых дробление осуществляется периодическим раздавливанием кусков руды между подвижной и неподвижной щекой;

осуществляется раздавливанием между подвижным и неподвижным конусами путем движения внутреннего конуса по окружности с помощью эксцентрикового вала;

– валковые дробилки, в которых дробление осуществляется раздавливанием и истиранием между вращающими валками;

– молотковые дробилки, в которых дробление осуществляется ударом вращающимися молотками.

Рассмотрим устройство и принцип действия этих машин.

2.1. Щековые дробилки На рис. 2.3 представлен продольный разрез щековой дробилки, из которого видны все основные конструктивные особенности. На корпусе 13 дробилки в подшипниках лежит коленчатый вал 4, который дает возвратно-поступательные движения шатуну 6.

В шатун справа и слева упираются через специальные вкладыши 11 распорные плиты (сухари) 12. Второй конец правой распорной плиты через аналогичные вкладыши 9 упирается в регулировочные клинья, прилегающие непосредственно к корпусу дробилки 13, а левая плита – в качающуюся щеку 16, свободно висящую на валу 2.

Подвижная щека дробилки защищена дробящей рифленой плитой из плитой 15, причем призматические рифления плит устроены таким образом, что зубья подвижной щеки приходятся против впадин неподвижной. Благодаря этому достигается большая эффективность дробления и мень-шее пылеобразование.

Плотное шарнирное сочленение распорных плит в гнездах достигается благодаря пружине 8, которая посредством тяги 10 при качании шатуна и подвижной щеки не позволяет выпадать распорным плитам из гнезд. Рабочее пространство дробилки заключается между неподвижной 16 и подвижной 15 плитами и двумя боковыми гладкими плитами 1 (в виде боковых клиньев, изготовляемых из твердой стали), которые защищают корпус дробилки от износа. При вращении коленчатого вала 4 шатун 6 поднимается, благодаря чему распорные плиты выпрямляются, а следовательно, подвижная щека приближается к неподвижной и дробит ту часть руды, которая находится в рабочем пространстве дробилки. При возвратном ходе шатуна, т. е. при его опускании, подвижная щека отходит от неподвижной, выпускная щель увеличивается и вся та часть издробленной руды, которая по своим размерам меньше выпускной щели, высыпается из разгрузочной щели дробилки благодаря собственному весу. Лежащие вверху еще недостаточно измельченные куски руды опускаются при этом ниже, чтобы при последующих нажатиях дробильной щеки подвергнуться дополнительному дроблению.

Увеличение хода шатуна дает больший размах качаний подвижной щеки, а увеличение длины распорных плит уменьшает размах производительность дробилки, но и тем больший износ рабочих плит подвижной и неподвижной щек. Размер поступающих максимальных кусков руды определяется размерами верхнего сечения загрузочной пасти. Степень дробления определяется шириной разгрузочной щели.

Нормальная степень дробления в щековых дробилках – 4–5.

Характерной особенностью щековых дробилок является периодическое дробление руды. За один оборот вала половина времени расходуется на рабочий ход – дробление, а вторая половина времени расходуется на холостой ход – разгрузку материала. При наличии больших качающихся неуравновешенных масс и чередования рабочего хода с холостым щековые дробилки вызывают сильные сотрясения, что требует особо прочных фундаментов. При установках этого типа дробилок никогда не следует допускать соприкосновения фундаментов дробилки с конструкциями здания.

Вследствие периодичности дробления и наличия холостого хода расход энергии в щековых дробилках неравномерен. Пики силовой нагрузки часто достигают двойного среднего расхода энергии, что, естественно, весьма вредно отражается на силовом приводе (электромоторе). Для выравнивания пик и достижения возможно плавной кривой расхода мощности щековые дробилки имеют на оси коленчатого (эксцентрикового) вала маховик 3, который аккумулирует энергию от привода в момент холостого хода и отдает накопленную энергию в момент рабочего хода, помогая мотору при дроблении.

При монтаже дробилки необходимо избегать такого положения, чтобы распорные плиты могли выпрямиться до прямой линии, так как это может повлечь за собой аварию.

Угол, составленный между подвижной и неподвижной щеками, называется углом захвата. Он играет очень важную роль: чем меньше угол захвата, тем больше производительность дробилки, но в то же время тем меньше степень дробления. Наибольший угол захвата определяется коэффициентом трения между измельчаемым материалом и плоскостями дробящих щек. Увеличение угла захвата свыше допустимого предела может привести к выбросу кусков вверх, что снижает производительность дробилок, кроме того, вылетающие куски руды могут поранить обслуживающий персонал. Для большинства материалов оптимальная величина угла захвата составляет 18–22.

Производительность щековых дробилок зависит от величины угла захвата, числа оборотов основного вала, диаметра частиц выгружаемого материала, размеров пасти, величины хода подвижной щеки и др. Для расчета производительности дробилки Q, т/ч, предложена формула где µ – коэффициент разрыхления выходящей дробленной руды (0,25– 0,5); – плотность материала, т/м3; S – ход подвижной щеки, м; L – длина пасти, м; d – диаметр кусков выгружаемой руды, м; n – число оборотов вала, об/мин; – угол захвата, градусы.

Если угол захвата принять равным 22, то tg = 0,4, тогда Например, для щековой дробилки с размером загрузочной пасти 1500 1200 мм при коэффициенте разрыхления 0,4 плотности 2,5 т/м3, при числе оборотов n = 190 об/мин, длине пасти 1,5 м и d = 0,22 м, ходе щеки 0,03 м производительность составит На практике такая дробилка имеет производительность 250– 325 т/ч, что близко к расчетной величине.

В настоящее время выпускаются различные виды щековых дробилок с простым качанием щек. Их характеристики представлены в табл. 2.3 (рис. 2.4, б–д). Щековые дробилки выпускаются и других типов – со сложным качанием щеки (рис. 2.4, е, ж).

Рис. 2.4. Принцип действия (а) и кинематические схемы щековых дробилок Все типы щековых дробилок используются главным образом для крупного, а иногда и среднего дробления. Недостатком щековых дробилок является наличие пиковых нагрузок в периоды рабочего и холостого хода, большие вибрации, что требует сооружение мощных фундаментов, не связанных с фундаментами зданий и невысокая производительность.

Техническая характеристика щековых дробилок Размеры пасти, мм:

ширина разгрузочной Наибольший размер Мощность 2.2. Конусные дробилки Конусная дробилка (рис. 2.5) состоит из двух усеченных конусов – наружного неподвижного конуса, являющегося корпусом дробилки, и внутреннего подвижного дробящего конуса, насаженного на центральный вал 6. Верхний конец вала с помощью подшипника шарнирно подвешен к головке 5, а нижний конец помещен в эксцентриковый стакан 9, который приводится во вращение от коренного вала 7 через зубчатые конические шестерни от привода, состоящего из электромотора и редуктора. Вращение эксцентрикового стакана осуществляется в стальной втулке, снабженной подшипниками.

эксцентриситету свободно подвешенный вал описывает коническую поверхность с вершиной конуса в точке подвеса вала. Благодаря этому, дробящий конус 7, насаженный на вал 2, катится по окружности без скольжения, приближаясь к неподвижному конусу в одной точке и в противоположной. Куски руды загружаются через люки 4 и попадают в пространство между подвижным и неподвижным конусами. При этом при приближении внутреннего конуса к наружному происходит раздавливание кусков руды, а при удалении нижняя щель между конусами расширяется, и раздробленная руда под действием силы тяжести свободно высыпается. Более крупные куски руды опускаются вниз и при следующем обороте конуса дробятся.

