ГОСы

ВОПРОС 1
ОСНОВНЫЕ ПОНЯТИЯ И НАЗНАЧЕНИЕ ГРОХОЧЕНИЯ
Грохочение процесс разделения сыпучих материалов по крупности на просеивающих поверхностях с калиброванными отверстиями.
Зерна (куски) материала, размер которых больше размера отверстий сита, остаются при просеивании на сите, а зерна меньших размеров проваливаются через отверстия.
Материал, поступающий на грохочение, называется исходным, остающийся на сите надрешетным (верхним) продуктом, проваливающийся через отверстия сита подрешетным (нижним) продуктом.
При последовательном просеивании материала на п ситах получают п+ 1 продуктов. В этом случае один из продуктов предыдущего просеивания служит исходным материалом для последующего просеивания.
Последовательный ряд значений размеров отверстий сит (от больших к меньшим), применяемых при грохочении, называется шкалой грохочения или классификации.
Модуль шкалы классификации постоянное отношение размера отверстий предыдущих сит к размеру отверстий последующих. Например, для шкалы классификации 100; 50, 25; 12,5; 6,25 мм модуль равен 2.
Размер d наибольших зерен (кусков) подрешетного продукта так же, как и размер наименьших кусков надрешетного продукта, условно принимают равным величине отверстий сита l, через которое просеивается материал, т. е. d =L.
Соответственно обозначают: подрешетный продукт L (минус L) или d (минус d); надрешетный продукт +L (плюс L) или +d (плюс d).
Машины и устройства для грохочения называют грохотами. Всякий грохот имеет одну или несколько рабочих (просеивающих) поверхностей сит, установленных в одном или нескольких коробах, совершающих возвратно-поступательные качатель-ные или встряхивающие движения. В некоторых конструкциях грохотов просеивающую поверхность образуют вращающиеся диски (валки), располагаемые параллельно в несколько рядов. Для грохочения крупного материала иногда используют неподвижные решетки, собранные из колосников различной формы или стержней, которые устанавливают с наклоном, достаточным для свободного скольжения полним материала.
Операции грохочения широко применяют на обогатительных и брикетных фабриках и сортировках, в Промышленности строительных материалов, химической и многих других отраслях промышленности. В технологической схеме обогащения или при подготовке полезных ископаемых к переработке выделяют следующие следующие виды операций грохочения: самостоятельное, подготовительное и вспомогательное.
Самостоятельное грохочение применяют на сортировках для выделения классов готовых продуктов, направляемых непосредственно потребителям. Сортировке подвергают угли, железные руды, каменные строительные и дорожные материалы, абразивы и т. д.
Подготовительное грохочение применяют на обогатительных фабриках с целью разделения перерабатываемого материала на классы, поступающие далее в операции обогащения. Такое грохочение часто необходимо перед гравитационными процессами, электромагнитной сепарацией и др.
Вспомогательное грохочение применяют в сочетании с операциями дробления, для выделения готового по крупности продукта перед дробилками и контроля крупности дробленого продукта. Первый вид грохочения часто называют предварительным, а второй контрольным или поверочным.
В ряде случаев при грохочении происходит обогащение полезного ископаемого; такое грохочение называется избирательным. В результате получают продукты, отличающиеся не только по крупности, но и содержанию в них ценного компонента. При избирательном грохочении используют различия в физических свойствах отдельных компонентов, входящих в состав ископаемого сырья, например, различие в твердости и крепости или в форме кусков ценного компонента и пустой породы. При добыче, транспортировании и дроблении такого сырья в продуктах разной крупности будет неодинаковое содержание полезного минерала.
Грохочение применяется также для отделения воды или пульпы от зернистых материалов, например, для обезвоживания обогащенных углей, промытых руд и отделения суспензии от продуктов разделения в тяжелых средах.

НАЗНАЧЕННЕ ОПЕРАЦИЙ ДРОБЛЕНИЯ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Дробление и измельчение процессы уменьшения размеров кусков (зерен) полезных ископаемых путем разрушения их действием внешних сил, преодолевающих внутренние силы сцепления, связывающие между собой частицы твердого вещества. Принципиально процессы дробления и измельчения не различаются между собой. Условно считают, что при дроблении получают продукты преимущественно крупнее, а при измельчении мельче 5 мм. Для дробления применяют дробилки, а для измельчения мельницы.
Дробление и измельчение на обогатительных фабриках являются подготовительными операциями перед обогащением и имеют своим назначением разъединение (раскрытие) зерен различных минералов, содержащихся в полезном ископаемом, тесно переплетенных и сросшихся между собой. Чем полнее раскрываются (освобождаются один от другого) минералы при дроблении и измельчении, тем успешнее последующее обогащение полезного ископаемого.
Иногда минералы, слагающие куски полезных ископаемых, обладают различными физико-механическими свойствами. После дробления или измельчения таких ископаемых в специально подобранных условиях одни, более твердые и прочные минералы, будут представлены крупными кусками, другие, хрупкие и менее твердые кусками значительно меньшего размера. Последующий рассев дробленого продукта позволят отделить одни минералы от других, т. е. произвести более или ''менее совершенное обогащение полезного ископаемого. Дробление или измельчение в этом случае имеет значение обогатительной операций и называется избирательным дроблением.
Крупность зерен, до которой надо дробить или измельчать исходный материал перед обогащением, определяется размером вкрапленности полезных минералов и процессом, принятым для обогащения данного ископаемого. Эта крупность устанавливается опытным путем при исследованиях обогатимости каждого полезного ископаемого.
Дробление применяется не только на обогатительных фабриках. Дроблению и измельчению подвергают: уголь или сланец на электростанциях, сжигающих топливо в пылевидном состоянии; уголь на коксохимических заводах перед коксованием; известняки и доломиты, используемые в качестве флюсов на металлургических заводах; и т. д. В этих случаях продукты дробления и измельчения используются непосредственно, и процесс дробления имеет самостоятельное значение.

СТЕПЕНЬ ДРОБЛЕНИЯ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Отношение размеров кусков или зерен исходного материала перед дроблением и измельчением к размеру кусков или зерен дробленого или измельченного продукта называется степенью дробления или степенью измельчения.
Степень дробления количественная характеристика процесса, показывающая, во сколько раз уменьшился размер кусков или зерен материала при дроблении или измельчении. Со степенью дробления связаны расход энергии и производительность дробилок и мельниц. Для определения степени дробления предложено несколько расчетных формул.
Чаще всего степень дробления определяется как отношение размеров максимальных по крупности кусков материала до и после дробления
i=Dmas /dmas (1)
где Dmas и dmax диаметр максимального куска материала соответственно до дробления и после.
В практике обогащения диаметром кусков сыпучих материалов считают наименьший размер отверстия сит, через которые при грохочении куски еще проходят. Поэтому степень дробления по формуле (1) вычисляется как отношение диаметров предельных отверстий сит грохочения дробимого материала и дробленого продукта. Форма отверстий сита при этом должна быть одинаковой, так как она влияет на результаты грохочения.
Для характеристики дробилок машиностроительные заводы применяют так называемую конструктивную степень дробления, вычисляемую по формуле
i= В/b или i = 0,85 B/b, (2)
где В ширина загрузочного отверстия дробилки, мм; Ь ширина выпускной щели, мм;
Формула (2) позволяет вычислить наибольшую достижимую степень дробления, когда в продукте дробилки нет кусков размером более разгрузочной щели, а поступающий в дробилку кусок меньше загрузочного отверстия на 15%
Степень дробления, подсчитанная по рассмотренным выше формулам, характеризует процессы дробления и измельчения недостаточно полно. Правильнее вычислять ее как отношение средних диаметров, которые находятся с учетом характеристик крупности исходного материала и продукта дробления:
i = Dср/dср (3)
где Dср, dср средний диаметр кусков соответственно исходного материала и дробленого продукта.
Иногда для вычисления степени дробления применяют формулу
i=Dt/dt, (4)
где Dt и dt размер квадратных отверстий сита, через которое проходит t (%) дробимого или измельчаемого материала; dt размер квадратных отверстий сита, через которое проходит t (%) продукта дробления или измельчения.
Для дробления принимают t= 80 %, а для измельчения t = 95 %.
ВОПРОС 2
КОНСТРУКЦИЯ ЩЕКОВЫХ ДРОБИЛОК
Щековия дробилка с простым движением подвижной щеки (ЩДП). В щековых дробилках (ЩД) материал раздавливается между двумя плитами (щеками), одна из которых неподвижная, а вторая подвижная (качающаяся). Щековые дробилки бывают с простым (ЩДП) и сложении (ЩДС) движением подвижной щеки.
Рабочая камера в щековой дробилке с простым движением щеки образуется неподвижной 1 и подвижной 2 щеками и двумя боковыми стенками. Подвижная щека 2 шарнирно подвешена на оси 10. Боковые стенки рабочей камеры, а также неподвижная и подвижная щеки дробилки футеруются съемными плитами из марганцовистой износоустойчивой стали или из закаленного чугуна. Поверхность боковых стенок делается гладкой, а неподвижной и подвижной щек часто делается рифленой. На эксцентрик 3 вала надета головка массивного шатуна 8, получающего при вращении вала вертикальное возвратно-поступательное движение. Нижний конец шатуна имеет гнезда, в которые свободно вставлены одним концом две распорные плиты 7. Другими концами распорные плиты вставлены: одна (левая) в гнездо на подвижной щеке дробилки, другая (правая) в гнездо регулировочного устройства, закрепленного на задней стенке станины. Удержание свободно вставленных в гнезда распорных плит происходит как за счет давления самой подвижной щеки, так и за счет тяги 9 с пружиной 6, оттягивающей подвижную щеку вправо. При движении шатуна вверх угол между распорными плитами увеличивается и подвижная щека приближается к неподвижной, раздавливая материал. При движении шатуна вниз подвижная щека отходит от неподвижной и дробленый материал выпадает из разгрузочного отверстия дробилки. Исходный материал загружается в рабочую камеру дробилки сверху и постепенно в процессе раздавливания опускается вниз. Так как во время движения шатуна вверх происходит дробление материала (рабочий ход), а во время движения вниз его разгрузка (холостой ход), нагрузки на приводной двигатель дробилки крайне неравномерны. Для аккумуляции энергии во время холостого хода и передачи ее во время рабочего хода щеки, на вал шатуна надевается два массивных маховика 4. Для предохранения дробилки от поломок в случае попадания в ее рабочую камеру недробимых предметов (куски железа) заднюю (правую) распорную плиту делают ослабленного сечения (запросверливания отверстий в плите или за счет составления плиты из двух частей «внахлест» и скрепления их заклепками). Такая плита при нагрузках, выше допустимых ломается; после устранения причины поломки на ее место устанавливают новую распорную плиту. Ширину выпускной щели дробилок можно изменять с помощью замены распорных плит или (у дробилок малого размера) с помощью прокладок и регулировочных клиньев 5. Подтягивая или отпуская их специальными болтами, достигают смещения влево или вправо вместе с распорными плитами подвижной щеки дробилки, за счет чего увеличиваются или уменьшаются размеры выпускной щели дробилки. Габаритные размеры загрузочного отверстия дробилок должны быть на 1015% больше размера наибольшихкусков в питании.

Щековая дробилка со сложным движением щеки
Конструкция щековых дробилок со сложным движением щеки (рис. 13,6) отличается тем, что у них подвижная щека 2 подвешена непосредственно на эксцентрик 3 вала, а внизу опирается на одну распорную плиту 7. Благодаря такой подвеске, каждая точка поверхности подвижной щеки движется не по прямой, как у дробилок с простым движением щеки, а по эллипсоидной линии. При приближении к неподвижной щеке подвижная щека одновременно движется несколько вверх, а при обратном ходе вниз. За счет этого в процессе дробления наблюдается не только раздавливание, но и частичное истирание дробимого материала.В настоящее время для увеличения степени дробления щековые дробилки изготовляют с увеличенной высотой камеры дробления (в 22,3 раза больше ширины приемного отверстия) и в. нижней части неподвижной щеки футеровку скашивают для образования параллельной зоны в месте разгрузки. В последних конструкциях щековых дробилок введен трехступенчатый их запуск. Первая ступень приведение во вращение маховика; вторая передача вращения валу дробилки благодаря тому, что маховик входит в сцепление с валом дробилки с помощью фрикционной муфты; третья приведение во вращение второго маховика.
Щековые дробилки чаще всего применяют для крупного дробления твердых и средней твердости полезных ископаемых. Степень дробления в щековых дробилках i = 3-=-5 (в последних конструкциях до 8). Эксплуатационные затраты на 1 т дробимого материала составляют 0,0550,04 руб., а капитальные 0,260,14 руб. Расход футеровочной стали на 1 т руды составляет 10 г при ее стоимости 425 руб. за 1 т.
Щековые дробилки просты в конструктивном отношении, не требуют большой высоты для установки, пригодны для дробления вязких и глинистых руд, но они требуют равномерной подачи питания, не могут работать «под завалом» и поэтому нужда-» ются в установке питателя. Они малопригодны для дробления плитнякового материала; их сменные части изнашиваются быстрее, чем сменные части конусных дробилок. Поэтому, если нет явных технико-экономических преимуществ щековых дробилок, следует применять для дробления конусные дробилки.

Рис. Схемы конусных дробилок для крупного (а),
среднего и мелкого (б) дробле Рис56 Конусная дробилка крупного дробления(КРД) с гидравлическим
регулированием выходной щели


Рис. 13. Схемы щековых дробилок с простым (а) и сложным (б) качанием подвижной щеки
ВОПРОС 3
КОНСТРУКЦИЯ КОНУСНЫХ ДРОБИЛОК КРУПНОГО ДРОБЛЕНИЯ
Конусная дробилка крупного дробления ККД имеет корпус, состоящий из нижней 1 и верхней 2 частей (рис. 14,а). Верхняя часть корпуса представляет собой неподвижный конус (чашу), обращенный большим основанием вверх внутри которого производится дробление.. Внутренняя поверхность неподвижного конуса футеруется плитами из марганцовистой стали. Подвижный дробящий конус 3 жестко закреплен на валу 6 и также покрыт футеровкой. Вал дробилки подвешен в специальном гнезде в центральной головке траверсы 5.
Нижний конец вала 6 свободно входит в длинный полый эксцентриковый стакан 7, вставленный во втулку 10, ось которой совпадает с вертикальной осью дробилки и отлита заодно с нижней частью корпуса 12, где размещается привод дробилки, состоящий из пары конических зубчатых шестерен, одна из которых 8 закреплена на эксцентриковом стакане, а другая 9 на валу 11привода. Стакан 7 за счет шестерен вращается, и ось вала 6 описывает коническую поверхность, благодаря чему подвижный дробящий конус совершает круговые движения, приближаясь или удаляясь от поверхности неподвижного конуса. Исходный материал загружается в дробилку сверху через отверстия 4. Дробленый материал разгружается сбоку дробилки.
Конусные дробилки крупного дробления применяют для первого приема дробления твердых и средней твердости полезных ископаемых. Степень дробления в дробилках ККД составляет 36. Дробилки высокопроизводительны, могут работать «под завалом». Но для их установки требуется большая высота, а сами они отличаются большой сложностью конструкции.
При износе или после установки новых футеровок требуется регулирование ширины выходной щели. Для этого вал вместе с дробящим конусом приподнимается (подвешивается) мостовым краном. Навинчивая или свинчивая гайку, устанавливают нужную ширину выходной щели.

Конусные редукционные дробилки с гидравлическим регулированием выходной щели (КРД-ГРЩ) включаются в схему дробления после конусных дробилок с подвешенным валом или щековых дробилок в тех случаях, если рациональна четырехстадиальная схема
Выходная щель дробилки регулируется гидравлическим домкратом, который крепится болтами к нижнему фланцу центральной втулки станины (рис. 56). Конец вала 11 проходит через отверстие в эксцентриковом стакане 5 и имеет гнездо, в которое свободно входит головка песта 3. Последняя опирается на плунжер 2 гидравлического домкрата. Верхний подвес вала 11 допускает вертикальные перемещения его. При уменьшении ширины выходной щели масло насосом подводится под плунжер и вал поднимается. Гидравлическая система защищает дробилку от поломок при попадании в рабочее пространство недробимых тел. Давление резко возрастает и масло из цилиндра домкрата выжимается в гидравлический аккумулятор. Вал, опускаясь, увеличивает ширину разгрузочного отверстия и пропускает металлический предмет. Система приходит в прежнее состояние автомагически.
Все конусные дробилки крупного (ККД) и редукционного (КРД) дробления в настоящее время выпускаются с гидравлическим регулированием выходной щели. (1-малая коническая шестерня,2-плунжер,3-пест,4-фундаментная плита,5-эксцентриковый стакан,6-защитная втулка,7-нижняя часть корпуса станины,8-корпусподвижного конуса, 9-средняя састь корпуса,10-верхняя часть корпуса с траверсой,11-главный вал,12-гайка крепления футеровки,13-наружняя втулка,14-колпак,15-гайка регул. разгруз. щели,16-обойма,17-внутреняя втулка,18-конусная втулка верхнего подвеса,19-шайба,20-траверса,21-трубопрвод густой смазки,22-верхняя футеровкачаши,23-футеровка подвижногоконуса,24-нижняя футеровка чаши,25-пылеуплотнение,26-большая коническая шестерня,27-приводной вал,28-муфта,29-шкив приводной).
ВОПРОС 4
КОНСТРУКЦИЯ КОНУСНЫХ ДРОБИЛОК СРЕДНЕГОИ МЕЛКОГО ДРОБЛЕНИЯ
Конусные дробилки среднего КСД и мелкого КМД дробления имеют сходные конструкции. Они отличаются лишь размерами приемных отверстий, выпускных щелей и профилем дробящей зоны. От дробилок крупного дробления их отличают характер расположения неподвижного конуса (чаши), который повернут большим основанием вниз, и более пологая форма подвижного конуса.
Дробилка среднего дробления (КСД) (рис. 14, б) состоит из литого корпуса 1, на верхнем фланце которого лежит опорное кольцо 3, скрепленное с фланцем длинными болтами 4 и пружинами 2, размещенными по окружности корпуса.
Пружины 2 прижимают установочное кольцо к корпусу дробилки и служат для защиты дробилки от поломки. При попадании в рабочую камеру дробилки недробимых предметов пружины сжимаются, наружная чаша вместе с установочным кольцом приподнимается, расстояние между поверхностями дробящего и неподвижного конусов увеличивается и недробимый предмет проходит через выпускную щель. После этого пружины возвращают кольцо и конус в первоначальное положение. Внутренняя поверхность неподвижного конуса (чаши) 5 коническая и более широкая внизу. В нижней части корпуса имеется цилиндрическая втулка 15, отлитая вместе с корпусом, в которую вставляется эксцентриковый стакан 11. В этот стакан вставлен нижний конец рабочего вала 10, на котором жестко закреплен подвижный дробящий конус 7. Привод осуществляется непосредственно от электродвигателя. Через коническую шестерню 13, закрепленную на конце приводного вала 14, п коническую шестерню 12 вращение передается эксцентриковому стакану 11, а от него рабочему валу 10.
Исходный материал через загрузочную коробку 6 поступает на распределительную тарелку 8, вращающуюся вместе с валом 9. Распределительная тарелка равномерно распределяет материал по периметру рабочего пространства дробилки. Куски материала дробятся за счет раздавливания между поверхностями дробящих футеровок подвижного и неподвижного конусов. Дробленный прдукт разгружается внизу через кольцевую щель.
Рис. 11.25. Схема гидравлического устройства для поворота чаши дробилок КСД и КМД: 1- храповой венец кожуха; 2-опорное кольцо дробилки; 3-двухсторонняя поворотная собачка; 7- упор собачки; 8- трубки для подвода жидкости под давлением; 4- гидравлический цилиндр; 5- шток гидравлического цилиндра; 6-штанга штока с пазом для собачки храпового механизма.
ВОПРОС 5
Валковые, молотковые и роторные дробилки. Конструкция, назначение и эксплуатация. ВАЛКОВЫЕ ДРОБИЛКИ
В валковых дробилках материал дробится двумя параллельно расположенными валками, вращающимися навстречу друг другу. Исходный материал подается сверху в пространство между валками, захватывается ими и дробится. Валковые дробилки не переизмельчают материал. Валки дробилок бывают гладкими, рифлеными и зубчатыми.
Валковая дробилка с гладкими валками ВДГ (рис. 15) состоит из двух валков 1 и 5, вращающихся с одинаковой частотой навстречу друг другу и раздавливающих дробимый материал 3 при ограниченном истирании. Валок 1 насажен на вал, вращающийся в двух подшипниках 2, закрепленных подвижно на раме дробилки. Валок 5 насажен на вал, вращающийся в двух подшипниках 4, имеющих возможность перемещаться по направляющим рамы 7. Подвижные подшипник прижимаются до упора пружинами 6, которые играют роль защитного устройства. При попадании в дробилку недробимых предметов пружины сжимаются, подшипники с валком 5 ото- двигаются и пропускают недробимый предмет. После этого за счет пружин валок занимает первоначальное положение. Зазор между дробящими валками регулируется прокладками, располагающимися между неподвижными и подвижными подшипниками.
В зависимости от угла захвата диаметр валка дробилки должен быть в 1820 раз больше диаметра максимального куска в питании (в противном случае куски не будут захватываться валками). Дробящие валки обычно закрыты кожухом. Исходный материал через верхнюю приемную воронку подается питателем в рабочее пространство дробилки равномерно по всей длине валков. Поверхность валков футеруется марганцовистой или углеродистой сталью. Привод валковой дробилки осуществляется от электродвигателя через редуктор или клиноременную передачу. Дробленый материал разгружается вниз под дробилку. Валковые дробилки с гладкими валками применяют для среднего и мелкого дробления твердых полезных ископаемых, когда недопустимо их переизмельчение, а также для дробления влажных и глинистых руд. Степень дробления i=3-:-4.
Валковые дробилки с зубчатыми валками отличаются от дробилок с гладкими валками наличием на поверхности валков зубцов (или рифлей), выступающих на 40-60 мм над их поверхностью. Из многообразия конструкций зубчатых валковых дробилок (одновалковые, двухвалковые, трехвалковые, многовалковые) наибольшее применение нашли двухвалковые зубчатые дробилки (ДДЗ). В зубчатых дробилках куски материала захватываются и раскалываются зубьями до требуемой крупности. Эти дробилки применяются для крупного и среднего дробления углей, антрацитов, кокса, солей и других - хрупких и мягких полезных ископаемых. Степень дробления у них i = 4-6 (иногда до 10). Диаметр валков дробилок должен быть в 3- 6 раз больше размера максимального куска в питании.
Валковые дробилки отличает простота конструкции, надежность работы, удобство обслуживания и ремонта, и незначительным выходом мелких фракций в готовом продукте вследствие того, что дробление производится однократным раздавливанием материала и при его минимальном истирании. К недостаткам относятся низкая производительность, быстрый и неравномерный износ футеровки валков и по некоторым данным большой удельный расход электроэнергии.

ЭКСПЛУАТАЦИЯ ВАЛКОВЫХ ДРОБИЛОК
Валковые дробилки с гладкими валками применяют для среднего и мелкого сухого и мокрого дробления руд, когда недопустимо переизмельчение ценного хрупкого минерала (касситеритовые, вольфрамитовые руды), а также для дробления нерудных материалов средней твердости; двухвалковые дробилки с рифлеными валками-для среднего дробления горных пород средней крепости; четырехвалковые-для дробления известняка и кокса на агломерационных фабриках.
Срок службы бандажей и технологические показатели работы валков зависят от того, насколько равномерно распределяется дробимый материал по длине валков. При неравномерном распределении материала бандажи быстро срабатываются. На них появляются кольцевые канавки, «ручьи» и дробилка дает продукт неравномерной крупности. В некоторых конструкциях валковых дробилок предусмотрено осевое смещение одного валка относительно другого, что выравнивает износ бандажей по длине.
Трущиеся части дробилки смазывают жидкой и консистентной смазкой. Жидкая смазка масло индустриальное 30 заливается в предназначенные для нее резервуары и заменяется раз в 5 мес. Доливка производится по мере надобности. Консистентная смазка вводится через пресс-масленки. Расход жидкой смазки колеблется в зависимости от размера валков от 0,3 до 1 т в год.
Периодичность ремонта дробилок: текущий I-через 2-3 мес, текущий II через год, капитальный - через 4 года.
Валковые дробилки с зубчатыми валками чаще всего используются для крупного дробления угля и мягких пород.Рядовой уголь перед дроблением, как правило, подвергается грохочению и в дробилку направляется только надрешетный продукт грохота. Материал на грохот обычно подается ленточным конвейером. При загрузке.материала в дробилку необходимо обеспечить поступление его по всей длине валков с тем, чтобы работала вся их поверхность. Дробленый продукт, как правило, направляется на следующую операцию конвейером или самотеком по желобу. Наиболее быстро изнашивающимися частями этих дробилок являются зубчатые сегменты и вкладыши подшипников. Сегменты изготовляют из марганцовистой стали, а зубья по режущим кромкам наплавляют твердым сплавом.
Подшипники валков смазываются консистентной смазкой принудительно от специального насоса.
В зубчатые валковые дробилки не допускается попадание случайных металлических предметов. Для защиты дробилок перед ними устанавливают электромагниты.

Дробилки ударного действия (молотковые и роторные)
Дробилки ударного действия применяют для среднего и мелкого дробления мягких и средней крупности неабразивных материалов (углей, известняков, гипса, мела, асбестовых руд, каменной соли и т. д.). Основными преимуществами этих дробилок являются простота конструкции, большая производительность, низкая металлоемкость,высокая степень дробления (до 30) и удобство обслуживания. Молотковые дробилки выпускают одно-и двухроторными с нереверсивным (вращающимся только в одну сторону,) и с реверсивным роторами. По расположению молотков в роторе различают одно- и многорядные дробилки.
Однороторная молотковая дробилка (рис. 16, а) состоит из корпуса 1, вращающегося на валу ротора 2, с шарнирно закрепленными на нем молотками 4. Внутри корпус дробилки футеруется и имеет отбойные плиты 5. Внизу корпуса имеется полукруглая колосниковая решетка 5.
Ротор собирается из двух концевых и нескольких промежуточных дисков, жестко закрепленных на валу. Через отверстия в дисках (на рис. 16, а их четыре) пропускают стержни, на которые, свободно подвешивают дробящие молотки различной конфигурации.
Исходный материал питателем через зев поступает в дробилку и разбивается ударами молотков, ударами кусков об отбойные плиты и истиранием кусков молотками на колосниковой решетке. Дробленый материал проходит через отверстия колосниковой решетки и уходит под дробилку. Размерами отверстий в колосниковой решетке можно контролировать крупность дробленого материала. Некоторые молотковые дробилки выпускают без колосниковых решеток.
Роторные дробилки (рис. 16,6) отличаются тем, что дробление в них осуществляется жестко закрепленными на роторе 2 билами 7. Внутри корпуса 1 дробилки имеются отбойные плиты 4 и расположенная сбоку колосниковая решетка 5, изготовленная из двух половин, поворачивающихся на шарнирах. При помощи оттяжки 6 можно регулировать зазор между билами и поверхностью решетки. Дробилка снабжена цепным завесом 3.
Роторные дробилки делятся на те же типы, что и молотковые. Принцип действия их тот же, что и молотковых, с той лишь разницей, что в ударах по дробимым кускам участвует вся масса ротора, за счет чего сила удара получается более мощной. Это позволяет применять роторные дробилки для разрушения крупных кусков сравнительно прочных материалов.
ЭКСПЛУАТАЦИЯ МОЛОТКОВЫХ И РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
Молотковые и роторные дробилки устанавливают на высоких фундаментах с проемами, размеры которых выбирают с учетом размещения под дробилкой транспортных средств. Масса фундамента должна быть достаточной для компенсации вибраций, возникающих при работе дробилки.
Большие частоты вращения роторов и значительные центробежные силы, возникающие при этом, требуют тщательной балансировки всех вращающихся деталей. Балансировку обязательно производят при изготовлении дробилки и периодически проверяют ее во время эксплуатации. Балансировка нарушается вследствие изнашивания молотков или бил. При ремонтах молотки, била и диски, на которых обнаружены трещины, заменяют. Заварка трещин не обеспечивает надлежащей прочности и в какой то степени нарушает балансировку. При эксплуатации дробилок балансировку можно проверить с помощью виброизмерительного прибора.
Загружать материал в дробилку нужно равномерно по ширине приемного отверстия и времени, что обеспечивает максимальную производительность дробилки и более равномерный по крупности продукт. Поэтому перед молотковыми и роторными дробилками обычно устанавливают питатели.
Для предотвращения вылета кусков из приемного отверстия предусмотрены закрытые сверху коробки, вход материала в которые имеет штору из конвейерных лент или цепей. Эту же коробку используют и как укрытие для отсоса пыли, выбрасываемой из дробилки через приемное отверстие.
При работе молотковых и роторных дробилок перемещаются значительные объемы воздуха, что может привести, если не принять соответствующих мер, к большой запыленности помещений. Узел загрузки и разгрузочный конвейер укрывают, пыльный поток не выходит из дробилки и запыленность помещения не превышает санитарной нормы.
Уровень шума в непосредственной близости от работающей молотковой или роторной дробилки выше санитарных норм. Например, при дроблении угля он достигает 102104 дБ. Поэтому устанавливать дробилки надо так, чтобы в непосредственной близости от них не было постоянных рабочих мест.
Степень дробления молотковых и роторных дробилок достирает 40, но обычно они работают при степенях дробления не нее 10, так как рост степени дробления сильно снижает производительность аппарата. Степень дробления молотковых дробилки регулируется изменением частоты вращения ротора, размера отверстий колосниковой решетки и зазора между молотками и решеткой.











Рис. Схема валковой дробилки Рис. Схемы ударных дробилок: а молотковой; б роторной

ВОПРОС 6
Самоизмельчение в схемах рудоподготовки. Преимущества и недостатки.
Сущность процесса самоизмельчения заключается в том, что крупные куски руды в мельнице измельчаясь сами в то же время разрушают мелкие куски. Крупные куски при этом выполняют роль дробящей среды, а мелкие измельчаемого материала
Различают:
рудное самоизмельчение; дробленая руда крупностью 300-0 мм после одной стадии дробления поступает в мельницы самоизмельчения. Барабаны мельниц самоизмельчения делают большого диаметра (до 12 м) и часто короткими(D:L=3:1) Как показала практика, это соотношение необязательно, иногда делают мельницы длиннее с отношением D:L= 1,2:1 и D:L = = 2:1;
рудное полусамоизмельчение, отличающееся от рудного самоизмельчения добавкой в мельницу стальных шаров большого диаметра (100125 мм) в количестве 610% объема мельницы. Шары добавляют при недостатке крупных кусков в дробленой руде, а также для увеличения производительности мельницы;
рудногалечное измельчение; руда крупностью 60 мм или мельче, полученная в результате рудного само-, полусамоизмельчения или измельчения в стержневой мельнице измельчается в рудногалечных мельницах, по конструкции сходных с шаровыми с решеткой. Рудная галька (100-40; 75-30 мм), используемая как измельчающие тела, отбирается после II стадии дробления руды или выделяется при рудном самоизмельчении.
По сравнению с измельчением в шаровых и стержневых мельницах самоизмельчение имеет следующие преимущества:
-возможность подавать руду, крупностью 0-300мм после 1 ст.др. при рудном самоизмельчении исключаются стадии среднего и мелкого дробления.
-достигается экономия в расходе стали,т.к не применяются шары.
-в некоторых случаях улучшаются технологические показатели последующего обогащения.
-уменьшается переизмельчение руды, благодаря разлому кусков преимущественно по межзерновым каналам, т.е. наиболее ослабленным местам кристаллической структуры..
Если руда глинистая, то процесс самоизмельчения можно совместить с процессом отмывки глины ( поэтому и минус, если руда мягкая будет уходить в слив с глиной).
Недостатки
-Расход эл. энергии в 1,3-1,4 раза выше по сравнению с расходом энергии при работе по обычным схемам дробления и измельчения стальной средой
-Этот процесс не применяют для мягких или рыхлых руд, образующих небольшое количество крупных, прочных кусков, которые могли использовать в качестве измельчаемой среды
-В сливе мельницы даже при рудногалечном измельчении содержатся сравнительно крупные зёрна, образующие в результате раскалывания кусков измельчающей среды, которые необходимо удалить перед классификацией.
-При рудном самоизмельчении необходимо регулировать гранулометрический состав руды поступающей в мельницу.
-При грубом рудногалечном измельчении необходимо выделить класс определённой крупности используемый в качестве измельчающей среды.
-Расход футировки в мельнице самоизмельчения выше, чем в обычных шаровых и стержневых мельницах.
Процесс самоизмельчения не универсален, т.к. его нельзя без предварительных испытаний рекомендовать для всех материалов и руд. Наиболее подходит для самоизмельчения хрупких руд зернистого сложения.
Основная технологическая особенность рудногалечного самоизмельчения, отличающего этот процесс от измельчения в мельницах со стальной средой,- накапливание в мельнице кусков критического размера , т.е кусков размерами от 25 до 75мм, которые слишком малы, чтобы дробить другие куски и велики и прочны, чтобы быть быть раздробленными крупными кусками. Для борьбы с накапливанием критических кусков в мельнице рудного самоизмельчения приходится применять специальные шары, которые усложняют работу фабрики. Способы ликвидации этих кусков:
Добавляют стальные шары
После крупного дробления руда классифицируется на крупный и мелкий материал, а затем он разгружается в мельницу в оптимальных соотношениях.
В решётки мельницы делают отверстия до 80-100мм и выходные куски выделяют на грохоте, а затем используют их в качестве измельчающей среды в рудногалечном измельчении (или эти куски дробят в КМД и направляют вновь на измельчение)
Для использования самоизмельчения необходимо иметь результаты промышленных испытаний имеются следующие разновидности:
Рудное самоизмельчение (350-400мм)
Полусамоизмельчения (шары5-10% от объёма мельницы,350-400мм)
Грубое рудногалечное измельчение (руда до 20-25мм, а измельчающей средой явл. более крупные куски руды , которые выделяются из мельниц).Рудногалечное измельчение ( кр-ть измельчаемой среды не превышает 2-3мм).Самоизмельчение производится сухим способом в мельницах «Аэрофлот» и мокрым – в ельницах « Каскад»





Схема А. Одностадиальное рудное полусамоизмельчениес добавкой шаров (410% объема мелиницы). Конечная крупность измельчения 5060% класса 0,074 мм.
Схема Б. Многостадиальное рудное самоизмельчение твердой руды. Крупность измельчения в I стадии 5060 % класса 0,074 мм
Схема В. Многостадиальная схема рудного самоизмельчения для крепких и вязких руд. Крупность измельчения в I стадии до 6085% класса 0,074 мм. В отличие от схемы Б, между бутарой и гидроциклоном установлен спиральный классификатор.
Схема Г. Двухстадиальное измельчение до конечной крупности 6085% класса 0,074 мм. В I стадии рудное полусамоизмельчение, во II стадии шаровое измельчение. Возврат надрешетного продукта грохота в мельницу осуществляется ленточным конвейером.

















Схема Д. Аналогична схеме Г. Различия связаны с наличием в мельнице бутары закрытого типа.
ВОПРОС 7
БАРАБАННЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
Принцип действия, регулеровка. Типы измельчающей среды .Факторы влияющие на производительность мельниц
Для измельчения полезных ископаемых наибольшее распространение получили барабанные (шаровые и стержневые) мельницы. В последнее время на фабриках большой производительности в некоторых случаях применяют барабанные мельницы самоизмельчения (бесшарового измельчения) или полусамоизмельчения (с небольшой добавкой шаров).
Барабанная мельница (рис. 79) представляет собой пустотелый барабан 3, закрытый торцовыми крышками 2 и 4, в центре которых имеются полые цапфы 1 и 5. Цапфы опираются на подшипники, и барабан вращается вокруг горизонтальной оси. Барабан заполняется примерно на половину объема дробящей средой (дробящими телами 6). При его вращении дробящие тела благодаря трению увлекаются его внутренней поверхностью, поднимаются на некоторую высоту и свободно или перекатываясь падают вниз. Через одну полую цапфу внутрь барабана непрерывно подается измельчаемый материал, который проходит вдоль него и, подвергаясь воздействию дробящих тел, измельчается ударом, истиранием и раздавливанием. Измельченный продукт непрерывно разгружается через другую полую цапфу. При вращении барабана материал движется вдоль его оси вследствие перепада уровней загрузки и разгрузки и напора непрерывной подачи материала; если измельчение мокрое, то материал увлекается сливным потоком воды, а если сухое, воздушным потоком, возникающим при отсасывании воздуха из барабана.
По режиму работы мельницы делят на машины периодического и непрерывного действия; с вращающимся барабаном, вибрационные, центробежные и башенные.
В зависимости от формы барабана различают мельницы цилиндро-конические и цилиндрические. Последние, в свою очередь, бывают трех типов короткие, длинные и трубные. У коротких мельниц длина меньше диаметра или близка к нему; у длинных она достигает 2-3 диаметров, а у трубных длина барабана больше диаметра не менее чем в 3 раза. Трубные мельницы применяются в цементной промышленности.
В зависимости от вида дробящей среды различает мельницы шаровые, стержневые, галечные, рудногалечные и самоизмельчения. У шаровых мельниц дробящая среда представлена стальными или чугунными шарами; у стержневых стальными стержнями, у галечных окатанной кремневой галькой или рудой; у мельниц самоизмельчения крупными кусками измельчаемой руды.
В зависимости от способа разгрузки измельченного продукта различают мельницы с центральной разгрузкой и разгрузкой через решетку. У мельниц с центральной разгрузкой измельченный продукт удаляется свободным сливом через пустотелую разгрузочную цапфу. Для этого необходимо, чтобы уровень пульты в барабане был выше уровня нижней образующей разгрузочной цапфы. Поэтому мельницы с центральной разгрузкой называют иногда мельницами сливного типа или мельницами с высоким уровнем пульпы. У мельниц с разгрузкой через решетку имеется подъемное устройство, принудительно разгружающее измельченный продукт. Поэтому в мельницах такого типа уровень пульпы может быть ниже уровня разгрузочной цапфы. Мельницы с разгрузкой через решетку иногда называют мельницами с принудительной разгрузкой или мельницами с низким уровнем пульпы.
Мельницы характеризуются внутренним диаметром D барабана (при снятой футеровке) и его рабочей длиной L (см. рис. 79).
Цилиндрические шаровые и стержневые мельницы широко применяются на обогатительных фабриках для измельчения руд. Стержневые мельницы могут быть использованы как аппараты мелкого дробления перед шаровыми мельницами и для измельчения мелковкрапленных руд перед гравитационными или электромагнитными процессами обогащения. Галечные мельницы применяются в тех случаях, когда нельзя допустить даже ничтожных примесей железа к измельчаемому материалу. Мельницы самоизмельчения в последние десятилетия внедряются в практику
измельчения руд. Самоизмельчение успешно конкурирует с измельчением стальной средой и в некоторых случаях не только удешевляет процесс рудоподготовки, но и улучшает технологические показатели переработки руд.
Измельчающая среда: шары, стержни, галька, крупные куски измельчающейся породы. Факторы влияющие на производительность: от измельчаемости руды, крупности исх. и кон. продуктов, типы и размеры мельниц, формы футеровки, гранулометрического состава шаров, плотности и твердости дробящих тел, число оборотов барабана, величины циркулирующей нагрузки, плотности пульпы, заполнение мельницы.

Рис. 79. Схема и принцип действия барабанной (шаровой) мельницы:
а общий вид; 6 схема движения материала


Рис. 90. Контур шаровой загрузки:
а при каскадном режиме работы мельницы;
б при водопадном режиме работы мельницы
ВОПРОС 8
СКОРОСТНЫЕ РЕЖИМЫ РАБОТЫ МЕЛЬНИЦ
Режим работы шаровой мельницы определяется частотой вращения барабана.
При низкой частоте вращения мельницы все шары поворачиваются в сторону вращения на некоторый угол и при постоянной частоте вращения остаются в таком положении (рис. 90). Шары непрерывно циркулируют, поднимаясь по концентрическим круговым траекториям и скатываясь параллельными слоями каскадом вниз. Такой режим работы мельницы называется каскадным (рис. 90, а). Измельчение материала при каскадном режиме происходит главным образом раздавливанием его и истиранием перекатывающимися шарами.
Каскадный режим работы мельницы характеризуется тонким измельчением с увеличением выходов шламов и повышенным износом футеровки.
По мере повышения частоты вращения мельницы угол поворота шаров увеличивается и они по круговым траекториям поднимаются все выше, но режим работы может оставаться еще каскадным. Когда, наконец, шары поднимутся до известной, еще большей высоты, определяемой частотой вращения мельницы, они сойдут с круговых траекторий и, как тела, брошенные под углом к горизонту, по параболическим траекториям будут падать водопадом обратно на круговые траектории. Такой режим работы мельницы называется водопадным (рис. 90, б). Измельчение материала при водопадном режиме происходит главным образом ударом падающих шаров и отчасти истиранием. При этом режиме получают более грубый конечный продукт и футеровка изнашивается меньше. Существенно, однако, чтобы движущаяся по водопадным траекториям среда падала на измельчаемый материал, а не на футеровку, иначе возрастет расход стали (футеровки и шаров).
Резкого перехода от чисто каскадного режима к чисто водопадному не наблюдается. Переход происходит постепенно и при промежуточных частотах вращения мельница работает при смешанном каскадно-водопадном режиме. При таком режиме внешние слои шаров будут падать по параболическим траекториям, но не на свои круговые, а на внутренние слои, скатывающиеся по склону согласно каскадному режиму.
При увеличении частот вращения барабана мельницы может наступить момент когда дробящие тела начнут прижиматься центробежной силой к поверхности барабана, и не отрываются от нее, будут вращаться вместе с барабаном. Такая частота вращения мельницы называется критической и определяется
nкр=30/13 EMBED Equation.3 1415R и D-внутренний радиус и диаметр. ( критическая скорость- частота вращения барабана при которой частица находится в динамическом равновесии, т.е. не отрываясь от поверхности вращается с ней вместе. )
Влияние степени заполнения мельницы дробящей средой
Производительность мельницы пропорциональна расходу энергии на измельчение. Расход энергии связан со степенью заполнения объема мельницы дробящей средой. С ростом степени заполнения мельницы дробящей средой растет расход энергии на измельчение и достигает максимума при степени заполнения 50%. Соответственно растет и производительность мельницы и достигает максимума при заполнении ее шарами на 50%.Дальейшее увеличение степени заполнения мельницы дробящей средой приводит к уменьшению расхода энергии и производительности мельницы.
Эти выводы подтверждаются данными практики. В частности, на обогатительных фабриках шаровые мельницы работают при степени заполнения их шарами от 40 до 50 %, стержневые мельницы-при заполнении их стержнями на 35-45%, мельницы самоизмельчения -при рудной нагрузке 30-35%
Степень заполнения барабана мельницы измельчающими телами характеризуется коэффициентом заполнения :
13 EMBED Equation.3 1415,
где Vш объем барабана, занятый шарами (стержнями, рудой, галькой), м3; V-объем барабана мельницы, м3,
ВОПРОС 9
Операции классификации в схемах измельчения.
Схемы измельчения могут включать следующие операции классификации: предварительную классификацию (рис. 21, а); поверочную классификацию в полностью замкнутом цикле измельчения (см. рис. 21,а); классификацию в частично замкнутом цикле измельчения (рис. 21, б): контрольную классификацию слива (рис. 21, в); контрольную классификацию песков (рис. 21, г). Предварительная классификация применяется для увеличения производительности мельницы, уменьшения ошламования, выделения в отдельный продукт первичных шламов и легко измельчаемых компонентов руды (если их необходимо обогащать в отдельном цикле)..
Выделение в операции предварительной классификации готового продукта повышает содержание Rср и вследствие этого увеличивает производительность мельницы, а также уменьшает ошламование продукта, вредно влияющее на все процессы обогащения.
Возможность и целесообразность включения в схему измельчения операции предварительной классификации зависят в основном от максимальной крупности зерен руды в питании и содержания в нем готового продукта. Руду, содержащую слишком крупные зерна, нельзя загружать ни в механические классификаторы, ни в гидроциклоны, а руду, содержащую слишком малое количество готового продукта, нецелесообразно подвергать предварительной классификации.
Предварительная классификация перед первой стадией измельчения применяется редко и только при крупности руды не более 6 8 мм и содержания в пей готового продукта не менее 15 %.
Поверочная классификация в замкнутом ц и к л е применяется для контроля крупности измельченного продукта, повышения производительности мельницы, уменьшения ошламования продукта при измельчении. При наличии поверочной классификации некондиционный по крупности продукт возвращается обратно в мельницу (циркулирующая нагрузка), в питании мельницы увеличивается содержание крупного класса и вследствие этого возрастает ее производительность по готовому продукту.
Классификация в частично за м к и у т о м ц и к л е (см. рис. 21, 6) может встречаться только в схемах с несколькими стадиями измельчения, например, в двухстадиалыюй схеме е частично замкнутым циклом в первой стадии измельчения (см. рис. 21, б). Здесь операция классификации в первой стадии измельчения является одновременно поверочной по отношению к первой стадии и предварительной по отношению ко второй стадии. Частично замкнутый цикл обладает несколькими технологическими особенностями, определяющими условия его применения.
В двухстадиальных схемах существенно важным является способ распределения работы измельчения между мельницами первой и второй стадий. В схемах с полностью замкнутым циклом в первой стадии (рис. 24) распределение работы измельчения производится изменением крупности слива классификатора первой стадии. Для полной нагрузки мельницы второй стадии необходимо получать в сливе классификатора первой стадии достаточно крупный продукт, что не всегда оказывается возможным, особенно при измельчении быстро осаждающихся кристаллических руд и при крупном конечном продукте измельчения.
В частично замкнутом цикле нагрузка на мельницы второй стадии передается не через слив, а через пески, вследствие чего появляется возможность применять двухстадиальную схему измельчения даже при крупном конечном продукте. Указанная особенность частично замкнутого цикла дает возможность легко регулировать распределение нагрузки между первой и второй стадиями измельчения. Чтобы изменить нагрузку мельницы первой стадии, достаточно изменить соотношение, в котором делятся пески в точке А. Чем меньшая часть песков будет направляться во вторую стадию измельчения, тем больше будет абсолютная масса во вторую стадию измельчения, тем больше будет абсолютная масса песков возвращаемых в мельницу первой стадии.
Контрольная классификаця слива применяется в тех случаях, когда при измельчении п одну стадию необходимо получить топкий конечный продукт пли осуществить стадиальное обогащение руды (рис. 26), а также когда при установке для классификации гидроциклона наиболее крупные пески предварительно выделяются в механическом классификаторе.
Недостатком схемы измельчения с контрольной классификацией слива является увеличенный фронт классификации и неустойчивая работа первого классификатора.
Контрольная классификация песков имеет целью понижение содержания в них готового по крупности продукта. Включение этой операции при том же разжижении слива незначительно повышает извлечение готового продукта в слив при классификации и мало сказывается на производительности замкнутого цикла (повышение до 1,5 %)

Рис 21 ,А-точка деления песков.


Рис 24 двухстадиальные схемы измельчения с полностью замкнутым циклом в 1-й стадии.

рис 26 стадиальное обогащ. руды при 1-й стадии измельчения
ВОПРОС 10
Классификация грохотов и область их применения.
Грохот представляет собой устройство (машину или аппарат), предназначенное для разделения кускового и сыпучего материала (а также твердых частиц, находящихся в пульпе) на продукты различной крупности с помощью просеивающих поверхностей с калиброванными отверстиями (основной рабочий орган грохота). По характеру движения рабочего органа или способу перемещения материала все грохоты могут быть разделены на пять основных групп: I. Неподвижные (с неподвижной просеивающей поверхностью), (колосниковые, конические, цилиндрические (последние 2 для обезвоживания). II. Частично подвижные (с движением отдельных элементов просеивающей поверхности), (валковые).III Вращающиеся (с вращательным движением просеивающей поверхности),( барабанные). IVПлоские подвижные (с колебательным движением всей просеивающей поверхности), (инерционные, резонансные, электровибрационные, самобалансные). V. Гидравлические (грохоты с перемещением материала в струе воды или пульпы). Геометрическая форма просеивающей поверхности может быть плоской или близкой к плоской (группы I, II, IV) и цилиндрической. В последнем случае она представляет боковую поверхность барабана (цилиндра) (группа III) или части цилиндра с сечением в виде дуги окружности (в некоторых грохотах группы V). Применяется также многогранная призматическая форма просеивающей поверхности «бурат» (входит в группу III). В соответствии с формой рабочей поверхности различают плоские (группы I, II, IV и V), барабанные (группа III) и дуговые грохоты (группа V). По расположению просеивающей поверхности грохоты разделяются на наклонные (в некоторых случаях вертикальные), в которых перемещение материала осуществляется преимущественно под действием силы тяжести или струи воды, и горизонтальные (или слабонаклонные), где движение материала обусловлено в основном механическим воздействием рабочего органа. Характер движения рабочего органа является основным.
Колосниковый грохот (рис 22)(1-колосник,2-стяжной болт,3-распорная труба) представляет собой колосниковые решетки, расположенные под углом к горизонту от 30-50°, в зависимости от коэффициента трения м/у рудой и сталью, и наличием глинистых частиц. Размер щели больше 50мм (очень редко 25).По практическим данным, для руд угол наклона составляет 40-45°,для углей 30-35°, при переработки влажных материалов угол наклона грохота увеличивается на 5-10°. Формы колосников: трапециидальная, круглая, ромбическая, тавровая (две последние наиболее применимые). Неподвижные колосниковые грохоты применяют для крупного грохочения, в частности для предварительного грохочения исходной руды перед I стадией дробления. В этом случае ширину щелей между колосниками принимают примерно равной двойной разгрузочной щели дробилки крупного дробления (ККД), установка колосниковых грохотов перед дробилкой ККД допускается как возможная, но не обязательная. В валковом грохоте (рис 23) рабочая поверхность образована дисками, насаженными на ряд валков, вращающихся в направлении подачи материала.На валки насажены или отлиты заодно с ними диски либо «сферические» треугольникию.Валки с дисками образуют просеивающую поверхность с отверстиями, форма иразмер которых определяется расстояниями между валками и формой дисков. Валковые грохоты применяли при грохочении углей для предварительного выделения самых крупных классов, а также при грохочении известняка и других неметаллических ископаемых перед первичными дробилками. Производительность их несколько выше, чем неподвижных колосниковых, однако частая забиваемость рабочих отверстий заставила во многих случаях отказаться от применения валковых грохотов и заменить их на колосниковые подвижные. В последнее время валковые грохоты сняты с производства.
Барабанные грохоты (рис 6)(1-барабан,2-опорные ролики) В зависимости от формы барабана могут быть цилиндрические или конические. Имеют вращающуюся просеивающую поверхность (решето, сито) цилиндрической, реже конической формы. Ось цилиндрического барабана наклонена к горизонту под углом от 1 до 14°, а ось конического – горизонтальна. Барабанные грохоты применяются: 1) для промывки глинистых руд (такие грохоты носят название барабанных промывочных, или скрубберов); 2)для промывки и сортировки щебня, гравия и песка (гравиемойки и гравиесортировки); последние имеют два концентрических барабана внутренний секционный и внешний; 3)для сортировки асбестового волокна на асбестообогатительных фабриках и для рассева графитового концентрата; применяемый для этих целей грохот («бурат») имеет не цилиндрическую, а многогранную призматическую рабочую поверхность, состоящую из 68 плоских сит; 4) для улавливания скрапа и крупных кусков руды, разгружающихся из шаровых и стержневых мельниц вместе с пульпой; для этой цели применяются малые барабанные грохоты (бутары), укрепляемые на разгрузочной цапфе мельницы; 5) для сортировки изношенных шаров при перефутеровке шаровых мельниц. На асбестовых фабриках применяются грохоты с вращающимся валом с лопатками
Плоские подвижные грохота разделяются на два основных вида: наклонные и горизонтальные (или слабонаклонные).
Из плоских грохотов с симметричными продольныи колебаниями на рудообогатительных фабриках в настоящее время получили распространение в основном только три конструктивно-кинематических типа: грохоты инерционные наклонные, грохоты самобалансные простые и с самосинхронизирующимися вибровозбудителями. На некоторых фабриках (главным образом углеобогатительных) применяются также грохоты старых типов горизонтальные полувибрационные сдвоенные (спаренные по длине или двухъярусные), а также резонансные (чаще бывают одинарными, но иногда и сдвоенными по длине). На некоторых предприятиях черной металлургии (главным образом в доменных цехах) нашли применение электровибрационные грохоты. Наклонные инерционные грохоты ( рис 7) Инерционные грохоты ГИЛ, ГИС и ГИТ относят к вибрационным грохотам с круговыми колебаниями (вибрациями). Они просты по конструкции и состоят из трех основных деталей: короба с ситом, вибровозбудителя и пружинных опор или подвесок. Схема односитного инерционного наклонного грохота приведена на рис, 7. Он состоит из короба 3 с ситом 4, установленным на пружинах (рессорах) 2 под углом 1530° к горизонту и закрепленных на раме1. По бокам короба грохота укреплены два подшипника 8, через которые проходит вал 5 вибровозбудителя с закрепленными на нем шкивами 6, имеющими неуравновешенные грузы дебалансы 7. Вал вибровозбудйтеля приводится во вращение от электродвигателя с помощью клиноременной передачи или эластичной муфты. При вращении шкивов с дебалансами возникают центробежные силы инерции, вызывающие круговые (или эллиптические) вибрации короба. Исходный материал подается в верхнюю часть грохота и за счет вибраций короба и наклона сита продвигается к разгрузочному концу. Во время этого движения происходит просеивание мелкого материала.
ГИЛ, ГИС, ГИТ (они устанавливаются перед дробилками среднего и мелкого дробления) с круговыми и эллиптическими колебаниями, одинарные, с одновальным дебалансным вибровозбудителем, двухподшипниковые получили широкое распространение на рудообогатительных фабриках и являются основным типом применяемых плоских подвижных грохотов.
Рис 6 схема цилиндр. бараб.грохота. Рис 7 схема инерционного наклон.грохота

Рис 22 грохот колосниковый неподвижный

Рис 23 движение матер.на волковом грохоте
ВОПРОС 11
Эффективность процесса грохочения.Факторы влияющие на эффективность грохочения.
Эффективность грохочения Е определяется отношением массы фактически полученного подрешетного продукта к массе его в исходном материале. Выражается она в долях единицы или в процентах. Согласно определению эффективность грохочения определяют по формуле Е = 104С/(Qa),
где Смасса подрешетного продукта, т; Q масса исходного материала; a содержание нижнего класса в исходном материале, %.
Так как в производственных условиях непосредственное определение массы полученного подрешетного продукта затруднено, на практике пользуются другой формулой для определения эффективности (или кпд) грохочения 13 EMBED Equation.3 1415
где13 EMBED Equation.3 1415 кпд грохочения, %; b содержание нижнего класса в надрешетном продукте, %.
Значения а и b определяют на основании тщательного рассева проб исходного материала и надрешетного продукта, проведенного на ситах с тем же размером и формой отверстий, что и на сите грохота.
Основными показателями работы грохота являются его производительность и эффективность грохочения. Эти показатели всегда взаимосвязаны. Производительность различных грохотов можно сравнивать при условии, что они обусловливают одинаковую эффективность грохочения. Обычно считается, что от ширины грохота зависит его производительность, а от длины эффективность грохочения.
Факторами, влияющими на процесс грохочения, являются: -влажность материала. Повышенная влажность вызывает слипание частиц между собой и залипание отверстий грохота. Обычно это наступает при влажности материала более 10-12%. Эффективность грохочения резко снижается. В этих случаях производят мокрое грохочение, орошая материал во время его движения по ситу;
-геометрическая форма зерен. Наиболее благоприятной является округлая форма. Многогранная и кубообразная формы зерен менее благоприятны. Наиболее затруднено грохочение материала, состоящего из зерен продолговатой или пластинчатой формы;
-содержание «трудных» и «затрудняющих» зерен в исходном материале. Практика грохочения показывает, что наиболее трудными для просеивания являются зерна, диаметр которых близок к размеру отверстия сита (размером от 0,75 диаметра сита и выше). Такие зерна называются «трудными». Зерна, размер которых больше отверстия сита, но меньше полуторной их величины, также затрудняют процесс грохочения, так как легко застревают в отверстиях. Такие зерна называются «затрудняющими» и препятствуют прохождению других зерен. Чем меньше в материале «трудных» и «затрудняющих» зерен, тем успешнее и эффективнее происходит процесс грохочения;
-угол наклона просеивающей поверхности. Увеличение угла наклона приводит к «уменьшению» отверстия сита и крупности просеиваемого материала. Кроме того, увеличивается скорость движения зерен по просеивающей поверхности. При больших скоростях движения зерна будут проскакивать отверстия и не будут просеиваться. Оптимальный угол наклона просеивающей поверхности устанавливается экспериментально, исходя из наивысшей эффективности и требуемой производительности;
-плотность исходного материала. Так как пропускная способность грохота зависит от объема материала, производительность грохота бывает выше для материалов большей плотности.

Врпрос12
Силы сопротивления среды, возникающие при падении тел
Процесс разделения минеральных зерен в аппаратах гравитационного обогащения сопровождается перемещением их в средах с различными скоростями, зависящими от крупности, плотности, формы зерен.
Изучение закономерностей производится с учетом свободных и стесненных условий движения отдельного зерна. Свободным называется движение отдельного зерна в неограниченной и неподвижной среде (или в сосуде, размеры поперечного сечения которого более чем в 30 раз превышают размеры зерна). Под действием гравитационной силы движение в ограниченной среде или сосуде, размеры которого соизмеримы с размерами зерна, или движение в промежутках между зернами называется стесненным. Стесненное движение характерно для массового движения зерен, при котором частица испытывает одновременно влияние не только среды, но и окружающих зерен, а среда испытывает действие каждой частицы в отдельности и массы их в целом. Скорость движения зерна относительно среды определяется соотношением сил: силы тяжести, подъемной (архимедовой) силы, силы сопротивления среды и сил механического взаимодействия зерен при их соприкосновении.
Сила сопротивления среды движущемуся в ней телу зависит от режима движения. Различают два режима движения: ламинарный, и турбулентный. Каждому режиму движения соответствует определенный характер обтекания зерна средой. Ламинарный режим обтекания происходит при небольших скоростях движения и сопровождается плавным схождением элементарных слоев жидкости позади тела (рис. 1.1, а). В этом случае сила сопротивления обусловливается силами трения, возникающими в жидкости вследствие разности скоростей движения ее слоев, и количественно определяется законом Стокса Рвяз = 313 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415vd,, где Рв- сила сопротивления от трения слоев жидкости или сила сопротивления от вязкости;
·-динамический коэффициент вязкости;
d-диаметр, v - скорость движения зерна, м/с.
рис 1.1.характер обтекания жидкостью тел при ламинарном (а) и турбулентном (б) режимах движения
Турбулентный-имеет место при движении кр. частиц, скорость значительная слои жидкости позади не сходятся и позади тела создается пониженное давление. Разница давлений впереди и позади движ-ся тела образует динамическое сопротивление.Такой режим движения характерен для высоких скороcтей движения и сопровождается образованием вихрей позади тела. Экспериментально установлено, что чем больше скорость обтекания, сложнее конфигурация тела, шероховатость поверхности, тем интенсивнее вихреобразование при обтекании. В результате вихреобразования позади тела образуется пространство с пониженным давлением. Разность давлений определяет динамическое или инерционное сопротивление среды перемещению тела, изменяющееся по закону Ньютона
Рд=кF13 EMBED Equation.3 1415V2
· , где Р -динамическое сопротивление;К=1/2 - коэффициент пропорциональности по Риттингеру,
К=2/3 по Финкею; F - площадь проекции тела, м2
·-плотность суспензии кг/м3 .V-скорость падения 13 EMBED Equation.3 1415-коэф-т вязкости
По Риттингиру Рд=13 EMBED Equation.3 1415V2 d2
·
Уравнения не учитывают трение слоев жидкости относ-но друг друга и их кинематическую структуру. Зерно, движущееся в среде, испытывает одновременно действие двух сопротивлений, но степень их проявления различна. Динамическое сопротивление преобладает при высоких скоростям обтекания и размерах частиц более 2мм, сопротивление от вязкости при малых скоростях и размерах частиц менее 0,1 мм.. Преобладание того или иного сопротивления определяется из соотношения сил сопротивлений Рд и Рв
13 EMBED Equation.3 1415частные случаи: Рд13 EMBED Equation.3 1415Рв при 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 141548; Рд 13 EMBED Equation.3 1415Рв при 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 141548 ;Рд =Рв при 13 EMBED Equation.3 1415=48
Параметр, характеризующий режим течения жидкости, называется параметром Рейнольдса (Re). Число рейнольдса характеризует преобладание того или иного режима движения
Re=13 EMBED Equation.3 1415 Если d0.1-преобладает ламинарный режим, 0,2d2-переходный режим, d 2-преобладает турбулентный режим.
Вопрос 13
Гипотезы стеснённого падения тел
На практике имеет место массовое движение тел, когда частицы соприкасаются друг сдругом на них кроме сопротивления среды оказывает влияние гидроденамическое давление среды, а также стенки аппарата , перегародки такое движение называется стесненное падение тел
При стеснённом падении тел возникают дополнительные сопротивления за счёт:- столкновения и трения частиц друг о друга, - гидравлического движения среды, - сопротивление перегородок стен аппаратов. Всё это приводит к конечной скорости падения тел
13 EMBED Equation.3 1415,где v0 ст-конечная скорость в стеснённых условиях, k-коэффициент снижения скорости v0- конечная скорость.
1 гипотеза Манроэ: стесненное падение тел уподоблялось движению тел в узких стеклянных трубках. При этом считалось, что сопротивление, возникающее при движении тел по каналам образованными другими телами соответствует сопротивлению, возникающему при трении телом о поверхность труб.
13 EMBED Equation.3 1415,где d-диаметр тел, D-диаметр трубки.
Чем диметр трубки выше, тем отношение ниже, разность 1, а значит и v0 ст v013 EMBED Equation.3 1415 к-коэффициент снижения скорости, он тем меньше, чем больше D
2 гипотеза Ричардса: считается что падение тела в стесненных условиях соответствует падению его гидросмеси (Н2О+ тв.тело.), или в среде, плотность которой имеет промежуточное значение между плотностью воды и ТВ фазы
13 EMBED Equation.3 1415,где
·-плотность утяжелителя., кг/м3,
·1-плотность гидросмеси 1
Недостатки: при падении тела мы берем пост.
·1, но она не постоянна по высоте.
Утяжеление среды имеет место, когда размер ТВ. Фазы намного меньше размера падающего тела. Скорости, определенные по данной формуле явл-ся завышенными в 1,6-1,8 раз
3 гипотеза Финкея-так ж., как и Монроэ, стесненное движение уподоблял движению шарообразных тел в стекл. трубках.
13 EMBED Equation.3 1415 F-площадь поперечного сечения трубки, f- площадь поперечного сечения тела.
Чем меньше зерно, тем f ниже , тем 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415
4 гипотеза Лященко-положены условия, что при осаждении тел в стесненных условиях обр-ся слои с различной относительной плотностью. Для определения V0ст необходимо вести понятие коэф-та разрыхленности-отношение объема пространства между зернами к объему взвеси.13 EMBED Equation.3 1415 - коэффициент разрыхлённости взвеси(чем выше разрыхление,тем выше.13 EMBED Equation.3 1415 )
13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415 где V-объем взвеси, V1-объем ТВ фазы (V- V1-объем пустот)
13 EMBED Equation.3 1415
·ст-коэфициент сопротивления в стеснённых условиях на основе экспериментальных данных

· -плотность суспензии. Кг/м3,13 EMBED Equation.3 1415-плотность зерен,d-диаметр зерен.
13 EMBED Equation.3 1415 n=5-7, 13 EMBED Equation.3 1415
при n=6 ,13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415 0.413 EMBED Equation.3 1415 при
·=0,5 13 EMBED Equation.3 1415
скорость падения в стесненных условиях 13 EMBED Equation.3 1415в 8 раз меньше скорости падения в свободных условиях (по Лященко)
Вопрос14
Коэффициент равнопадаемости зёрен различной крупности, его практическое применение.
Два зерна с различными плотностями и диаметром имеют одинаковую конечную скорость падения.
Равнопадающие зёрна-зёрна различной крупности и плотности , но падающие с одинаковой конечной скоростью.
Коэффициент равнопадаемости(l)-отношение диаметров лёгкого и тяжёлого зёрен имеющих одинаковую конечную скорость падения. 13 EMBED Equation.3 1415(1),D1-размер легкого зерна;D2-размер тяжелого зерна.
Для рассмотреннго случая размер легкого минерала (кварца) d1=4, размер тяжелого (галенита) d2=1 мм. По формуле (1) l=4. с целью уменьшения количества равнопадющих зерен в смеси перед об-нием стремятся предв классифицировать материал по шкале классификации с модулем, равному L. Т.е. если смесь кварца и галенита была бы представлена Кл крупности -80+0 мм,то перед об-нием необх-мо произвести классификацию на классы крупности :-80+20; -20+5; -5+1,25; и т.д.
V0=13 EMBED Equation.3 1415 (2) V0-конечная скорость падения,13 EMBED Equation.3 1415-плотность суспензии. кг/м3,
·-плотность зерна., кг/м3,d-диаметр зерен,
·-коэффициент сопротивления,g-ускорение свободного падения.13 EMBED Equation.3 1415-коэф-т вязкости
в соответствии с определением равнопадаемости конечная скорость падения легкого зерна v1 равна скорости падения тяжелого зерна v2. Согласно ф. (2)
13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415 (3) откуда . 13 EMBED Equation.3 1415(4)
аналогично 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415(5) откуда 13 EMBED Equation.3 1415(6)
Численные значения коэф-тов равнопадаемости, рассчитанные по формулам (4) и (5) одинаковы, следовательно, 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415 или 13 EMBED Equation.3 1415 =13 EMBED Equation.3 1415 (7),13 EMBED Equation.3 1415- 2 параметр Лященко, для этого параметра была построена диаграмма, учитывающая все виды сопротивления.
13 EMBED Equation.3 1415; 13 EMBED Equation.3 1415;13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415
-для крупных зёрен: 13 EMBED Equation.3 1415 ; V 01=V 02; к1=к2,к-коэф-нт снижения скорости,равнопадаемость имеет место при V01= V02
13 EMBED Equation.3 1415;13 EMBED Equation.3 1415;13 EMBED Equation.3 1415
-для средних зёрен:
V 01=V 02; к1=к2 13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415 ; 13 EMBED Equation.3 1415
-для мелких зёрен:
V 01=V 02; к1=к2; 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415,13 EMBED Equation.3 1415
Универсальная формула:
V 0=13 EMBED Equation.3 1415; 13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415;13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415;13 EMBED Equation.3 1415
Вопрос15
Определение конечной скорости падения крупных зёрен (d2мм)
Составим дифференциальное уравнение движения зерна:
13 EMBED Equation.3 1415
Ускорение частицы а зависит от массы и действующих сил на неё.
13 EMBED Equation.3 1415
В начале момент v=0, тогда 13 EMBED Equation.3 1415
Ускорение зависит от
· и
·. Используется в процессе отсадки.
Надо найти v0 , а это значит, что 13 EMBED Equation.3 1415, 13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 14151;
·-плотность суспензии, кг/м3;
·.-плотность зерна, кг/м3; d-диметр зерна; g-ускорение свободного падения; m-масса зерна; V0-конечная скорость падения.
Вопрос 16
Определение конечной скорости падения мелких зёрен (d0,1мм)
Составим дифференциальное уравнение движения зерна
13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415 определяем v0 , а значит
13 EMBED Equation.3 1415 13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415 следовательно 13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415=13 EMBED Equation.3 1415 к=13 EMBED Equation.3 1415
13 EMBED Equation.3 1415= к2d213 EMBED Equation.3 1415
При определении конечных скоростей падения мелких гидрофобных тел необходимо учитывать степень их гидрофобности.
·-плотность суспензии, кг/м3;
·.-плотность зерна, кг/м3; d-диметр зерна; g-ускорение свободного падения; m-масса зерна; V0-конечная скорость падения.;13 EMBED Equation.3 1415-коэф-т вязкости

Вопрос 17
ГИДАВЛИЧЕСКАЯ КЛАССИФИКАЦИЯ. Устройство и регулировка гидравлических многокамерных и механических классификаторов. Область применения.
ГК-процесс разделения материала на классы крупности по конечным скоростям падения (более 40 мкм).Разделение может происходить в спокойной или восходящей среде.
Прим-ся как самостоятельная операция для выделения крупных и мелких классов, как подготовительная, для разделения материала на классы крупности перед их об-нием. Материал делится на ряд крупностей и каждый обогащается отдельно. Как вспомогательная- в схемах измельчения для выделения тонкого класса.
-гидравлические классификаторы
-аппараты, приеняемые для разделения минералов на классы крупности в воде.
1. пирамидальные отстойники.
ж/б сооружения. Прим-ся на углеоб формы.для выделения крупнозернистых фракций, напр, перед флотацией.
2 многокамерный гидравлический классификатор.

В нижнюю часть подводится вода, в камерах нах-ся вращающиеся полые валы, на которых лопатки, для разделения частиц, коагуляции. Исток поднимается, открывает отверстия, опускаются-закрываются. Высокая эф-сть классификации, но для обеспечения вращения подъема нужен сложный привод. М.б. 6-ти камерные-7 продуктов, каждый продукт можно об-ть по отдельной технологии. Выделяются узкие классы крупности.
Применяется для разделения материала 5(6)-0 мм перед обогащением, напр, на концентрац столах.
3 конический (конусный) классификатор.

Для шламов и для песков. Крайне неэф-вно практически не прим-ся. Исходный через разгрузочную трубу по перефирии кольцевой желоб, имеется внутренний конус. У ККП есто поплавок, регулирующий накопление мат-ла.

-механические классификаторы Механические классификаторы представляют собой емкость в виде корыта, чаши и т. п., снабженную тем или иным механизмом для удаления крупной фракции и сливным устройством.
к ним относятся реечные, чашевые, спиральные.
1.Реечные
привод обеспечивает движение каждой гребковой рамы в виде эллипса. Длина 12 м, греб. рама весит несколько тонн.«-»: сложность привода, низкая Q по пескам (не могут работать с мельницами), в слив попадают крупные ч-цы, низкая эф-сть. Практически не прим-ся.
2.Чашевые.
это реечный, у которого в нижней части имеется чаша (емкость цилиндрической формы) небольшой высоты с коническим днищем и гребковой рамой.«+»: тонкий слив «-»: те же, что и у реечного, кроме слива.
3.Спиральные
представляет собой полуцилиндрическую наклонную ванну 6 прямоугольной (в плане) формы с гребковым механизмом 5 в виде шнека (спирали). В нижнем конце ванны имеется емкость 4 для пульпы. Исходная пульпа подается в среднюю часть классификатора. Зона / характеризуется интенсивным перемешиванием; зона // восходящими потоками, выносящими мелкие зерна в слив; зона /// малой интенсивностью перемешивания. В классификаторе образуется:слой неподвижного, осевшего, слежавшегося материала1, предохраняющего дно 7 классификатора от износа при движении шнека;слой осевшего крупного материала (песков) 2, непрерывно транспортируемого вращающимся шнеком (спиралью) 5 к верхнему разгрузочному концу классификатора. Когда пески спиралью поднимаются выше уровня пульпы в классификаторе происходит их частичное обезвоживание;слой пульпы, расположенный в верхней части емкости 4, в котором концентрируются мелкие зерна, транспортируемые потоком к сливному порогу 3.
Спиральные классификаторы с непогруженной спиралью применяются для получения крупного слива, а с погруженной для получения тонкого слива. Изготовляют классификаторы с диаметром спирали до 3 м и длиной корыта до 15,5 м. Применяют спиральные классификаторы в основном при замкнутом цикле измельчения руд в стержневых, шаровых мельницах и мельницах самоизмельчения.
Спиральные классификаторы обладают следующими преимуществами: простотой конструкции; возможностью остановки и пуска классификатора без выпуска песков и осуществления самотечного замыкания мельницы с классификатором при больших размерах оборудования (за счет большого угла наклона днища корыта классификатора); наличием спокойной зоны классификации, обеспечивающей получение более равномерного слива. Недостаток получение песков со значительным содержанием шламов.