Рис. 2.5. Схемы устройства (а–г) и профилей рабочего пространства (д–з) конусных дробилок для крупного (а, б, д), среднего (в, г, е) Для предотвращения износа наружные поверхности обеих конусов защищаются броневыми плитами из твердой стали. Таким образом, метод дробления руды в конусных дробилках идентичен щековым дробилкам. Роль неподвижной щеки выполняет неподвижный наружный конус, а роль подвижной щеки – внутренний подвижный конус. Основное отличие заключается в том, что в щековых дробилках нажатие чередуется с отходом щеки – холостым ходом, а в конусных дробилках нажатие происходит непрерывно, так как точка нажатия перекатывается по окружности неподвижного конуса.

Основным преимуществом конусных дробилок по сравнению со щековыми является равномерность и непрерывность процесса дробления в течение всего оборота внутреннего конуса. В них отсутствует холостой ход и пиковые нагрузки на электромотор, в связи с чем отпадает необходимость в установке маховика. Поэтому при прочих равных условиях производительность конусных дробилок в два раза выше, чем у щековых, а расход энергии на 1 т руды на 50% меньше.

Конусные дробилки для среднего и мелкого дробления являются быстроходными. Число оборотов подвижного конуса составляет 250–575 об/мин, благодаря чему развивается большая центробежная сила инерции, способствующая быстрому прохождению руды между конусами и своевременной разгрузке измельченной руды. Техническая характеристика конусных дробилок приведена в табл. 2.4–2.6.

Ширина разгрузочной щели, мм 60–90 120–150 140–180 160–220 320– Наибольший размер кусков в Вес без электрооборудования, т 38,5 134,5 216,8 401 Ширина щели, мм 40–75 75–115 115–170 215–250 275– Ширина разгрузочной щели, мм 3–13 5–20 8–25 10–30 30– Наибольший размер кусков в Производительность, т/ч 3–13 8–40 30–85 60–180 120– Ширина разгрузочной Число качаний конуса в Производительность, т/ч 12–55 40–120 75–220 120–360 180– 2.3. Валковые дробилки Валковая дробилка состоит из одного (рис. 2.6, б) либо двух валков (рис. 2.6, а), изготовленных из чугуна, защищенных съемными бандажами, изготовленными из твердой стали.

Левый валок двухвалковой дробилки вращается на оси в неподвижных подшипниках. Второй валок (правый) вращается навстречу с целью захвата кусков руды. Ось этого валка покоится в подвижных подшипниках, прижимаемых пружинами с целью регулирования ширины разгрузочной щели. Регулирование натяжения пружин осуществляется шайбой и гайкой на натяжном болту. Руда загружается равномерно по всей ширине валка через люк и разгружается через щель. Валки закрыты корпусом, в результате чего образующаяся пыль не попадает в атмосферу цеха, а отсасывается с помощью вентилятора и улавливается в циклонах. Благодаря установке пружин и натяжных болтов, возможна регулировка ширины выпускной щели. Кроме того, исключаются поломки дробилки и искривление валов при попадании крупных кусков из металла.

Для дробления твердых пород применяются гладкие валки, а мягких – зубчатые. Дробление руды в валковых дробилках осуществляется путем раздавливания кусков руды между вращающимися валками. Угол захвата в гладких дробильных валках образуется двумя касательными, проведенными к окружностям валков в точках соприкосновения куска руды с валками. Предельная величина угла захвата составляет 33. Отсюда следует, что диаметр валков зависит от максимального размера кусков руды, идущих на дробление. Из практических данных установлено, что диаметр валка D = (18–20)d, т. е. диаметр валка должен быть в 20 раз больше максимального диаметра кусков руды, поступающих на дробление.

Отсюда следует, что валковые дробилки не могут применяться для крупного дробления. Зависимость между максимальным размером кусков руды и диаметров валков отражена в табл. 2.7.

Зависимость между максимальным размером Производительность валковых дробилок Q, т/ч, зависит от ширины выпускной щели, диаметра и длины валков и числа оборотов валков:

где µ – коэффициент разрыхления руды; – удельный вес руды, г/см3;

L – длина валков, см; R – радиус валков, см; S – ширина щели, см; n – число оборотов валков в мин.

Таким образом, производительность валковых дробилок прямо пропорциональна числу оборотов валков. Однако существует оптимальная величина числа оборотов. При увеличении числа оборотов возрастает истирание бандажей валков и руды, в результате чего образуется большое количество пыли. Из практических данных установлено, что окружная скорость валков не должна превосходить 11– 11,5 м/с.

Техническая характеристика валковых дробилок Гладкие валки:

Зубчатые валки:

2.4. Молотковые дробилки На рис. 2.7 представлена схема молотковой дробилки.

1 – выгрузка измельченной руды; 2 – корпус дробилки; 3 – люк для загрузки руды; 4 – молотки; 5 – вал; 6 – ротор; 7 – колосниковая решетка Молотковая дробилка состоит из корпуса, внутри которого располагается ротор 6, закрепленный на валу 5. К ротору шарнирно подвешены молотки 4. Руда непрерывно загружается в дробилку через люк 3. При быстром вращении ротора молотки ударяют по кускам руды, вызывая их разрушение. Кроме прямого удара молотков по кускам руды происходит также отраженный удар дробимого материала о стенки корпуса, защищенные броневыми плитами. В нижней части корпуса дробилки устанавливается колосниковая решетка с точно установленными расстояниями между колосниками.

Измельченные куски руды проваливаются между колосниками, а более крупные куски руды подвергаются дополнительному дроблению. Степень дробления руды определяется максимальным размером кусков руды, поступающих на дробление и расстоянием между колосниками. Степень дробления руды в молотковых дробилках весьма высокая и составляет n = 15–30.

Дробление руды в молотковых дробилка осуществляется за счет живой силы вращающихся молотков:

где m – масса молотка, кг; – скорость вращения, м/с.

приведена в табл. 2.9.

Техническая характеристика молотковых дробилок Показатель Размеры ротора, D L, мм 800 600 1000 800 1300 1600 Скорость вращения Крупное дробление Производительность, т/ч 36–48 67–105 150–200 850–

ГЛАВА 3. ГРОХОЧЕНИЕ РУД

(КЛАССИФИКАЦИЯ ПО КРУПНОСТИ)

Грохочением называется операция разделения дробленой или исходной руды на различные классы по крупности путем просеивания материала через колосники, решета или сита с отверстиями одинакового размера.

При пропускании материала через решето с определенным размером отверстий образуется два продукта: верхний с размером зерен большим, чем размеры отверстий, который ссыпается с решета, и нижний с размером зерен меньшим, чем размеры отверстий, который проваливается через решето.

Если грохочение производится на грохоте, оборудованном двумя или несколькими решетами с различными убывающими размерами отверстий, то при двухдековом грохоте получают три продукта, а при n деках – n + 1 классов по крупности.

При длительном грохочении из дробленой руды можно полностью выделить зерна с размером частиц меньшим, чем размер отверстий сита. Однако в практических условиях добиться полного выделения этих зерен невозможно. В верхнем продукте всегда будет присутствовать зерна с размером частиц меньшим, чем размер отверстий сита. Поэтому для оценки работы грохота введено понятие эффективности грохочения. Эффективность грохочения представляет собой отношение массы фактически отгрохоченного продукта с размером частиц меньшим, чем размер отверстий сита к общему содержанию этого продукта в дробленой руде.

Обозначим массу руды, поступающей на грохочение, как Q, т, размер отверстий сита – d, мм, содержание частиц в руде с размером меньшим, чем d – через, %, массу верхнего продукта – q, т.

Тогда масса частиц в руде m1, т, с размером d составит а масса нижнего продукта m2, т, составит Эффективность грохочения будет равна В практических условиях эффективность грохочения всегда меньше 100%. Эффективность грохочения зависит от целого ряда факторов: формы зерен, содержания в материале «трудных» зерен, влажности руды, времени грохочения.

Наиболее легко поддаются грохочению зерна шарообразной и многогранной формы, в то время как плоские и игольчатые зерна очень трудно поддаются грохочению. При встряхивании грохота в слое материала происходит стратификация, в результате чего плоские зерна переходят в верхний слой и не проваливаются через сито, а уходят с верхним продуктом, в связи с чем эффективность грохочения падает.

К «трудным» зернам относится класс зерен с размером (0,83–1,1)d, т. е. близким к размеру отверстий сита. Эти зерна задерживаются на сите и уходят в верхний продукт, снижая эффективность грохота.

В присутствии влаги эффективность грохочения также падает, так как влага распределяется по поверхности зерен и основное ее количество абсорбируется на мелких зернах. В результате влажные мелкие зерна слипаются друг с другом и прилипают к более крупным зернам, поэтому при содержании влаги в руде более 4–5% эффективность грохочения резко падает. При высокой влажности руду необходимо сушить или подвергать мокрому грохочению.

3.1. Классификация грохотов Для разделения руд по крупности применяют грохоты различных типов. Они подразделяются на следующие четыре типа:

1) колосниковые грохоты (неподвижные и подвижные – качающиеся, вращающиеся, вибрационные);

2) плоские качающиеся грохоты с эксцентриковым или кривошипным движущим механизмом;

3) плоские вибрационные грохоты с механизмом ударного или кулачкового типа, эксцентриковые с добавочными упругими связями и электромагнитные вибрационные без механического привода;

4) барабанные вращающиеся грохоты цилиндрические и конические.

3.1.1. Колосниковые грохоты. Неподвижный колосниковый грохот (рис. 3.1) состоит из ряда одинаковых и параллельно закрепленных на одинаковом расстоянии друг от друга колосников трапециидальной формы. Иногда в качестве колосников применяют отработанные рельсы. Колосники скрепляют болтами. Для создания одинаковых промежутков между колосниками на стяжные болты надевают трубки определенной длины.

Неподвижные колосниковые грохоты устанавливают наклонно под углом 35–50 в зависимости от угла естественного откоса материала. Измельченный материал должен без задержки скатываться по поверхности грохота самотеком.

Процесс классификации осуществляется следующим образом.

Измельченная руда из бункера с помощью питателей подается на верхний конец грохота и самотеком скатывается по его поверхности вниз. При этом частицы руды с размером меньшим, чем расстояние между колосниками проваливаются вниз, а частицы с размером большим, чем расстояние между колосниками скатывается по поверхности грохота, образуя верхний продукт. Верхний и нижний продукт собираются в бункерах.

Неподвижные колосниковые грохоты очень просты в обслуживании и по устройству, поскольку в них отсутствуют приводные механизмы, а следовательно, и затраты энергии на классификацию.

Однако эти грохоты имеют и ряд недостатков. Они забиваются «трудными» зернами, в связи с чем требуется частая чистка грохотов, кроме того, они имеют низкую эффективность – 0,6–0,7 и требуют при установки большого перепада высоты. Производительность грохота зависит от расстояния между колосниками. При расстоянии, равном 25 мм, производительность грохота составляет 60 т/(м2·ч).

Ширина грохота принимается не менее величины максимальных кусков руды, а длина – не менее двойной ширины.

Для увеличения производительности и эффективности грохочения применяют качающиеся и вращающиеся грохоты, а также виброгрохоты.

3.1.2. Плоские качающиеся грохоты. В плоских качающихся грохотах (рис. 3.2) просеивающее сито совершает возвратно-поступательные движения, т. е. качается от механического привода. Качание грохоту передается эксцентриковым механизмом.

Желоб грохота укрепляется наклонно на качающихся стойках с пружинами. Качание грохоту передается от эксцентрикового вала через тягу. При вращении эксцентрикового вала грохот совершает возвратно-поступательные движения, а материал при передвижении по сетке подбрасывается, что уменьшает забивание отверстий «трудными»

зернами повышает эффективность грохочения. Плоские качающиеся грохоты применяются при грохочении средне- и мелкодробленой руды.

В них может устанавливаться одно или несколько просеивающихся сит (рис. 3.3).

Рис. 3.3. Типы просеивающих поверхностей:

а – металлические щелевидные или колосниковые решетки; б – сварные металлические решета;

в – металлические штампованные сита и решета;

г – тканые сита из металлической проволоки, синтетического волокна или комбинированные;

д – литые секционные резиновые или синтетические Сетки грохота делают либо плетеными из проволоки, либо штампованными из стальных листов. Форма отверстий и их размеры могут быть различными, например проволочные сетки, круглые, продольные, штампованные сита и т. д.

Производительность грохота зависит от его размеров, т. е.

ширины и длины сетки, угла наклона и числа оборотов эксцентрикового вала.

Выпускаются следующие грохоты с круговым движением:

грохоты инерционного легкого типа (ГИЛ32, ГИЛ42, ГИЛ52), грохоты инерционного среднего типа (ГИС32, ГИС42, ГИС52) и грохоты инерционного тяжелого типа (ГИТ32Н, ГИТ41, ГИТ41А, ГИТ51, ГИТ52, ГИТ61, ГИТ71). Они отличаются между собой конструкцией вибратора и опоры короба, размерами, числом сит и назначением. Грохоты типа ГИЛ применяются для грохочения углей, антрацитов и других материалов с насыпной массой до 1 т/м3.

Грохоты типа ГИС в основном применяются для грохочения нерудных материалов, а типа ГИТ – при грохочении руд. Цифры в обозначении грохотов имеют следующее значение: первая – ширина грохота: так, 1 – ширина грохота 800 мм, 2 – 1000 мм, 3 – 1250 мм, 4 – 1500 мм, 5 – 1750 мм, 6 – 2000 мм и 7 – 2500 мм; вторая – число сит.

3.1.3 Плоские вибрационные грохоты. В плоских вибрационных грохотах (рис. 3.4) просеивающие сита встряхиваются в вертикальном направлении с помощью механических или электрических вибраторов. В качестве механических вибраторов применяются вращающиеся кулачки, кривошипные механизмы или эксцентриковые валы. В связи с этим различают кулачковые, кривошипные и эксцентриковые вибрационные грохоты.

4 – самобаланстный вибратор; 5 – разгрузочная течка Техническая характеристика вибрационных грохотов Тип грохота 173Гр Все эти грохоты требуют механического привода, его смазки и обслуживания, защиты от пыли, установки специальных защитных устройств, что создает трудности в их обслуживании. Этих недостатков лишены электровибрационные грохоты, действие которых основано на притягивании сита электромагнитом по принципу электрического звонка.