Вопрос 18
Гидроциклоны. Устройство, регулировка и область применения.
Гидроциклон представляет собой литой металлический (чугунный) или сварной (стальной) цилиндроконический соответственно 2, 1 корпус, закрытый сверху крышкой с отверстием и трубой 3 в центре (рис.). Внутренняя поверхность гидроциклонов футеруется износостойкими материалами, такими, как резина, каменное литье, керамика, легированные чугуны, твердые сплавы и др Исходная пульпа подается в гидроциклон под давлением через питающую насадку 4, установленную касательно (тангенциально) к цилиндрической части гидроциклона. Благодаря такому подводу исходной пульпы в гидроциклоне создается ее интенсивное вращательное движение. На частицы, находящиеся в пульпе, действуют многие силы (силы тяжести, сопротивления среды, трения и др.), главной из которых является центробежная сила инерции, в несколько раз превышающая силу тяжести. Под ее действием более крупные и, тяжелые частицы отбрасываются к стенкам гидроциклона, постепенно продвигаются по ним вниз и непрерывно разгружаются через песковое отверстие (насадку) 5. Слив, содержащий: основную массу жидкости и уносящий с собой мелкие зерна, уходит через верхний сливной патрубок 3. Таким образом, в гидроциклоне при его работе наблюдаются внешний (нисходящий) поток /, перемещающийся вдоль стенок конуса к песковой насадке, и внутренний (восходящий) вращающийся поток //, направленный вдоль оси к сливному патрубку. Разделение частиц в гидроциклоне происходит большей частью в нисходящем потоке пульпы. Движущихся деталей в гидроциклоне нет.
Гидроциклоны нашли широкое применение в схемах измельчения руд в замкнутых циклах при использовании шаровых мельниц; применяются они также для обесшлавливания и сгущения пульп.
Работа гидроциклонов регулируется в основном изменением диаметра отверстия песковой насадки. С увеличением диаметра песковый материал получается более разжиженным, а содержание твердого в сливе и размер граничного зерна разделения снижаются. При уменьшении диаметра песковый материал получается более сгущенным, а содержание твердого в сливе и размер граничного зерна увеличиваются. Изменение диаметра выпускного отверстия осуществляется путем установки съемных насадок различного диаметра или автоматически.
Для пониж-я кр. слива 1)меняем сливную насадку с меньшим диаметром слива,2) заменить песковую насадку с увелич. Диаметром.3) разжиженость пульпы, добавить воды,4)увеличить давление.
Преимущества: 1)высокая произ-ть по пескам исливу,2)эффективность классификации.3)занимают малую произ. Площадь,4) нет вращ-ся частей.
Недостатки 1) высокое потребление энергии, 2)сильный износ внут. поверхности ГЦ


Вопрос 19
Обогащение п. и на концентрационном столе. Достоинства и недостатки, область применения.
Метод основан на различии характера движения частиц под действоием струи воды.
Концентрационные столы. Концентрационные столы бывают неподвижными и подвижными. Неподвижные концентрационные столы (автоматические шлюзы и др.) в настоящее время не нашли широкого применения и используются в основном для обогащения золотосодержащих песков и тонкоизмельченных руд редких металлов и минералов. Главным их недостатком является малая производительность и неэффективность извлечения мелких зерен тяжелых минералов.
Подвижные концентрационные столы имеют несколько разновидностей: ленточные, круглые и качающиеся (сотрясательные). Из всех конструкций концентрационных столов качающиеся (сотрясательные) концентрационные столы непрерывного действия нашли наиболее широкое применение для обогащения различных полезных ископаемых.
Обогащение на подвижных концентрационных столах является процессом разделения полезных ископаемых по плотности в тонком слое воды, текущем по слабонаклонной плоской поверхности стола (деке), совершающей асимметричные воз-
вратно-поступательные движения в горизонтальной плоскости перпендикулярно к направлению движения потока воды.
Качающийся (сотрясательный) концентрационный стол СКМ-1 (рис)состоит из деревянной деки трапецеидальной формы, опирающейся ролики , установленных на рычагах, закрепленных в кронштейнах рамы. Поверхность деки стола покрыта линолеумом, на котором крепятся деревянные планки рифли. В поперечном сечении рифли имеют в большинстве случаев прямоугольную форму. В продольном направлении рифли скашивают по высоте и у разгрузочного конца они имеют минимальную высоту (иногда сходят на нет). Скашивание рифлей способствует расхождению продуктов веером по поверхности деки. Длина рифлей также переменная самая короткая рифля расположена в верхней части деки у загрузочного устройства, самая длинная в нижней части деки. Высота рифлей обычно меньше в верхней части деки и наибольшая в нижней. Нижняя рифля выше самой верхней в два раза. Каждая последующая рифля делается несколько выше предыдущей. Для регулирования поперечного наклона деки имеется специальный так называемый креповый механизм, при вращении маховика 8 которого дека за счет винта 9 поворачивается на одинаковый угол. Поперечный угол наклона деки устанавливается в зависимости от крупности и плотности обогащаемого полезного ископаемого и составляет 25° для мелкого материала и 59° для более крупного.
Дека стола совершает возвратно-поступательные движения за счет приводного механизма с которым она соединяется тягой.. Ход деки можно изменять с помощью винта частоту качаний стола сменой шкивов на валу электродвигателя.
Исходный материал виде пульпы подается на деку стола по лотку Вода подается в водяной желоб и через регулируемые отверстия распределяется по всей длине деки. В межрифельном пространстве стола за счет рифлей образуются желобки, в которых минеральные частицы, поступившие на деку стола под действием комплекса механических и гидродинамических сил (силы тяжести, гидродинамического воздействия потока воды, силы трения о поверхность деки), разделяются по плотности и крупности. В самом нижнем слое концентрируются наиболее мелкие зерна тяжелого минерала, над ними более крупные зерна той же плотности в смеси с мелкими зернами меньшей плотности. Легкие зерна распределяются в верхних слоях в той же последовательности, что и зерна тяжелых минералов, т. е. крупные зерна располагаются над мелкими. Во время пребывания материала на деке происходит его разрыхление. При возвратно-поступательном движении деки частицы перемещаются вдоль оси стола (желобков) и одновременно подвергаются смывному действию воды, текущей поперек стола.
Смывное действие воды оказывается более сильным в верхних слоях материала, и частицы меньшей плотности будут сноситься водой со скоростью V1, которая больше скорости V2 частиц большей плотности. В нижних слоях материала под действием сотрясательных движений деки, направленных перпендикулярно ее наклону, перемещение тяжелых зерен совершается со скоростью vi, которая больше, чем скорость V2 перемещения вышележащих легких зерен. Частицы большей плотности I, находящиеся вблизи поверхности деки, наиболее интенсивно перемещаются в продольном направлении; частицы меньшей плотности 2, расположенные в верхних частях слоя, интенсивнее сносятся потоками смывной воды в поперечном направлении.

Для эффективного обогащения необходимо:
-создавать вертикальные движения рабочей поверхности(вверх-вниз)
-на деке делать толкающие рифли
-волнообразная подача воды (прерывистая)
Регулировка:
-вещественный состав (классифицировать)
-разжиженность исх питания(20-30%)
-ход (амплитуда) и частота деки стола. Для повыш-я интенсивности разгрузки фракции нужно повысить ход и частоту
-угол наклона, расход воды. Иногда для пов-я интенсивности разгрузки тяжелых фракций деку иногда приподнимают
-изменение зоны отбора продукта. Если хороший конц-т, то увелич зону отбора.
Вопрос 20
Сущность процесса отсадки, осовные факторы влияющие на процесс.
Отсадка - один из процессов гравитационного обогащения п. и., основанный на разнице скоростей движения минеральных зерен и их разделения в горизонтальном потоке воды, колеблющихся в вертикальном направлении, с определенной амплитудой и частотой. Отсадка осуществляется в отсадочных машинах. Исходный материал разделяется на слои, отличающиеся по плотности, крупности и форме. В результате многократного воздействия вертикальных потоков, материал разделяется на тяжелую и легкую фракции.
При перемещении материала на отсадочном решете образуется – естественная постель, из слоя обогащаемого материала, и из нее уже выделяются тяжелые частицы. Тяжелая фракция из отсадочной машины разгружается через спец. шиберное устройство и решето, а легкая - потоком разделительной среды через сливной порог.
При обогащении мелкого материала кр. меньше 10(13)мм, на отсадочное решето укладывается слой искусственной постели из другого материала, который по плотности меньше тяжелого, но больше легкого минерала разделяемой смеси, по крупности в 2-2,5 раза больше самого крупного зерна разделяемой смеси. В качестве искусственной постели используют гематит, магнетит, ферросилиций, металлическую дробь и др., что предотвращает засорение мелкой тяжелой фракции легкими зернами. Отсадки подвергаются п.и. кр. от 0,25(0,5) до 150(200) мм. Эффективность отсадки тем выше, чем крупнее зерна разделяемого материала и чем больше различие разделяемых компонентов по плотности(уголь, пески, россыпных месторождений и др.)
Применение отсадки зависит от технологических свойств п. и экономических факторов.
Постель отсадочной машины характеризуется основными свойствами плотностью, высотой, разрыхленностью, гранулометрическим и фракционным составом. При регулировании процесса учитываются все отмеченные взаимосвязанные факторы.
1Амплитуда, частота пульсации
-с увел. диаметра, амплитуда увел., частота умен.
2. Количество подрешетной воды
-снижение засасывающего действия при низходящем ходе
-увеличение разрыхленности постели.
Надо давать воду в норме
3. Толщина постели (важно в случае искусственной постели кр мень 8-10 мм). При увелич. толщины искусств. постели, кол-во тяж. фракции увелич. Увел. постели снижает количеств тяж. фр-и, которые могут разгружаться.
4. Количество транспортной воды должно быть минимальным, но не ноль.
5. Плотность разделения и количество тяж. фр-й.
Кол-во тяж. фр-и регулируется плотностью поплавка. Если увеличить плотность поплавка, то кол-во тяж. фра-и меньше.
6. Изменение цикла отсадки.
Плотность постели, зависящая от разрыхленности, гранул-го и фракционного составов и др., является основным фактором, используемым в автоматическом регулировании и контроле отсадки
Разрыхленность постели характеризуется коэф-ом разрыхления13 EMBED Equation.3 1415, который изменяется по высоте слоя, т.о. разрыхление постели зависит от высоты постели, крупности и плотности частиц, ее составляющих, числа и амплитуды колебаний воды, а также цикла отсадки. С увеличеним высоты постели разрыхленность уменьшается, увелич. качество тяж. Фр., но уменьш. выход т.ф.
С уменьшением кр-ти частиц при постоянных числе и амплитуде колебаний воды разрыхление слоя увеличивается от минимального в сплоченном состоянии до максимального, а затем убывает. Для постели, состоящей из однородных частиц, разрыхление нижних слоев выше, чем верхних.
В постели отсадочной машины под действием пульсирующего и горизонтального потоков среды вся разделяемая смесь распределяется по плотности и крупности наклонными слоями в виде веера от загрузки в сторону разгрузки продуктов обогащения.
В качестве характеристики процесса прохождения зерен через постель принята скорость прохождения материала через постель (м/с).
Скорость прохождения частиц через постель зависит от многих факторов, к которым относятся различие в плотностях и размерах частиц и зерен постели, высота постели, ее плотность, форма частиц и др. С увеличением плотности зерен постели и ее высоты умен. скорость прохождения крупных частиц через постель.
Подрешетная вода оказывает влияние на скорость прохождения зерен через постель, с увел. скорости подреш. воды умен. скорость прохождения. с увел. сферичности зерен постели скорость прохождения частиц через нее увел., более целесообразной является постель из кубиков, цилиндров и др.
Движение мелких частиц по размеру меньших промежутков между зернами постели в сплоченном состоянии происходит в течение всего цикла отсадки. На характер их перемещения влияют гравитационная сила и сопротивления среды, подобно движению в узких вертикальных трубках, заполненных колеблющейся жидкостью. Частицы, размер которых больше размера промежутков между зернами постели в сплоченном состоянии, проходят через постель, раздвигая под влиянием кинетической энергии, зерна, составляющие ее. Скорость прохождения этих зерен значительно меньше скорости мелких частиц
Вопрос 21
Типы ОТСАДОЧНЫХ МАШИН. Конструкция и эксплуатация, область применения.
Отсадочная машина представляет собой устр-во для грав-го обог-я, в котором исх. Материал разделяется на отсадочном решетепод влиянием вертикальных колебаний жидкости.
В настоящее время известно около 90 конструкций отсадочных машин, различающихся между собой по целевому назначению, принципу работы приводного механизма и разгрузочных устройств, объему выдаваемых продуктов обогащения.
Машины классифицируются по следующим признакам:
1. По типу сред разделения: гидравлические; пневматические; суспензионные; с водовоздушной смесью.
По конструкции приводного механизма: поршневые; диафрагмовые; с подвижными конусами; с подвижным решетом; с лопастным приводом; с гидравлическим пульсатором; беспоршневые (воздушно-золотниковые).
По направлению движения разгружаемого продукта: прямоточные; противоточные.
По способу разгрузки продуктов обогащения: с шиберной разгрузкой; с разгрузкой через решето; с комбинированной разгрузкой через шибер и решето.
По числу ступеней: одноступенчатые (однокамерные); двухступенчатые; трехступенчатые; многоступенчатые.
По целевому назначению: для обогащения крупнозернистого материала; для обогащения мелкозернистого материала; для обогащения не классифицированного материала; шламовые.
По расположению приводного механизма: с боковым расположением от решета машины; с воздушной камерой, поршнем, диафрагмой, конусами под решетом машины; с расположением пульсаторов между двумя решетами машины; с над решетным расположением воздушных камер.
На рис. 35 представлены принципиальные схемы гидравлических отсадочных машин, получивших наибольшее распространение в практике обогащения полезных ископаемых. Все отсадочные машины состоят из прямоугольного (в плане) металлического корпуса 1, в котором располагается отсадочное решето 2. Подрешетная часть корпуса (нижняя его часть) имеет пирамидальную, полуцилиндрическую или параболическую форму. В поршневых (см. рис. 35,а), беспоршневых (см. рис. 35,6) и диафрагмовых (см. рис. 35, б) машинах решето 2 установлено неподвижно. Продольная вертикальная не доходящая до дна перегородка 3 делит поршневые и беспоршневые машины на два отделения: первое рабочее, на решете 2 которого происходит разделение смеси минеральных зерен, и второе поршневое (или воздушное). Колебания воды в поршневой машине вызываются перемещением вверх и вниз поршня 4, связанного штоком с эксцентриковым приводом. В беспоршневой воздушно-золотниковой отсадочной машине (см. рис. 35,6) колебания воды происходят за счет использования энергии сжатого воздуха, поступающего в воздушное отделение периодически через золотниковое устройство (пульсатор) 5; так же периодически пульсатором осуществляется выпуск воздуха из воздушного отделения машины в атмосферу. При впуске воздуха уровень воды в отсадочном отделении повышается (восходящий поток), при выпуске воздуха в атмосферу понижается (нисходящий поток). В диафрагмовых отсадочных машинах (см. рис. 35, б) вертикальные пульсации воды создаются за счет движения расположенной в перегородке между смежными секциями эластичной диафрагмы 6, связанной штоком 7 с эксцентриковым приводом (диафрагма может располагаться в вертикальной или наклонной стенке корпуса машины). В отсадочной машине с подвижным решетом (см. рис. 35, г) пульсация воды создается за счет вертикальных движений самого решета 2 с находящимся на нем разделяемым материалом

Вопрос 22
Обогащение в тяж. средах, достоинства и недостатки. Область применения. Виды и свойства сред.

Суспензия-взвесь тонкоизмельченного мат-ла в воде Обогащение п.и. в тяж.средах основано на разделении минеральной смеси по их плотности. Минералы меньшей плотности, чем плотность тяж.среды, всплывают в ней, а более тяж-ее –погружаются, вследствие чего происходит разделение на всплывший (легкий) и потонувший(тяжелый) продукт.
Устойчивость суспензии является одним из важнейших свойств, влияющих на точность разделения минеральных зерен в процессе обогащения. Под устойчивостью суспензии понимается ее способность сохранять постоянную плотность во времени в различных по высоте слоях. Устойчивость суспензии определяется скоростью осаждения твердой фазы и зависит от крупности частиц утяжелителя, их плотности, объемного содержания .утяжелителя в суспензии, ее температуры.
Повышение устойчивости суспензии достигается подбором утяжелителей определенного состава, отличающихся высокой степенью устойчивости; созданием восходящих или горизонтальных потоков суспензии; механическим перемешиванием суспензии; добавлением в суспензию веществ-стабилизаторов, препятствующих осаждению частиц утяжелителя. Важно, чтобы в утяжелителе находилось небольшое количество мелких классов –40 мкн., т.к. это приводит к резкому увел. взкости
В качестве утяжелителя используется (магнетит ,ферросилиций- кварц, галенит)
Плотность суспензии13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415не должно быть больше Ѕ плотности утяжелителя. При обогащении руд чаще применяется смесь ферросилиция с магнетитом, а при обогащении угля магнетит и кварцевый песок.
Для повышения устойчивости суспензии применяют
добавление к утяжелителю небольшого кол-ва глины (1-2%)
создание в ванне аппарата потоков суспензии различного направления
Перемешивание суспензии (прим мешалки)
подача сжатого воздуха
применение диспергаторов, чтобы часть не коагулировали (не слипались)
Процесс очень сложный и дорогой т.к. необходимо осуществлять регенерацию суспензии.Предварительное обогащение руд в суспензиях позволяет выделить в отвальные хвосты от 25 до 80 % материала, что в 1,5-2 раза увел. Производит-ть О.Ф. при этом капитальные затраты окупаются в 1-1,5 г., а себестоимость переработки руды снижается на 25-30%.
Высокая точность и технологическая эффективность процесса позволяют обогащать в суспензиях отвальные хвосты и забалансовые руды, а также перерабатывать хвосты некоторых гравитационных фабрик.
Суспензионный процесс чаще всего используют на фабриках для переработки труднообогатимых п.и. кр-ю до 0,8(0,2)мм. Перспективно применение суспензионного метода обогащения для переработки окисленных крупно вкрапленных гидрогематит-мартитовых руд, россыпных руд и их смесей, а также крупнозернистых промежуточных продуктов промывочно-обогатительных фабрик и разубоженных руд шахтной добычи
В технологических схемах суспензионный процесс может выполнять функции как вспомогательный процесс, так и основных с выдачей готовой продукции.
Как вспомогательный процесс находит широкое применение в практике обогащения полиметаллических руд для удаления до 35% породы в начале техн-ой схемы.(О.Ф. Италии перерабатывающие полимет. Руды, Зыряновская ОФ)В качестве основного процесса применяют на углеюбогатительных, хромовых, марганцевых, железорудных и др. фабриках.
Наибольшее распространение получила схема с разделением исходного материала в первой стадии в суспензии низкой плотности, с последующим выделением из осевшей фракции промежуточного и тяжелого продуктов в суспензии высокой плотности.
Такая схема обогащения имеет преимущества:
-мелкие зерна плотностью, несколько большей, чем граничная, не попадут в легкий продукт;
-из процесса выводится основная масса легкого продукта;
-аппараты второй стадии обогащения менее нагружены, чем головные, вследствие чего возможно упрощение схемы фабрики, так как появляется возможность объединения промежуточных продуктов нескольких сепараторов первой стадии.
Двухстадиальные схемы, в которых сначала разделение производится при более высокой, а затем при низкой плотности, применяют при большом выходе тяжелой фракции.
В практике встречаются следующие схемы обогащения: одностадиаль-ные с выделением двух продуктов, одностадиальные с выделением трех продуктов в трех продуктовых сепараторах, двухстадиальные с перечисткой тяжелого продукта, двухстадиальные с перечисткой легкого продукта.
Обогащение в суспензиях состоит из следующих операций: подготовка руды к обогащению, собственно обогащение в суспензиях, дренаж кондиционной суспензии и ее транспортировка, регенерация суспензии, автоматическое регулирование плотности.
Для обогащения более мелких классов крупности необходимо исп аппараты-тяжелосредные ГЦ, в которых разделение идет под действием центробежных сил.
«+»: самый эф процесс грав метода
«-»: сложный, дорогой, требует регенерации.
Обогащение в водных суспензиях. В зависимости от крупности утяжелителя, суспензии бывают:
грубодисперсные диаметр 1-3 мм.
Тонкодисперсные диаметр до 0,1 мм.(0,3мм)
- Коллоидные диаметр до 0,01мм.
Вопрос №23
Обогащение в шлюзах, конусных и винтовых сепараторах, Область применения, достоинства и недостатки.
Обогащение на шлюзах. Шлюзы бывают неподвижными и подвижными. Неподвижный шлюз представляет собой слабонаклонный прямоугольный желоб, длина которого значительно больше ширины. На дно шлюза укладывается специальное покрытие (шероховатый покров и трафареты) для создания шероховатости и удержания осевших на дно тяжелых зерен. Пульпа (при Ж: Т не менее 5:1) подается в верхнюю часть шлюза. В потоке воды, стекающем по шлюзу, происходит разделение частиц. Тяжелые зерна оседают на дно, а более легкие катятся по дну или движутся с потоком воды во взвешенном состоянии. На дне шлюза образуется движущаяся «постель», в которой происходит расслаивание материала по плотности. Тяжелые частицы концентрируются и- накапливаются в гнездах трафаретов, осадок уплотняется, а легкие частицы смываются потоком воды и уносятся вместе с водой из шлюза в конце его.
Трафареты представляют собой уложенные на дне шлюза поперечные брусья или панцирные сетки с крупными отверстиями или полочки лестничного типа, наклоненные по ходу потока. Исходный материал на шлюз подают до тех пор, пока не заполняется ячейки трафаретов. После этого загрузку материала прекращают, производят удаление осевшего тяжелого материала путем сполоска, и шлюз вновь включают в работу.
Типы шлюзов:Неподвижные гидравлические шлюзы.Применяются при переработке мат-ла без предворительной его дезинтеграции диаметром кусков до 300 мм. Сечение желобов от 0,5-1 м. Устанавливаются на естественном рельефе, или реже на подставках (уклон до15-20 град.).Для улавливания тонких частиц, хвосты основного шлюза делятся по крупности (класс +16(10)-0 мм, направляется на подшлюзы (шлюзы малого наполнения). Вообще это малоэффективные аппараты, они достраиваются с др. аппаратами. Шлюз металлический секционный(рис)1-4 звездочки,,2-цепи,3-секции шлюзов, закрепленные по всем цепям во всю длинуНедостаток: значительная масса, металлоемкость,«+»-механизированность,Барабанный шлюз(рис)Угол наклона 7-9 град. Самые тяж поднимаются наверх.Недостаток:грамозкие, имеют значительную массу. «+»Надежная конструкция, низкий расход энергии
Винтовые сепараторы
представляют собой аппараты, разделение материала в которых происходит в наклонном потоке воды малой толщины, текущей по неподвижному, гладкому, винтообразному с вертикальной осью желобу постоянного сечения (разновидностью винтовых сепараторов являются винтовые шлюзы).
В винтовом сепараторе СВМ-1200 (рис. 48) исходная пульпа загружается сверху в приемник / и по желобу 2 под действием силы тяжести стекает вниз. Разделение минеральных зерен по плотности происходит при спиральном движении потока пульпы под действием гравитационных и гидродинамических сил, центробежных сил и сил трения. Вследствие различных траекторий движения
минеральные частицы перераспределяются так, что тяжелые зерна концентрируются у внутреннего борта желоба, а легкие у внешнего. Формирование отдельных слоев потока (концентрат, промпродукт, хвосты) в основном заканчивается после прохождения двух-трех витков. Тяжелая фракция отделяется с верхних витков спирали с помощью отсекателей 3 и удаляется из желоба через отверстие в его дне, расположенном в месте прохождения тяжелой фракции. Ниже по спирали через такое же отверстие удаляется фракция промежуточной плотности. Легкая фракция стекает вместе с потоком в конце желоба 5, который крепится на вертикальной стойке 4
Достоинства: Имеют высокую производительность, Простота конструкции, отсутствие привода, нет вращающихся, частей, значительный срок службы.,Низкая стоимость .
.Недостаток: Низкая степень концентрации ценного компонента.
Область применения: Винтовые сепараторы нашли применение главным образом для первичной обработки и получения грубых (черновых) концентратов при обогащении мелкозернистых песков, содержащих ильменит, циркон, рутил и другие полезные минералы, а также при обогащении коренных руд редких и благородных металлов, железных и хромовых руд, фосфоритов, алмазов крупностью от 0,1 до 3 (иногда до 16) мм. На винтовых шлюзах обогащается более мелкий (0,020,5 мм) материал.

Конусные сепараторы
Принцип действия этих сепараторов одинаков - расслоение в суживающемся потоке пульпы.
Область применения- мокрое гравитационное обогащение руд с зернами крупностью 2,5-0,04 мм. Чаще струйные и конусные сепараторы применяются при обогащении россыпных руд, но они перспективны и для коренных руд. Их выгодно использовать в операциях первичного обогащения, а также для перечисток хвостов и грубых концентратов.
Преимущества меньшая стоимость оборудования , более высокая удельная производительность на единицу рабочей площади аппарата, меньше потребная производственная площадь для конусных и струйных сепараторов, чем для конц. Столов, и в 1,5-2 раза меньше, чем для винтовых сепараторов, меньший примерно в 4 раза расход воды.
Недостатки: струйных и конусных сепараторов: низкая степень концентрации за одну операцию; необходимость тщательного обесшламливания питания по кру-ти 0,074 или 0,04 мм; необходимость равномерного питания как по дебиту пульпы, так и по ее плотности ( колебания не более 20%); необходимость для стабилизации процесса работать с большой циркулирующей нагрузкой ( промпродукт основной + концентрат контрольной + хвосты перечисткой операции), доходящей до 120-150%, для возвращения циркулирующей нагрузки в голову процесса необходим насос.
Вследствие преимуществ струйные и конусные сепараторы, несмотря на отмеченные недостатки, перспективы для гравитационного обогащения россыпных и коренных руд.
Все струйные аппараты делятся на:-струйные концентраторы ,-конусные сепараторы
Струйный концентратор (желоб) представляет собой неподвижный короткий наклонный суживающийся желоб 1 с гладким днищем (рис. 43). Узкой частью желоб устанавливается вниз. Исходная пульпа подается с малой начальной скоростью на верхнюю широкую часть аппарата. Во время стекания по наклонному желобу происходит постепенное сужение потока, что приводит к увеличению его глубины и изменению характера движения от ламинарного (в начале желоба) к турбулентному (в конце его). Под влиянием потока находящиеся в нем частицы различной плотности перегруппировываются таким образом, что на выходе из желоба в нижнем придонном слое располагаются зерна большей плотности, а В верхних СЛОЯХ потока меньшей Так как тяжелые частицы движутся с меньшей скоростью, чем легкие, на выходе из желоба образуется веер минералов различной плотности, разделяемых с помощью перегородок-отсекателей 2


Вопрос № 24
Конусные сепараторы для обогащения в водных суспензиях. Устройство и регулировка, область применения.
Конусный сепаратор с аэролифтной разгрузкой тяжелой фракции (см. рис. 38, а) имеет аэролифтный подъемник 2. Руда подается в ванну сепаратора сверху. Разгрузка легкой (всплывшей) фракции осуществляется самотеком в желоб 3. Тяжелая (потонувшая) фракция опускается вниз, попадает в загрузочную часть аэролифта и поднимается по трубе вверх к месту разгрузки, расположенному выше уровня суспензии. Суспензия подается в сепаратор или с исходной рудой, или отдельно по трубам внутрь ванны сепаратора. Эти сепараторы предназначены для обогащения руд и неметаллических полезных ископаемых крупностью от 100 до 2 мм. Производительность их по исходной руде составляет 5 35 т/ч на 1 м2 площади зеркала суспензии в сепараторе.
Конусный сепаратор ОК (обогатительный конус) (см. рис. 38, б) имеет размещенную в центре ванны 1мешалку 4, вращение которой препятствует расслоению водно-песчаной суспензии. Легкая (всплывшая) фракция круговым движением суспензии увлекается к разгрузочному жёлобу 3, расположенному тангенциально. Тяжелая (потонувшая) фракция попадает в разгрузочную камеру 6, снабженную шиберными задвижками 5 и 7. Во время наполнения тяжелого продукта в разгрузочной камере 6 верхняя шиберная задвижка 5 открыта, а нижняя 7 закрыта. После заполнения разгрузочной камеры тяжелым продуктом верхняя задвижка 5 перекрывается и одновременно открывается нижняя задвижка 7. После освобождения разгрузочной камеры от тяжелого продукта нижняя задвижка вновь закрывается и открывается верхняя. Эта операция повторяется периодически. Суспензия в сепаратор подается сверху и сбоку.
Конусные сепараторы имеют диаметр от 2200 до 5600 мм и предназначены для обогащения углей крупностью от 200 (100) до 13 (6) мм. Производительность их по исходному углю составляет Д)16 т/ч на 1 м2 площади зеркала суспензии в сепараторе.





Рис. Тяжелосредные конусные сепараторы: а с аэролифтной
разгрузкой; б с разгрузочной камерой (тип ОК)
Вопрос 25
Устройство и регулировка концентраторов с орбитальным движением дек и центробежным.
В аппаратах, в которых центробежная сила, действующая на тело в криволинейном потоке, во много раз больше, чем сила тяжести, материал разделяется под действием центробежной силы. В тех же случаях, если центробежная сила и сила тяжести соизмеримы и сепарация происходит под действием обеих сил, обогащение принято называть центробежно-гравитационным.
Наиболее известные центробежные аппараты с высокими факторами разделения - гидроциклоны и центрифуги.
Центробежные концентраторы принципиально могут быть разделены на два типа:
-напорные циклонные аппараты для разделения мелкозернистых материалов
-безнапорные аппараты - центрифуги с малой интенсивностью центробежного поля для разведения как грубо-, так и мелкозернистых материалов ..
Центробежные концентраторы типа центрифуг широко используют для обогащения грубозернистых песков при разведке золотосодержащих россыпных месторождений. В последние годы они рекомендованы для применения в схемах обогатительных фабрик при извлечении мелкого свободного золота из различных продуктов.
Аппарат (рис. 8.15) представляет собой полусферическую чашу, футерованную рифленой резиновой вставкой. Чаша укреплена на специальной площадке (платформе), получающей вращение от электродвигателя через клиноременную передачу. Концентратор работает периодически. Для разгрузки концентрата, уловленного рифленой резиновой поверхностью, чашу останавливают и производят сполоск.
При работе на грубых золотосодержащих песках концентратор обеспечивает очень высокую степень сокращения - до 1000 раз и более при высоком (до 96-98%) извлечении золота крупностью +025мм
Предложена конструкция ЦБС с периодической разгрузкой концентрата без остановки вращения чаши. Принципиальное отличие этой конструкции в том, что концентрат разгружается через систему целевидных отверстии, равномерно расположенных на боковой поверхности чаши. В рабочем положении отверстия закрыты эластичной диафрагмой, а при сполоске они открываются и концентрат центробежной силой и водой автоматически разгружается из чаши. Подобный механизированный сполоск позволяет автоматизировать работу сепаратора в заданном режиме набора концентрата и сполоска. Аппарат показал хорошие результаты по доводке песков обогатительных гидроциклонов и концентратов отсадки на золотодобывающих предприятиях.
Из зарубежных конструкций промышленное применение имеет ЦБС Кнельсона. Принципиальное отличие его от рассмотренных в том что в слабоконическом роторе, осевшая минеральная постель дополнительно разрыхляется водой, подаваемой через перфорации в боковой стенке ротора. Механизированных устройств для разгрузки сепаратор не имеет. Сепараторы диаметром 700 мм работают на песках некоторых россыпей Аляски и на рудных обогатительных фабриках для извлечения мелкого свободного золота.
КОНСТРУКЦИИ СТРУЙНЫХ АППАРАТОВ Все струйные аппараты можно разделить на две группы:
отдельные струйные желоба и струйные концентраторы; состоящие из набора этих желобов по различным компоновочным вариантам;
Концентраторы зарубежных конструкций чаще используют круговое расположение струйных желобов (по поверхности конуса): концентраторы «Кеннона», «Йорка» Концентратор «Кеннона» (США) имеет 48 желобов размером 125x15x900 мм, расположенных на поверхности опрокинутого конуса диаметром 2,2 м и высотой 1,9 м. Пульпа неподвижного пульподелителя трубами подается на лоток (для равномерного распределения по ширине желоба и гашения скорости) и с него на днище желоба. Продукты разгружаются в центре конуса с помощью двух концентрических труб, имеющих раздельное вертикальное перемещение, благодаря чему можно регулировать выход концентрата, промежуточного продукта и хвостов.
Концентратор «-Йорка» аналогичен круговому концентратору «Кеннона», но в нем используются более широкие желоба и, соответственно, меньшее их число. Звездообразный концентратор «Йорка» имеет 15 желобов (750x56x1500 мм). Особенность желобов - поток пульпы разделяется не рассеканием веера, а выводом придонной части потока через щель в узком канале с параллельными стенками, которым заканчивается желоб. Получают только два продукта - концентрат и хвосты. Наклон желобов 17°, ширина щели 4-5 мм (может регулироваться).
Концентратор Кеннона
Струйный концентратор Гиредмета состоит из 24 суживающихся желобов, расположенных в два яруса (по шесть желобов навстречу друг другу в каждом ярусе). На желобах верхнего яруса осуществляют основную концентрацию, а внизу - перечистку концентрата и хвостов.
Отличительная особенность этого струйного аппарата - щелевая разгрузка концентрата через поперечные узкие (0,5-2 мм) щели в днище желоба. Для предотвращения забивки узких щелей крупными зернами концентратор имеет вибровозбудителя, включающиеся периодически по программе или по мере надобности.
1 - пульподелитель; 2-распределительный желоб; 3 - винтовой механизм регулирования наклона желобов; 4 - успокоительная коробка; 5 - суживающийся желоб; б-приемник концентрата; 7 - отсекатели; 8 -приемник хвостов












Струйный концентратор Гиредмета
Вопрос 26Сепараторы колёсного типа
По расположению элеваторного колеса в ванне сепараторы можно разделить на три группы: 1)с наклонным расположением колеса СК; 2) с вертикальным элеваторным колесом (направление перемещения мат-ла и суспензии перпендикулярно плоскости вращения колеса СКВ); 3) поперечный с вертикальным элеваторным колесом (направление перемещения мат-ла и суспензии лежит в плоскости вращенияэлеваторного колеса-продолжение расположения колеса)СТС
К первой группе относится сепараторы СК.
Сепаратор колесный с наклонным расположением колеса применяют для обогащения углей и антрацитов в магнетитовой суспензии. Корпус сепаратора служит опорной конструкцией, в нём смонтирована ванна сепаратора, разделенная на два отделения - обогатительное и транспортное -сообщающихся в нижней части корпуса. Обогатительное отделение служит для обогащения и удаления всплывшего продукта из ванны, транспортное- для выгрузки и дренажа суспензии. Всплывший продукт удаляется с помощью гребкового устройства, а осевший- с помощью элеваторного колеса с черпаками, выполненными из перфорированных листов с продолговатыми отверстиями, через которые дренируется суспензия. После грибкового устройства установлено щелевидное сито, на котором суспензия отделяется от легкого продукта. «-» : подшипники нах-ся в пульпе и быстро стираются, колесо громоздкое, большие габариты с вертикальным колесом: не прим-ся.

Ко второй группе относится сепаратор с вертикальным расположением колеса.



К третьей группе относят сепаратор СТС-15(тяжелосредный, суспензионный) с продольным расположением колеса, применяют для обогащения углей. Ванна сепаратора разделена по длине на два отсека при помощи камеры- плотины, внизу которой имеется канал, через который ковши элеваторного колеса перемещают суспензию из одного отсека в другой, создавая на первом по ходу движения материала на половине ванны восходящий и горизонтальный, а на второй- нисходящий потоки суспензии, стабилизирующие её по всему сечению ванны сепаратора.
В камеру подаётся пульсирующий поток сжатого воздуха для энергичного перемешивания суспензии в нижней части ванны сепаратора. Барботаж суспензии с помощью сжатого воздуха изолирован от зон разделения и не нарушает обогащение. Вместе с тем барботаж позволяет повысить стабильность суспензии в сепараторе и использовать для работы крупнозернистый утяжелитель. Создание пульсаций суспензии в зоне разделения положительно сказывается на условиях разрыхления обогащаемого материала и обогащение в целом.
Т.к. у них направление перемещения исх продукта и суспензии совпадают с плоскостью вращения элеваторного колеса, то различия в плотностях суспензии, создаваемые за счет вращения элев колеса, сказывается меньше , чем у предыдущего
Тип машины для промывки выбирают в зависимости от степени промывистости, крупности материала и производительности. Для крупнокускового материала целесообразно применять барабанные машины (бочки и скрубберы тяжелого типа), для среднепромывистого крупностью до 100-150 мм - корытные мойки и вибрационные аппараты, для материала средней крупности и легкопромывистого - скрубберы легкого типа и барабанные грохоты. Для дезинтеграции труднопромывистых песков необходимо выбирать аппараты, обеспечивающие длительное время пребывания материала в рабочей зоне и интенсивное механическое воздействие. Качество промывки материала при подготовке его к последующему обогащению определяет потери ценных минералов как с хвостами обогащения, так и с галей - неразмытые крупные копья- агрегаты глины и песков.

Вопрос 27
Промывка П. И. Устройство и регулировка применяемого оборудования.
Процесс разделения материала с помощью разрыхления и удаление зернистой части с помощью механизмов, а глины с помощью воды называется промывкой. В результате промывки получают мытый материал и глинистую суспензию (шламы)
Промывке подвергаются железные и марганцевые руды, россыпи цветных, редких и благородных металлов, неметаллическое сырье, кварцевые пески, каолиновое сырье, фосфориты, флюсовые известняки и другие полезные ископаемые с высоким содержанием глины. Промывка может быть самостоятельным процессом, в результате которого выделяется концентрат, или подготовительным (что бывает чаще), после которого мытая руда направляется на последующее обогащение.
Правильный выбор схемы и оборудования для промывки зависит от показателя промывистости исходного материала. Под промывистостью руды и песков понимается способность рыхлых отложений размываться потоками воды, а минеральных зерен очищаться от глинистых примесей. Промывистость материала определяется физико-химическими свойствами глинистых включений и промываемой руды и зависит от содержания глины и степени сцементированности материала. Промывистость руды ориентировочно можно оценивать по удельному расходу электроэнергии.Для промывки легкопромывистых руд крупностью до 150 200 мм применяют промывочные грохоты. Для промывки средне- и легкопромывистых руд крупностью до 200 мм применяют бутары, скрубберы, скруббер-бутары; труднопромывистых руд крупностью до 75100 мм корытные мойки, бичевые промывочные машины; крупностью до 25 мм промывочные башни. Часто промывочные машины работают в сочетании друг с другом.
Барабанные грохоты и бутары

Наклонный барабанный грохот, имеющие приспособления для интенсификации мех. воздействия на материал. Это перфорированный барабан, состоящий из отд секций-ставы. Они имеют ребра жесткости. Внутри барабана продольные ребра. Внутрь барабана через оросительную трубу подводится напорная вода. Бутары по сравнению с барабанными промывочными грохотами име6ют большую длину иболее высокие кольцевые пороги между ставами-удержание мат-ла в аппарате более длительное время
Крупность до 300 мм. Для легко и среднепромывистых руд.
2. Скруббера







В отличие от барабанных грохотов имеют глухие барабаны с торцовыми стенками, нажженной горловинами для загрузки и выгрузки материала. Поэтому материал в скруббере постоянно находится в воде, что ускоряет дезинтеграцию. Внутри барабан футеруется. Для усиления дезинтеграции в барабан иногда загружают специальные тела. Барабан опирается бандажами на ролики и устанавливается наклонно в сторону разгрузки. Скрубберы изготавливают прямо- или противоточными. Противоточные скрубберы имеют глухую торцовую стенку с центральным отверстием для наклонного лотка, по которому разгружают из барабана крупные куски материала. Основная же масса материала разгружается через перфорированную торцевую стенку со стороны загрузки. Такая конструкция скруббера обеспечивает лучшую дезинтеграцию.
Крупность до 300 мм, Q=250 т/ч, расход воды невелик (до 2-4 м3/ч), надежен в работе, прим-ся для тяжелопромывочных руд
Наклонная (лопастная) корытная мойка состоит из наклонного корыта с полукруглым днищем длиной 7000-9000 мм, шириной 1600-2100 мм и глубиной в нижней части до 2100 мм. В корыте установлены два вращающихся в противоположных направлениях вала с насаженными на них лопастями. Лопасти закреплены под углом 30-45°, благодаря чему достигается передвижение материала к верхнему концу. Вода подается в верхнюю часть корыта.
Мытая крупная часть руды разгружается в верхней части корыта, а слив удаляется через регулируемый порог внизу. Угол наклона от 7 до 12°. Частота вращения вала 1524 мин"1. Диаметр спирали от 710 до 1400 мм. Производительность 40-120 т/ч. Расход воды 2-4 м3/т. Крупность питания не более 75-100 мм. Прим-ся для легко и среднепромывистых руд





Скрубберр-бутара Представляет собой комбинациюсоед-ых между собой скруббер 1(барабан снаб-ый перемеш-ми устройствами 2) и коническойбутары (барабанный грохот) 3. Скрубберр-бутару устан-ют на приводных 4и опорных 7 роликах вращение кот-ых осущ-ся от Эл. двигателя 6 через редуктор 5. Исх мат-л подается взагрузочное оверстие в торцевой крышке скруббера. Вследствие вращения скруббера ивоздействия подаваемой в него воды матер-л интенсивно переем-ся и разрыхляется.Мат-л раздел-ся на мытую руду(крупный продукт) и глинистую пульпу-шламы (мелкий подукт).





Башенные мойки Предсавляет собой ж/б цилиндрический резервуар 7 с коническим днищем.В центре башни устанавливается труба 4 опирающ-ся на колпак 2 , в нутрии которой расположен аэролифт 8 для транспор-ки мытой руды. Воду и сжатый воздух подают через сопла 3 Исходный материал загружают в заполненную водой башню сверху. Промывка происходит за счет интенсивного движения воды, производимого сжатым воздухом, подаваемым снизу через сопла. Мытая руда аэролифтом подается в сепаратор-пульподелитель 5, с помощью которого руда распределяется на потоки циркулирующий, возвращаемый опять в башню, и поток, выводимый из цикла промывки или направляемый в другую башню. Обычно производится двух-и трехстадиальная последовательная промывка руды.Слив, состоящий в основном из глинистых минералов, удаляется в сливной желоб 6. Внизу конического днища имеется шлюз 1для улавливания посторонних предметов, удаление которых осуществляется с помощью секторного затвора шлюза 9.При промывке в промывочной башне истирание зерен минимальное.








Вопрос 28
Кинетический анализ процессов образования при флотации комплекса частица – пузырек.
Между сближающимися пузырьком и минеральной частицей находится прослойка воды, состоящая из двух частей, обладающих различными свойствами: слоя неизменной воды h и гидратных слоев, окружающих частицу hМ и пузырек hn (рис. 1.4, а). Относительно толстый слой неизменной воды не обладает какими-либо особенными свойствами, в то время как гидратные слои имеют специфические свойства, отличные от свойств объемной фазы.
Процесс сближения частицы и пузырька и их слипание можно разделить на три этапа.
1. происходит вытеснение прослойки неизменной воды толщиной h. К концу первого этапа пузырек и частица сближаются на расстояние, при котором соприкасаются их гидратные слои (рис.1.4, б). Расстояние между пузырьком и частицей при этом будет h1= hn+ hМ. Т.к. в течение первого этапа сближения пузырька и частицы .их гидратные сдои не соприкасаются, то удельная поверхностная энергия гидратной прослойки W будет оставаться постоянной (участок а-б, рис.1.5) и равной сумме удельных поверхностных энергий на границе, раздела твердое-жидкость и жидкость - газ, т.е. W=
·Т - Ж +
·Ж – Г.
Удаление прослойки неизменной воды происходит легко в соответствии с законами гидродинамики. Однако при быстром сближении пузырька и частицы прослойка как бы затвердевает и удаление ее затрудняется.
2. в течение второго этапа сближения происходит разрушение, уменьшение толщины гидратной прослойки до значения hКР, при которой она становится неустойчивой (рис.1,4, в). Для разрушения гидратной прослойки необходимо затрачивать определенную работу. При этом свойства гидратной прослойки будут изменяться, и удельная поверхностная энергия ее будет увеличиваться (участок кривой б-в, см. рис.1.5).
3. в течение третьего этапа неустойчивая гидратная прослойка толщиной hКР мгновенно разрушается и происходит скачкообразное (спонтанное) слипание частицы и пузырька с образованием трехфазного периметра смачивания (рис.1.5, г). Разрушение гидратной прослойки происходит самопроизвольно и поэтому удельная поверхностная энергия гидратной оболочки уменьшается (участок кривой в-г, см. рис.1.5). Между слипшимися пузырьком и частицей остается гидратная прослойка толщиной hО, которая называется остаточным гидратным слоем. Остаточный гидратный слой прочно связан с минеральной поверхностью и удалить его трудно, так как это связано с затратой большого количества энергии. Толщина остаточного гидратного слоя hО зависит от степени гидрофобности поверхности, с увеличением которой она уменьшается.
Рассмотрение кинетики слипания частицы и пузырька показывает, что для закрепления на поверхности пузырька минеральной частицы она должна преодолеть энергетический барьер
·W. Этот барьер частица может преодолеть за счет своей кинетической энергии, что характерно для достаточно крупных частиц. Необходимым условием закрепления частицы является также и то, что время контакта частицы с пузырьком должно быть больше времени, необходимого для разрушения и медленного утончения гидратной прослойки под действием внешних сил, t2 и времени самопроизвольного мгновенного ее раз рушения t3, т.е. времени протекания второго и третьего этапов, которые определяют время индукции ti. Время индукции это минимальное время контакта, необходимое для закрепления минеральной частицы на пузырьке.
Таким образом, если минеральная частица имеет кинетическую энергию, достаточную для преодоления энергетического барьера, и время контакта частицы с пузырьком, больше времени индукции, в результате чего частица и пузырек сблизятся на расстояние hКР, то произойдет мгновенный самопроизвольный разрыв гидратной прослойки и закрепление частицы на пузырьке.
Изменение удельной поверхностной энергии гидратной прослойки между сближающимися пузырьком и частицей зависит от начальной гидратированности поверхности (рис.1.6).
В случае предельной гидратированности поверхности (кривая 1) удельная поверхностная энергия гидратной прослойки непрерывно увеличивается, энергетический барьер равен бесконечности и закрепление частицы с предельно гидратированной поверхностью на пузырьке невозможно.
При соприкосновении частицы с предельно гидрофобной поверхностью (кривая 3) с пузырьком происходит мгновенный распад гид ратной прослойки, так как энергетический барьер отсутствует. Такое состояние поверхности частиц свидетельствует об их высокой флотационной активности. Однако флотация предельно гидрофобных частиц затруднена, так как в этом случае флотационная суспензия будет крайне неустойчивой, что будет приводить к образованию крупных хлопьев и снижению показателей флотации.
Минеральные частицы с некоторой степенью гидратированности поверхности (кривая 2 на рис.1.6) наиболее характерны для флотационной суспензии. В этом случае имеется возможность закрепления частицы на пузырьке (
·W>0) и сохранения агрегативной устойчивости суспензии за счет наличия энергетического барьера (
·W>0). При флотации происходит избирательное закрепление на пузырьках частиц, отличающихся степенью гидратированности поверхности. Применяемые флотационные реагенты изменяют энергетическую характеристику гидратной оболочки и время индукции. Установлено, что реагенты-собиратели уменьшают время индукции, а депрессоры увеличивают, замедляя закрепление минеральной частицы на пузырьке.
Вопрос 29
Термодинамический анализ процессов образования при флотации комплекса частица – пузырек.
Термодинамический анализ может применяться только для равновесных состояний рассматриваемой изолированной системы. В случае флотационной системы признаками равновесности системы являются: постоянство концентраций всех присутствующих веществ при постоянной температуре и постоянном давлении; краевой угол смачивания должен равняться величине, определяемой уравнением Юнга; давление воздуха в пузырьках должно быть постоянным; система должна быть "легкоподвижной" и достижение равновесия возможно в направлении получения исходного состояния (разобщенные частица и пузырек) и в направлении получения конечного состояния (минерализованный пузырек).
Перечисленные признаки равновесности системы при флотации не выдерживаются. Поэтому флотационная система является неравновесной, а термодинамический анализ флотационных явлений является условным.
Термодинамический анализ процесса минерализации, позволяющий установить только принципиальную возможность минерализации, основан на втором законе термодинамики, согласно которому всякий процесс может протекать самопроизвольно только в направлении, соответствующем уменьшению свободней энергии системы. Наиболее устойчивое состояние имеет место при минимальном значении свободной энергии.
Сущность термодинамического анализа заключается в том, что подсчитывается свободная энергия системы до и после закрепления частицы на пузырьке и определяется убыль энергии. Свободной энергией является поверхностная энергия на поверхностях раздела флотационных фаз. Количество свободной энергии определяется суммой произведений удельных поверхностных энергий на соответствующие площади поверхностей раздела. Запас свободной энергии системы до закрепления частицы на пузырьке (рис.1.1).
W1=SЖ – Г *
·Ж – Г + SТ – Ж *
·Т - Ж
где Sж-г и Sт-ж - площади поверхностей раздела жидкость-газ и твердое-жидкость;

·ж-г и
·т-ж - удельные поверхностные энергии на поверхностях раздела жидкость-газ и твердое-жидкость. Запас свободной энергии системы после закрепления частицы на пузырьке при площади контакта равной единице
W2= (SЖ – Г – 1)*
·Ж – Г + (Sт-ж – 1)*
·т-ж + 1*
·Т - Г
Убыль свободной энергии системы

·W= W1 – W2 =
·ж-г +
·т-ж -
·Т – Г
В связи с тем, что методы определения удельных поверхностных энергий твердых тел сложны и трудоемки, заменим
·т-ж и
·т-г через
·ж-г, величина которой .определяется просто и точно.
При равновесном смачивании из уравнения Юнга.

·Т – Г -
·т-ж =
·ж-г * cos
·
Тогда убыль свободной энергии системы:

·W=
·Ж – Г * (1 – cos
·)
Это уравнение справедливо для площади контакта 1 смІ и при условии, что площадь поверхности раздела жидкость-газ после закрепления частицы уменьшается на величину площади контакта, т.е. в данном случае на 1 смІ . Однако в связи с тем, что объем воздуха в пузырьке до и после закрепления на нем частицы остается постоянным, то количество воздуха, заключенное в шаровом сегменте 1-2-3, переходит в прилипший пузырек, увеличивая поверхность раз дела жидкость-газ . Т.е. получается, что S5-6-7 > S2-3-4. С учетом деформации пузырька и изменения его поверхности убыль свободной энергии системы:

· W = W1 - W'2 / S Т – Г = ((SЖ – Г - S' ж-г ) / S Т – Г ) – cos
·)
где W'2 - запас свободной энергии системы после закрепления частицы с учетом деформации и изменения поверхности пузырька;
S'ж-г - площадь поверхности раздела жидкость-газ после закрепления частицы на пузырьке.
В условиях флотации, когда размер частиц мал по сравнению с размерами пузырьков, деформация пузырька мала и убыль свободной энергии системы можно определять без учета деформации пузырька.
Уравнения, определяющие убыль свободной энергии системы, показывают, что чем больше краевой угол смачивания, тем больше убыль свободной энергии системы, т.е., чем гидрофобнее поверхность минеральной частицы, тем выше вероятность закрепления ее на воздушном пузырьке. В случае, когда
· = 0°, закрепление частицы на пузырьке невозможно, т.к.
·W=0. При значении
· >0°,
·W>0 и закрепление частицы на пузырьке возможно. Однако известны многие минералы с краевыми углами смачивания больше нуля, которые без подачи реагентов собирателей не флотируются, что, вероятно, связано с кинетическими осложнениями процесса минерализации.
Убыль свободной энергии системы, отнесенная к единице площади контакта твердое-газ, называется показателем флотируемости F, т.е.:
F = ((W1 – W2) / S Т – Г)
Чем больше F, тем выше вероятность процесса минерализации.
Убыль свободной энергии системы уменьшается с уменьшением
·ж-г, и, казалось бы, применение пенообразователей, снижающих поверхностное натяжение, должно приводить к уменьшению вероятности процесса минерализации. Однако применение пенообразователей повышает вероятность процесса минерализации, так как поверхностное натяжение снижается незначительно (на 3-5%), в то же время резко улучшаются условия минерализации: образуется большое количество мелких, достаточно устойчивых пузырьков воздуха. Поэтому в итоге действие пенообразователей, направленное на повышение вероятности процесса минерализации пузырьков воздуха при флотации, преобладает.
Вопрос 30
Прочность закрепления частиц на пузырьках и максимальный размер флотируемых частиц.
Прочность закрепления.
Закрепление пузырька на минеральной поверхности завершается образованием трехфазного периметра смачивания. Причем равновесное состояние с образованием конечного краевого угла смачивания наступает через минуты и даже десятки минут.
Адгезия закрепившегося на поверхности пузырька может быть определена силой прилипания (FПР), действующей по периметру площади контакта пузырька с минеральной поверхностью (рис.1.11) и равной произведению величины этого периметра на значение вертикальной составляющей поверхностного натяжения, т.е.: FПР =
·a *
·ж-г * sin
·
где a - диаметр площади контакта пузырька с минеральной поверхностью.
Сила прилипания пропорциональна длине периметра площади кон такта пузырька и поверхности и величине краевого угла смачивания. Поэтому гистерезис смачивания, способствующий фиксации контура закрепления пузырька и увеличению значения краевого угла смачивания при различных воздействиях на пузырек, обеспечивает повышение прочности его прилипания к минеральной поверхности.
Противодействует адгезии давление газа внутри пузырька за вычетом гидростатического давления жидкости на глубине h. Дело в том, что давление газа внутри пузырька больше давления воды у основания пузырька на величину: ((2
·ж-г / R) – h
·
· g ;
где h - высота пузырька;
·р - разность плотностей жидкой и газовой среды; g - ускорение силы тяжести.
Эта разность давлений, умноженная на площадь контакта пузырька с поверхностью, приводит к появлению добавочной силы отрыва, равной: (
·aІ / 4)(( 2
·ж-г / R) – h
·
· g )
Отрыву пузырька от минеральной поверхности способствует гидростатическая сила подъема пузырька жидкостью, равная V
·p g, где V - объем пузырька, смі.
С учетом вышеприведенного, условие равновесия пузырька на минеральной поверхности для статических условий определится следующим уравнением:

·a *
·ж-г * sin
· = V
·p g + (
·aІ / 4)(( 2
·ж-г / R) – h
·
· g )
Поверхность реальных частиц не является идеально ровной, как показано на вышеприведенном рисунке, а имеет значительное количество острых выступов, ребер. П.А.Ребиндер установил, что ребра являются труднопреодолимой преградой для трехфазного периметра смачивания, который останавливается, доходя до ребра ( рис.1.12). В этом случае образуется так называемый угол формы
· , который необходимо добавлять к величине краевого угла смачивания. Тогда сила прилипания пузырька к поверхности будет равна:

·a *
·ж-г * sin(
· +
·);
За счет угла формы
· краевой угол смачивания
·, необходимый для закрепления пузырька, может быть значительно снижен.
Максимальный размер флотируемых частиц.
При турбулентном (вихревом) режиме движения, имеющем место в реальных условиях флотации, пульпа вместе с увлекаемыми пузырьками и минеральными частицами перемещается по криволинейным траекториям. Пусть скорость переносного движения пульпы для пузырька и частицы равна соответственно Vn и V'n (рис. 1.13).
Движение частицы и пузырька по криволинейным траекториям вызывает появление центробежных сил, в результате чего частица, имея плотность больше плотности пульпы, перемещается в ней от центра вихря к периферии со скоростью V'R и одновременно оседает под действием сил тяжести со скоростью V'p. Пузырьки же воздуха имеют плотность меньше, плотности пульпы и поэтому они всплывают со скоростью Vp и перемещаются в пульпе от периферии вихря к его центру со скоростью VR. Т.к. центробежные силы, возникающие при движении частицы и пузырька по криволинейным траекториям, значительно больше сил тяжести, то вертикальные составляющие относительных скоростей движения пузырька и частицы (Vp и V'p) малы по сравнению с радиальными составляющими этих скоростей (VR и V'R) и ими можно пренебречь. Тогда скорости пузырька и частицы до их столкновения (Vo и V'o) будут определяться скоростями переносного движения пульпы пузырька и частицы (Vn и V'n) и их радиальными составляющими относительных скоростей перемещения (VR и V'R).
После столкновения начинается скольжение частицы по поверхности пузырька. Вектор абсолютной скорости частицы определяется геометрической суммой векторов скорости переносного движения пульпы Vn, скорости радиальной составляющей относительного движения и подъема комплекса VR и скорости относительного движения частицы по пузырьку (скорости скольжения) Vc.
Считая, что радиальная составляющая относительной скорости движения пузырька в пульпе VR постоянна, вектор абсолютного ускорения частицы можно определить как геометрическую сумму векторов ускорения переносного движения пульпы, ускорения относительного движения (скольжения) частицы по поверхности пузырька и кориолисова ускорения. Кориолисово ускорение представляет часть полного ускорения тела, появляющегося при его сложном движении вследствие изменения относительной скорости тела при переносном движении (движении подвижной системы отсчета) и переносной скорости при определенном движении тела. Расчеты К.А.Разумова показывают, что в реальных условиях флотации ускорение относительного движения (скольжения) частицы по поверхности пузырька в несколько раз больше ускорения переносного движения пульпы и кориолисова ускорения. Поэтому можно считать, что абсолютное ускорение частицы равно ускорению относительного движения (скольжения) частицы по пузырьку.
С учетом вышесказанного на частицу, скользящую по поверхности пузырька, будут действовать две отрывающие силы: центробежная (Pi) и сила давления (Рв) воздуха на грань, контактирующую с пузырьком. Препятствовать отрыву частицы от пузырька будут сила прилипания частицы (FПР) и сила давления воды (Рн) на грань, противоположную грани, контактирующей с пузырьком. Величины указанных сил могут быть легко рассчитаны по соответствующим формулам. Расчеты показывают, что определяющую роль при флотации играют центробежная и флотационная силы. Поэтому в момент отрыва частицы приближенное уравнение равновесия можно записать как FПР = Pi. Для частицы кубической формы и при условии, что площадь конт акта равна площади грани куба, уравнение равновесия сил можно записать следующим образом:
4dM *
·ж-г * sin
· = dіM *
· * i
где dM - максимальный размер частицы, закрепляющейся на пузырьке (в данном случае размер куба);
i - ускорение относительного движения (скольжения) частицы по поверхности пузырька, i=30-50g. Максимальный размер частиц, закрепляющихся на пузырьке, будет определяться по формуле:
dM =
·(4
·ж-г * sin
· /
· * i )
Практика флотации показывает, что максимальный размер флотирующихся зерен галенита составляет
0,24-0,28 мм. То есть формула дает несколько завышенный результат за счет того, что действительная площадь контакта частицы с пузырьком будет меньше площади грани, контактирующей с пузырьком, и периметр смачивания будет меньше 44,. Для уменьшения dM, определяемого по вышеприведенной формуле, необходимо учесть также силу отрыва, создаваемую капиллярным давлением газа в пузырьке на площадь их контакта.
Матвиенко Н.В., рассматривая состояние комплекса пузырек-частица в динамических условиях флотации, учел, что силы отрыва возникают также и вследствие инерции частиц, и принял в качестве сил отрыва подъемную силу пузырька, силу, создаваемую капиллярным давлением газа в пузырьке на площадь его контакта с частицей Р и силу инерции частицы И (рис. 1.14).
Для того, чтобы комплекс пузырек-частица всплывал необходимо, чтобы подъемная сила пузырька была больше силы инерции частицы. Поэтому для определения условий отрыва из этих двух сил достаточно учесть только меньшую, т.е. силу инерции частицы. В момент отрыва частицы от пузырька FПР – И – Р = 0. Подставив значения сил, будем иметь:
(
·a *
·ж-г * sin
· – К * dіКР (
· –
·)c) – (
· dІКР / 4) * ((2
·ж-г / R) –
·
· h g) = 0
где dКР- максимальный размер закрепляющейся частицы, см;
К - коэффициент пропорциональности между объемом частицы и кубом ее диаметра (безразмерный), для частицы кубической формы К=1, а для шарообразной К=0,52, в расчетах принимается среднее значение, равное 0,75; с - ускорение отрыва частицы от пузырька, см/сІ.
Разделив каждый член уравнения на длину трёхфазного Периметра смачивания
·a =
· x d, где х - отношение диаметра площади контакта к диаметру частицы (х=0,2-0,8), получим:
(
·ж-г * sin
· – (К /
· x) * dіКР (
· –
·)c – ((х dКР / 4) * (2
·ж-г / R) –
·
· h g) = 0
Для определения по этому уравнению максимального размера частицы, закрепляющейся на пузырьке, необходимо знать ускорение отрыва частицы от пузырька. Определить это ускорение ввиду сложности изменения векторов ускорения частиц в переменном по величине и направлению поле ускорений движения частиц в камере флотационной машины пока не удалось. Но для расчетов прочности комплексов пузырек-частица достаточно знать максимальное ускорение частицы, которое создается действием импеллера флотомашины и имеет место в момент выхода комплекса с импеллера. Используя динамические характеристики флотомашины, Матвиенко Н.В. рассчитывал максимальный размер флотируемых частиц различной плотности для каждой флотационной машины. Например, в машине ФМР-63 при с=23500 см/с2 максимальный размер флотируемой частицы галенита составил 0,20 мм. Повышение центробежного ускорения на импеллере машины ФМР-2 до 53300 см/с2, происходящее, в основном, за счет уменьшения его диаметра, снижает максимальный размер флотируемых частиц галенита до 0,13 мм.
Таким образом, вращение импеллера механической машины обеспечивает поддержание частиц во взвешенном состоянии, создает необходимую степень аэрированности пульпы и одновременно вызывает побочный отрицательный эффект центрифугирования частиц, способствующий их отрыву от пузырьков воздуха.
Применение пониженных ускорений (10g-15g) перемешивания пульпы в пневмомеханических машинах позволяет за счет снижения инерционных отрывающих сил несколько повысить крупность флотируемых частиц (примерно в 1 ,3 раза), но при этом начинают уже осаждаться крупные фракции тяжёлых минералов. Снижение же диапазона ускорений перемешивания до g-5g, когда крупность флотируемых частиц повысилась бы в 5-6 раз, невозможно, так как при этом происходит осаждение основной массы частиц. Для повышения крупности флотируемых частиц необходимо создавать спокойные восходящие аэрированные потоки пульпы.
Вопрос 31
Вероятность и скорость процесса флотации.
Вероятность флотации минеральной частицы определяется вероятностью протекания отдельных этапов процесса. Основными этапами процесса флотации являются взаимодействие реагентов с минеральной поверхностью, столкновение частиц с пузырьками, закрепление частиц на пузырьках, подъем закрепившихся частиц в пенный слой, сохранение минерализованных пузырьков и разрушение сложных аэрофлокул, съем пенного слоя и другие. На вероятность протекания каждого этапа влияет множество факторов, причем каждый фактор, в свою очередь, влияет на вероятность протекания этапов процесса флотации. Например, вероятность сохранения образовавшегося комплекса пузырек-частица зависит от процессов, происходящих в пенном слое, прочности закрепления частицы и действия отрывающих сил, величина которых, в свою очередь, зависит от плотности пульпы, интенсивности перемешивания, размера и плотности частиц и размера пузырьков. В то же время интенсивность перемешивания, плотность частиц и раз мер пузырьков и частиц определяют вероятность их столкновения. Таким образом, многообразие факторов, каждый из которых влияет на вероятность протекания одного или нескольких этапов флотационного процесса, и тесная их взаимосвязь определяют сложность количественного расчета влияния отдельных факторов на вероятность процесса флотации. Богданов О. С. с сотрудниками вероятность флотации
·ФЛ рассчитывали по величине произведения вероятности столкновения частицы с пузырьком
·СТ и вероятности ее закрепления на пузырьке
·З, т.е.
·ФЛ =
·СТ *
·З. Результаты расчетов показали, что вероятность столкновения частицы с пузырьком при уменьшении ее размера снижается, а вероятность закрепления увеличивается. Причем повышение концентрации собирателя приводит к некоторому увеличению вероятности закрепления частиц. В выполненных расчетах не учитывалось влияние вихревых потоков, процессов, происходящих в пенном слое, и возможность образования аэрофлокул, полидисперсность частиц и пузырьков и другие факторы, имеющие место в реальных условиях, поэтому практическая достоверность полученных данных невелика. При оценке вероятности флотации исходят из качественных влияний главных факторов, устанавливаемых в каждом конкретном случае.
С увеличением размера частиц увеличивается вероятность их столкновения с пузырьками воздуха, а вероятность закрепления уменьшается. Вероятность же, определяемая произведением вероятностей столкновения и закрепления, имеет максимальное значение для среднего размера флотируемых частиц, т.е. наилучшей флотационной способностью обладают частицы средних размеров. Мелкие частицы плохо флотируются вследствие низкой вероятности столкновения их с пузырьками, а крупные в результате низкой вероятности закрепления.
В случае вакуумной флотации влияние размера частиц на вероятность их флотации иное.
Так как с уменьшением размера частиц удельная поверхность их увеличивается, то вероятность возникновения на поверхности частиц пузырьков газов, выделяющихся из раствора, повышается. В связи с этим максимальной флотационной способностью при вакуумной флотации обладают мелкие частицы. Следовательно, вакуумная флотация весьма перспективна для флотации тонких частиц.

Скорость флотации является важной характеристикой флотационного процесса, определяя интенсивность перехода флотируемого минерала в пенный продукт. Поэтому практически скорость флотации можно характеризовать продолжительностью процесса флотации, необходимой для получения определенного извлечения. Чем выше скорость флотации, тем меньше потребное время флотации, и, следовательно, нужно меньшее количество камер флотационных машин.
Различают среднюю скорость флотации за время t-
· / t, где
· -извлечение флотируемого компонента за время t, и истинную d
· / dt скорость флотации в данный момент времени.
Для определения скорости флотации производят раздельный съем пенного продукта через равные небольшие отрезки времени. Отобранные пробы продуктов высушиваются, взвешиваются (в случае лабораторных исследований) и анализируются на содержание в них ценного компонента. Обработка полученных данных может осуществляться различными способами.
Обычно строится зависимость суммарного извлечения от времени флотации. При этом считается, что извлечение ценного компонента в каждый момент времени есть отношение количества, ценного компонента,, перешедшего в каждый момент времени в пенный продукт, к исходному его количеству, находящемуся в пульпе перед началом флотации. Скорость флотации количественно определяется по величине тангенса угла наклона кривой и непрерывно уменьшается, т.к. количество ценного компонента, имеющееся в пульпе перед наступлением каждого последующего момента флотации, уменьшается, а при расчете по этому способу считается; что количество ценного компонента перед каждым моментом флотации остается постоянным, равным исходному его количеству. Поэтому по величине тангенса угла наклона кривой
·
· = f(t) нельзя судить о скорости флотации в каждый момент времени, т.к. она будет зависеть, в основном, от количества ценного компонента, перешедшего в пенный продукт до рассматриваемого момента времени.
Учет количества ценного компонента, находящегося в пульпе перед началом любого момента флотации, производится при определении скорости флотации по методу, разработанному K.Ф Белоглазовым. При этом считается, что количество сфлотированных частиц пропорционально их количеству, находящемуся в пульпе, .в данный момент, и количеству пузырьков, имеющихся а пульпе, а вероятность флотации определяется произведением вероятности столкновения и вероятности закрепления частицы на пузырьке.
Пусть перед началом флотации в пульпе находится n частиц ценного компонента. За время флотации до рассматриваемого момента пусть сфлотировалось х частиц, тогда к рассматриваемому моменту будет n-х частиц. Допустим, что через пульпу в единицу времени проходит N пузырьков, тогда за время dt пройдет Ndt. Число столкновений частиц с пузырьками за время dt будет пропорционально Ndt(n-x). Количество же эффективных столкновений, то есть количество сфлотировавшихся частиц dx за время dt составит:
dx = Ndt(n – x) *
·3 * k;
где:
·3 - вероятность устойчивого закрепления частиц на пузырьках,
·3<1;
k - коэффициент пропорциональности, зависящий от конструктивных особенностей флотомашин, флотационной активности частиц, условий съема пенного продукта и других факторов, влияющих на процесс флотации, k< 1.
Разделим переменные и проинтегрируем полученные выражения:
(2.'1)
Разделим числитель и знаменатель полученного выражения на n и, заменяя х/n через
· (извлечение в долях единицы), получим:

Таким образом, получим уравнение скорости флотации: ln(1 / 1 –
·) = Kt
Величина ln(1 / 1 –
·) называется коэффициентом удельной скорости флотации.
Исследования по флотации мономинеральных пульп, образованных узкими классами крупности частиц, имеющих одинаковую флотационную способность, при условии постоянства концентрации собирателя показали, что при этих условиях d
· / dt = k1(1 –
· ), где k1 - коэффициент, зависящий от условий флотации. Т.е., если флотационная способность частиц одинакова и условия флотации постоянны, скорость флотации прямо пропорциональна массе частиц, находящихся в пульпе. В реальных условиях флотационная способность частиц различна, и в первую очередь флотируются
наиболее легко флотируемые. Поэтому по ходу процесса флотационная способность частиц, остающихся в пульпе, непрерывно понижается. Тогда, считая, что скорость флотации прямо пропорциональна массе частиц и их флотационной способности, уравнение скорости флотации будет иметь вид:
d
· / dt = k1(1 –
· )kФ
где: kФ- переменная величина, равная отношению флотационной способности частиц, флотирующихся в данный момент, к флотационной способности частиц, сфлотировавшихся в начале процесса.
Величина kФ зависит от массы частиц, находящихся в пульпе в данный момент, которая пропорциональна величине (1 –
· ). Поэтому kФ = (1 –
· )n , где n -показатель, характеризующий изменение флотационной способности частиц, остающихся в пульпе по мере уменьшения их массы. Чем быстрее понижается флотационная способность частиц, остающихся в пульпе, тем больше n и меньше kФ. С учетом полученного выражения kФ уравнение скорости флотации будет:
d
· / dt = k1(1 –
· ) * (1 –
· ) = k1(1 –
· )р;
где p=l+n -показатель, характеризующий изменение флотационной способности частиц, оставшихся в пульпе, в зависимости от их массы. Уравнение скорости флотации показывает, что скорость флотации прямо- пропорциональна массе и флотационной способности частиц, находящихся в пульпе. В начальный момент флотации, когда
· = 0,d
· / dt = k1 , т.е. k1 - это скорость флотации в начальный момент.
Анализ многочисленных исследовании и практика флотации показывают, что основными факторами, влияющими на скорость флотации, являются расходы собирателя и вспенивателя, степень аэрированности пульпы, толщина пенного слоя и скорость его удаления, и плотность пульпы. Небольшие расходы собирателя и вспенивателя обеспечивают невысокую скорость флотации. Высокая степень аэрированности пульпы, определяемая присутствием в пульпе значительного количества мелких, устойчивых пузырьков и равномерным их распределением в объеме, обеспечивает высокую скорость флотации. Влияние плотности пульпы на флотацию весьма разносторонне и максимальная скорость флотации имеет место при каком-то определенном значении. В каждом конкретном случае указанные параметры изучают и устанавливают оптимальные значения.
Вопрос 32
Характеристика жидкой и газовой фаз, участвующих во флотационных процессах.
Жидкая фаза.
Действие воды на минералы при флотации многообразно и имеет важное значение, т.к. флотация осуществляется в водной среде, при постоянном контакте минеральных частиц с водой.
Взаимодействие с водой приводит к гидратации поверхности минерала, в результате которой она покрывается гидратной оболочкой. Толщина этой оболочки и ее структура зависят от
физико-химических свойств минеральной поверхности, проявляющихся в ее смачиваемости. Гидратируемость поверхности минерала влияет на прилипание к нему воздушных пузырьков и чем она значительнее, тем в меньшей степени возможно прилипание, а, следовательно и флотация.
Действие воды на минералы вызывает их частичное растворение. Растворение минералов в воде происходит в том случае, если энергия гидратации превышает энергию кристаллической решетки. Энергия гидратации иона увеличивается с ростом его валентности и уменьшении ионного радиуса. Продукты растворения одних минералов могут воздействовать на поверхностные слои других минералов, а также могут взаимодействовать с применяющимися при флотации реагентами и друг с другом. Все это так или иначе будет влиять на ход и результаты флотации.
Важнейшей особенностью жидкостей является наличие в них сильного межмолекулярного взаимодействия. Эта особенность проявляется наиболее заметно у ассоциированных жидкостей (к ним относится вода). Для молекул подобных жидкостей характерно наличие значительных дипольных моментов, которые усиливают взаимодействие молекул и вызывает образование комплексов, состоящих из нескольких молекул, представляющих своеобразные агрегаты диполей.
Межмолекулярное притяжение у воды усиливается наличием водородной связи между ее молекулами. Некоторая часть молекул воды в каждый момент времени группируется в комплексы определенной величины и пространственной конфигурации на короткое время и по расположению в пространстве воспроизводит кристаллическую структуру льда. Эти образования постоянно возникают и разрушаются под влиянием беспорядочного теплового движения молекул.
Структурные изменения воды связаны с взаимодействием многих физических факторов (температура, давление, воздействие магнитного и ультразвукового поля и др.), и в значительной степени определяются не только разрывом водородных связей, но и возможностью их изгиба, который наступает при энергетических затратах, значительно меньших, чем энергия разрыва водородной связи.
Существенное влияние на структуру воды оказывают присутствующие в ней примеси – ионы (особенно ионы солей жесткости – Ca, Mg) и молекулы. Некоторые из солей (особенно Ca и Mg) вступают во взаимодействие с реагентами (например, с мылами и жирными кислотами), образуя нерастворимые осадки, которые отрицательно влияют на флотацию. Также эти ионы могут воздействовать на флотационные свойства некоторых минералов, повышая их (кварца) и тем, нарушая селективность процесса. Кроме ионов Ca, Mg, K в воде могут присутствовать ионы Cl, сульфат-ионы, силикат - и карбонат – ионы. В некоторых случаях воду перед процессом умягчают.
Нужно учитывать попадание в пульпу продуктов износа металлических деталей и др. аппаратуры и благоприятные условия для окисления этих продуктов с последующим переходом в раствор ионов Fe. Также вместе с рудой на О.Ф. могут поступать продукты разложения органических остатков, имеющихся в почве, их влияние на процесс почти всегда отрицательно.
Значительна роль и гидратации ионов. Растворенные газы сильно влияют на структуру воды. Особенно сильное влияние на физико-химические свойства воды оказывает кислород и углекислота. (см. ниже в газовой фазе.)
Химическая активность дождевой воды заметно повышена в сравнении с обычной, что вызвано более высоким содержанием О2 и углекислоты.
Газовая фаза.
В воде количество кислорода резко увеличено:
в атмосферном (O2 ~ 21%, CO2 ~0,06%), воздух, растворенный 1 раз в воде (O2 ~35%, CO2 ~0,23%).
Воздух, растворенный в воде, резко обогащен по сравнению с атмосферным кислородом и углекислым газом. О2, действуя химически, способен резко изменять химический состав поверхности сульфидов. В результате взаимодействия О2 (особенно в присутствии воды) на сульфиды, они окисляются и превращаются в сульфаты или другие соединения.
Углекислый газ оказывает влияние на состав поверхности отдельных минералов и ионный состав пульпы: из сульфатов могут образовываться карбонаты. Также изменяет величину рН пульпы.
Газовая фаза в пульпе находится в виде пузырьков.
Газы играют при флотации двоякую роль, вынося подготовленные частицы минералов на поверхность и взаимодействуя с минералами и реагентами.
В объеме воздушных пузырьков кроме воздуха находятся еще и пары воды, которые в следствии их газообразного состояния следует также отнести к одному из компонентов газовой фазы и флотационного процесса. Большое значение для флотации имеет растворимость воздуха в воде, а также понижение растворимости от температуры и давления. Растворимость газов снижается с повышением температуры и повышением давления. В местах перепада давления во флотационных машинах активно выделяются воздушные пузырьки из раствора. На использовании данных пузырьков основано применение энжекторных пневматических флотомашин, методы вакуумной флотации; основанные на выделении растворенного воздуха в виде микропузырьков(весьма перспективны для флотации тонких шламов).
Вопрос 33
Характер связей в кристаллах, гидрофильность и гидрофобность поверхностей.