Современные вибрационные грохоты имеют различные размеры просеивающих сит (от 400 800 мм до 2000 10 000 мм) с размером отверстий от 1,5 до 200 мм (табл. 3.1). Число колебаний короба в различных грохотах изменяется от 500 до 1800 в мин, двойная амплитуда колебаний короба – от 5 до 24 мм, угол наклона сит – от 0 до 30. Их производительность достигает 700 т/ч. Благодаря интенсивным вибрациям, эффективность вибрационных грохотов значительно повышается и достигает 80–95 %.

3.1.4. Барабанные грохоты. Барабанные грохоты (рис. 3.5) имеют форму цилиндра или усеченного конуса, изготовленного из перфорированных листов или проволочных сеток, натянутых на каркас. Барабан устанавливается под углом 5–7 и приводится во вращение от привода. Число оборотов выбирают так, чтобы окружная скорость вращения была около 1 м/с. При вращении барабана материал перемещается от места загрузки к месту выгрузки. При этом мелкие частицы проваливаются через отверстия в корпусе, а крупные выгружаются из нижнего конца барабана.

В барабанных грохотах можно устанавливать несколько просеивающих корпусов или менять размер отверстий по длине грохота, благодаря чему можно разделить дробленую руду на несколько фракций. Барабанные грохоты чаще всего применяются для мокрого грохочения.

Грохочение сухого материала в барабанных грохотах малоэффективно, так как при вращении барабана материал ссыпается по наклонной поверхности, в результате чего разделяется так, что в нижнем слое собираются крупные зерна, а в верхнем слое – мелкие.

При мокром грохочении струя воды смывает мелкие частицы вниз и выносит их через отверстия грохота. Наибольшее распространение барабанные грохоты получили на драгах и золотых приисках.

Эффективность барабанных грохотов составляет около 60%. Для повышения эффективности грохотов уменьшают слой загружаемого материала или увеличивают диаметр барабана. Эти грохоты просты, но имеют низкую удельную производительность, так как работает нижняя часть сита, и невысокую эффективность.

3.2. Схемы дробления Основной целью дробления руд является подготовка их к измельчению с целью раскрытия минералов и последующего обогащения. Максимальный размер кусков в питании мельниц составляет не более 8–30 мм. В то же время размер кусков в исходной руде достигает 250–1500 мм. Поэтому степень дробления изменяется в следующих пределах:

В то же время степень дробления в дробилках ККД достигает 5;

в КСД – 6–10; в КМД – 5–8; в молотковых – 15–30. Таким образом, достичь необходимой крупности руды за одну операцию дробления практически невозможно. Поэтому дробление проводят в несколько стадий, при этом общая степень дробления равна произведению степеней дробления в каждой стадии:

Для получения степени дробления, равной 180, процесс дробления необходимо вести как минимум в три стадии:

С целью уменьшения энергетических затрат на дробление, исключения перегрузки дробилок и снижения переизмельчение руды в процессе дробления стремятся соблюдать основополагающий принцип – «не дробить ничего лишнего». Поэтому в схемы дробления вклю-чают операции предварительного и поверочного грохочения.

Операция дробления руды вместе с относящимися к ней операциями грохочения называется стадией дробления, а совокупность стадий дробления называется схемой дробления.

3.2.1. Одностадиальные схемы дробления. Одностадиальные схемы дробления могут быть оформлены в четырех вариантах:

1) дробление без грохочения.

В этом варианте (открытом цикле) не соблюдается принцип «не дробить ничего лишнего». Наблюдается большой расход энергии и переизмельчение;

2) дробление с предварительным грохочением.

В этом варианте из руды предварительно отделяются мелкие зерна с размером меньшим или равным ширине разгрузочной щели.

Благодаря этому, поток материала на дробление уменьшается, однако в продукте могут быть избыточные зерна;

3) дробление с поверочным грохочением.

В этом случае в дробилку попадает много мелочи с исходной рудой. Наблюдается переизмельчение, перерасход энергии;

4) дробление с предварительным и поверочным грохочением.

предварительное грохочение В этом варианте в полной мере соблюдается принцип «не дробить ничего лишнего» и исключается переизмельчение, однако этот вариант наиболее сложен, требует установки большого количества транспортных и перегрузочных устройств. Таким образом, при выборе конкретного варианта стадии дробления необходимо учитывать не только требования технологии, но и экономики.

Еще труднее выбрать и обосновать схему дробления, которая включает две, три и более стадии.

В двухстадиальных схемах дробления число возможных вариантов будет равно 16. Первая стадия может быть оформлена в четырех вариантах, а каждый из них дополняется любой разновидностью стадии во второй стадии.

В трехстадиальных схемах дробления число возможных вариантов n = 64 и т. д.

В качестве примера рассмотрим один из вариантов двухстадиальной и трехстадиальной схем дробления.

3.2.2. Схема дробления в две стадии с предварительным и поверочным грохочением. В этой схеме первая стадия грохочения является предварительной для первой стадии дробления, поэтому в дробилку первой стадии исключается попадание мелких зерен, что исключает их переизмельчение. Верхний продукт после первой стадии грохочения подается на первую стадию дробления. Нижний продукт после первой стадии грохочения объединяется с измельченным продуктом после первой стадии дробления, и объединенный продукт попадает на вторую стадию грохочения. На второй стадии грохочения объединяются операции предварительного грохочения перед второй стадией дробления и поверочное грохочение, так как продукт после второй стадии дробления возвращается на грохочение, что исключает проскок избыточных зерен.

предварительное грохочение продукт нижний продукт на измельчение 3.2.3. Схема дробления в три стадии с предварительным и поверочным грохочением. Эта схема отличается от двухстадиальной только увеличением числа стадий, а схема движения потоков остается прежней. Применение таких схем позволяет соблюдать главный принцип – «не дробить ничего лишнего», не переизмельчать материал и выдавать готовый дробленый продукт с равномерной крупностью зерен.

нижний продукт продукт Предварительное грохочение устанавливается в том случае, если содержание мелкой фракции в руде не мене 15%, поверочное – если не допускается проскок крупных зерен.

ГЛАВА 4. ТОНКОЕ ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ РУД

Большинство природных руд имеют тонкую вкрапленность минералов, поэтому перед обогащением с целью полного раскрытия минералов руды должны быть измельчены до размеров 0,3–0,1 мм, а в некоторых случаях даже до 0,05–0,07 мм. При сухом дроблении даже в несколько стадий добиться такого измельчения невозможно. Поэтому после дробления руды, как правило, подвергаются тонкому измельчению. Для тонкого измельчения наибольшее применение получили барабанные (цилиндрические) вращающиеся мельницы. В качестве дробящих тел в мельницах применяют стальные шары или длинные стальные стержни. В первом случае мельницы называют шаровыми, во втором – стержневыми.

4.1. Схема и принцип действия шаровой мельницы При вращении барабана в мельнице возникают центробежные силы, под действием которых шары прижимаются к барабану мельницы и вместе с ним поднимаются вверх до некоторой точки отрыва А, затем шар падает по параболической траектории в точку В.

При измельчении внутрь корпуса мельницы, заполненной шарами, непрерывно подают дробленную руду в виде суспензии с водой.

Поэтому падающие шары дробят руду ударом.