Атомы, молекулы, ионы или группы ионов, образующие кристаллическую решетку минерала, связаны друг с другом различными видами связей. Для полярной поверхности минералов характерны ионная и ковалентная (атомная) связи, а также наиболее распространенная полярная (гибридная) связь, занимающая промежуточное положение между ионной и ковалентной.
Ионная связь характеризуется электростатическим взаимодействием между узлами кристаллической решетки, занятыми ионами (например, Na и Cl в решетке поваренной соли) противоположного знака, образованными в результате практически полного перехода электронов от атома одного элемента к атому другого (например, от атома Na к атому Cl). При переходе электронов в совместное владение атомами одного и того же элемента образуется ковалентная (атомная) связь, осуществляемая в простейшем случае парой электронов, причем эти электроны как бы располагаются по отношению к указанным атомам точно посередине. Во многих случаях при осуществлении такого вида связи электроны, находящиеся в совместном владении взаимодействующих атомов, смещаются к одному из атомов. Эту связь между ними принято называть полярной (гибридной). Все эти виды связей отличаются большой прочностью (энергией), что обусловливает значительную величину свободной поверхностной энергии минерала.
В противоположность полярной поверхности аполярная поверхность минерала характеризуется молекулярными силами связи (силы Ван-дер-Ваальса – силы притяжения между молекулами относительно малы по сравнению с химическими), которые слабее ионных и ковалентных в десятки раз.
Если при разрушении кристаллов обнажаются слабые молекулярные силы, то поверхность слабо взаимодействует с молекулами воды, плохо смачивается и называется гидрофобной, а если поверхность интенсивно взаимодействует с молекулами воды, хорошо смачивается, то такая поверхность называется гидрофильной.
При разрушении кристалла образуется поверхность раскола с ненасыщенными связями, которые характерны для решетки данного минерала.
В случае ионных и полярных связей, существующих вокруг ионов или атомов минерала и обнажающихся при его разрушении, образуется сильное электрическое поле, в то время как в случае молекулярных связей поверхностные атомы (молекулы) образуют сравнительно слабые силовые поля.
Оценивая активность взаимодействия с водой поверхности минералов с преобладанием ионных и атомных связей (сильное поле) или молекулярных связей (слабое поле), необходимо учитывать, что вода является полярной жидкостью, молекулы которой имеют значительный дипольный момент и атомы водорода, способные к образованию водородной связи. Водородная связь обязана своим возникновением особенности атома водорода отдавать свой единственный электрон на образование химической связи. Водородная связь может быть довольно прочной и является как бы второй (побочной) валентностью водородного атома.
Гидрофильная поверхность минерала характеризуется преобладанием на ней ненасыщенных ионных, атомных или полярных связей, благодаря которым она активно взаимодействует с молекулами воды (или их комплексами), присоединяя их. Напротив, гидрофобная поверхность минерала отличается преобладанием на ней ненасыщенных молекулярных связей, слабо взаимодействующих с водой.
В графите (рис. 3) атомы углерода расположены слоями, образующими гексагональную сетку. В плоскости этих слоев (заштрихованных) между атомами углерода имеются сильные атомные связи, однако связь между слоями осуществляется слабыми молекулярными силами. Этим объясняется легкая раскалываемость графита по плоскости спайности и гидрофобность его поверхности, совпадающей с плоскостью спайности.
В противоположность этому плоскость, перпендикулярная плоскости спайности (торец чешуйки графита), имеющая ненасыщенные атомные силы связи, активно взаимодействует с водой и является относительно гидрофильной. В связи с этим на поверхности торца чешуйки графита пузырек воздуха будет закрепляться с трудом, тогда как на поверхности, являющейся плоскостью спайности, пузырек будет закрепляться легко и прочно.
Аналогичная картина будет наблюдаться и для кристаллов серы: ее гидрофобность может быть объяснена тем, что при разрушении кристалла серы в первую очередь обнажаются слабые межмолекулярные силы, которые связывают между собой кольца из атомов серы, в то время как сильные атомные связи, действующие внутри колец, при этом не нарушаются.
Поверхность минералов способна взаимодействовать не только с водой, но и с газами, особенно с О2, наиболее активным из них. Например, при разрушении кристаллов сульфидных минералов (галенита) обнажаются сильные полярные связи, что хорошо объясняет нам относительную гидрофильность поверхности галенита в момент ее обнажения в течение короткого времени после этого. Однако спустя некоторое время на поверхности галенита начинает сорбироваться кислород, всегда присутствующий в воде в растворенном виде. Первичное воздействие кислорода на поверхность сульфида вызывает его некоторую гидрофобизацию . Дальнейшее воздействие кислорода (в случае сульфидов) приводит к их окислению и сопровождается гидрофилизацией.
Таким образом, естественная гидрофобность минералов, облегчающая их флотацию, или естественная гидрофильность, препятствующая последней, являются мерой активности поверхности минерала к взаимодействию с водой и газами, в особенности с О2.
Вопрос 34
Смачивание минеральных поверхностей. Краевой угол смачивания, гидратные слои.
Смачивание минеральных поверхностей.
Наиболее важным проявлением взаимодействия минералов с водой является смачивание их поверхности, которое является результатом гидратации поверхности минерала. Конечные результаты взаимодействия минерала с водой зависят не только от величины свободной поверхностной энергии минерала, но и от энергии взаимодействия молекул воды между собой.
Взаимное притяжение молекул одного и того же вещества (например, жидкости), называемое когезией, характеризуется величиной работы когезии (в Дж/м2), которую необходимо произвести для разрыва столба жидкости сечением 1 м2 на два столба того же сечения.
Взаимное притяжение молекул двух фаз (например, воды и минерала), проявляющееся на поверхности их раздела, называется адгезией. Притяжение, оказываемое одной фазой на другую через поверхность их раздела, требует затраты энергии на разделение этих фаз. Эту работу, отнесенную к единице площади поверхности раздела, называют работой адгезии. Она выражается в Дж/м2 и равна сумме поверхностных энергий обеих фаз минус межфазная поверхностная энергия на поверхности их раздела. Так, например, если речь идет об адгезии в среде газа между водой и поверхностью минерала, то работа адгезии W может быть выражена следующим образом: W =
·ж – г+
·т – г –
·ж –т , где:

·ж – г ,
·т – г и
·ж –т - поверхностная энергия соответственно на разделе фаз Ж-Г, Т-Г, Ж-Т.
Необходимым условием растекания воды на поверхности минерала является превышение работы адгезии между водой и минералом над работой когезии для воды.
Первой стадией молекулярного взаимодействия воды с поверхностью минерала является гидратация поверхности, обусловливающая смачивание ее водой. Смачивание обычно наблюдается на границе соприкосновения трех фаз, одна из которых является твердым телом, а две другие представлены жидкостью и газом или двумя несмешивающимися жидкостями. При смачивании капля жидкости полностью или частично растекается по твердой поверхности в зависимости от степени смачивания этой поверхности жидкостью.
Краевой угол смачивания.
Степень смачивания твердой поверхности жидкостью (при неполном смачивании) количественно выражается величиной краевого угла смачивания
·, который принято отсчитывать в сторону жидкой фазы или, если контактируют вода и жидкий углеводород, в сторону воды (т. е. в сторону более полярной жидкости) (рис. 2). Теоретически величина краевого угла может изменяться в широких пределах от нулевого значения (что соответствует для воды и минерала случаю его полной гидрофильности, или полного смачивания водой) до 180°, когда капля воды совершенно не растекается по минералу при его полном несмачивании, или предельной гидрофобности. Однако если полное растекание практически может иметь место в отдельных случаях, то полная несмачиваемость никогда не наблюдается. Причиной этого является то, что некоторая адгезия между двумя любыми контактирующими фазами всегда имеет место. При флотации, когда взаимодействуют три фазы: воздух, вода и минерал, краевые углы могут измеряться как при нанесении на поверхность минерала капли воды в окружении воздуха, так и при подведении под минерал воздушного пузырька в окружении воды. Равновесное значение краевого угла определяется уравнением Юнга, согласно которому:
·ж – г * cos
· =
·т – г –
·ж –т , где:

· – поверхностные энергии на границе раздела фаз или численно равные им силы поверхностного натяжения, Дж/м2 или Н/м.
При неполном смачивании водой поверхности минерала указанный периметр капли (или воздушного пузырька в водной, среде) является линией соприкосновения всех трех взаимодействующих фаз твердой, жидкой и газообразной (например; минерала, воды и воздуха). Такой периметр называют трех - фазным периметром смачивания (см. рис. 49).
Степень смачиваемости минерала количественно выражается величиной краевого угла лишь в области его конечных значений, т. е. в пределах 0180° (так, если два минерала характеризуются одинаковым и нулевым значением краевого угла смачивания, то это не указывает на их одинаковую смачиваемость, т.к. последняя, достигнув определенной величины, соответствующей нулевому значению, при дальнейшем своем возрастании не может характеризоваться величиной краевого угла).
Чем хуже минерал смачивается водой, тем легче пузырек воздуха, вытесняя с поверхности минерала воду, закрепляется на минерале. Уменьшение смачиваемости минерала в интересах флотации (гидрофобизация), характеризуется увеличением краевого угла. Для ее осуществления в пульпу вводят фотореагенты.
Явление гистерезиса проявляется в том, что краевой угол смачивания обычно не принимает своего равновесного значения вследствие задержки в его достижении.
Гистерезис смачивания возрастает при увеличении микрошероховатости поверхности, проявляющейся особенно заметно при плохо смачивающихся поверхностях и, в частности, для твердых поверхностей, покрытых ориентированными нормально к твердой поверхности углеводородными цепями гетерополярных соединений, адсорбированных химически. На жидких поверхностях гистерезис смачивания не наблюдается.
Основной причиной гистерезиса является проявление силы трения, действующей вдоль периметра смачивания. Гистерезис наблюдается при растекании капли жидкости или при ее перемещении по твердой поверхности, или при перемещении твердого тела, частью погруженного в жидкость, вообще при передвижении периметра смачивания под действием какой-либо силы (кинетического гистерезиса смачивания).
Кинетический гистерезис проявляется при вытеснении водой с сухой поверхности твердой частицы, ранее адсорбированного на ее поверхности воздуха и чем медленнее будет происходить это вытеснение, задерживающееся шероховатостью поверхности, тем выше вероятность закрепления такой частицы на воздушном пузырьке, т.е. тем выше вероятность ее флотации. Чем менее смачиваема поверхность минеральной частицы, т.е. чем она гидрофобнее, тем сильнее выражен кинетический гистерезис смачивания.
В отличие от кинетического гистерезиса существует понятие о статическом (порядковом) гистерезисе смачивания, сущность которого состоит в том, что измеряемое значение краевого угла смачивания (или его косинуса) зависит от порядка смачивания. (например, угол, измеряемый при нанесении капли воды на сухую поверхность минерала в окружении воздушной фазы, или угол при помещении воздушного пузырька на твердую поверхность в окружении водной фазы)
Гидратные слои. (рис.5.)
В результате взаимодействия твердой и жидкой фаз образуется гидратный слой, который представляет собой полимолекулярный адсорбционный слой молекул воды, прочно связанных с поверхностью и находящихся в равновесии с объемом жидкой фазы.
Гидратный слой представляет собой как бы самостоятельную фазу, имеет следующие свойства, отличные от свойств объема жидкой фазы:
1.повышенное сопротивление на сдвиг;
2.пониженная дифузирующая способность ионов в нем(молекулы трудно пробираются через слой)
3. повышенная вязкость. По мере приближения к поверхности устойчивость гидратного слоя повышается.
Вероятность флотации во втором случае больше.
Флотореагенты влияют на флотацию за счет воздействия на толщину гидратных слоев и их устойчивость.
Вопрос 35
Карбоксильные реагенты-собиратели. Состав, свойства, механизм действия и область применения.
Это органические кислоты (RCOOH) и их мыла (RCOONa). Имеют общую структурную формулу:
Так же могут быть и пенообразователями, но это не всегда является преимуществом, т.к. оптимальные концентрации для собирательного и пенообразующего действия могут быть различны, что затруднит регулирование процесса.
Механизм закрепления на минералах.
Молекулы и ионы этих собирателей могут закрепляться на минералах путем физической и химической адсорбции. Физическая адсорбция ионов происходит под действием сил кулоновского притяжения, а молекул -под влиянием сил дипольного взаимодействия и водородной связи. Химическое закрепление ионов осуществляется в результате электронных переходов от анионов собирателя к катионам кристаллической решетки минерала.
Т.к. карбонильная группа сильно гидротируется, то для проявления гидрофобизующего действия радикал должен создать более 12-14 атомов углерода. Но, при таком количестве углерода они находятся в твердом состоянии и для их применения температуру пульпы необходимо повышать до 40-60є.
Собирательные свойства зависят:
1. от жесткости воды, которая определяется концентрацией солей жесткости ( ионов Mg и Ca). Образование с этими ионами труднорастворимых мыл приводит к потерям собирателя и нарушению селективности процесса. Поэтому используют умягченную воду.
2. от щелочности пульпы. Эти собиратели в кислой и нейтральной среде представлены молекулярной формой. В ней растворимость жирных кислот мала, и в кислых пульпах основное количество реагента находится в нерастворенном виде (эмульсия). В достаточно щелочных пульпах органические кислоты омыляются и действуют как мыла. Их действие в виду более высокой растворимости и повышенной ионизации более эффективно.
3. от способности к мицеллообразованию. Образование мицелл связывает свободные молекулы или ионы и затрудняет их действие как флотационных реагентов. Одной из мер по снижению мицеллообразования является применение добавок поверхностно-активных соединений.
Область применения.
Широко применяются при флотации горно-химического сырья, окисленных минералов руд цветных и редких Ме, также являются собирателями для сульфидных руд цветных Ме.
Олеиновая кислота (C17H33COOH).
Не насыщенная кислота, имеет 1 двойную связь. Ей соответствует насыщенная кислота – Стеариновая (C17H35COOH). Промышленное значение имеют ее аналоги: Линолевая (C17H31COOH) – 2 двойные связи, Линоленовая (C17H29COOH) – 3 двойные связи. Олеат Na – растворимое в воде Na-ое мыло олеиновой кислоты (C17H33COOH+Na2CO3 =OL Na).
Ее получают в процессе омыления жиров; это бесцветная маслообразная жидкость, затвердевает при t=14є, на воздухе быстро окисляется и полимеризуется, приобретая желтую окраску, чувствительна к понижению температуры пульпы.
Это дорогой и дефицитный реагент, поэтому используют более дешевые ее заменители. Жирные кислоты и их заменители являются хорошими собирателями для солей щелочноземельных Ме не содержащих кремнезема ( кальцит CaCO3 , флюорит CaF2 , шеелит CaWO4 , барит BaSO4 ) и карбонатов черных Ме ( сидерит FeCO3 , родохрозит MnCO3 ) , хуже окислы Fe ( гематит Fe2O3 , магнетит Fe3O4 , бурые железняки Fe2O3nH2O и др.) и Mn ( пиролюзит MnO2 и др.). Силикатные минералы флотируются жирными кислотами, если на их поверхности есть катионы, способные образовывать с собирателем труднорастворимые поверхностные соединения.
Заменители олеиновой кислоты :
1. таловое масло
Побочный продукт при производстве целлюлозы. Состоит из высших жирных и канифольных кислот. Присутствие последних не желательно, т.к. приводит к образованию высокопрочной пены и снижает качество концентрата. Различают сырое и дистиллированное (дороже) таловое масло. Является эффективным собирателем для несульфидных минералов и окислов ( при флотации апатита, барита, железных и марганцевых руд, и др.).
2. синтетические жирные кислоты ( СЖК )
Смесь ненасыщенных нормальных монокарбоновых кислот, получаемых при каталитическом окислении твердых парафинов нефти О2-ом воздуха. СЖК применяют в виде 1 -10% водных растворов Na-х мыл, получаемых омылением жирных кислот едким Na или содой.
3. кубовые остатки синтетических жирных спиртов
Содержат мыла, полученные при омылении щелочью сырых жирных спиртов С20 и выше, с примесью вторичных высокомолекулярных спиртов.
4. окисленные углеводороды
Механизм окисления как у СЖК, но качество исходных парафинов хуже. Исходным сырьем служат продукты переработки нефти – Уайт-спирит, керосин, рисайкл.
5. отходы масло – жировых и химических производств
соапсток – отход рафинирования пищевых жиров, госсиполовая смола – отход производства хлопкового масла, продукты перегонки каменноугольной и сланцевой смолы и др.
Нафтеновые кислоты
От олеиновой кислоты отличаются структурой углеводородного радикала.
Получаются из малопарафинистых нефтей. Натриевые соли нафтеновых кислот, называемые мылонафтами, представляют мазеобразную массу с характерным запахом нефти, хорошо растворимую в воде. Нафтеновые кислоты и мылонафт заменяют олеиновую кислоту и олеат натрия, но при большем расходе. Они не так чувствительны к низким температурам пульпы и солям жесткости.
Вопрос 36
Сульфгидрильные реагенты – собиратели. Состав, свойства, механизм действия и область применения.
В состав их солидофильной группы входит остаток сероводорода – SH – ( сульфгидрил ).
К основным сульфгидрильным собирателям относят:
органические производные 2. органические производные
дитиоугольной кислоты (Кх); дитиофосфорной кислоты (дитиофосфаты);
3.органические производные сероводорода
(меркаптаны и дитиофенолы).
Применение:
при флотации сульфидных и некоторых окисленных цветных металлов (Cu, Pb, Zn, Ni и др.)
Ксантогенаты.
Являются солями сильных ксантогеновых кислот ROCSSH. Наиболее широко применяются КхК и КхNа.
Получают их из щелочи, спирта и сероуглерода:
ROH+KOH+CS213 EMBED Equation.3 1415ROCSSK+H2O
Основные свойства:
Твердые вещества кристаллического строения, различно окрашенные, (зависит от длины углеводородного радикала и от Ме, входящего в состав). Разлагаются при повышении температуры и в присутствии влаги.
Применяемые при флотации Кх щелочных Ме хорошо растворяются в воде, спирте и малорастворимы в эфире. Кх тяжелых Ме труднорастворимы в воде, спирте и эфире.
Если удлинить радикал, то увеличится прочность и гидрофобизующий эффект (при одинаковой плотности адсорбционного слоя ), но селективность действия уменьшится. Свертывание углеводородного радикала в кольцо ослабевает гидрофобизирующее действие.
В виде молекулы диссоциирует:
ROCSSK13 EMBED Equation.3 1415ROCSS13 EMBED Equation.3 1415+ K13 EMBED Equation.3 1415
Механизм действия
Ион Kx образует с катионами поверхности водонерастворимое соединение. Kx закрепляется на частично окисленной поверхности. Прочность закрепления определяется растворимостью образующихся поверхностных соединений. Kx не обладает вспенивающими свойствами. Ион Kx может быть вытеснен с поверхности ионами OH13 EMBED Equation.3 1415; S13 EMBED Equation.3 1415; SH13 EMBED Equation.3 1415.
ROCSSK+H2O13 EMBED Equation.3 1415ROCSSH+KOH; ROCSSH13 EMBED Equation.3 1415ROH+CS2
Kx используется только в щелочной среде. В кислой среде и особенно pH<5 Kx разлагаются. Закрепление Kx происходит после частичного окисления поверхности.
Диксантогениды.
Это тяжелые маслянистые жидкости желтого цвета, нерастворимые в воде.
Образуются при окислении Kx.
2ROCSS – 2e13 EMBED Equation.3 1415(ROCSS)2
Получают при окислении 1 – 2% раствора Kx гипохлоридом К, хлорной известью, электрическим током.
Диксантогенид образуется также при разложении Kx 2-х валентной Cu:
2Cu(ROCSS)213 EMBED Equation.3 14152CuX+ X2
Диксантогенид восстанавливаясь образует Кх Ме. Важнейшей особенностью является то, что превращаясь в Кх он закрепляется на свежеобнаженной поверхности сульфида, а Кх не могут закрепляться на свежеобнаженной поверхности.
Эффективность их действия зависит от степени дисперсности в пульпе. Она возрастает при подаче в виде тончайшей эмульсии, которая может быть получена эмульгированием самого диксантогенида или путем окисления Кх в пульпе, например, гипохлоритом Na.
Дитиофосфаты (аэрофлоты)
Масленичные темно-коричневые жидкости с запахом сероводорода.
По структуре и механизму действия аналогичны Кх и также образуют дисульфиды.
Применяют в виде свободных кислот (ароматические радикалы), либо в виде натриевых, калиевых или аммониевых солей дитиофосфорных кислот.
Получение:

обычный способ 4ROH+P2S5=
Жидкие – фенольные (также обладают пенообразующим действием), сухие – порошкообразные.
Фенольные применяются при флотации Pb – Zn и Cu руд как заменители Кх и одновременно пенообразователи. Сухие хорошо растворимы в воде без пенообразующих свойств. Их применяют для флотации медных минералов и цинковой обманки, когда желательно получить Cu и Zn концентраты, минимально загрязненные пиритом.
Флотоактивны в кислой среде, имеют два радикала, при его удлинении гидрофобизирующее действие повышается сильнее, чем у Kx;
Дитиофосфаты слабее Kx примерно в 300 раз, т.к. связь атома серы менее прочная, чем у Kx.
Меркаптаны
В химическом отношении являются тиоспиртами и имеют общую формулу: R - SH.
Сильнее Kx, более прочно закрепляются, потому что меркаптиды(соли) труднорастворимые соединения. Они прекрасно флотируют сульфиды и даже окисленные минералы цв. Ме без предварительной их сульфидизации. Имеют резкий неприятный запах, на практике не используются.
Вопрос 37
Аполярные и катионные реагенты – собиратели. Состав, свойства, механизм действия и область применения.
Аполярные.
Принадлежат к неионогенным соединениям, малорастворимым в воде. Они не имеют в составе молекул солидофильной группы и поэтому лишены возможности химически фиксироваться на поверхности минералов. Закрепление их на минеральной поверхности может происходить по механизму избирательного смачивания с образованием дисперсионных межмолекулярных сил между углеводородными цепями реагента и поверхностью минерала. Представляют собой органические жидкости, состоящие из углеводородов, различающиеся своей принадлежностью к разным гомологическим рядам, и получаемые из нефти.
Применение:
Их можно применять не только для минералов обладающих высокой природной гидрофобностью, но практически для любых, даже предельно гидратируемых окисленных минералов, если введению в пульпу аполярного собирателя предшествует обработка минерала ионогенным собирателем (гетерополярным). Использование данного метода комбинированного применения аполярных и гетерополярных собирателей позволяет получить более хрупкую пену, что обеспечивает повышение качества концентрата, а также повысить верхний предел крупности флотируемых частиц.
В качестве аполярных собирателей используют керосин, различные смазочные масла и другие углеводородные продукты перегонки нефти (веретенное, трансформаторное, соляровое масла и др.).
Преимущества:
1. в составе молекул нет солидофильной группы (эффект гидрофобизации минеральной поверхности выше);
2. являются доступными, не дефицитными, не дорогими (в сравнении с собирателями ионогенного типа);
3. благодаря сильной гидрофобности и не растворимости в воде легко извлекаются из промышленных стоков;
4.эмульгирование аполярных реагентов современными методами (ультразвуком) позволяет сократить их расход и обеспечить высокую эффективность при флотации.
Катионные
Являются реагентами ионогенного типа, причем их гидрофобизирующим ионом является катион.
Наибольшее практическое значение получили первичные алифатические амины RNH2 и четвертичные аммониевые основания. Они в кислой среде диссоциируют на ионы и находятся преимущественно в ионной форме, а в щелочной среде – в молекулярной. Чувствительность к pH среды значительно выше, чем у анионных собирателей. Диссоциация этих реагентов на ионы, как и растворимость, изменяется с возрастанием концентрации водородных ионов. Амины, в углеводородной цепи которых более 6 – 8 атомов углерода, в воде уже практически не растворимы. Но для эффективной гидрофобизации необходимы более длинные углеводородные цепи. Поэтому эти собиратели применяют в виде солей, особенно уксусной и соляной кислот.
Образование солей аминов: NH3+HCl=NH4Cl; RNH2+HCl=RNH3Cl;
Соли первичных аминов хорошо растворимы в воде и диссоциируют на ионы в кислой и слабощелочной средах. При высоких значениях pH находятся в молекулярной форме, в которой они плохо растворимы.
Особенностью четвертичных аммониевых оснований является то, что их основной характер выражен в большей степени, чем у солей первичных аминов. Поэтому их растворимость в меньшей степени зависит от рН пульпы, что позволяет использовать их при флотации в условиях относительно высокой щелочности.
Их собирательное действие проявляется в узком диапазоне рН, результаты флотации ухудшаются в сильнокислой и в сильнощелочных средах. Собирательное действие зависит от длины углеводородной цепи: собирательная активность начинается с С8 и непрерывно возрастает до С18 – С19, а затем снижается. Разветвление цепи ухудшает результаты флотации, также как наличие двойных связей в цепи; обладают некоторыми пенообразующими свойствами.
Применение:
при флотации кварца, окисленных Zn минералов, силикатов и растворимых солей. Отмечается их применение для отделения кварца от фосфоритов, граната, кианита, турмалина, белила, сподумена; для отделения талька от слюды и полевого шпата; полевого шпата от каолина; хромита от оливина, а также для выделения гематита, ильменита и сидерита.
Относительно высокая стоимость и довольно значительная токсичность препятствует широкому применению катионных собирателей.
Представители:
1. ИМ – 11. Смесь алифатических первичных амингидрохлоридов (С13 – С16). Это бурая жидкость, растворимая в воде. Высоко эффективен при флотации железных, фосфоритовых руд, полевого шпата и др.
2. АНП (амины из нитропарафинов). Получают каталитическим восстановлением нитропарафинов водородом с последующей обработкой HCl. Представляет собой смесь хлоргидратов первичных аминов изостроения (С14), вторичных аминов не более 3%.
АНП - водорастворимая бурая жидкость. Эффективен при флотации кварца и силикатов, литиевых, бериллиевых минералов, а также других минералов редких металлов, слюд, железных руд.
Вопрос 38
Реагенты – депрессоры. Состав, механизм действия и область применения.
Основное назначение – повышение избирательности (селективности) флотации при разделении минералов, обладающих близкими флотационными свойствами.
Механизм действия:
1. растворение ранее закрепившегося собирателя ( без повторного его закрепления). Пример: подавление флотации сульфидов Cu (халькопирита, ковеллина, халькозина и др.) с помощью цианидов.
2. вытеснение ионов собирателя ионами подавителя, образующими с ионами минерала труднорастворимое гидрофильное соединение. Пример: подавление щелочами флотации галенита, подавление сернистым Na флотации галенита или других сульфидных минералов.
3. реагент – подавитель образует гидрофильные соединения на участках поверхности, не занятых собирателями (без его вытеснения). В результате суммарная гидратированность поверхности возрастает, и флотация ухудшается. Пример: двухромовокислым калием (К2Сr2О7) флотации галенита.
4. закрепление на свободных от собирателя участках поверхности относительно крупных гидрофильных образований – тонкодисперсных неорганических или органических частиц (продуктов реакций, протекающих в растворах, коллойдных частиц органических веществ типа крахмал и др.). Эти собиратели экранируют молекулы собирателя, подавляя флотацию. Пример: подавление флотации сфалерита сернокислым Zn в щелочной среде, создаваемой содой.
5. изменение свойств реагентов – собирателей, находящихся в жидкой фазе пульпы, приводящее к ухудшению их закрепления на поверхности минералов. Такими изменениями могут быть: связывание собирателя в нерастворимые соединения (например, перевод карбоновых кислот в мыло щелочноземельных металлов), уменьшение степени диссоциации собирателя со снижением концентрации флотационно-активных анионов собирателя и др. В этом случае избирательность меньше, т.к. уменьшение флотоактивности собирателя сказывается на флотируемости всех разделяемых минералов.
6. связывание активирующих ионов в растворе в комплексы или не растворимые соединения (см. мех-м 1.) , приводит к уменьшению числа активных центров на поверхности минералов, на которых закрепляется собиратель. Пример: полифосфаты связывают в устойчивые комплексы ионы кальция.
7. покрытие поверхности пузырьков пленкой коллойдных соединений – продуктов химических реакций в водной фазе пульпы. Такое экранирование поверхности пузырьков замедляет (подавляет) флотацию.
Неорганические депрессоры:
1. Сернистый Na (Na2S)
Представляет собой кристаллическое вещество коричневого или серого цвета, сильно поглощающее влагу.
Механизм действия:
Подавляющее действие на сульфиды и сульфидизированные окисленные минералы связано с закреплением на поверхности этих минералов гидросернистых ионов и ионов двухвалентной серы. Они вытесняют другие ионы, сообщая поверхности минерала сильный отрицательный заряд и затрудняя закрепление анионов собирателя, а также препятствуя активирующему воздействию О2 на сульфиды, без чего их флотация не возможна.
Сульфидные минералы, содержащие Fe, обладают большей устойчивостью к Na2S, чем другие минералы.
Используется при флотации Cu – Zn руд, а также сульфидных Мо руд. В последнем случае вместе с молибденитом содержится значительное количество других сульфидов, подлежащие отделению от молибденита. Это достигается применением Na2S, который в определенных условиях депрессирует все сульфиды, кроме молибденита.
2. Цианиды (NaCN) и соли Zn.
Механизм действия:
Ионы цианида снимают Кх с поверхности минералов. Это основано на растворимости Кх – металлов в присутствии ионов цианида (СN-).КхPb не растворим
По растворимости Кх- металлов в присутствии ионов CN- металлы делят на следующие группы:
А) Pb, Bi, Sn - Кх этих металлов не растворимы в цианиде, т.е. минералы, содержащие эти металлы не депрессируются цианидом.
Б) Ca, Hg, Cu – Кх этих металлов слабо растворимы в присутствии цианида, т.е. минералы, содержащие эти металлы депрессируются при высоких расходах цианида.
В) Ni, Zn, Au, Fe – Кх этих металлов легко растворимы в цианиде, т.е. минералы, содержащие эти металлы легко депрессируются при малых расходах цианида.
2. Снятие ионов меди с активированного сфалерита
3. В щелочной среде совместно с цинковым купоросом : ZnSO4+2NaCN=Zn (CN)2+Na2SO4
Zn (CN)2 = 2CN-+Zn
Таким образом, образуется коллойдное соединение Zn(CN)2 которое гидрофобизует поверхность.
Особенность технологии:
Применяется только в щелочной среде, хвосты флотации необходимо обеззараживать, требуется длительное время. Если в рудах много золота, то цианид нельзя применять. Они требуют длительного времени контакта, поэтому их подают в мельницы.
Применяется при флотации полиметаллических руд.
3. Жидкое стекло (Na2SiO3).
получается с плавлением кварцевого песка и соды. nNa2O*mSiO2, где m/n – M – модуль жидкого стекла (1- 4). С повышением модуля резко снижается растворимость, но депрессирующие свойства повышаются. На практике применяются с М = 2,5 -2,8.
Механизм действия:
Оно гидрофилизирует поверхность минералов, однако его действие отличается избирательностью, заметной даже при разделении минералов с одинаковыми катионами. При повышенном расходе теряется избирательность, при очень малых расходах по отношению ряда минералов проявляет активирующее действие (апатит, малахит, церуссит). Избирательность может быть повышена: 1. применением его вместе с кальцинированной содой и солями поливалентных металлов, а также после обработки кислотами; 2.применение большого количества жидкого стекла при повышенной температуре пульпы (60є и выше), благодаря чему подавляющее и селективное действие повышаются (метод Петрова).
Применение:
В качестве подавителя кварца и силикатов при мыльной флотации, а также для селективного разделения близким по флотационным свойствам несульфидных минералов: кальцита и флюорита, кальцита и шеелита.
Органические депрессоры:
По С.И. Горловскому органические реагенты – депрессоры делятся на классы:
1.Неионогенные – полимеры, содержащие неионогенные полярные группы: OH, CO и т.п. (крахмал);
Закрепляются на минералах с помощью полярных групп (чаще гидроксильных) благодаря довольно прочным связям. Здесь главную роль играют водородная связь между водородом гидроксила и атомами O2, N2, S или F находящимися на поверхности минерала.
2. Анионные - полимеры, содержащие анионные полярные группы: СООН, SO3H, OSC3H и т.п. (карбоксилметилцеллюлоза (КМЦ)).
Обладают полярными группами, вступают в химическую связь с поверхностью многих минералов. Поэтому эти реагенты закрепляются на минералах не только водородными связями, но и химическим взаимодействием карбоксильных групп и сульфогрупп с катионами, находящимися на поверхности минералов. Они закрепляются очень прочно.
3.Катионные - полимеры, содержащие катионные полярные группы: NH2, NH и т.п. (поливиниламин);
Весьма слабо связываются с поверхностью минералов, часть легко удаляется при отмывке водой. Но слои реагента, непосредственно прилегающие к поверхности минерала, закрепляются на ней устойчиво.
4.Амфотерные - полимеры, содержащие анионные и катионные полярные группы. (гидролизованный полиакриламид и другие белки).
В щелочной среде ведут себя как анионные, а в кислой как катионные.
Крахмал и декстрин.
Применяют для депрессии флотоактивных силикатов при флотации сульфидных руд; окислов Fe при обратной флотации; молибденита при селективной флотации Cu – Mo концентратов; галенита при флотации сильвинитов.
КМЦ.
Являются селективно действующими подавителями флотоактивных силикатов: тальк, серицит, хлорит и др. и широко используется при флотацииCu – Ni руд.
Вопрос 39
Реагенты регуляторы и активаторы среды. Состав, свойства, механизм действия и область применения.
Активаторы.
Предназначены для улучшения взаимодействия реагентов – собирателей с поверхностью определенных минералов.
Механизм действия:
Осуществляется я созданием на поверхности минералов активных центров, на которых закрепляется собиратель, либо удалением с поверхности гидрофильной пленки, чаще – путем ее растворения.
1.Образование на поверхности минералов, не взаимодействующей с собирателем, пленки, на которой активно закрепляется собиратель. Так протекает при флотации процесс сульфидизации окисленных минералов с помощью Na2S. Окисленные минералы не способны взаимодействовать с Кх. На их поверхности образуется пленка сульфида Ме, на которой закрепляется собиратель.(Сернистый Na (Na2S) Применяется для активации окисленных минералов цв. Me (малахит, азурит, церрусит и т.д.)).
2. Закрепление на поверхности минералов ионов активаторов, с которыми затем взаимодействует собиратель. Пример: активация флотации сфалерита ионами меди. (Медный купорос (CuSO4*5H2O)).
3. Растворение и удаление с поверхности гидрофильной пленки с последующим взаимодействием собирателя со свежеобразованной поверхностью.
Пример: удаление с помощью кислоты с поверхности пирита пленки гидроокислов Fe и закрепление затем на пирите Кх.(Серная кислота ) используется как активатор для растворения пленок гидроксидов на поверхности минерала.
Регуляторы среды.
Влияют на флотацию: изменяя форму нахождения собирателей в воде (ионную, молекулярную) выводя из воды нежелательные ионы, коагулируя тонкие шламы, а также путем непосредственной адсорбции ионов Н+ и ОНЇ на минералах.
Пример удаления нежелательных ионов: предотвращение активации кварца ионами Fe при добавлении соды, которая переводит Fe в нерастворимую в воде гидроокись.
Влияние Н+ и ОНЇ ионов на флотацию:
1. влияют на устойчивость гидратных слоев, адсорбируясь на минерале, а следовательно, могут изменять гидратированность поверхности минерала.
2. адсорбция этих ионов может происходить как в отсутствии, так и с собирателем, т.к. Н+ ,ОНЇ и собиратель могут закрепляться на разных участках поверхности минерала.
3. могут влиять на закрепление собирателя и даже могут вытеснять его с поверхности минерала.
4. закрепление Н+ и ОНЇ во внутренней или внешней обкладках ДЭС изменяют электрическое состояние поверхности минерала и влияют на закрепление ионов собирателя.
Известь ((СаОН)2).
Дешевый, часто используемый реагент для подавления пирита и как регулятор щелочности.
Кальцинированная сода (Na2CO3).
Широко применяется для флотации несульфидных минералов
Серная, соляная кислоты ((Н2SO4), (HCl))
Используются для создания кислой среды.
Вопрос 40
Реагенты – пенообразователи. Состав, свойства, механизм действия и область применения.
Основным назначением является увеличение дисперсности и стабилизации пузырьков воздуха в пульпе и повышение устойчивости пены. Также они замедляют всплывание пузырьков, иногда влияют на собирательное действие реагентов и прочность прилипания частиц к пузырькам.
Пенообразующим действием обладают органические вещества и неорганические электролиты. Для флотации минералов применяют в основном органические вещества.
Пенообразователи представляют собой ПАВ, способные самопроизвольно адсорбироваться на поверхности раздела вода – воздух со снижением поверхностной энергии. Адсорбция ПАВ – ориентированная, с нахождением полярной группы в воде, а гидрофобного радикала – на ее поверхности. В отличии от них неорганические электролиты, обладая отрицательной адсорбцией, повышают поверхностное натяжение.
Широко применяются реагенты с гидроксильной полярной группой (содержащие терпинеол, различные спирты). Эта группа слабо закрепляется на минералах, благоприятно влияя на избирательность флотации. Пенообразователи, молекулы которых содержат карбоксильные полярные группы, обладают значительным собирательным действием и называются реагентами пенообразователями – собирателями. Слабым, но заметным собирательным действием обладают пенообразователи с амино – или сульфогруппами.
Присутствие в молекуле пенообразователя одной – двух полярных групп вполне достаточно для их активного действия. Увеличение числа полярных групп не способствует увеличению пенообразующего действия, а иногда снижает его.
Свойства пенообразователей зависят от строения и размеров гидрофобного радикала.
Кроме алифатических радикалов встречаются пенообразователи с циклическими радикалами, разветвленными алифатическими цепями или в сочетании циклических и алифатических участков.
Пенообразователи должны обладать определенной растворимостью в воде. Среди алифатических пенообразователей наиболее растворимы кислоты, амины и спирты, среди ароматических – спирты, амины и кислоты (в порядке убывания растворимости).
Присутствие в пенообразователе аполярных соединений (которые не обладают пенообразующими свойствами) оказывает положительное влияние на процесс пенообразования. Расположение молекул аполярных углеводородов в адсорбционном слое пенообразователя между аполярными группами молекул реагента стабилизирует адсорбционный слой и повышает устойчивость пены.
Пример: чистый метиловый спирт не дает устойчивой пены, все меняется при добавлении бензола.
Этот эффект заметен даже при не больших количествах аполярных веществ. Но, избыток ( например, углеводородов) ведет к разрушению пены.
Механизм действия:
Молекулы пенообразователя, адсорбируясь на пузырьке воздуха, повышают устойчивость гидратных слоев оболочек пузырьков благодаря тому, что гидрофильная группировка атомов обращена в жидкую фазу и активно взаимодействует с молекулами воды. Это приводит к увеличению механической стойкости оболочек пузырьков и препятствует разрушению их при столкновении пузырьков.
Влияние отдельных факторов на действие пенообразователей:
1. строение и состав молекул и концентрация этих реагентов в воде.
2. величина рН.
Влияет на степень диссоциации пенообразователей в воде. Пенообразователи, обладающие основными свойствами, лучше вспенивают в щелочной среде, обладающие кислотными свойствами – в кислой среде.
3. температура пульпы.
С повышением температуры вспенивание возрастает.
Применяемые пенообразователи:
1.Пенообразователь ИМ-68 смесь алифатических спиртов, содержащих 68 атомов углерода в радикале, имеющем в основном изостроение. Его получают методом оксосинтеза из непредельных углеводородов, содержащихся в крекингбензине. Используется непосредственно или в виде 15%-ных
эмульсий в воде, стабилизированных алкилсульфатами, или неионогенными ПАВ. Применяется при флотации железных руд.
2. Кубовые остатки производства бутиловых спиртов смесь октиловых спиртов и спиртов, содержащих более 8 атомов .углерода в радикале, ацеталий, альдегидов и (небольшого количества) бутилового спирта. Наиболее активным при флотации компонентом является 2-этилгексанол. Применяются эти реагенты при флотации углей.
3. Т – 66 смесь многих веществ, 6080 % их представляют диоксановые и пирановые спирты
Его получают при ректификации диметилдиоксана в производстве изопрена. Нашел применение при флотации руд и углей благодаря доступности и низкой стоимости. Недостаток нестабильность состава и невозможность его регулирования.
4. Сосновое масло смесь ароматических спиртов терпенового ряда с ароматическими углеводородами, выделяемая при перегонке скипидара-сырца. Основной действующий компонент, составляющий
4060 % реагента (ароматический спирт), терпинеол.
Ранее сосновое масло было почти универсальным реагентом - пенообразователем
Действие соснового масла как слабого собирателя неселективно.
Пенообразователь ОПСБ смесь монобутиловых эфиров полипропиленгликолей. Получается при смешении окиси пропилена с соответствующим спиртом. Полезен при флотации ряда медно-молибденовых руд. Обладает очень сильным пенообразующим действием.
Вопрос 41
Выбор, расчет и компоновка флотомашин.
Выбор.
При выборе машин исходят из: свойств руды, возможностей получения максимальных технологических показателей, малой энергоемкости, простоты регулирования и эксплуатации.
Широкое промышленное использование получили машины:
1. механические – в сложных флотационных схемах, требующих большого числа всасывающих камер и тщательного покамерного регулирования выхода пенного продукта; обычно используются при флотации крупнозернистых материалов.
2. пневмомеханические – в простых схемах флотации при крупности перерабатываемого материала не менее 40% класса – 74мкм с максимальной крупностью зерен1мм.
3. пневматические – следует применять при сочетании условий: легкой флотируемости п.и., малой или средней его плотности, простой схеме обогащения, большом выходе концентрата.
Из пневматических машин наибольшее распространение получили аэролифтные – в простых схемах флотации, не требующих высокой селективности, с большим выходом пенного продукта.
Флотомашины должны соответствовать следующим требованиям:
1. равномерная по всему объему аэрация пульпы 4. оптимальное соотношение между объемом
при высокой степени диспергирования воздуха; пены и скоростью ее удаления;
2. твердые частицы в пульпе должны находиться во взвешенном 5. неприрывность флотации;
состоянии, в условиях тесного контакта с пузырьками воздуха; 6. возможность регулирования
3. всплывание минерализованных пузырьков должно происходить высоты уровня пульпы и пены,
в относительно спокойной среде или в восходящем потоке пульпы; аэрации пульпы.
Расчет.
1. необходимое количество флотомашин:
а) флотомашины камерного и прямоточного типа (основные величины связаны общей формулой)
n – необходимое число камер;
VМ – количество пульпы, поступающее в операцию, м3/мин;
t – продолжительность флотации, мин;
VК – отношение объема пульпы в камере к ее геометрическому объему (К= 0,65 – 0,75);
VС – количество пульпы, поступающей в данную операцию, м3/сут.
б) флотомашины корытного типа
L – длина флотомашины, м; t ,K,VC, VM – см. выше.
S – площадь поперечного сечения ванны, занятая пульпой, м2;
Максимальная длина одной ванны не должна превышать 10м
2. продолжительность флотации:
t0 – продолжительность флотации при исследованиях, мин;
а0 – аэрация пульпы при исследованиях, л/мин*м2;
а – аэрация пульпы в машинах для установки на проектируемой О.Ф..
Компоновка.
При проектировании необходимо компактно разместить оборудование и предусмотреть удобное его обслуживание при минимальном количестве установленных насосов. Также следует стремиться к уменьшению объема перекачиваемых продуктов, к сокращению высоты подъема и расстояний перекачивания, по возможности уменьшить перекачивание пенных продуктов.
Число параллельно действующих механических машин в операциях основной и контрольной флотации следует выбирать, чтобы минутный дебит пульпы для каждой машины был 1,2 – 2 объемов ее камеры.
Если О.Ф. перерабатывает один сорт руды, можно запроектировать моносекцию (пульпу со всех агрегатов измельчения насосом направить в общий пульподелитель, от туда развести по флотомашинам). Достоинства: упростится контроль за процессом, подача и дозировка реагентов.
Для компоновки главного корпуса О.Ф. желательно, чтобы длина секции флотации в направлении, параллельном оси бункера, равнялась длине сопряженной с ней секции измельчения, а длина каждой флотомашины в ряду была одинаковой, т.е. в каждой машине было одинаковое число камер.
Для уменьшения числа насосов следует совместно перекачивать промпродукты, объединяемые в последующей операции. Также можно подсасывать промпродукты импеллером механических флотомашин.
При размещении флотомашин по высоте следует руководствоваться минимальными уклонами самотечных трубопроводов.
Флотомашины в цехе флотации размещаются параллельно или перпендикулярно оси бункера. Параллельное расположение машин возможно при крутом и пологом или горизонтальном рельефе площадки, а перпендикулярное расположение только при слабонаклонном и горизонтальном расположении площадки.
Если в схеме много перечисток, то вместо насосов предпочитают устанавливать специальные пульпоподъемные камеры (чаны), подсасывающие пульпу и поднимающие ее на высоту загрузки во флотомашину. При установке такой камеры в ряд пневмомеханических машин позволяет сократить число уступов в отделении флотации и осуществлять сложные схемы при установке машин на одном уровне.
На большинстве О.Ф. цех флотации компануется по уступчато – одноэтажной схеме. В отдельных пролетах при крутом рельефе площадки флотомашины могут устанавливаться на двух этажах. Центробежные насосы устанавливаются на нижних уступах, а также в зумфах и траншеях верхних уступов. Лучше насосы собрать в одном или нескольких отдельных местах и установить их в ряд для удобства обслуживания.
Вопрос 42
Механические флотомашины, устройство и регулировка.
В аэрационных узлах флотомашин засасывание воздуха из атмосферы и образование пульповоздушной-смеси, выбрасываемой под действием центробежных сил в камеру, обусловлено образованием небольшого вакуума в полости вращающегося импеллера. В качестве импеллеров используются мешалки различных конструкций (дисковые с радиально расположенными лопатками, стержневые типа беличьего колеса с осевыми насосами внутри них и др.). При этом аэрация пульпы определяется окружной скоростью импеллера и конструктивными особенностями аэрирующих узлов и камер механических флотомашин.
Наибольшее распространение получили механические флотомашины, конструкции Механобра (ФМ) . Стандартная машина ФМ собирается из двухкамерных секций: первая камера является всасывающей, вторая прямоточной (рис.15.2), В случае необходимости машина может собираться из одних всасывающих камер или из звеньев, состоящих из одной всасывающей и нескольких прямоточных камер.
В каждой камере устанавливается блок аэраторов, который является самостоятельным конструктивным узлом. Блок аэратора (см. рис.15.2) состоит из вертикального вала 10 с насаженным на нем импеллером. Импеллер представляет собой диск 19 с шестью радиальными лопатками 17. Вал вращается внутри трубы 2, верхний конец которой закрыт наглухо. В нижней части труба расширяется и к ней крепится надимпеллерный диск 9 с лопатками статора 16, расположенными под углом 60° к радиусу.
Исходная пульпа из приемного кармана 1 поступает в аэратор по трубе 20, а воздух по трубе 3. Для внутрикамерной циркуляции надымпеллерный диск имеет круглые отверстия, расположенные по окружности над лопатками 17 импеллера. Кроме того, для регулирования внутрикамерной циркуляции в нижней части трубы 2 имеется отверстие 18, которое прикрывается заслонкой 14. Тягой 5 она устанавливается в таком положении, чтобы был обеспечен оптимальный поток пульпы на импеллер, необходимый для достижения максимальной аэрации.
Для всасывания промпродуктов в каждой камере может быть установлен патрубок, идущий от центральной трубы к передней стенке камеры. В тех камерах, куда промпродукт не поступает, патрубок не устанавливается, а отверстие в расширенной части вертикальной трубы закрывается пробкой 15. Пенный продукт удаляется в сборный желоб.
Всасывающая и прямоточная камеры разделены перегородкой 4. В каждой второй камере секции или в последней камере прямоточной машины имеется устройство для регулирования уровня пульпы и удаления камерного продукта (хвостов). Основная часть пульпы переливается через отверстие 13 в боковой стенке 12 камеры и поступает в приемный карман следующей камеры. Чтобы вместе с камерным продуктом не уходила пена, разгрузочное отверстие экранировано перегородкой 6.
Для регулирования высоты слоя пены в камере (секции) или уровня пульпы разгрузочное отверстие со стороны межкамерного кармана прикрыто заслонкой 11, положение которой регулируется устройством 8. Для разгрузки крупных частиц (песков), находящихся в нижнем слое пульпы, внизу межкамерной перегородки 12 имеется небольшое отверстие, которое может перекрываться шибером при опускании его тягой 7.
Для создания спокойной зоны пенообразования предусмотрен успокоитель, состоящий из радикальных Г-образных пластин, расположенных вокруг статора и прикрепленных ко дну камеры.
К недостаткам машин ФМ относятся большой износ лопаток статора и импелера, высокий расход эл. энергии, сложность конструкции, сравнительно низкая производительность.
Достоинства: возможность флотации грубозернистых пульп (до1 – 2мм) по сложным схемам с малым количеством насосов для замыкания схемы.
Флотационная машина с кипящим слоем ФМ6.3КС отличается по конструкции (рис.15.3) от флотационных машин ФМ, во-первых, тем, что внутри камеры на высоте 500550 мм от дна камеры 2 устанавливается решетка 1 из уголков, живое сечение щелей которой составляет 1820 % всей ее площади. Во-вторых, на передней стенке камеры с внешней или внутренней стороны устанавливается сходящийся желоб 5 постоянного сечения, соединяемый трубой 6 с колпаком надимпеллерной трубы 3. Желоб служит для отбора через щель 4 циркуляционного потока на импеллер из верхней зоны камеры.
Решетка обеспечивает гашение турбулентности потоков них равномерное распределение по всему горизонтальному сечению камеры. В результате этого над решеткой создается кипящий, или взвешенный, слой минеральных частиц и воздушные пузырьки вместе с потоками жидкости движутся по криволинейным каналам, образуемым витающими частицами. Это обеспечивает многократное столкновение пузырьков с частицами минералов и более длительное время их контакта, чем в машинах ФМ. Наряду с этим резкое уменьшение турбулентности потоков в зоне минерализации и флотации позволяет свести к минимуму деминерализацию воздушных пузырьков, а наличие восходящих потоков,, направленных к пенному порогу, ускоряет вывод минерализованных пузырьков из камеры. Все это позволяет повысить скорость флотации и иногда крупность флотируемых частиц. Кроме того, пульпа, возвращаемая на импеллер 8 и статор 7 через щель 4, имеет низкую плотность и не содержит крупных абразивных частиц, что способствует увеличению срока службы аэратора.
Машина ФМ6.3КС предназначена в основном для обогащения горно-химического сырья флотационной крупности, но может быть использована и для руд цветных металлов.
Достоинства: низкий расход эл. энергии, высокая крупность флотируемых частиц.
Вопрос 43
Пневматические флотомашины. Устройство, регулировка, преимущества и недостатки. Область применения.
В машинах этого типа нет механических аэраторов; они действуют используя энергию воздуходувок (компрессоров), вакуум – насосов, расположенных вне машины.
Глубокая аэролифтная (патрубочная) машина (рис.81, а) является одной из более совершенных аэро-лифтных машин, превосходящих в 23 раза глубиной более старые мелкие машины (высота ванны достигает 23 м). Эта машина корытного типа. Имеет по всей длине аэрационное отделение 1 и флотационные отделения 2, ограниченные перегородками 5. От продольного воздушного коллектора в машину выведены вертикальные патрубки 3, имеющие на концах резиновые наконечники 4, являющиеся простыми клапанами
предотвращающими попадание в патрубки пульпы после остановки подачи сжатого воздуха и их засорение (рис.81,6).
Сжатый воздух, выходящий из патрубков, проходят более половины аэрационного отделения сплошной струей или в виде воздушных пробок и лишь, затем распадается на крупные пузырьки. Мелкие пузырьки получаются также в вихревых потоках, создаваемых перегородками 6. Ввиду многократного подъема пульпы на большую высоту со значительным уменьшением по этой причине гидростатического давления в глубоких машинах значительно развито образование пузырьков выделением газов из раствора. В глубоких машинах данного типа аэрированность в 2 раза выше, чем в мелких. Около трети объема пульпы аэрируется так сильно, что превращается в пену, самотеком поступающую в желоба.
Поскольку высота машины- относительно велика и разность гидростатического давления, столбов аэрированной и малоаэрированной пульпы в отделениях 1 и 2 весьма значительна, в глубоких патрубочных машинах скорость движения пульпы в аэрационном отделении гораздо больше, чем в мелких патрубочных машинах. Следовательно, достигается более интенсивное вихревое движение пульпы в зонах дробления воздуха, и пузырьки, образующиеся в глубоких машинах, имеют очень небольшие размеры, приближающиеся к размерам пузырьков в машинах механического типа. Циркулируя по вертикали и постепенно перемещаясь вдоль ванны, пульпа приближается, к ее концу, где находится обычно
разгрузочное устройство.
Флотационные машины пенной сепарации принципиально отличаются от всех других конструкций тем, что у них вся исходная пульпа подается сверху на пенный слой. Более гидрофобные частицы удерживаются в пене, а менее гидрофобные под действием силы тяжести и стекающей воды проходят сквозь пену и выпадают из нее. Другими словами, в пене происходит вторичная концентрация минера-
лов, описанная выше.
Машина для пенной сепарации конструкции института Гос-горхимпроект показана на рис.82. Она состоит из флотационной камеры корытного типа 1, вдоль середины которой расположено загрузочное устройство 2, выполненное в виде желобчатого делителя, равномерно распределяющее питание по длине машины. Под поверхностью пульпы, на глубине 150200 мм расположены трубчатые аэраторы 3 (ряд резиновых трубок с мельчайшими отверстиями), в которые подается сжатый воздух. В присутствии пенообразователя на поверхности пульпы образуется слой достаточно устойчивой пены. На начальный участок пены с помощью брызгал 4 подается небольшое количество воды, чем усиливается выпадение из пены гидрофильных частиц.
Пена с удерживающимися в ней частицами самотеком или с помощью гребков удаляется через пороги 6 в желоба. В случае флотации водорастворимых солей из пены через сетки 8 выделяется маточник. Хвосты удаляются через разгрузочное устройство 7.
Машины для пенной сепарации, сконструированные и испытанные институтом Госгорхимпроект, дали весьма положительные показатели. Установлено, что в них успешно флотируют очень крупные частицы сильвина (до 34 мм), фосфорита (до 1,5 мм), сульфидных минералов до 2 мм, угля (до 34мм).
Своеобразная конструкция машины пенной сепарации, так называемый глубокий пенный сепаратор МПСГ, разработана институтом Госгорхимпроект для решения обратной задачи не для флотации сверхкрупных частиц, а для флотационного выделения тонких глинистых шламов из сильвинитовой пульпы. Эта конструкция отличается большой высотой камеры (6 м), высокой производительностью. В машинах пенной сепарации разделение минералов происходит в основном путем использования их вторичной концентрации в пенном слое, .поэтому здесь с большим успехом применяют орошение пены водой и растворами.
Основным недостатком машины пенной сепарации, является относительная ненадежность пневматических аэраторов, конструкция которых нуждается в улучшении.
Колонная флотационная машина представляет собой круглую или квадратную камеру шириной около 1м и высотой около 79 м (рис.83). Питание подается выше середины, но ниже мощного пенного слоя, занимающего около '/з высоты колонны, и перемещается сверху вниз. Аэрацию осуществляют внизу с помощью различных аэраторов с мелкими отверстиями. Лучше всего применять резиновые трубки с проколотыми отверстиями. В колонне осуществлен противоток падающих частиц и всплывающих пузырьков, причем вследствие большого пути, проходимого пузырьками, они сталкиваются с частицами гораздо чаще, чем в машинах других конструкций. Для повышения избирательности флотации путем вторичной концентрации пену орошают водой.
Скорость нисходящих потоков пульпы не должна превышать скорость всплывания пузырьков. В противном случае происходит локальное скопление пузырьков, приводящее к их коалесценции и образованию воздушных пробок.
Колонные машины малоэнергоемки и занимают всего 5-10 % площади, необходимой для машин других конструкций, с равноценной производительностью.

Флотационные машины с понижением давления над пульпой (вакуумные) были предложены еще в 1906 г. и в свое время применялись на обогатительных фабриках в несколько реконструированном виде. В настоящее время они сохранились только на нескольких старых английских углеобогатительных фабриках. Но эти машины имеют значительные перспективы усовершенствования. В настоящее время выделение газов из раствора начинают все шире применять для очистки сточных вод.
Камера машины с понижением давления 1, имеющая форму двух усеченных конусов (рис.84), заканчивается наверху цилиндрическим участком 6, вокруг которого находится кольцевой желоб 7. Цилиндр и желоб герметически закрыты колпаком 2, из которого по трубке 3 вакуум-насосом отсасывается воздух (до разрежения 665806 гПа). Пульпа, предварительно перемешанная с воздухом (для увеличения концентрации в ней растворенных газов), поступает из зумпфа 4 по трубе 5 в камеру машины. Хотя зумпф и расположен на 67 м ниже камеры, пульпа поднимается вверх вследствие разности давлений атмосферного и под колпаком 2. Труба 5 постепенно расширяется и заканчивается вверху концентрическими кольцами еще большего диаметра. По мере подъема пульпы по трубе уменьшается давление, под которым находится пульпа. Еще большее снижение давления происходит в камере 1. Поэтому из пульпы выделяются растворенные газы, образуя пузырьки на минеральных частицах. Особенно широко осуществляется аэрофлокуляционная флотация. Минерализованная пена, заполняющая стакан 6, самотеком поступает в кольцевой желоб 7 и оттуда по трубе 8 выводится из машины. Для того чтобы пена могла вытечь из сосуда с пониженным (против атмосферного) давлением, приходится делать трубу 8 значительной длины (811 м). Кроме того, вытекание пены регулируется количеством воды, добавляемой по трубе 9.
Камерный продукт опускается на дно камеры. Для того чтобы на стенках последней не скапливался осевший материал, в нижнюю зону подают воду по трубке 10, направленной по касательной к камере. Таким способом в ней создается медленное вращательное движение пульпы. Камерный продукт удаляется по трубе 11 длиной 710 см. Скорость разгрузки (уровень пульпы в камере) регулируется задвижкой 12 при помощи рукоятки и троса.
Диаметр камеры равен обычно 1,52 м; расход энергии на один аппарат 34 кВт. Производительность одного аппарата диаметром 1,5 м (на сульфидной руде) 2550 т/сут.
Особенностью вакуумной машины является практически полное отсутствие вихревого движения пульпы, чем сводятся к минимуму силы, отрывающие частицы от пузырьков.
Основные недостатки вакуумных машин их громоздкость (особенно по высоте) и малая производительность. Эти машины при условии их существенного усовершенствования могут быть применены при флотации частиц очень крупных или чрезмерно мелких. Флотация крупных частиц может быть осуществлена в машинах такого типа вследствие того, что в них созданы хорошие условия для флотации частиц несколькими пузырьками воздуха и сведены к минимуму силы, отрывающие частицы от пузырьков. Практика работы некоторых английских углеобогатительных фабрик свидетельствует, например, о том, что в машинах с понижением давления можно флотировать частицы угля размером 5 мм.
В напорных (компрессионных) флотационных машинах также используют преимущественно аэрацию пульпы путем выделения газа из раствора. Однако получение пересыщенного раствора газов в воде достигается не созданием вакуума над пульпой (как в вакуумных машинах) , а предварительным сжатием аэрированной пульпы (или загруженной воды). Затем жидкость выбрасывается в корытную камеру, давление в ней снижается до атмосферного, и флотация осуществляется газами, выделяющимися из раствора (рис. 85).
Машины этого типа используют при очистке воды от различных тонко дисперсных примесей (твердых частиц и эмульсионных капелек). Но она, по-видимому, перспективна и дл флотации руд и углей, особенно в случае высокой дисперсности частиц (мельче 2030 мкм).
Вопрос 44
Пневмомеханические флотомашины. Устройство, регулировка, и область применения.
Достоинства и недостатки.
У этих машин в механические аэраторы подают под давлением атмосферный воздух.
Флотомашина с пальцевым аэратором конструкции “Механобра”.(рис.78.)
Пальцевый импеллер представляет собой полый конус, закрепленный на полом же валу 3. Нижняя часть конуса имеет крепленый фланец с расположенными на ней пальцами круглого сечения. Успокоитель
пульпы 4 состоит из вертикальных пластин, расположенных по радиусу. Передняя, наиболее изнашиваемая часть съемная. Для предотвращения оседания крупных частиц между нижней частью лопастей и днищем камеры имеется зазор шириной 180 мм. Лопасти успокоителя не только предотвращают бурление поверхности пульпы, но и способствуют диспергированию воздуха. Воздух поступает из воздуходувки в коллектор 5 и затем в полый вал. Основное диспергирование воздуха происходит при его истечении через отверстия между пальцами. Здесь же в виду большой турбулентности потоков образуется множество небольших зон с повышенным давлением, в которых активно растворяется воздух, выделяющийся из раствора по выходе пульпы из успокоителя. Обильное пенообразование позволяет удалять пену самотеком.
У машины можно гибко регулировать расход воздуха в каждой камере, высоту пенных порогов, возвращение части пены на перефлотацию (с осуществлением струйной флотации), величину донного потока. Простота конструкции машины сочетается с ее высокой производительностью и технологической эффективностью.
Флотомашина с вибрационным аэратором. (рис.79.)
Реализует ряд попыток применения звуковых колебаний для диспергирования воздуха. Машина состоит из камеры 1, электромагнитного вибратора 2,соединенного полым валом 3 с импеллером 4. Сжатый воздух через трубку 5 подается в импеллер, представляющий собой диск из листового железа. В диске имеются конические отверстия 6, распределенные равномерно по всей площади диска. На его нижней стороне имеются радиальные трубы 7, выведенные к полому валу и снабженные отверстиями 8, расположенными соосно с отверстиями 6. При вибрации диска благодаря конической форме отверстий 6 пульпа в камере циркулирует так, как показано на рис.79., создавая зоны разряжения при выходе из отверстий. Сюда поступает воздух из отверстий 8, кроме того, выделяются растворенные газы. Циркуляция пульпы задерживает пузырьки в нижней зоне камеры. В верхней зоне пульпа относительно спокойна.
Вопрос 45
Вспомогательное флотационное оборудование.
Реагентные питатели.
Для точной равномерной подачи реагентов. Конструкция и принцип действия зависят от характеристики реагентов. Соответственно этому питатели подразделяются на :
1. для сыпучих реагентов:
а) ленточный - состоит из небольшого бункера 1, дном которого является лента конвейера 2, медленно перемещающаяся при помощи червячного привода. Торцевая стенка бункера не доходит до ленты, щель между ними регулируется при помощи шибера 3. При движении ленты из бункера выдается слой порошкообразного реагента. Производительность регулируется положением шибера.
б) тарельчатый (рис.90.б.) – состоит из цилиндрического бункера1, оканчивающегося внизу выходным отверстием 2, на не большом расстоянии от которого находится тарелка ( ровный круглый диск) 3. Тарелка медленно вращается при помощи специального привода. Реагент высыпается на тарелку, образуя на ней конус, от которого не подвижный, косо поставленный скребок непрерывно отсекает часть реагента в желоб. Количество реагента регулируется положение скребка.
2.для жидких реагентов:
а) скиповый (рис91) – состоит из прямоугольного бачка 1, наполненного жидким реагентом, стакана – скипа 2 с оттянутым носиком и приливами. при помощи рычажного привода 3 скип периодически поднимается вверх, а затем опускается вниз. Опускаясь вниз, скип погружается в раствор реагента и наполняется им. Поднимаясь и наклоняясь, скип выливает раствор в приемную воронку. Регулирование расхода реагента достигается изменением высоты поднятия скипа при помощи гаек 4, чем изменяется длина плеча 3. Скиповые питатели бывают 1, 2 и 4 –х камерные, причем каждая камера работает независимо от других.
б) стаканчиковые (рис.93.) – состоит из бачка 1, в который налит жидкий реагент, вертикального диска 2, на котором свободно подвешены стаканчики 3. Диск медленно вращается в направлении стрелки. Стаканчики, погружаясь в реагент, наполняются им. Поднимаясь, стаканчики задевают нижней частью за стержень 4 и наклоняются, причем реагент выливается в желоб 5, по которому стекает к месту назначения. Расход реагента регулируется перемещением стержня 4. В результате этого изменяется угол наклона стаканчиков и степень их опорожнения.
в) порционные – отличаются высокой точностью, возможностью автоматического регулирования. Эти питатели имеют особый мерник, заполняемый раствором до уровня, ограниченного нижним концом мерной трубки. С помощью электромагнита питание отключается, золотник под давлением пружины перекрывает входное и открывает сливное отверстие и реагент поступает в процесс.
г) импульсные (рис.115) – представляют собой емкость с калиброванным отверстием. Это отверстие с помощью клапана и соленоида открывается на строго определенное время. Если отверстие имеет постоянное сечение и давление реагента перед отверстием также постоянно, то величина дозы зависит только от времени открытия.
д) питатели истечения – перспективны для чистых реагентов или растворов (Кх, сернистого Na и др.). Реагент вводят снизу, сливное отверстие расположено в верхней части корпуса. Расход регулируется ниппелями, которые периодически открываются и закрываются с помощью золотников, приводимых в действие электромагнитами.
3. для вязких реагентов – масел:
шкивные (рис.94) – в бачек 1 налит реагент, в который погружен шкив 2, медленно вращающийся в направлении стрелки. Поверхность шкива покрывается тонким слоем реагента и увлекает его за собой. Затем этот слой снимается со шкива скребками 3 и поступает в желоб 4. Постоянство заполнения бачка реагентом обеспечивает поплавковое устройство 5, открывающее отверстие трубы 6 при чрезмерном понижении уровня реагента в бачке. Расход реагентов у питателей данного типа регулируют изменением ширины скребка 3 или числом скребков, прижатых к шкиву.
Контактные чаны (рис.95).
Применяются для осуществления контакта минеральных частиц с реагентами в течение необходимого времени. Главной гидродинамической задачей чанов является создание однородности перемешиваемой пульпы по концентрации в ней реагентов, по плотности и по крупности частиц в отдельных участках. Правильное осуществление контакта пульпы с реагентами имеет большое значение для оптимального закрепления реагентов на поверхности минеральных частиц. От интенсивности и продолжительности перемешивания зависит поступление реагентов из жидкой фазы к поверхности минералов, десорбция.
Чан представляет собой круглый бак, внутри которого находится центральная труба 1 с рядом боковых отверстий, открытая сверху и снизу. По оси чана расположен вертикальный вал, приводимый во вращение клиноременной передачей. На нижнем конце вала укреплена пропеллерная мешалка 2. Пульпа поступает в верхнюю часть трубы 3. В ту же трубу поступает через боковые отверстия и часть пульпы из чана. Вращение вала обуславливает вертикальную циркуляцию пульпы ( показана на рис. стрелками) и наряду с этим вращательное движение ее в горизонтальной плоскости. В результате достигается интесивное перемешивание пульпы.
Поскольку мешалка расположена гораздо выше дна чана (на расстоянии 1/3 от его высоты), то при его остановке и осаждении пульпы мешалка не заиливается и может быть пущена в ход без предварительной очистки чана. Полезный объем можно регулировать изменением уровня пульпы путем открытия запасных отверстий в боковой стенке чана.

Вопрос № 46.
Факторы, определяющие влагоудерживающую способность продуктов обогащения. Классификация видов влаги, способы их удаления.
1)гранулометрический состав (крупность продуктов обогащения). Чем < частица мат-ла, тем > межфазная поверхность раздела, тем > свободной поверхностной энергией обладает такой материал. F=
· ж- т *S, где: F-свободная поверхностная энергия;
· ж- т- поверхностное натяжение на границе раздела т-ж; S - межфазная площадь поверхности частиц. Чем > F, тем > проявляется действие поверхностных сил, поверхность будет удерживать> кол-во адсорбированной влаги. Крупность частиц можно охарактеризовать величиной уд. поверхности по объему Sv, (м2 \м3) и по массе Sm, (м 2\кг). Для шара, куба Sv= 6\d; Sm=6/d*
·;
2)форма частиц - оказывает влияние на величину уд. поверхности, оценивается коэффициентом формы зерен.
·= площадь пов-ти частицц сферич. формы / площадь пов-ти ч-ц неправ. формы, масса которых = массе сферической частицы.
·< 1 по физическому смыслу. На практике
·=0,5-0,7.Уд. поверхность ч-ц неправильной формы > уд. поверхности ч-ц правильной формы, следовательно, влагоудерживающая способность реальных порошков выше. Sv=6/ d*
·-для реальных порошков.
3) пористость в слое осадка. Характеризуется 2-мя коэф-ми:
а)m- пористость- это отношение суммарного объема пор (пустот) ко всему объему материала в насыпке(не в монолите) б)e-коэффициент пористости - это отношение суммарного объема пор к объему твердой. части (без учета пор).
Величина пористости зависит от способа укладки ч-ц в слой. Различают кубическую и гексагональную укладку. При более плотной гексагональной укладке – ч-цы будут удерживать < кол-во капиллярной влаги, но удалить такую влагу гораздо труднее, т.к. сила капиллярного давления выше в 4,7 раза.(r1/r2=4.7.
4)структура осадка.
а) однородная структура (равномерная)-мелкие частицы равномерно распределяются м/у крупными и забивают крупные капилляры, тем самым снижая объем пор и величину скорости фильтрации. Удалить капиллярную влагу труднее.
б) двухслойная структура-более благоприятна для процесса обезвоживания, т.к. дает более пронцаемый слой. Жидкость свободно фильтруется; имеет место в ленточных вакуум-фильтрах.
5)физико-химические св-ва (смачиваемость пов-ти твердого)-хар-ет молекулярное взаимодействие воды с тв. поверхностью и проявляются в полном или частичном растекании капли воды на поверхности тв. Q- краевой угол смачиваемости. При Q<9013 EMBED Equation.3 1415С гидрофильна. При Q>9013 EMBED Equation.3 1415С - гидрофобна.
Чем гидрофобнее поверхность тел, тем < влагоудерживающая способность ч-ц, т.е. способность удерживать адсорбированную и капиллярную влагу.
Классификация продуктов по влажности:
1.обводненные продукты-пульпы и суспензии - мех. смесь тв. и воды, обладающего подвижностью жидкости. Содержание воды не < 40 %.
2.мокрые продукты-получаются после предварительного обезвоживания 1-х продуктов. Сод-т остатки гравитационной влаги, адсорбированную и капиллярную влагу. Влаги 15-40%.
3.влажные продукты содержат 5-15% влаги, не обладают текучестью, нет остатков гравитационной влаги.
4.воздушно-сухие продукты получаются после высушивания на воздухе влажных продуктов. Только гигроскопическая влага. Не >5% влаги.
5.сухие продукты получаются после термической сушки при условии удаления всей гигроскопической влаги.
На процессы удаления влаги из материала значительное влияние оказывает энергия связи жид. с пов-ю тв; чем>энергия связи, тем труднее отделить влагу от материала. В зависимости от энергии связи молекул воды с минеральной поверхностью различают виды влаги (класс-я академика Ребиндера)
Виды влаги: (в порядке убывания)
1.химическая или связанная влага (внутренняя): а) кристаллизационная (сод. в кристаллогидратах),CuSO4 *5H2O –медный купорос; влага удаляется в молекулярной форме при t до3000С.; б) конституционная содержится в виде ионов Н+,ОН -,Н3О -.CuCO3 *Cu(OH)2 –малахит. Удал. в виде молекул при Т>300-500 С. В процессах обезвоживания хим. влага НЕ удаляется.
2.адсорбированная (пленочная)- это физ.-хим. влага, которая удерживается на поверхности тв. частиц в виде гидратной пленки силами адсорбции. а) гигроскопическая. Гигроскопичность- св-во пористых тел адсорбировать на своей поверхности парообразную влагу из воздуха, которая образует на поверхности тонкие пленки влаги и заполняет структурные поры и трещины. Количество зависит от влажности окружающего воздуха и от природы самого материала (капиллярно-пористые-рудные к-ты; калоидные-торф, глина, желатин). Гигроскопическая влага обладает аномальными свойствами:- плотность >1 г/м3 (H2O в антроцитах 3 г/м3);-t замерзания -7813 EMBED Equation.3 1415С (H2O- 413 EMBED Equation.3 1415С),материал не смерзается;-меньшая растворяющая способность. Эти свойства обусловлены тем, что диполи гигроскопической влаги прочно удерживаются в энергетическом поле поверхности минерала, что затрудняет их движение по сравнению с молекулами свободной влаги. б)если тв тело из атмосферы с относительной влажностью 13 EMBED Equation.3 1415<100% поместить в воду, т.е. 13 EMBED Equation.3 1415=100%, то происходит достраивание пленок воды до максимальной гигроскопичности, такая влага называется прочносвязанной, по своей природе это гиграс-я влага.
в)адгезионная- образует над слоями прочносвязанной влаги > толстые пленки воды, удерживание происходит силами адсорбции, но < прочными. Ориентация диполей воды < правильная. Из-за этого аномальные свойства проявляются слабее. Обладает пониженной растворяющей способностью и t замерзания.
3.капиллярная-физико-механическая влага, заполняет промежутки м/у частицами и пустоты в самих частицах и удерживается в них силами капиллярного давления.
-внутрипромежуточная влага; -капиллярно-стыковая влага; -внутрикапиллярная: макрокапиллярная-(r,> 10-5) и микрокапиллярная(r<10-5).
1-част тв,2-пленочн адсорбированая влага,3-внутрипромежуточная влага,4- манжеты капиллярно-стыковой влаги,5-внутрикапилярн,6- свабодн. гравитационная влага.
4.свободная гравитационная влага-появляется, когда все поры и капилляры заполнены водой, свободно перемещающейся м/у частицами тв под действием силы тяжести.