Рис. 4.1. Принцип работы шаровой мельницы Для того чтобы обеспечить эффективное измельчение, необходимо поддерживать число оборотов барабана, а следовательно, и окружную скорость на строго определенном постоянном уровне. При малом числе оборотов центробежные силы невелики, поэтому шары в мельнице будут лишь перекатываться, и руда будет подвергаться только истирающему действию, в связи с чем процесс измельчения замедляется. При быстром вращении барабана центробежные силы резко возрастают, поэтому шары плотно прижимаются к стенкам барабана и не отрываются от них даже в самой верхней точке и поэтому не производят полезной работы, т. е. не будут измельчать руду. Поэтому для шаровых мельниц существует фиктивная критическая скорость вращения, при которой шары не отрываются от корпуса.

Для определения критической скорости вращения мельницы, при котором не происходит отрыва шаров от корпуса мельницы, рассмотрим силы, действующие на шар в верхней точке.

Пусть Р – вес шара, R – радиус мельницы, v – окружная скорость движения, тогда величина центробежной силы F1 равна Величина силы тяжести F2 = P.

Эти силы действуют в противоположном направлении. Для того чтобы уравновесить силу тяжести, т. е. чтобы шар не отрывался от поверхности цилиндра в верхней точке, должно соблюдаться условие F1 F2, т. е.

отсюда следует, что Окружная скорость движения шара при числе оборотов мельнице nф в минуту составит где D – диаметр мельницы, мм.

Следовательно, Скорость вращения мельницы в практических условиях nпр должна быть меньше критической, поэтому ее поддерживают на уровне 0,76–0,86 от критической, т. е.

или Коэффициент заполнения мельницы шарами составляет 40– 50%. Перегрузка шарами ведет к повышенному расходу энергии, а недогрузка – к снижению производительности и повышенному износу футеровки.

Измельчение в мельницах тем эффективнее, чем меньше размер кусков руды, поступающих на измельчение. Обычно в мельницы поступает руда с размером частиц 8–15 мм, иногда – 3–6 мм. Однако чем мельче куски руды в питании мельниц, тем больше должна быть степень дробления в дробилках и тем больше расход энергии, а следовательно, и затраты на дробление. Поэтому для каждого вида руды выбирают оптимальный размер кусков руды в питании по суммарным затратам на дробление и измельчение.

Эффективность измельчения зависит также от размера шаров, так как между диаметром дробящего шара и куском дробимой руды существует определенная зависимость. Мелкие куски руды нерационально измельчать крупными шарами, и наоборот, крупные куски руды не будут измельчаться мелкими шарами из-за недостаточной живой силы удара и несоответствия угла захвата, который определяется так же, как и в валковых дробилках. Поэтому для расчета диаметра шаров в зависимости от диаметра кусков руды предложен ряд эмпирических формул. Например, по данным К. А. Разумова где D1 – диаметр шара, мм; d – наибольший размер кусков руды, мм.

В практических условиях диаметр шаров изменяется от 20 до 60 мм. Расход шаров при измельчении составляет за счет истирания 0,6–1,5 кг/т руды, футеровки – 0,3–0,6 кг/т руды.

При мокром измельчении очень важно подобрать правильное соотношение между водой и рудой. В большинстве случаев содержание воды в пульпе должно составлять около 30%. При меньшем содержании воды возрастает вязкость суспензии и шары залепляются, при большем – снижается производительность мельниц.

4.2. Классификация мельниц Классификация мельниц для тонкого измельчения осуществляется по виду измельчающей среды и по конструктивным признакам. По виду измельчающей среды мельницы делятся на стержневые и шаровые.

Стержневые мельницы применяются в том случае, когда не требуется тонкого измельчения руды. Это связано с тем, что стержни при падении производят дробление наиболее крупных зерен, в то время как мелкие зерна не испытывают дробящего или истирающего действия.

Поэтому стержневые мельницы выдают более равномерный по крупности материал с минимальным переизмельчением. Такие условия требуются при обогащении калийных руд, поэтому их измельчение осуществляется в стержневых мельницах. При необходимости тонкого измельчения в качестве дробящих тел применяются шары, и такие мельницы называются шаровыми.

По конструкции корпуса мельницы подразделяются на цилиндрические и конические (рис. 4.2). Основными размерами мельниц являются внутренний диаметр D и длина L. По форме корпуса цилиндрические мельницы подразделяются на короткие, нормальные и трубные. В коротких мельницах L = D; в нормальных L = 2D; в трубных L = (34)D. Чем больше длина корпуса, тем больше время пребывания материала в мельнице, тем мельче измельчение.

Поэтому трубные мельницы применяются в цементной промышленности.

Рис. 4.2. Классификация мельниц по форме корпуса Преимуществом конических мельниц является более рациональное распределение шаровой загрузки. При вращении конических мельниц крупные шары собираются в цилиндрической части, а мелкие – в конической. Поэтому крупные куски руды измельчаются в цилиндрической части, а тонкое измельчение идет в конической части более мелкими шарами. Однако конические мельницы сложны, их изготовление обходится дорого.

По методу разгрузки различают мельницы со свободным выходом продукта через центральную цапфу (рис. 4.3) и мельницы с разгрузкой через решетку. В мельницы первого типа руда и вода подаются через полую цапфу слева.

Выход Рис. 4.3. Шаровая мельница с торцевой разгрузкой После измельчения пульпа выходит справа через другую цапфу по принципу декантации под давлением вновь поступающей пульпы.

В мельницах с разгрузкой через решетку в конце корпуса устанавливают колосниковую решетку, которая задерживает шары и крупные куски руды. Преимуществом этих мельниц является быстрый проход материала через них, что уменьшает переизмельчение. Подача руды и воды в мельницы осуществляется с помощью питателей (улитковые, барабанные и другие). Для предотвращения износа корпус мельницы футеруется броневыми плитами (рис. 4.4), закрепляемыми с помощью болтов. Футеровка сменная.

Гладкая футеровка (рис. 4.4, а) применяется для стержневых мельниц. Для шаровых мельниц плиты имеют волнистую форму с расклинкой (рис. 4.4, б, д) и закреплением болтами (рис. 4.4, в, г). Волнистая форма футеровки способствует более высокому поднятию шаров.

Следовательно, увеличивается дробящее действие и производительность.

Производительность мельниц зависит от многих факторов – измельчаемости руды, крупности исходного и конечного продуктов, размеров мельницы, коэффициента заполнения шарами, формы футеровки, числа оборотов мельницы и др. Для расчета производительности мельницы предложена формула где Q – производительность мельницы, т/ч; k – коэффициент, зависящий от свойств руды; L – длина мельницы, м; D – диаметр мельницы, м.

Однако эта формула не дает точных результатов, поэтому производительность мельниц определяют на основании практических данных устанавливают удельную производительность 1 м3 объема мельницы и пересчитывают производительность исходя из объема мельницы с учетом поправочных коэффициентов. Методика расчета изложена в [7].

В промышленности применяют мельницы различных типов:

стрежневые мельницы с центральной разгрузкой различных диаметров и длины (их обозначения: МСЦ-9-18, D = 900 мм, L = 1800 мм; МСЦ-45-60, D = 4,5 м, L = 6 м); шаровые мельницы с центральной разгрузкой (МШЦ-9-18, МШЦ-45-60); шаровые мельницы с разгрузкой через решетку (от МШР-9-9 до МШЦ-45-50).