Вопрос № 47.
Отстаивание и сгущение. Сущность процессов и теоретические основы. Факторы, влияющие на эффективность процессов. Применение коагулянтов и флокулянтов при сгущении пульп.
Сгущение-это процесс осаждения тв. частиц в суспензии (пульпе) под действием силы тяжести или центробежной силы с образованием сгущенного продукта (песков) и удалением основной массы воды в виде слива. Сгущение под действием центробежных сил производится в осадительных центрифугах (на рудообогатительных ф-ках не используется, только на угольных) и в гидроциклонах.
Цель : -получение уплотненного сгущенного продукта (сгущение),
-получение относительно чистого слива (отстаивание или осветление).
-часто решаются обе задачи одновременно (сгущение).
Основное назначение - повысить концентрацию тв фазы в сгущенном продукте по сравнению с исходной пульпой и выделить возможно большую массу воды из тонких продуктов обогащения перед последующими операциями обезвоживания. Сгущению подвергают промпродукты для удаления части воды перед последующими операциями, к-ты перед фильтрованием, хвосты перед сбросом в хвостохранилище для получения оборотной воды.
Теоретические основы: в сгустителях существует по высоте несколько зон. В верхних слоях пульпы концентрация тв. частиц невысокая и частицы осаждаются в условиях свободного падения со скоростью V0-скорость свободного падения. Формула Стокса:
м/с; где 13 EMBED Equation.3 1415-плотность тв, кг/м3;13 EMBED Equation.3 1415-плотность среды;d-диаметр частицы ,м;13 EMBED Equation.3 1415-вязкость среды.
По мере увеличения концентрации частиц в нижележащих слоях скорость их осаждения уменьшается. Когда концентрация частиц достигнет определенного предела, осаждение их происходит в условиях стесненно падения. При этом крупные быстрооседающие ч-цы тормозятся >мелкими,скорость их осаждения выравнивается и ч-цы осаждаются всей массой. Скорость ч-ц при стесненном падении Vстесн=кVo, где к- коэффициент снижения скорости. (к<1)
В придонном слое при уплотнении (сжатии осадка концентрация тв частиц максимальна, а скорость осаждения стремится к 0. При этом вода выжимается из осадка под давлением вышележащих слоев и перемещается снизу вверх. Обычно скорость осаждения находят опытным путем при отстаивании пульпы в цилиндре.
Факторы, влияющие на эффективность процесса сгущения:
1.плотность и форма частиц.
2. минералогический и гранулометрический составы тв. фазы.
3. содержание тв в исходной пульпе и в сгущенном продукте.(на практике 40-70%);
4. вязкость, рН, температура пульпы.
5. наличие реагентов в пульпе.
6. конструктивные особенности аппаратов.
Плотность исходной пульпы оказывает двоякое влияние: при сгущении > плотных пульп увеличивается производительность сгустителя по твердому, но из-за стесненных условий падения уменьшается скорость осаждения частиц и тв частицы выносятся в слив. В жид пульпах тв частицы осаждаются быстрее, это приводит к увеличению объемов пульпы, подаваемой в сгуститель, к увеличению скорости восходящих потоков и к увеличению выноса тонких частиц в слив. Для каждого сгущенного продукта есть своя оптимальная плотность исходной пульпы, которая подбирается опытным путем.
Применение коагулянтов и флокулянтов.
а)по Геймгольцу: образованием на границе тв-ж ДЭС и появление электростатических сил отталкивания, препятствующих слипанию частиц и > быстрому осаждению. Для снижения агрегативной устойчивости в суспензии вводят реагенты-коагулянты, представляющие собой электролиты с поливалентными ионами, которые вызывают сжатие ДЭС. Сжатие ДЭС приводит к тому, что при столкновении ч-ц и отсутствия сил отталкивания происходит их слипание (агрегирование), такие агрегаты быстрее оседают под действием силы тяжести-это механизм электролитической коагуляции.
Коагуляция-слипание частиц в каллоидных и грубодисперсных системах под действием молекулярных сил сцепления( сил Ван-дер-Ваальса) в рез-те уменьшения сил отталкивания. Коагулянты: электролиты с поливалентными ионами Ca(OH2)-гашеная известь, FeSO4, H2SO4.
б) по Дерягину механизм устойчивости объясняется образованием у поверхности тв ч-ц гидратных слоев, обладающих механической упругостью. Для снижения агрегативной устойчивости применяют реагенты, гидрофобизирующие поверхность частиц, снижающие устойчивость гидратных слоев и способствующие слипанию частиц при столкновении (реагенты- собиратли-ксантогенаты, олеаты, амины, синтетические жирные кислоты).Механизм называется гидрофобной флокуляцией.
Флокуляция полимерами(мостиковая флокуляция):молекулы флокулянта-полимера содержат группы, способные адсорбироваться на поверхности частиц. Полимерные цепи связывают тонкие ч-цы в макромолекулы (флокулы), образуя м/у частицами мостики. Скорость осаждения флоккул в сотни раз выше, чем нефлокулированых частиц.
В магнит.дешламаторах и сепараторах имеет место магнитная флокуляция. Намагниченные ч-цы притягиваются др к др разноименными полюсами, образуя длинные цепочки.
Высокомолекулярные реагенты-флокулянты.
1.Природные-желатин, крахмал (С6Н10О5)п , дикстрин (продукт неполного гидролиза крахмала), столярный клей и др. Дороги, дефицитны, на практике не используются.
2.Синтетические-в зависимости от знака заряда получаются функциональные группы, при диссоциации подразделяются на:
- анионные («Комета», «Метас», полиакриловая кислота);
- катионные (полиэтиленамин, КОД-кубовые остатки +дихлорэтан);
- амфотерные (гидролизованый полиакриламин);
- неионогенные (полиакриламин).
Вопрос № 48.
Фильтрование. Сущность процесса, теоретические основы. Классификация способов фильтрования. Факторы, влияющие на эффективность фильтрования.
Фильтрование – это процесс разделения тв. и жидкой фаз пульпы посредством пористой перегородки под действием разности давлений Р по обеим сторонам перегородки, при этом жидкая фаза проходит через поры перегородки и собирается в виде фильтрата, а тв фаза задерживается на перегородке в виде осадка - кека.13 EMBED Equation.3 1415Р – движущая сила процесса.
В зависимости от способа создания разности давлений различают фильтрование:
1.под давлением гидростатического столба фильтруемой жидкости (бытовые фильтры); 2.пресс-фильтрование – фильтрование под избыточным давлением. Когда пульпа под давлением в несколько десятков атмосфер подается на пористую перегородку Р1>>Р2, Р2-атмосферное.; 3.вакуум- фильтрация –создается разряжение с внутренней стороны фильтрующей перенородки.Р2<<Р1, Р1-атмосферное; 4.возможна комбинация этих способов.
Фильтрование применяется для обезвоживания тонкодисперсных и шламистых материалов (-0,5 мм). Породы обезвож-я после ф-ия имеют влажность: угольные шламы - W=20-25%; рудные концентраты W= 10-16% при традиционной конструкции фильтров, W=6-7(9)% при новых конструкциях.
На процесс влияют 2 группы факторов:
1.Макрофакторы: а)площадь поверхности фильтрования; б) разность давлений; в)толщина кека; г)вязкость пульпы. Эти факторы поддаются точному учету и контролю с помощью соответствующих приборов.
2. Микрофакторы: а)размер и форма пор осадка и фильтровальной перегородки; б)электрическое состояние поверхности перегородки и осадка в жидкой фазе; в) физико-химич характеристики пов-ти твердого (смачиваемость). Эти факторы не поддаются непосредственному контролю и о их величине судят косвенно, по удельному сопротивлению фильтрования.
Теоретические основы процесса фильтрования:
Скорость фильтрования - объем фильтрата выделевшегося в единицу времени с единицы фильтрующей поверхности. 13 EMBED Equation.3 1415/13 EMBED Equation.3 1415, где F – площадь фильтрования, V – объем, t - время
Скорость фильтрования при ламинарном движении жидкости определяется по закону Дарли:
13 EMBED Equation.3 1415, где h – толщина, высота слоя, м; kф – коэффициент фильтрации, м/с зависит от размера и формы частиц, пористости и вязкости жидкости; 13 EMBED Equation.3 1415 - разность давлений, Па; 13 EMBED Equation.3 1415 - плотность жидкости, кг/м3.
Фильтровальные воды через слой осадка и фильтрующую поверхность можно рассмотреть так же как истечение жидкости через капилляры в осадке. Объем воды в м3/с, проходящей через сечение капилляра по закону Пуазейля выражается в следующей зависимости:
13 EMBED Equation.3 1415, где d- диаметр капилляра, l- длина капилляра,м, 13 EMBED Equation.3 1415- вязкость жидкости, Па*с;
Скорость фильтрования жидкости через слой осадка зависит от разности давлений 13 EMBED Equation.3 1415Р, толщины слоя осадка n, удельного сопротивления осадка r0 и удельного сопротивления фильтроткани 13 EMBED Equation.3 1415.
13 EMBED Equation.3 1415. Приравнивая правые части уравнений получим основное уравнение фильтрования для несжимаемых осадков:13 EMBED Equation.3 1415.
В процессе фильтрования различают следующие периоды (зоны):
1 зона набора осадка – под действием разности давлением происходит однофазное движение жидкости ч/з поры фильтровальной перегородки и удаляется гравитационная влага, при этом скорость фильтрования в начале периода увеличивается, достигает максимального значения во 2 половине периода, к концу периода уменьшается, что объясняется увеличением сопротивления, образованием осадка, частичной забивкой пор фильтроткани. Влажность осадка уменьшается, а его высота достигает максимальных значений.
2 зона обезвоживания и просушки осадка – начинается в тот момент, когда фильтровальная перегородка с кеком выходит выше уровня пульпы в ванне. В первой половине периода под действием разности давлений из кека удаляются остатки гравитационной влаги и начинается двухфазное движение, когда наряду с жид ч/з поры в кеке и фильтроткани движется воздух из атмосферы. При этом из кека удаляется внутрипромежуточная капиллярная влага; скорость фильтрования падает, пока не станет ровной 0. Вторая половина второго периода – зона просушки, когда увеличивается объем движущегося через поры воздуха, при этом удаляется внутрипромежуточная капиллярная влага, частично капиллярно-стыковая, капельки адгезионной влаги при > разряжении. После наступает момент, когда через слой осадка будет фильтроваться только воздух, конечное влагосодержание осадка соответствует равновесному состоянию, когда 13 EMBED Equation.3 1415Р уравновешивается адсорбционными и капаллярными силами твердой фазы. Влажность кека минимальна.
3 зона отдувки кека и механического снятия его ножом. Подача сжатого воздуха с внутренней стороны фильтровальной перегородки производится разгрузка кека на ленточный конвейер или в бункер, одновременно осуществляется продувка пор фильтроткани сжатым воздухом. Влажность отдуваемого кека несколько повышается за счет остаточной влаги из пор фильтроткани.
4 зона регенерации фильтроткани- продувается сжатым воздухом, промывкой водой, подаваемой под давлением, с внутренней стороны перегородки.
Один цикл фильтрования включает все 4 зоны (1:1,6:0,35).
Вопрос № 49.
Методы интенсификации процессов обезвоживания.
Для удаления из продуктов обогащения избыточной влаги применяют ряд операций, называемых обезвоживанием. Избыточная влага удорожает перевозку, уменьшает сыпучесть, повышает смерзаемость. При выборе методов обезвоживания надо стремиться к снижению конечной влажности обезвоженных продуктов.
Способы интенсификации процессов дренирования:
Дренирование – процесс обезвоживания обводненных и мокрых зернистых продуктов, основанный на естественной фильтрации жидкости через слой материала и пористую перегородку под действием силы тяжести.
Прим. механические и хим способы интенсификации. Хим. методы осуществляются с помощью реагентов – обработка обезвоживаемых продуктов ПАВами (эффективен ДБ), что уменьшает силы сцепления м/у частицами, повышает их подвижность, продукт лучше уплотняется, вода удаляется > интенсивно. Мех-е: 1. грохота с горизонтальными ситами улучшают показатели по сравнению с наклонными ситами за счет большего времени нахождения материала на сите; 2. создание вакуума под грохотом. Основная масса воды выделяется в первом отсеке подситного пространства, не связанного с вакуум-системой. Дополнительное обезвоживание происходит над отсеками, подключенными к вакууму, при перемещении материала вдоль сита (снижается производительность грохота); 3. При повышении температуры вязкость жидкости снижается, т.е. при поддержании в обезвоживающих бункерах > высокой температуры скорость фильтрации воды будет возрастать (внутрь бункеров вводят трубы отопления); 4. омасливание обезвоживаемых продуктов (удорожает процесс).
Способы интенсификации процессов сгущения:
Сгущение- процесс осаждения тв частиц в суспензии (пульпе) под действием силы тяжести или центробежной силы с образованием сгущенного продукта (песков) и удалением основной массы воды в виде слива. Интенсифицировать процесс можно совершенствуя аппараты и создавая новые высокопроизводительные сгустительные аппараты. Уделяют внимание конструкции загрузочного устройства сгустителя, из-за сложности движения потоков суспензии в сгустителях. Предложены три способа подачи питания: через центральную трубу, отверстия в боковой стенке центральной трубы и трубки в чане сгустителя (переферическая загрузка). Более рациональна питания через отверстия в боковой стенке центральной трубы, т.к. улучшается осаждения частиц. Применяют различные реагенты для увеличения скорости осаждения твердой фазы суспензии: электролиты, гидрофобизаторы и синтетические высокомолекулярные флокулянты. Электролиты – эффективные коагулянты. Их концентрация в суспензии должна быть такой, при которой двойной электрический слой не препятствовал бы слипанию частиц при их столкновении. Гидрофобизирующие реагенты взаимодействуют с поверхностями частиц, разрушают гидратные оболочки и способствуют слипанию частиц (ксантогенат, амины, олеаты, и другие реагенты-собиратели). Так же применяют высокомолекулярные, водорастворимые полимерные флокулянты. В промышленных условиях - синтетические флокулянты: метасол, гипан, суперфлок и другие. Важное значение имеет способ подачи и перемешивания флокулянта с суспензией. В настоящее время на фабриках осуществляют единовременную и рассредоточенную (дробную) подачу флокулянтов. Иногда для повышения эффективности сгущения в суспензию подают воду, чем обеспечивают ее разжижение.
Способы интенсификации процесса фильтрования.
Фильтрование – процесс разделения тв и жид фаз пульпы посредством пористой перегородки под действием разности давлений по обеим ее сторонам, при этом жид фаза проходит через поры перегородки и собирается в виде фильтрата, а тв фаза задерживается на ней в виде кека. Термические методы интенсификации (подогрев суспензии в ванне фильтра до 40 – 60 С) позволяют при фильтровании труднофильтруемых шламистых продуктов увеличить производительность фильтра по тв и снизить влажность осадка. Применяют присадку крупнозернистого продукта при фильтровании шламистых суспензий (крупнозернистого, т.к. снижается удельное сопротивление осадка из-за увеличения диаметра пор, по которым удаляется вода). Применяют в углеобогащении. Так же применяют механическое уплотнение осадка ударным действием (например, на ленточных фильтрах). ПАВ при подаче в обезвоживаемые суспензии изменяют смачиваемость поверхности твердых частиц, снижают поверхностное натяжение воды и улучшают структуру осадка. Гидрофобизация поверхности частиц способствует повышению скорости фильтрования и снижен6ию удельного сопротивления осадка. Для интенсификации процесса фильтрования обычно применяют мылонафт, сивушные масла, полиспирты и другие реагенты. При подаче масла в обезвоживаемую суспензию поверхность частиц гидрофобизуется, что способствует быстрому и эффективному фильтрованию. Перспективным направлением является подача в фильтруемую пульпу водоотталкивающих жидкостей. Такие жидкости, взаимодействуя с твердой фазой, вытесняют с ее поверхности воду, что способствует снижению влажности осадка.
Интенсификации процесса сушки.
Повышают температуру и скорость движения подаваемого в сушилку сушильного агента, герметизируют сушильные тракты с целью исключения подсосов воздуха и комплексно механизируют процесс сушки. Установлена возможность подачи в сушилки сушильного агента со скоростью 80 – 100 м/с и температурой до 1500 С, что интенсифицирует тепло- и массообмен, снижаются затраты на сушку минерального сырья. Для совершенствования сушильных аппаратов используют процесс сушки в виброкипящем слое, пропуская газ через слой материала. Скорость сушки возрастает с увеличением частоты и амплитуды вибрации слоя сушимого материала.Сушка продуктов обогащения перегретым паром – более эффективный процесс по сравнению с сушкой дымовыми газами или нагретым воздухом. Установлено, что скорость сушки перегретым паром в 2-3 раза выше, чем при сушке дымовыми газами.
Вопрос № 50.
Оборотное водоснабжение на предприятиях.

Полный водооборот характеризуется использованием всех стоков предприятия. В Этом случае потерями воды считают фильтрацию ч/з стенки и ложе хранилища (в случае о.ф.) и продувочные воды – специальный сброс сильно засоленных вод снижения солесодержания оборотной воды.
«+» снижение практически до 0 расхода воды. Свежая вода может совершенно не забирается, не используется в горнодобывающей, горноперерабатывающей отрасли за счет вовлечения в оборот дренажных вод (в данном случае, техническая вода).
«-» увеличение солесодержания в оборотной воде по мере увеличения числа оборотов этой воды, что может привести к увеличению отложений по водоводам, к снижению технологических показателей.
Схема оборота внутриоборотного водоснабжения.
1.Схема поциклового водооборота.
Схема зависит от перерабатываемой руды и применяемой технологической схемы обогащения, а для фабрик, перерабатываемых руду флотацией от ассортимента и количества вводимых в процесс флотационных реагентов.
«+» возможность повторного использования, например, реагентов, что позволяет снизить их расход на тонну руды. Увеличение вероятности извлечения ценных компонентов, которые по каким – то причинам ушли со сточными водами.
«-»относительно быстрое засоление вод, > количество локальных очистных сооружений.
2.Схема поцехового водооборота.
Предполагается, что качество всех трех продуктов близко или же, что их смешение приведет к самоочищению стоков, например, вызовет выпадение в осадок каких-либо загрязнений или же нормализацию рH(щел+кислые стоки). Так же предполагается, что очищенная вода после единых очистных сооружений удовлетворяет по качеству требованиям технологических процессов всех циклов.
«+» мало затрат на очистные сооружения, возможное использование взаимоочистки.
«-»разубоживание концентрации ценных компонентов в сточной воде и снижение вероятности повторного использования реагентов и улавливание ценных компонетов.
3.Схема общего водооборота.
Построение таких схем предусматривает:
организацию ступеней очистки стоков после отдельных циклов и переделов - объединение частично очищенных сливов для совместной очистки - доочистку отдельных потоков общего слива в соответствии с требованием того технологического процесса, в котором каждый поток направляется.
«+»обеспечивает возможность эффективной утилизации извлекаемых ценных компонентов путем их направления в предшествующие технологические операции или перерабатываются в отдельном цикле; объединение частично очищенных стоков позволяет использовать эффекты взаимоочистки и резко снижает эффект соленакопления, наблюдаемый при поцеховом и поцикловом обороте.
«-» значительные капитальные затраты и затраты на обслуживание аппаратов очистки, что может компенсироваться за счет вторичного использования или продажи уловленных в процессе очистки компонентов сточных вод.
Вопрос № 51.
Схемы фильтровальных установок. Компоновка оборудования, достоинства и недостатки.
В состав любой фильтровальной установки, кроме самого вакуум-фильтра, входят аппараты для создания давления и разряжения – воздуходувки и вакуум-насосы, емкости для сбора фильтрата, центробежные насосы, контрольно-измерительная аппаратура. В практике фильтрования наибольшее распространение получили 2 схемы вакуум-фильтровальных установок, которые различаются по способу удаления фильтрата из ресивера.
1. Схема с самотечным удалением фильтрата из ресивера.
2. Cхема с принудительным удалением фильтрата из ресивера центробежными насосами.
1 схема:
Поскольку на поверхности воды в гидрозаторе действует атмосферное давление Р1, а в ресивере ниже атмосферного Р2, то вода из гидрозатвора будет подниматься по трубе на высоту Н1, которая соответствует разности давлений Р1-Р2 для истечения жидкости из ресивера ее уровень должен превышать Н1 на 0,5-1 м, таким образом высота барометрической трубы от днища ресивера до гидрозатвора определяется по формуле:Н=Н1+1м+13 EMBED Equation.3 1415,
м, (10,5м), где 13 EMBED Equation.3 1415-потери напора по длине барометрической трубки. Н1=(13 EMBED Equation.3 1415Р/104), м.вод.ст. При применении данной схемы фильтры и ресиверы должны устанавливаться выше гидрозатвора на 10,5 м, т.е. на верхних отметках зданий. Это приводит к увеличению высоты зданий – основной недостаток.
Преимущества: простота компоновки; надежность в работе; возможность индивидуального отвода фильтрата от каждого фильтра; низкий вакуум в зоне набора осадка обеспечивает небольшую толщину кека и > ее пористость, а > высокий вакуум в зоне просушки обеспечивает глубокое обезвоживание кека за счет 13 EMBED Equation.3 1415Р.
2 схема:
Преимущества: для обеспечения необходимой высоты барометрической трубки гидроловушка подводится к верхней отметке здания, что не приводит к вынужденному увеличению высоты фильтрационного отделения. В этой схеме фильтры могут располагаться и на нижних отметках здания.
Недостатки: >капитальные затраты, которые возрастают при необходимости установки резервных насосов; необходимо контролировать уровень фильтрата в ресивере, при его переполнении должен автоматически включаться резервный насос, отсюда вытекает необходимость узла автоматизации для включения резервного насоса; трудно регулировать вакуум в зоне набора осадка.
Схема фильтрационной установки с раздельным вакуумом в зонах 1 и 2 и с самотечным удалением фильтрата для труднофильтровальных тонкозернистых концентратов.
На > о.ф. черной и цветной металлургии, калийных предприятиях применяются схемы с самотечным удалением фильтрата (1). Однако на некоторых ф-ках ЮГОКа, МГОКа фильтрат удаляется насосами.
В зависимости от схемы соединение фильтров с вакуум-насосами и ресиверами различают вакуум-системы:
а) с индивидуальным отводом фильтрата от каждого фильтра (т.е. каждому фильтру свой ресивер)
б) с групповым отводом фильтрата, когда на несколько фильтров (3-5) устанавливается один рессивер.
Вопрос № 52.
Назначение, устройство и эксплуатация вакуум - фильтров.
Вакуум-фильтры подразделяются на:
1)фильтры периодического действия (рамные в.-ф.),применяемые для осветления растворов от мути и в гидрометаллургии зодота; 2)вакуум-фильтры непрерывного действия:(1-барабанные с внешней фильтрующей поверхностью; 2-барабанные с внутренней фильтр-щей пов-тью; 3-дисковые в.ф. с боковой фильтр-щей пов-тью,4-ленточные в.ф. с гориз-ой фильт-щей пов-тью).
Барабанные вакуум-фильтры с внешней фильтрующей поверхностью (БОУ-барабанные, общего назначения с деталями из углеродной стали) применяются для пульп, где скорость осаждения твердых частиц не превышает 18 мм/с; на ф-ках, перерабатывающих руды цветных и редких металлов (Zn,Cu,Pb, медно-пиритные, молибденовые, баритовые концентраты). Недостатки: занимает > площадь помещении при малой площади фильтров, требует длительного времени для замены фильтроткани. Поверхность барабана обтянута фильтротканью. При вращении барабана, нижняя часть которого погружена в ванну, происходит накопление и подсушка осадка. Оборудован приспособлением для промывки осадка.






Барабанный вакуум-фильтр с наружной фильтрующей поверхностью: 1-барабан, 2- трубы для отвода фильтрата, 3- цапфа, 4- распределительная головка, 5- устройство для намотки проволоки, 6- скребок, 7- переливное окно, 8- мешалка, 9- корыто, 10 и 11-приводы барабана и мешалки,12-дренажный люк.

Барабанные вакуум-фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью (ВУ – с внутренней поверхностью, детали из углеродной стали) применяются для быстросодержащих зернистых пульп, для которых скорость осаждения твердых частиц > 18 мм/с; на о.ф. по обогащению апатитовых и фосфоритовых руд. Суспензия поступает внутрь барабана по трубе и заполняет его до необходимого уровня. Под действием вакуума и силы тяжести происходит формирование осадка.Осадок из барабана разгружается ленточным конвейером.
Дисковые в.ф. получили наибольшее распространение на о.ф. для фильтрования рудных и угольных суспензий с содержанием класса 0,074 мм 65% и >.
Обладают следующим приемуществом перед барабанными:
1.большой площадью фильтрования больш. произв-тью; 2.более лёгкая замена фильтроткани; 3.меньшая металлоёмкость конструкции.
При вращении вала с дисками при неподвижной распределительной головке каналы вала последовательно совмещаются с камерами распределительной головки. В результате чего в секторах фильтра создается вакуум или подается сжатый воздух. Если дисков меньше 6 фильтр оборудуется одной распред головкой, если 8 и более, то двумя распред гол. В этом случае можно создавать раздельный вакуум: в зоне набора осадка давление до 300мм рт ст, а в зоне обезвоживания и просушки до 680мм рт ст. Для отдувки осадка применяют клапан мгновенной отдувки. Для получения ровного слоя осадка пульпу перемешивают роторной мешалкой.
Ленточный в/фильтр. Применяется для обезвоживания быстрооседающих крупнозернистых суспензий (магнетитовых, ильменитовых концентратов крупностью 2-0,2 мм, хвостов Fe рудных фабрик, марганцевых конц-ов, на углеобогатительных фабриках.)Суспензия подается наливом на фильтроткань, на ленте или поперечной канавке с отверстиями, ч/з которые фильтрат поступает в в/камеры и отводится из них шлангами в ресивер.
«+»: простота устройства и обслуживания; наиболее благоприятная структура осадка (кр ч-цы внизу), что обеспечивает высокую водо- и воздухопроницаемость кека; самотечная разгрузка кека; двухсторонняя промывка фильтроткани; возможность регулировать толщину и влажность кека путем регулирования скорости движения ленты. «-»: в нижней ветке половина ленты не используется для фильтрования; дорогостоящие повреждения ленты; > размеры при < площади фильтрования; не > вакуум, т.о не высокая влажность кека; дороги в эксплуатации и установке.
Пресс-фильтры. Фильтрование под действием избыточного давления прим для труднофильтруемых сильноразбавленных пульп с тонкими взвешанными частицами. Прим на углеобогатительных фабриках, гидрометаллургических заводах, для обезвоживания тальковых, коалиновых концентратов, конц-ов руд цветных металлов. Способны работать с материалом крупностью до 1 мкм и при низкой концентрации тв. Состоит из ряда параллельных горизонтально расположенных плит, передвигающихся вверх и вниз, между неподвижной верхней упорной плитой и подвижной нижней плитой. Между плитами зигзагообразно в виде бесконечной ленты протянута фильтровальная ткань. Фильтрующие плиты сжимаются и через коллектор в камеру фильтрования подается исходное питание. Фильтрат проходит через ткань в камеру и отводится по другому коллектору. Отложившийся на ткани осадок отжимается диафрагмой, просушивается воздухом. После этого давление снимается, плиты разжимаются и осадок лентой удаляется из камер и сбрасывается на конвейер по обе стороны фильтра. «+»: низкая влажность получаемых осадков, что исключает операцию сушки.; минимальное содержание тв в фильтрате; полная автоматизация процесса; занимает малые площади. «-»: дороговизна, более сложная конструкция.

Вопрос № 53.
Классификация сушильных аппаратов. Конструкции и эксплуатация сушилок, область применения.
Конечной стадией обезвоживания продуктов обогащения является термическая сушка. Это процесс удаления влаги из материала путём её испарения в окружающую среду при нагревании сушимого продукта или естественной сушки на воздухе.
Принципиальная схема сушильной установки:
1- генератор тепла (топка)
2- сушильная камера
3- вентилятор или дымосос.
L- масса сухого воздуха (агента сушки).
d- влагосодержание воздуха до и после сушки.
Агентом сушки наз среду, воспринимающую испаряемую из материала влагу (горячие дымовые газы или воздух)
Влагосодержание воздуха или газа - это масса водяного пара в граммах, приходящегося на 1 кг абсолютно сухого воздуха или газа.d2>d1.
По способу подачи тепла различают:
а) конвективная сушка – непосредственное соприкосновение материала с теплоносителем (горячий воздух, топочные газы), который одновременно является и агентом сушки. Производится в: барабанных газовых сушилках (любой кр-ти до 250 мм), трубах сушилках (кр-ть менее 15 мм), сушка в кипящем слое (кр-ть 6-10 мм).
б) контактная сушка – подвод тепла к материалу осуществляется ч/з поверхность нагрева. В этом случае теплоносителем может быть водяной пар, горячая вода, а агентом сушки-сухой воздух.(подовые сушилки, генератором тепла является эл. печь).
Кроме этого: радиационная, химическая, токами высокой частоты и др. сушка.
Недостатки процесса: высокая металлоемкость оборудования,> габариты, ограничения по температуре агента сушки, высокая энергоемкость, сложная очистка отходящих газов.
Барабанные трубчатые сушилки, в качестве теплоносителя используется отработанный пар, тепло от которого передаётся агенту сушки (воздух) и материалу через нагретые паром поверхности. Чаще всего для сушки продуктов обогащения используется барабанные сушилки. D=1-3,5 м; L=4-27 м. Рис: Барабанная сушилка прямоточная прямого теплообмена. 1-топка; 2- барабан; 3-бандажи; 4-большая винцовая шестерня; 5-малая винцовая шестерня, получающая вращение от эл.двигателя 6 ч/з редуктор 7; 8- опорные ролики; 9-камера разгрузки высохшего продукта на ленточный конвейер 10; 11-циклон для улавливания тонких частиц высохшего продукта, выносимых потоком газа; 12-вентилятор; 13-труба для выброса в атмосферу. Внутри барабана устанавливают насадки различных конструкций в зависимости от св-в мат-ла (кр, плот-ти, сыпучести) для лучшего заполнения материалом и интенсивного перемешивания. Сушка происходит при непосредственном контакте горячих газов с мат-ом, который при вращении барабана пересыпается и медленно перемещается к разгрузочному концу [подьемно-лопастная насадка]. Испаренная влага удаляется из сушилки вместе с отработанными газами. «+» надежность в работе, исп-ся для сушки материала любой кр-ти и влажности. «-» Большие габаритные размеры, масса, металлоемкость, налипание влажного материала на поверхность барабана, низкий коэффициент заполнения барабана, необходимость в системе очистки газа. Влажность продукта 4-6%, иногда 1,5%.
Газовые трубы-сушилки, применяются для сушки продуктов углеобогащения кр-тью не более 15 мм, флотоконцентратов и шламов. Материал питателем подается в нижнюю часть трубы. Сушка материала происходит при транспортировке его потоком горячего воздуха вверх, при этом практически каждая частица омывается горячим воздухом, влага мгновенно испаряется. Газовый поток направляется в циклон, где высушенный материал отделяется от газов. Отработанные газы подвергаются очистке. Горячие дымовые газы засасываются из топки и транспортируются ч/з сушилку при помощи вентилятора-дымососа. Скорость движения газов должна быть достаточной для подъема наиболее крупных частиц материала. Провалившийся, не высушенный, материал собирается внизу и ч/з затвор выводится из трубы. «+» простота конструкций, большая скорость сушки, небольшая влажность высушенных продуктов, в 8-10 раз выше чем в барабанных сушилках (угольных конц-ов 5-10%, рудных – 1%, солей 0,1-0,6%). «-» большие затраты эл. энергии на транспортировку всей массы частиц. Рис: 1-бункер с влажным материалом; 2- конвейер; 3- загрузочное устройство; 4-горячий воздух; 5-сухой материал;6- система очистки.
Сушилка кипящего слоя используется для сушки угольных концентратов, отличаются высокой интенсивностью сушки. Горячие газы из топки с помощью нагнетательного вентилятора поступают на газораспределительную решетку, туда же подается питателем мтериал из бункера. Горячие газы, проходя ч/з решетку и слой материала, поддерживают его вследствии повышенного давления во взвешенном состоянии (кипящий слой). Сушка происходит во время его движения по решетке камеры.
Вопрос № 54.
Классификация, устройство и эксплуатация сгустителей и отстойников.
Сгущение – процесс осаждения тв частиц из мелкозернистых (размером менее 0,5 мм) пульп с получением уплотненного сгущенного продукта и осветленного слива.
1-слой осветленной жидкости; 2-слой пульпы исходной плотности; 3-промежуточный слой; 4-уплотненный (сжатый слой).
Классификация:
1.Пруды и чаны-отстойники периодического действия, которые характеризуются:
а) отсутствие гребкового устройства;
б) удаление осветленной воды производится со стороны, противоположной подаче питания;
в) для удаления осветленной воды исп-ся вертикальные трубы или стенки с выпускными окнами;
г) располагаются под открытым небом и имеют большие габаритные размеры..
2. Сгустители и отстойники непрерывного действия, основаны на свободном осаждении частиц под действием силы тяжести. В зависимости от направления потока пульпы подразделяется на:
а) Горизонтальные; б) Вертикальные (основной поток снизу вверх); в) Радиальные (основной поток от центра к периферии или наоборот); г) Полочные(канальные, тонкослойные или сифонные)
3.Центробежные сгустители: а) Центрифуги (основаны на действии центробежных сил); б) Гидроциклоны
4.Сгустители-фильтры (сила тяжести совместно с фильтрованием):
а) с фильтрующим днищем; б) с фильтрующими элементами в виде тканевых рукавов.
Радиальные сгустители явл наиболее унифицированными аппаратами для сгущения различных продуктов обогащения и применяются в первых стадиях обезвоживания на всех о.ф. В зависимости от конструкции и местоположения привода гребневой рамы различают сгустители с центральным приводом (легкого типа, тяжелого типа, многоярусные Ц 1,25-18 м) и перефирическим приводом (П 18-50 м). Рис 1: радиальный сгуститель с периферическим приводом: 1-железобетонный чан; 2-кольцевой сливной желоб; 3-питающее устройство; 4-центральная железобетонная колонна; 5- опорная головка; 6-гребковая ферма; 7-площадка на ферме; 8-электродвигатель; 9-редуктор; 10-каток, получающее вращение от эл.двигателя ч/з редуктор; 11-кольцевой рельс, по которому катается 10, увлекая за собой ферму с гребком; 12-желоб для подачи пульпы; 13-внешняя опора фермы; 14- трубы для откачки сгущенного продукта. Пульпа, выйдя из питающей воронки, сначала движется вниз, затем растекается в радиальных направлениях. По мере замедления радиальных потоков из них выпадают все более мелкие частицы. Осветленная часть пульпы, достигнув стенки сгустителя, поднимается вверх и сливается через порог в желоб. Выпавшие из потока ТВ частицы оседают вниз, происходит уплотнение осадка. В донной части осадок перемещается гребками к центру, к разгрузочному конусу.
Важным условием нормальной работы сгустителя является своевременный отвод песков из него, для чего используют песковые насосы грунтового типа, которые подсоединяются к разгрузочной воронке, либо пески спускают в зумф, а оттуда откачивают насосом. «+» система отвода песков в зумпф дает возможность визуального наблюдения, используется на сгустителях не> диаметров. «-» переполнение зумпфа и затопление насосного отделения при аварийных остановках насоса.
Радиальный сгуститель с центральным приводом находят широкое применение из-за возможности работы под открытым небом, в зимних условиях и возможности подъема грабли при необходимости. Рама вращается вокруг центральной колонны. «+» прочность конструкции рамы и гребковой фермы позволяет сгущать продукт с высокой плотностью; низкое расположение гребковой фермы улучшает условия осаждения тв. фазы и осветления воды. Рис2.
Для выделения ТВ фазы из пульп очень малой плотности применяют шламовые отстойники, которые представляют собой большие прямоугольные бассейны. Устанавливаются в основном на углеобогатительных фабриках для осветления шламовых вод.