Их подробная техническая характеристика приведена в [7].

4.3. Классификация при тонком измельчении При измельчении руд, как и при дроблении, действует один и тот же закон – «не измельчать ничего лишнего». Поэтому операции измельчения материалов всегда дополняются операциями классификации материалов по крупности. В качестве классифицирующих аппаратов используются механические классификаторы (реечные, спиральные и др.), дуговые грохоты и гидроциклоны.

Механический реечный (рис. 4.5) классификатор представляет собой наклонное корыто прямоугольного сечения, внутри которого у днища на подвесах закрепляется гребковая рама с гребками. Пульпа из мельницы через распределительный желоб поступает в среднюю часть классификатора и расслаивается в нем под действием силы тяжести. Крупные зерна оседают на дно, с помощью гребков перемещаются по наклонной плоскости вверх, выгружаются через открытый борт классификатора и возвращаются в мельницу. Мелкий продукт, находящийся в виде взвеси в воде, переливается через сливной порог и направляется на обогащение тем или иным методом. Разделение материала на готовый продукт (слив) и недоизмельченный (пески) регулируется путем изменения угла наклона корыта, частоты качаний гребковой рамы и количеством воды, подаваемой в классификатор.

Гребковая рама с помощью привода совершает возвратнопоступательные движения. Вначале она опускается вниз и перемещается по днищу классификатора на определенное расстояние, захватывая пески, и сбрасывает их через разгрузочный борт в мельницу. Затем рама поднимается и перемещается в обратном направлении, занимая исходное положение, после чего цикл повторяется. Недостатком гребковых классификаторов является сложность привода, возможность заиливания гребков при непредвиденных остановках, что требует затем длительной очистки корыта в очень неудобных условиях. Поэтому в производственной практике чаще применяют спиральные классификаторы.

Рис. 4.6. Двухреечный механический классификатор:

1 – металлическое корыто; 2 – гребковые рамы с гребками; 3 – желоб;

4 – сливной порог; 5 – открытый борт классификатора; 6 – приводной вал;

7 – шкив; 8 – зубчатая передача; 9 – кривошипный вал; 10 – палец;

11 – шатун цапфы; 12, 13 – коленчатый рычаг; 14 – кулак для опускания рамы; 15 – ролик коленчатого рычага; 16, 18 – ось рычага; 17 – тяга;

19 – маховик гребковой рамы; 20 – сектор; 21 – червяк; 22 – кран Спиральный классификатор (рис. 4.6) по принципу работы аналогичен реечному, однако корыто спирального классификатора полуцилиндрическое. Внутри корыта размещается шнековая спираль, которая приводится во вращение приводом со скоростью 28 об/мин.

Угол наклона корыта – 1218. Исходная пульпа поступает в среднюю часть классификатора. Пески выдаются спиралью из верхнего конца классификатора, а слив выводится из нижнего конца через сливной порог. Эти классификаторы не чувствительны к заиливанию, просты в изготовлении и эксплуатации. Спиральные классификаторы имеют диаметр спирали от 300 до 3000 мм, длина их составляет от 3 до 12,5 м.

Число оборотов спирали – 18 об/мин.

Наряду с механическими классификаторами для разделения измельченных материалов по крупности широко применяются гидроциклоны (рис. 4.7) и дуговые колосниковые грохоты.

Гидроциклон состоит из цилиндрической и конической части, центральной трубы и патрубков для ввода пульпы и вывода продуктов разделения. Пульпа по касательной вводится в гидроциклон и приобретает вращательной движение. Крупные частицы под действием центробежных сил отбрасываются к стенкам и спускаются вниз, выходя из нижнего отверстия в виде песков. Мелкие фракции выводятся в виде пульпы через центральную трубу. Гидроциклоны не имеют привода, просты в эксплуатации, однако они работают только с насосами и требуют больших энергетических затрат на перекачку пульпы. Кроме того, корпус гидроциклона истирается и требует защиты от эрозии.

со спиральным подводом слива; 5 – воздушная труба В связи с этим в последние годы для классификации применяются дуговые колосниковые грохоты (рис. 4.8), особенно при крупном измельчении, в частности в калийной промышленности.

Дуговые грохоты представляют собой вогнутые сита с определенным размером отверстий. Пульпа самотеком подается на сито и стекает по нему вниз. Мелкие фракции проваливаются вместе с водой через отверстия сит и образуют слив, а крупные фракции скатываются по поверхности грохота и разгружаются в виде песков.

4.4. Схемы измельчения и классификации По аналогии со схемами дробления схемы измельчения подразделяются на одностадиальные, двухстадиальные и многостадиальные. Стадия измельчения включает в себя операции измельчения и классификации. Одностадиальные схемы измельчения включают в себя операции предварительной, поверочной и контрольной классификации. В зависимости от последовательности операций измельчения и классификации одностадиальные схемы измельчения могут быть оформлены в нескольких вариантах: схема измельчения с поверочной классификацией, схема измельчения с предварительной и поверочной классификацией и др. (рис. 4.9).

Одностадиальные схемы применяют при измельчении руды до 0,20,3 мм. Операцию предварительной классификации применяют при содержании готовой фракции в питании мельницы не менее 15%.

Если содержание мелких фракций в питании невелико, то применяют схемы с поверочной классификацией. Во всех случаях мельницы работают в замкнутом цикле с классификатором, причем объем циркуляционной нагрузки составляет 100200%.

Увеличение циркуляционной нагрузки приводит к росту производительности мельниц, однако эта зависимость носит затухающий характер, кроме того, возрастают затраты на циркуляцию, увеличиваются размеры классификаторов. Поэтому опытным путем устанавливают оптимальную величину циркуляционной нагрузки.

При необходимости тонкого измельчения применяют двух- или трехстадиальные схемы измельчения. Рассмотрим один из вариантов двухстадиальной схемы измельчения (рис. 4.9, б).

В этом случае на I стадии измельчения применяют стержневые или короткие шаровые мельницы, на II стадии – шаровые мельницы.

Двухстадиальные схемы могут быть оформлены в различных вариантах. Выбор оптимального варианта представляет собой довольно сложную задачу и может быть осуществлен на основании детального расчета и сравнения технико-экономических показателей различных вариантов. Методика расчета схем измельчения приведена в источнике [4].

классификация Пески Контрольная классификация а – с предварительной и поверочной классификацией в полностью замкнутом цикле; б – с классификацией в частично замкнутом цикле;

г – с контрольной классификацией хвостов

ГЛАВА 5. ГРАВИТАЦИОННЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ

В основе гравитационных методов обогащения лежит различие в плотностях (удельных весах) минералов, составляющих рудную массу. Гравитационное обогащение осуществляется в потоке жидкости или газа (воздуха) и основывается на законах падения тел в среде, в которой происходит обогащение.

Как известно, в вакууме все тела независимо от их величины, формы и удельного веса падают с одинаковой скоростью, определяемой выражением где v – скорость падения тела, м/с; g – ускорение свободного падения, м/с2; h – пройденный путь, м.

В то же время в любой среде скорость падения зерен будет меньше, так как среда будет оказывать сопротивление падающему телу, поэтому скорость падения зерен в среде будет зависеть от их плотности и размеров – тяжелые и крупные зерна будут падать с большей скоростью, чем легкие и мелкие. Для доказательства этого рассмотрим падение зерна шарообразной формы в среде жидкости с плотностью 0.

При падении шарообразного зерна на него действуют две силы – сила тяжести, направленная вниз, и сила сопротивления среды, направленная вверх. Сила тяжести определяется формулой где G – сила тяжести, Н; d – диаметр зерна, мм; – плотность зерна, г/см3.

Известно, что тело, находящееся в жидкости, теряет в весе столько, сколько весит вытесненная им жидкость. Поэтому сила тяжести, действующая на тело, в среде с плотностью 0 будет равна Сила сопротивления среды Р согласно квадратичному закону динамического сопротивления Ньютона равна где d – диаметр шара, мм; v – скорость падения, м/с; 0 – плотность среды, г/см3.

дифференциальное уравнение движения шара в среде:

где m – масса шара, которая равна m =.

Разделив обе части уравнения на массу шара, получим откуда следует, что ускорение движения шара, т. е., по мере увеличения скорости падения тела будет уменьшаться и при определенном значении скорости падения v0 = станет равным 0, т. е.

или С этого момента тело в среде будет падать с постоянной скоростью v0. Эта постоянная скорость падения тела называется конечной скоростью падения, измеряется в сантиметрах в секунду и может быть определена из уравнения При падении шарообразного тела в воде эта формула упрощается:

так как 0 = 1.

Таким образом, конечная скорость падения тела в воде определяется величинами диаметра зерна и плотности минерала. Для двух зерен с одинаковой плотностью, но разных размеров конечная скорость падения будет тем больше, чем больше диаметр зерна. Для двух зерен одинакового диаметра, но различной плотности конечная скорость падения будет тем больше, чем больше плотность минерала.

Зерна двух минералов, имеющие различные размеры и плотность, но падающие с одинаковой скоростью, называются равнопадающими.

В качестве примера определим равнопадающие зерна для кварца (SiO2) и свинцового блесна (PbS). Плотность кварца составляет 2,65 г/см3, свинцового блеска – 7,5 г/см3. Примем диаметр зерна кварца 4 мм, а диаметр зерна свинцового блеска – 1 мм.

Следовательно, зерна кварца диаметром 4 мм и свинцового блесна диаметром 1 мм будут падать в воде с одинаковой скоростью, т. е. будут равнопадающими. Отношение диаметра зерна легкого минерала d1 к диметру зерна тяжелого минерала d2, имеющих одинаковую конечную скорость падения в среде, называется коэффициентом равнопадаемости е, который равен Величина коэффициента равнопадаемости непостоянна, она зависит от диаметра частиц. Для зерен кварца и свинцового блеска она возрастает от 1,54 до 4 при увеличении диаметра зерен кварца от 0,03 до 4 мм. Однако при выводе этих формул было учтено только динамическое сопротивление среды и совершенно не учтено внутреннее трение среды при падении тела. Такой режим реализуется только при больших скоростях падения тел, т. е. для крупных и тяжелых зерен.

Для мелких и легких зерен определяющее влияние на скорость падения тел в среде будет оказывать сила внутреннего трения. Для частиц шарообразной формы сила внутреннего трения PSt, дин, рассчитываются по уравнению Стокса:

где µ – коэффициент вязкости среды, дин·с/см2; d – диаметр частицы, см; v – скорость падения, см/с.

В этом случае дифференциальное уравнение движения частицы выглядит следующим образом:

величину ускорения движения Таким образом, ускорение падающего тела будет уменьшаться по мере увеличения скорости падения v и при ее определенном значении ускорение = 0, т. е.

или откуда конечная скорость падения v0, см/с, равна При падении в воде эта формула примет вид Таким образом, расчет конечных скоростей падения для зерен различных размеров и плотности осуществляется по разным формулам, так как для крупных и тяжелых зерен определяющее влияние на конечную скорость падения оказывают силы динамического сопротивления среды, а для мелких и легких зерен – силы внутреннего трения. Для зерен промежуточных размера и плотности необходимо учитывать обе эти силы. Кроме того, при выводе этих формул были сделаны следующие допущения:

1) зерна имеют шарообразную форму;

2) рассматривалось падение единичного зерна в среде спокойной жидкости.

В реальных условиях форма зерен отличается от шарообразной:

она может быть округленной, угловатой, продолговатой, пластинчатой. Кроме того, в реальных условиях падение зерен осуществляется из концентрированных суспензий, т. е. в стесненной условиях частицы испытывают влияние не только среды, но и смежных частиц, в результате чего вязкость и плотность среды резко возрастает. Поэтому расчет конечных скоростей падения по приведенным формулам не дает точных результатов. Реальная скорость падения будет определяться формулой где k – эмпирический коэффициент, учитывающий форму частиц, концентрацию и вязкость суспензии и др.

Чаще всего конечную скорость падения частиц в различных средах определяют экспериментальным путем. По полученным данным для руды, состоящей из нескольких минералов, строят диаграмму, характеризующую зависимость скорости падения частиц от их диаметра, так называемую диаграмму Чечотта. Эта диаграмма для трех минералов с различной плотностью (угля, кварца, галенита (PbS)) представлена на рис. 5.1.

Угол наклона прямой, выражающей зависимость скорости падения от диаметра зерен, будет тем больше, чем больше удельный вес минерала. Пользуясь этой диаграммой, можно найти диаметр равнопадающих зерен различных минералов. Для этого необходимо провести горизонтальную линию при определенной величине скорости падения, например v1. При этой скорости равнопадающие зерна для угля будут иметь диаметр d1, кварца – d2, галенита – d3, причем d1 > d2 > d3. Эти данные используются при расчете промышленных классификаторов, используемых для гравитационного обогащения руд. К числу гравитационных методов обогащения руд относятся:

гидравлическая или пневматическая классификация, промывка и протирка глинистых руд;

отсадка (гидравлическая или пневматическая);

обогащение в тяжелых жидкостях и суспензиях;

обогащение в желобах или шлюзах;

обогащение на концентрационных столах (гидравлическое или пневматическое).

5.1. Гидравлическая классификация (классификация в текущей и восходящей струе) Под классификацией понимают разделение смеси минеральных зерен на классы по скоростям падения зерен в различных средах. Если в качестве среды применяется вода, то такая классификация называется гидравлической, если воздух – пневматической.

Классификации подвергают дробленые или измельченные руды с крупностью зерен не более 8 мм (чаще 3–4 мм). Классификация осуществляется в движущейся (текущей горизонтально или вертикально) струе воды, поэтому зерна будут двигаться со скоростями, равными равнодействующей скорости струи и конечной скорости падения каждого зерна.

В результате гидравлической классификации смеси минеральных зерен различных размеров и плотности происходит разделение смеси на несколько классов равнопадающих зерен.

Рассмотрим процесс классификации руды, состоящей из двух минералов, с помощью диаграммы Чечотта (рис. 5.2).

Обозначим максимальный диаметр зерен в смеси d1, конечную скорость падения тяжелых частиц диаметром d1 vОТ, легких – vОЛ.

Классификация осуществляется по равнопадаемости в восходящей струе. В этом случае скорость восходящей струи рассчитывают по легкому минералу, имеющему диаметр зерна d1. Для определения этой скорости проводим через точку 1 прямую, параллельную оси абсцисс (1 – v01). Эта линия пересекает линию падения тяжелого минерала ОТ в точке 11, соответствующей диаметру тяжелых зерен d2. Для определения скорости восходящей струи во втором цикле через точку 11 проводим вертикальную линию (11 – d2) до пересечения с линией падения легких зерен в точке 2. Затем через точку 2 проводим горизонтальную линию (2 – v02) до пересечения с линией падения тяжелых зерен в точке 21. Для следующих циклов рассмотренные операции повторяются. Таким образом, изменяя скорость восходящей струи от v01 до v04, можно разделить руду на 5 классов:

I класс содержит только зерна тяжелого минерала с диаметром от d1 до d2;

II класс состоит из смеси зерен легкого минерала с диаметром от d1 до d2 и тяжелых зерен с диаметром от d2 до d3;

III класс состоит из легких зерен с диаметром от d2 до d3 и тяжелых с диаметром от d3 до d4;

IV класс содержит смесь легких зерен с диаметром от d3 до d и тяжелых от d3 до d4;

V класс состоит из смеси легких зерен с диаметром от d4 до и тяжелых с диаметром от d5 до 0.

В каждом классе присутствуют зерна тяжелого и легкого минералов с одинаковым диаметром, так называемые «смежные зерна». Для II класса диаметр смежных зерен равен d2; для III класса – d3; для IV класса – d4. Процесс классификации можно осуществлять в восходящей струе, постепенно увеличивая скорость от v04 до v01, или в горизонтальной струе, отбирая различные фракции на разных расстояниях от точки ввода суспензии.

5.2. Гидравлические классификаторы классифицирующие ящики и конусы. Классифицирующие ящики представляют собой один или несколько последовательно расположенных призматических или пирамидальных ящиков, вдоль которых с определенной скоростью движется струя суспензии, содержащей частички руды. Если обозначить длину ящика L, высоту сливного порога первого ящика – h, скорость движения струи – с и конечную скорость падения зерна v0, то время прохождения зерна через первый ящик составит t1 = L / с, а время опускания зерна на глубину h – t2 = h / v0; равнодействующая скорости движения частиц диаметром d1 будет равна v при постоянной скорости движения струи (рис. 5.3).

В зависимости от величины v0 для зерен определенного размера возможны два случая:

1) t1 > t2 – при этом условии минеральное зерно останется внутри классифицирующего ящика и будет выведено и песками из первой камеры классификатора;

2) t1 < t2 – в этом случае зерно за время прохождения через первый ящик погружается на меньшую глубину, чем высота сливного порога h, и зерно вместе со сливом удаляется из первого ящика во второй и т. д.

Следовательно, для зерен, уходящих со сливом, должны выполняться неравенства:

или Для зерен, остающихся в первой камере классификатора, неравенства имеют следующий вид:

или Длина классифицирующего ящика L =.

Крупный класс удаляется из ящика через сливной штуцер в нижней части ящика. Таким образом, в ящичных классификаторах разделение руды осуществляется в горизонтально движущейся струе суспензии. Однако большее распространение в промышленности получила классификация измельченных материалов в восходящей струе воды (рис. 5.4).

Пульпа по желобу 6 поступает в центр воронки и, пройдя через цилиндр 5, равномерно распространяется по всей поверхности верхней части конуса. Крупные, более тяжелые минеральные зерна падают вниз. Нижний продукт разгружается через чугунный конус посредством патрубка 9 и специальной отводной трубки 7 с загнутым сифонным отводом. Мелкий продукт – слив вместе с водой переливается через сливной порог 4 в кольцевой желоб 3. При случайном засорении выпускного конуса 2 он промывается струей воды, подаваемой через патрубок 1. Размер конуса выбирают по заданной производительности с учетом величины зерен слива.

В смеси минеральных зерен с водой различные по крупности или плотности зерна будут иметь скорости падения v01 > v02 > v03 и т. д. Если поместить эти зерна в трубу, в которой движется восходящая струя воды со скоростью u1 меньшей, чем v01, но большей, чем v02, то соответствующие зерна будут перемещаться по трубе со скоростями, равными разностям v01 – u1, v02 – u1, v03 – u1. Поскольку v01 > u1, то первое зерно будет опускаться, а так как v02 < u1, то зерна с диаметром d2 будут подниматься вместе со струей.

Таким путем достигается разделение зерен на два класса:

первый класс зерен, скорость падения v01 которых больше скорости струи u1, будет собираться внизу трубы, а второй класс зерен со скоростью v02 < u1 уйдет из трубы со сливом.

При необходимости разделения руды на несколько классов слив или пески подвергают дополнительной классификации, изменяя скорость подачи восходящей струи. Таким образом, процесс классификации может быть осуществлен от крупного к мелкому (повторной классификации подвергают слив) или от мелкого к крупному (повторной классификации подвергают пески).

Уровень Суспензия Рис. 5.5. Классификатор стесненного падения с механической периодической разгрузкой крупных классов из камер промышленности часто совмещают классификацию в движущейся горизонтальной струе и в восходящей струе в одном и том же аппарате. С этой целью в разгрузочной части ящичных или конусных классификаторов устанавливают классификационные трубы, в нижнюю часть которых подается вода. Таким образом, в классификационной трубе создается восходящая струя, а в классификаторах в целом – горизонтальная. Устройство такого классификатора представлено на рис. 5.5.

В таких классификаторах осуществляется стесненное падение зерен в нижней части, что позволяет уменьшить расход воды. Для того чтобы классифицируемый материал в конусах не уплотнялся, в них устанавливают лопастные мешалки, при медленном вращении которых происходит разрыхление материала. По такому же принципу работают конусные гидравлические ловушки для улавливания из пульпы крупных зерен.

5.3. Отсадка Отсадкой называется процесс гравитационного обогащения полезных ископаемых, заключающийся в разделении смеси минеральных зерен на слои минералов, имеющих различный удельный вес, в пульсирующей в вертикальном направлении струе воды или воздуха. Процесс отсадки осуществляется следующим образом (рис. 5.6).

Измельченная руда загружается на сито или решето 1, расположенное в емкости с водой 5. Затем через сито с помощью поршня 3 продавливается вода. При движении поршня вниз создается восходящая струя, а при движении вверх – нисходящая. В результате этого слой руды, находящийся над решетом, за время каждого цикла то максимально разрыхляется (в восходящей струе), то уплотняется (в нисходящей струе). При разрыхлении слоя в восходящей струе частицы легкого минерала поднимаются вверх, а частицы тяжелого минерала опускаются вниз. В нисходящей струе происходит уплотнение слоя, что препятствует проникновению зерен легких минералов вглубь слоя.

Таким образом, происходит расслоение материла по удельным весам – тяжелые зерна концентрируются в нижнем слое, а легкие – в верхнем. Расслоение зерен в рабочей камере отсадочной машины происходит в условиях стесненного падения, в связи с чем конечная скорость падения зерен мала. Поэтому для повышения эффективности разделения требуется большое число коротких циклов пульсаций, создающих восходящие и нисходящие струи воды. Оптимальное число пульсаций для разделения руд, имеющих различную крупность и плотность, подбирается экспериментально и создается путем изменения числа качаний поршня. Рассмотрим процесс разделения равнопадающих зерен руды, состоящей из двух минералов (А – тяжелый минерал, В – легкий), методом отсадки с помощью диаграммы Чечотта (рис. 5.7).

Максимальный диаметр зерен – d1, минимальный – d2, причем d2 = d1 / e, где е – коэффициент равнопадаемости.