Вопрос № 55.
Магнитный метод обогащения полезных ископаемых. Магнитное поле и его свойства. Факторы, влияющие на процесс магнитной сепарации.
ММО - являются простым и экономичным методом, но применяется только для тех п.и., в которых ценный компонент и пустая порода обладают резко различными магнитными свойствами. Применяют для обогащения железосодержащих, магнетитовых руд, окисленных Fe и марганцевых руд. Магнитная сепарация основана на различном поведении минеральных зерен в магнитном поле в зависимости от магнитных свойств этих минералов.
Вещества, которые при помещении в магнитное поле, выталкиваются из него, называются диамагнетиками (немагнитные вещества). Проницаемость у них очень мала, даже отрицательна, они имеют полностью заполненные оболочки, свободных электронов нет (стронций). 13 EMBED Equation.3 1415=1,26*10-7 м3/кг. Вещества, имеющие незаполненные оболочки и свободные электроны, которые, кроме вращающихся по орбите, так же вращаются вокруг своей оси, называются парамагнетиками. Они втягиваются во внешнее магнитное поле и имеют + магнитную восприимчивость и проницаемость. Это группа слабомагнитных минералов( калий, магний, хром). 1,26*10-7<13 EMBED Equation.3 1415<0,75*10-5м3/кг. Вещества, которые под воздействием внешнего магнитного поля сильно намагничиваются, называются ферромагнетиками. В отличии от парамагнетиков они сохраняют остаточное намагничивание и после снятия внешнего магнитного поля.(магнетит, маггомит, пирротин, титаномагнетит). 13 EMBED Equation.3 1415=4*10-5м3/кг.
Магнитное поле представляет собой пространство вокруг магнитов или проводников с эл. током, в котором проявляются действия магнитных сил. Магнитное поле оказывает влияние на траекторию дваижения магнитных зерен. Магнитные частицы концентрируются в магнитных силовых линиях поля, обладающих высокой проводимостью и по наикратчайшему пути втягиваются в зазор м/у полюсами. Немагнитные частицы, обладающие низкой проводимостью, выталкиваются из магнитного поля, т.к. магнитные силовые линии обходят эти частицы. Процесс может осуществляться в постоянных и переменных магнитных полях. В практике обогащения руд разделение осуществляется преимущественно в постоянном магнитном поле (дешевле). Магнитное поле возникает при движении тока по проводнику или возле постоянных магнитов за счет движения электронов по замкнутым орбитам в веществе.
1.основной характеристикой магнитного поля является магнитная индукция В, значение которой можно определить числом силовых линий, проходящих ч/з единицу площади, перпендикулярной к ним. В=Ф/S, где Ф - магнитный поток, Вб; S-площадь сечения, м2 . Единица магнитной индукции – тесла (индукция такого поля, в котором на каждый метр расположенного перпендикулярно к полю проводника с электрическим током в 1 А действует сила в 1 Н).
2.для характеристики намагниченности вещества используется магнитный момент М, = механическому моменту вещества, возникающему при помещении его в магнитное поле.
3.намагниченность I – магнитный момент, отнесенный к единице его объема I=M/V.
4.магнитное поле характеризуется напряженностью Н(А/м)-т.е. силой F, с которой оно воздействует в данной точке поля на единицу положительной магнитной массы m; Н=F/m;
5.магнитный поток Ф (Вб)-это концентрация силовых линий, пронизвающих плоскость площадью S Ф=В*S.
6.интенсивность намагничивания Y - магнитный момент, который действует на еденицу обьема вещества Y=M/V (1 н*м/м3).
7.магнитные свойства характеризуются объемной магнитной восприимчивостью 13 EMBED Equation.3 1415- отношение интенсивности намагничивания к напряженности поля (безразмерная), 13 EMBED Equation.3 1415= Y/Н.
8.градиент напряженности – изменение напряжения магнитного поля на каком-либо интервале А/м2, gradH=13 EMBED Equation.3 1415.
9.объемная магнитная восприимчивость, отнесенная к единице массы вещества – удельная магнитная восприимчивость, 13 EMBED Equation.3 1415уд =13 EMBED Equation.3 1415/13 EMBED Equation.3 1415, где13 EMBED Equation.3 1415- плотность вещества, кг/м3.
10.сила, с которой магнитное поле действует на частицу вещества, помещенную в поле, называется магнитной силой Fм. Зависит от величины уд. маг. восприимчивости, силы маг. поля, его напряженности.
Факторы, влияющие на процесс магнитной сепарации.
1. Магнитные свойства разделяемых минералов.
2. Крупность частиц.
3. Исходное содержание магнитного минерала в руде.
4. Водный режим (для ММС).
5. Тип и характеристики маг. сепаратора.
6. Толщина слоя исходного материала( чем >, тем хуже).
Вопрос № 56.
Сепараторы для обогащения слабомагнитных руд. Устройство и регулировка.
Применяются электромагнитные валковые, роликовые и дисковые сепараторы. Характерной особенностью этих машин является наличие замкнутой электромагнитной системы, создающей в небольшом рабочем зазоре у зубцов рабочего органа (валок, ролик, диск) поле большой напряженности. Подбором зубцов и профиля противостоящего им полюсного наконечника достигается большая неоднородность поля, что обеспечивает необходимую силу притяжения слабомагнитных минералов к зубцам вращающихся рабочих органов сепараторов. Валковые и роликовые сепараторы применяются как для сухого, так и для мокрого обогащения, дисковые - только для сухого. Валковые сепараторы по сравнению с дисковыми более производительны и экономичны. Так как в сепараторах для обогащения слабомагнитных руд требуется создание магнитных полей большой напряженности, форма и размеры полюсов имеют существенное значение. В настоящее время используется конфигурация рабочих зон 4 типов. Подвижный полюс магнитной системы (валок, ролик) изготавливают фигурным, неподвижный изготавливают или плоским или желобчатым. Профили а и б применяют при сухом обогащении слабосыпучих материалов. Профиль в – при сухом обогащении для удаления слабомагнитных примесей. г – при сухом и мокром обогащении
а б в г со средним и высоким содержанием магнитной фракции Маркировка сепараторов: 4ЭВМ-38/250 – четырехвалковый с электромагнитной системой для мокрой сепарации, диаметром валка 380 мм, длиной валка 2500 мм и т.п.
Два верхних валка четырехвалкового сепаратора предназначены для основной операции обогащения, а два нижних – для перечистки немагнитного продукта верхних валков. Исходный материал из бункера питателем равномерно распределяется по рабочим зонам верхних валков. Магнитные частицы притягиваются к зубцам вращающихся валков и выносятся ими из зоны действия магнитных сил, где они смываются водой в концентрационный отсек ванны. Немагнитные частицы проходят ч/з рабочую зону и поступают на нижнюю пару валков, где процесс повторяется. Магнитные фракции объединяют или получают раздельно, немагнитная фракция удаляется ч/з отверстие валками.
Несмотря на большое разнообразие конструкций валковых электромагнитных сепараторов, они имеют общие узлы, при помощи которых происходит процесс разделения. Все эти сепараторы состоят из следующих основных узлов: электромагнитной системы, которая предназначена для создания в рабочей зоне сепаратора силы притяжения. Электромагнитная система состоит из катушек, сердечников и полюсных наконечников; валков, предназначенных для перемещения и выведения из зоны разделении притянувшихся к выступам магнитных частиц; питателей, которые служат для равномерной и постоянной подачи исходного материала в зону разделения; ванны для сбора и разгрузки продуктов разделения; системы водоснабжения; рамы для монтажа и установки на ней всех частей сепараторов; привода вращения валков; пускорегулирующей и контролирующей аппаратуры.
Дисковые сепараторы представляют собой электромагнитную систему, полюса которой замыкаются сверху железным диском. Между полюсами магнитов и диском проходит лента, движение которой осуществляется через хвостовые барабаны. Исходный материал равномерно подается на ленту. При прохождении материала под диском магнитные зерна притягиваются к нему и за счет вращения диска выносятся из зоны магнитного поля и сбрасываются с него. Немагнитный материал проходит дальше и удаляется в конце ленты.
В течение последних 15-20 лет в СССР и за рубежом разрабатываются новые методы обогащения тонкоизмельченных слабомагнитных руд на высокоградиентных (полиградиентных) электромагнитных сепараторах. Обогащение руд на сепараторах данного типа осваивается в промышленных условиях на Михайловском, Лисаковском ГОКах.
Сепаратор ЭБШМ-1 имеет электромагнитную систему, расположенную внутри барабана. По периметру барабана против полюсов эл./маг. системы установлены бандажи, состоящие из ферромагнитных и немагнитных элементов. Бандажи предназначены для концентрации магнитных потоков в рабочей зоне сепаратора. В качестве магнитов-носителей применены металлические шарики и окатыши. Применяются для обогащения гематитовых руд, измельченных до -0,2+0 мм, из которых предварительно удалены шламы. Достоинство: малый удельный расход воды, электроэнергии, магнитов носителей.
Регулировка: скоростью вращения рабочего органа, положением электромагнитной системы, подачей питания, заслонкой (если есть).
Вопрос № 57.
Сепараторы для сухого обогащения сильномагнитных руд. Конструкция и регулировка. Область применения.
В практике обогащения получили широкое распространение барабанные магнитные сепараторы с верхней и нижней подачей питания, барабаны которых выполнены из немагнитного материала, а многополюсная открытая магнитная система - из специальных магнито-жестких материалов (сплав ЮНДК-24, состоящий из Co-Ni-Cu, или феррит бария) или из электромагнитов. Напряженность поля в рабочем зазоре сепараторов данного типа колеблется в пределах 80-150 кА/м. В процессе работы сепаратора при вращении барабана магнитная система с постоянной или чередующейся полярностью внутри него остается неподвижной в результате жесткого крепления системы к валу, в то время как барабан устанавливается на валу с помощью подшипников. У большинства сепараторов полюса магнитной системы чередуются по ходу движения материала в рабочем зазоре. Образовавшиеся под действием маг поля флоккулы и пряди при перемещении их от одного к следующим за ним полюсам периодически разрушаются. Под действием центробежной силы или потока воды из магнитных прядей удаляются механически вовлеченные частицы пустой породы и бедные сростки, что повышает качество маг продуктов. Исходное питание подается в рабочую зону с помощью механического питателя. Для сбора и разгрузки продуктов служит короб с разделительными шиберами.
Электромагнитный барабанный сепаратор ЭБС-90/100 с верхним питанием предназначен для обогащения крупнокусковых руд с целью выделения отвальных хвостов крупностью -40+6 мм. Имеет электромагнитную систему из стальных секторов, полярность которых чередуется вдоль оси барабана. Катушки обмоток, расположенные между секторами, принудительно охлаждаются специальными элементами, через которые пропускается вода, что позволяет создавать на поверхности барабана напряженность поля 110120 кА/м. Дробленая руда с содержанием влаги 4 5% поступает в приемную коробку, откуда вибрационный питатель подает ее равномерным слоем на барабан. Магнитные частицы притягиваются к поверхности барабана и перемещаются им к нижнему краю системы, где происходит их разгрузка за делительным шибером. Немагнитные частицы отделяются от поверхности барабана в верхней его части и попадают в хвостовой отсек. Производительность 60 т/ч. 2-питатель; 3-корпус с рамой; 4-барабан с эл.маг.системой; 5-смотровой люк; 6-делительная регулируемая перегородка; 7-приемник магнитного продукта; 8- немагнитный продукт; 9-очиститель. Напряженность=0-1400 Эрстед(1 Эрстед=80 А/м).n=40-45 об/мин.
Магнитный двухбарабанный сепаратор 2ПБС 90/250 с верхним питанием применяется в схемах дробления крупнокусковых материалов для выделения отвальных хвостов (зернистых) или выделения богатого магнитного продукта. Состоит: 1-вибропитатель; 2-корпус с рамой;3- барабан основной магнитной сепарации с магнитной системой, выполненной из ЮДНК-24; 4-перечистной барабан из постоянных магнитов;5-очистители; 6-смотровые люки; 7-распределительное устройство; 8,9-приемники магнитного продукта; 10-приемник немагнитного продукта. Высокая производительность сепаратора(500-520 т/ч) позволяет сопрягать его с дробилками. Принцип работы одинаков: магнитные частицы притягиваются к вращающемуся барабану и разгружаются при выходе участка барабана из зоны действия магнитной системы. Немагнитная фракция не притягивается к барабану и разгружается в приемник немагнитного продукта.
Электромагнитный барабанный сепаратор ЭБС-80/250 с нижним питанием предназначены для выделения пустой породы из дробленой руды, в том числе из классов крупностью 6-0 мм, что является основным их преимуществом по сравнению с рассмотренными выше сепараторами ЭБС и ПБС, которые неудовлетворительно работают при наличии в исходном питании мелких фракций. Имеет электромагнитную систему, состоящую из стальных секторов с расположенными между ними катушками обмотки, оборудован ступенчатым электровибрационным питателем, подающим руду под барабан. Вследствие подбрасывания и трехкратного пересыпания материала на питателе достигается более полное извлечение магнитной фракции вращающимся навстречу потоку руды барабаном (противоточный режим) и повышается селективность разделения. 1-корпус; 2-эл. маг. система; 3- очиститель из резины; 4- ступенчатый электровибрационный питатель; 5,6-приемники продуктов.
Барабанные центробежные (быстроходные) сепараторы ПБСЦ применяются для сухого обогащения мелкозернистых продуктов, магнетитовой руды, получения высококачественных железистых
порошков и обезжелезнения различных материалов (отделения железа от цветного лома телевизоров, радиоаппаратуры). Крупность исх. питания не >3 мм. Особенность - многополюсная магнитная система, расположенная по периметру барабана, а т.же n=300 об/мин. За счет интенсивного магнитного перемешивания материала и большой центробежной силы при быстроходном режиме удается выделить чистые магнитные продукты, отвальные хвосты и промпродукт, направляемый на доработку.
Вопрос № 58.
Устройство и регулировка сепараторов для мокрого обогащения сильномагнитных руд.
Распространение получили преимущественно барабанные магнитные сепараторы с верхней и нижней подачей питания, барабаны которых выполнены из немагнитного материала, а многополюсная открытая магнитная система - из специальных магнито-жестких материалов (сплав ЮНДК-24, состоящий из Co-Ni-Cu, или феррит бария) или из электромагнитов. Напряженность поля в рабочем зазоре сепараторов данного типа колеблется в пределах 80-150 кА/м. В процессе работы сепаратора при вращении барабана магнитная система с постоянной или чередующейся полярностью внутри него остается неподвижной в результате жесткого крепления системы к валу, в то время как барабан устанавливается на валу с помощью подшипников. У большинства сепараторов полюса магнитной системы чередуются по ходу движения материала в рабочем зазоре. Образовавшиеся под действием маг поля флоккулы и пряди при перемещении их от одного к следующим за ним полюсам периодически разрушаются. Под действием центробежной силы или потока воды из магнитных прядей удаляются механически вовлеченные частицы пустой породы и бедные сростки, что повышает качество маг продуктов. Исходное питание подается в рабочую зону через приемную коробку. Для сбора и разгрузки продуктов служит ванна.
Барабанные сепараторы типа ПБМ с нижним питанием и магнитным перемешиванием для мокрого обогащения мелкозернистых материалов наиболее широко применяются в схемах обогащения тонко вкрапленных сильномагнитных руд. Для разных по крупности продуктов сепараторы типа ПБМ изготавливаются с различными типами ванн: с прямоточной ванной для материала кр -6+0 мм; с противоточной для материала крупностью -1(0,5)+0 мм; с полупротивоточной ванной для крупности -0,3(0,15)-0 мм. В настоящее время на ГОКах эксплуатируется несколько типоразмеров сепараторов: ПБМ-60/150 с трехполюсной системой из сплава ЮДНК-24 или с четырехполюсной системой из феррита бария с тремя типами ванн. ПБМ-90/250 с шестиполюсной системой из феррита бария выпускается так же с тремя типами ванн. ПБМ-120/300 с двенадцатиполюсной системой из феррита бария с противоточной и полупротивоточной ваннами.
Противоточный магнитный барабанный сепаратор ПБМ-90/250 состоит из барабана 8, внутри которого помещена неподвижная магнитная система 9, состоящая из постоянных магнитов. Барабан сепаратора помещается в ванне 11. Исходный материал по трубе поступает в загрузочную коробку 5 сепаратора, куда из брызгала 6 подается дополнительная вода. Материал из коробки патрубками 4 направляется на питающий лоток 2 и затем в ванну сепаратора под вращающийся навстречу потоку барабан. Магнитные частицы притягиваются к барабану, выносятся им к краю магнитной системы, где они за счет смывного действия воды из брызгал 7 отделяются от барабана и разгружаются в специальный лоток 3. Немагнитные частицы вместе с водой разгружаются через хвостовой патрубок 10. Все детали сепаратора крепятся на раме 1. В ванне сепаратора поддерживается постоянный уровень пульпы. Привод располагается внутри барабана и состоит из Эл. двигателя, редуктора, малой зубчатой шестерни, а также винцовой шестерни барабана. Сепаратор применяется для обогащения тонкоизмельченных сильномагнитных руд. Выход магнитного продукта от 30-40%. Производительность 120-130 т/ч по сухому. Регулировка: положением электромагнитной системы, подачей питания, напряжением.
Вопрос № 59.
Электрический метод обогащения, классификация процессов. Основные типы сепараторов, их устройство и регулировка.
Электрическое поле-это поле, которое создается электрическими зарядами или переменным магнитным полем и выражается это наличием напряженности поля. В отличие от магнитных методов эл. свойства минералов различны и переменны, а магнитные свойства постоянны. Эл. свойства изменяются в зависимости от напряженности эл. поля, от температуры зарядки и разрядки, от крупности, от обработки, от формы, от влажности, от наличия дефектов в кристаллической решетке минерала. Электрические методы обогащения применяют для обогащения редкоземельных руд, при доводке некоторых рудных и нерудных концентратов.
Электрическим обогащением называется процесс разделения минералов в электрическом поле, основанный на различии их электрических свойств. Этими свойствами являются электропроводность, диэлектрическая проницаемость, трибоэлектрический эффект (электризация трением), контактный потенциал и др. При эл. сепарации используется, главным образом, различия минералов в электропроводности, диэлектрической проницаемости, электризации трением и адгезии (прилипании). Для усиления эффекта разделения частиц они предварительно заряжаются различными способами: 1.зарядкой минеральных частиц в поле коронной ионизации частиц с коронным разрядом (при подведении высокого напряжения к электродам м/у ними возникает разряд ионизированного воздуха, такая ионизация воздуха называется коронным разрядом);2.зарядкой ч/з трение о другую поверхность; 3.облучение светом, радиоактивным лучом или рентгеновским излучением; 4.сжатие или растяжение минералов; 5.нагрев минералов.
Электрическое поле обладает потенциальной энергией. При электрической сепарации электрические поля создаются постоянными или пульсирующими токами. Различно заряженные частицы разделяются в рабочей зоне сепаратора в результате взаимодействия электрических (кулоновская, электродинамическая) и механических (сопротивления среды, центробежная, гравитационная) сил. Эффективность электрического обогащения зависит от крупности и влажности материала, его запыленности, состояния поверхности разделяемых минералов. При высокой влажности материала необходима его просушка, т.к. увеличивается слипание частиц м/у собой. При большом содержании пыли в исходном материале необходимо его обеспыливание, т.к. пылевидные частицы обволакивают более крупные и ухудшают селективность разделения.
При электрическом обогащении используют следующие разновидности сепарации:
1.по электрической проводимости, основанная на различии металлов в электропроводности (все тела по их способности проводить эл.ток разделяются на проводники (металлы) с удельной электропроводностью 102-103 См/м, хорошо проводящие эл. ток (магнетит, пирит, титаномагнетит); непроводники (изоляторы) с удельной электропроводностью < 10-8 См/м, не проводящие эл. ток (корунд, циркон) ; полупроводники 10-10-8 См/м, плохо проводящие эл.ток(кремний, кальций).
2.трибоэлектростатическая, основанная на использовании трибоэлектрического эффекта (электризация трением);
3.диэлектрическая, основанная на различии в диэлектрической проницаемости разделяемых минералов (в среде с диэлектрической проницаемостью, промежуточной между диэлектрическими проницаемостями разделяемых минералов, частицы с > проницаемостью втягиваются в области с наибольшей напряженностью, а с < - выталкиваются в более слабые участки поля);
4.пироэлектрическая, основанная на различии в способности разделяемых минералов поляризоваться при нагревании и охлаждении;
Так же существуют методы пьезоэлектризации (воздействие сжатием), фотоэлектризации (воздействие светом), рентгеноэлектризации и др. Наибольшее применение в промышленности получили электрическая (электростатическая) и трибоэлектростатическая разновидности сепарации, диэлектрическая и пироэлектрическая имеют ограниченное применение. Остальные методы практического применения еще не нашли.
В электрическом сепараторе разделение минеральной смеси проводится в воздушной среде. Частицы разделяемых минералов получают заряды путем непосредственного контакта с заряженным электродом 2. Исходный материал из бункера 3 подается на заряженный вращающийся барабан (электрод), на котором частицы с большей проводимостью заряжаются быстро и получают больший заряд, а неэлектропроводные частицы заряжаются медленно и получают небольшой заряд, оставаясь практически незаряженными. Заряженные частицы отталкиваются от барабана (вследствие одноименных зарядов) и падают в приемник для проводников, а неэлектропроводные частицы не изменяют направления своего пути и падают в приемник для непроводников или удерживаются на барабане и снимаются щетками 1. Промежуточный продукт выделяется в приемник для промпродукта. В сепараторе предусмотрена дополнительная подзарядка частиц от электрода 4. Хорошие результаты получают при значительной разнице в электропроводности разделяемых частиц.
В коронном сепараторе разделение частиц происходит в поле коронного разряда. Исходный материал из бункера 3 подается на вращающийся барабан 2 (осадительный электрод), против которого расположен остроконечный коронирующий электрод 5 отрицательного знака, на который подается ток высокого напряжения. Возникающее эл.поле неоднородно, его напряженность значительно выше у коронирующего электрода, чем у осадительного. За счет этого вблизи коронирующего электрода образуется светящееся пространство, называемое коронным разрядом, сопровождающееся ионизацией воздуха и появлением тока м/у электродами. В межэлектродном пространстве к коронирующему электроду будут двигаться положительные ионы воздуха и отдавать свои заряды. Отрицательные ионы будут заполнять межэлектродное пространство и исходный материал, попадая в это пространство, будет заряжаться отрицательно. Т.к во время заряжения частицы находятся на заземленном барабане, происходит их одновременное разряжение. Частицы, обладающие высокой электропроводностью, выйдя из зоны коронного разряда, быстро разряжаются на барабане и центробежными силами сбрасываются с него в приемник для проводников. Частицы неэлектропроводные или с малой электропроводностью отдают свой заряд медленно, удерживаются на поверхности барабана и падают или снимаются щеткой 1 в приемник для непроводников. Промежуточный продукт выделяется в приемник для промпродукта. Применяются для разделения графитовых руд, Au, Ag. Регулировка: положение отклоняющего и коронирующего электрода, напряжение, скорость вращения рабочего органа, подача исходного питания.
Наибольшее распространение получили коронно-электростатические сепараторы. Они отличаются от коронных наличием дополнительного отклоняющего электрода 4, на который подается напряжение того же знака, что и на коронирующий электрод. За счет этого в рабочей зоне сепаратора создается дополнительное неравномерное поле, способствующее более раннему отклонению проводящих частиц от барабана и увеличивающее разницу в траекториях движения частиц различной электропроводности. Применяются для материала крупностью (-3+0,5),для обогащения кварца, полевых шпатов, редких металлов. Исх. материал пройдя
через электроподогреватель 2 при помощи барабанного питателя 3 подается тонким слоем на осадительный электрод верхнего каскада 7, частицы попадая в зону действия коронирующего электрода 5 приобретает знак «+» или «-».Частицы, обладающие повышенной электропроводностью, выйдя из зоны действия коронирующего разряда, отдают остаточный заряд осадительному электроду, при этом сила притяжения к барабану исчезает и под влиянием центробежной силы и они подходят в крайний левый приемник(для проводников), а частицы с низкой электропроводностью отдают свой остаточный заряд медленнее, поэтому совершают практически полный оборот и снимаются щеткой. Регулируются отклонением электрода 6 (для увеличения угла веера).
Трибоэлектростатические сепараторы применяются для разделения смесей, состоящих из неэлектропроводных минералов. Перед сепарацией производится заряжание частиц трением их друг об друга и об отдельны части аппарата. Исходный материал предварительно интенсивно перемешивается в зарядном устройстве (электризаторе) 1. Перемешивание может осуществляться потоками воздуха, вращением дисков, мешалкой, вибрацией пластины и т.д. Материал поступает на заземленный вращающийся барабан 2, против которого расположен цилиндрический электростатический электрод 3. «+» заряженные частицы отклоняются к отрицательному электроду и попадают в соответствующий приемник, а «-» заряженные частицы отклоняются в другую сторону и попадают в свой приемник. При трибоадгезионной сепарации используется эффект прилипания тонкодисперсных частиц к барабану за счет молекулярных сил сцепления. Применяются для обогащения руд, содержащих лантан(La) при крупности материала (-1+0,5)мм. Регулировка: время зарядки частиц.
Вопрос № 60.
Гидрометаллургические процессы переработки минерального сырья.
Гидрометаллургические процессы могут быть применены при доводке некондиционных богатых концентратов, при переработке всей массы черновых концентратов, при переработке труднообогатимых промпродуктов
Выщелачивание - селективный перевод в раствор, обычно в водный, одного или нескольких компонентов твердого материала. Обычно выщелачивание осуществляется с помощью водных растворов кислот (серной, соляной, азотной), щелочей (едкий натр, аммиак), солей (цианиды, углекислый натрий).
Процесс выщелачивания состоит из 3-х стадий: подвод реагирующих веществ к твердой поверхности, химическая реакция, отвод растворенного вещества от поверхности. Осуществляется различными способами в зависимости от природы и состава материала.
I.Подземное выщелачивание используется для извлечения металлов из оставшихся целиков и заброшенных участков при подземной добыче богатых руд, а так же бедных забалансовых руд, отработанных месторождений путем избирательного перевода полезного компонента в жидкую фазу непосредственно в недрах с последовательной переработкой металлосодержащих (продуктивных) растворов на поверхности. Подземное выщ-е применяется для добычи урана, меди, ведутся экспериментальные работы по добыче титана, никеля, цинка, железа и других металлов. Позволяет более полно использовать недра за счет вовлечения в переработку бедных руд, добыча которых традиционными методами нерентабельна. При подземном выщ-ии вода, оборотные и свежие серные растворы, рудничные воды закачиваются в специальные скважины, пробуренные с поверхности, глубиной до 500 м. Рабочий раствор подается под давлением ч/з скважины в рудные горизонты. Фильтруясь по залежам, раствор реагентов выщелачивает медь и затем откачивается ч/з разгрузочные скважины. Раствор проходит через толщу руды за 3-4 недели и собирается на нижних горизонтах, откуда откачивается. После однократного прохождения пласта раствор является некондиционным по концентрации меди, поэтому после отстаивания его снова направляют на выщелачивание. Необходимые условия: проницаемость рудной толщи (естественная или созданная взрывом); наличие под выщелачиваемым участком непроницаемого слоя, обеспечивающего сбор продуктивных растворов; благоприятные горнотехнические и гидрогеологические условия для подачи реагентов к руде и откачки продуктивных растворов. Характеризуется низкими капитальными затратами, быстрой окупаемостью, минимальным воздействием на окружающую среду, высоким уровнем безопасности горных работ. На рис: 1- узел приготовления рабочего раствора; 2- закачные скважины; 3- откачные скважины; 6- коллектор для продуктивного раствора; 7- отстойник; 8-насос для подачи раствора на сорбционную установку.
II. Отвальное выщелачивание меди применяется для извлечения меди из вскрышных пород и некондиционных руд и для отработки старых рудных отвалов. Различают старые, не формируемые отвалы, и отвалы, специально формируемые для последующего выщелачивания. Их высота 45-60 м. В отвалы складируют несортированный материал. Отсыпку отвала ведут слоями толщиной, после отсыпки каждого слоя производят рыхление верхней части взрывами. Орошение отвалов может производиться несколькими методами:
1.орошение прудками (прудки создаются на орошаемой поверхности бульдозерами глубиной до 1 м); 2.орошение канавами (самый дешевый способ, недостаток – каналообразование); 3.орошение с помощью нагнетательных скважин, применяется в случае низкой проницаемости отвалов; 4.орошение разбрызгиванием, наиболее распространенный способ подачи рабочих растворов, т.к. при этом достигается более равномерное распределение растворителя в теле отвала; недостаток-потери растворителя за счет испарения, особенно летом. При орошении отвалов должно обеспечиваться взаимное перекрывание орошенных участков. Продолжительность выщелачивания отвалов в зависимости от их размеров, объема горной массы, минерального состава, проницаемости и других факторов составляет 2-5 лет. Извлечение меди в среднем 50%.
III. Кучное выщелачивание меди применяется для бедных окисленных или забалансовых руд цветных металлов, переработка которых другими способами экономически невыгодно. Наиболее широкое распространение технология получила применительно к Cu,Ag и урансодержащим рудам. Подвергаются медные руды с преобладанием окисленных медных минералов (малахит CuCO3*Cu(OH)2,азурит 2CuCO3*CuOH2, халькозин Cu2S). Гидронепроницаемое основание является одной из основных частей кучи и служит для предотвращения потерь рабочих и продуктивных растворов и обеспечивает охрану окружающей среды от загрязнения токсичными агентами. Подготовка основания производится в следующем порядке: удаляется растительный покров, уплотняется катками грунт и укладывается гидроизоляционное покрытие, которое бывает нескольких видов: бетон с битумным покрытием; уплотненный слой глины; уплотненный слой глины с покрытием из полиэтилена. Угол наклона основания 2-413 EMBED Equation.3 1415. Должен быть дренажный слой для сбора и удаления продуктивных растворов и вентилирования кучи. На гидроизоляционное покрытие укладывается слой песка, на него дренажные трубы, укладываемые поперек площадки. Трубы выходят за пределы кучи и заканчиваются у канав для сбора продуктивных растворов. Подача рабочих растворов при кучном выщелачивании разбрызгиванием, с помощью прудков и орошением крупными каплями. Процесс кучного выщелачивания протекает интенсивно по сравнению с отвальным выщелачиванием, что обусловлено большей площадью контакта руды с раствором, хорошей аэрированностью кучи, > высокой скоростью перколяции, > равномерным распределением растворов в массиве. Извлечение меди при кучном выщелачивании 50-75 %. Продолжительность от 3-7 месяцев. После выщелачивания материал куч подвергают для промывки водой для удаления остатков кислоты и рекультивируют.
Вопрос № 61.
Пневматическое обогащение полезных ископаемых.
Пневматическое обогащение осуществляется в соответствии с законами гравитационного разделения частиц различной плотности в вертикальном восходящем или пульсирующем потоке воздуха. Принцип действия воздушного потока на разделяемые минералы практически аналогичен действию водного потока с учетом разницы между плотностью воды и воздуха, а также коэффициента их вязкости. Сущность пневматического обогащения: на слой разделяемого материала, находящегося на наклонном решете, воздействует непрерывный или пульсирующий поток воздуха, нагнетаемый под решето вентилятором. Под действием воздушного потока происходит разрыхление всей толщи обогащаемого материала (постели) и перемещение более тяжелых частиц вниз, а более легких – вверх. При этом материал разделяется на слои различной плотности. Минералы большей плотности образуют нижний, а меньшей - верхний слой постели. Дальнейшее разделение материала на продукты осуществляется путем перемещения образующихся слоев различной плотности по рабочей поверхности аппарата в одном или нескольких направлениях. Для обеспечения подвижности слоя материала скорость воздушного потока должна быть значительной. Давление воздушного потока должно быть таким, чтобы преодолеть сопротивление воздухопровода, рабочей поверхности сита и слоя обогащаемого материала. По этим причинам пневматическое обогащение применяется для полезных ископаемых, обладающих незначительной плотностью: для каменных и бурых углей, асбеста и др. Преимущества метода: низкая себестоимость процесса, меньшая энергоемкость, отсутствие потребности в воде и получение сухих продуктов обогащения. Недостатки: более низкая технологическая эффективность обогащения по сравнению с мокрыми процессами, снижение результатов при обогащении материала повышенной влажности. Обогащение углей крупностью 50(75)-6(13) мм производится в пневматических сепараторах, а крупностью менее 6(13) мм – в отсадочных машинах.
Пневматический сепаратор, по принципу работы напоминающий концентрационный стол, представляет собой короб 4 с односкатной декой 14. Короб устанавливается на раме 10 с помощью ножевых опор 8. Дека получает возвратно-поступательные движения от эксцентрико-шатунного механизма 9. установленного на раме. Дека пневматического сепаратора покрыта резиновым или металлически ситом 32 с отверстиями размером 6 – 8 мм. На деке поверх сита крепятся рифли 13, расположенные под углом 10 – 110 к оси сепаратора. Рифли имеют наибольшую высоту в нижнем углу загрузочного торца деки. Высота рифлей постепенно уменьшается к концу деки. Дека сепаратора имеет поперечный и продольный наклоны; угол наклона деки к горизонту составляет: продольный 4 – 110, поперечный 4 – 110 и может регулироваться.
Дека сепаратора разделена на четыре поля с самостоятельным подводом воздуха снизу через водухопрводящие прорезиненные рукава 12 к диффузорам 2 от общего воздуховода 11. Подача воздуха осуществляется вентилятором 1.
Исходный уголь через питающий лоток 7 подается на деку сепаратора. Под действием воздушного потока материал разрыхляется и за счет механических встряхиваний деки расслаивается по плотности (и крупности). Частицы угля, как более легкие, занимают верхние слои постели, скатываются через рифли в поперечном направлении деки и разгружаются вдоль бортов. Частицы породы, как более тяжелые. Осаждаются в межрифлевом пространстве и перемещаются под действием качательных движений деки в ее конец к приемному желобу.
Пневматические сепараторы обычно работают в замкнутом воздушном режиме. Дека сепаратора сверху закрыта зонтом 6, через который производится отсос запыленного воздуха вентилятором. Подающим этот воздух под деку сепаратора. Для очистки воздуха от основной массы пыли между зонтом и вентилятором устанавливается циклон5. Герметизация щелей между зонтом и декой достигается применением шторок.
Беспоршневые отсадочные машины пневматического действия. Пульсация воды создается сжатым воздухом, который попеременно подается в воздушные камеры машины и выпускается через них в атмосферу. ОП-24К предназначена для обогащения крупных классов руд (-60+4 мм). Состоит из трех рабочих камер, внутри которых расположены трубы с диффузором. Воздух под давлением поступает через пульсаторы в межтрубное пространство и приводит в колебание воду. При подаче сжатого воздуха вода в межтрубном пространстве опускается и поднимается вверх по трубам, создавая восходящий ход в надрешетном пространстве. Обратный ход воды происходит при выпуске сжатого воздуха. Разгрузка тяжелых продуктов производится через шиберное устройство. Открывание щели и разгрузка тяжелого продукта производится автоматически, по мере накапливания его на решете машины.

Вопрос № 62.
Методы планирования экспериментов при исследовании руд на обогатимость.
Планирование опыта – это постановка опыта по плану, некоторой заранее составленной схеме (матрице), обладающей специальными свойствами.
Матрица планирования экспериментов – последовательная запись условий всех необходимых опытов в виде таблицы, каждая сторона которой определяет один опыт.
Нулевая точка (уровень), основной уровень – это центр эксперимента. Чем ближе он к экстремуму, тем меньше опытов предстоит провести.
Интервал варьирования – величина изменения фактора от нулевой точки до любого из уровней.
Полный факторный эксперимент – это эксперимент, в котором реализуются все возможные сочетания факторов.
Дробный факторный эксперимент – это эксперимент, в котором реализуется 1/2 или 1/4 или 1/6 часть (реплика) полного факторного эксперимента.
Планирование эксперимента и постановка.
По предварительным экспериментальным данным первоначально определим количество значимых факторов для процесса и нулевой уровень для каждого из факторов. Составим таблицу основного и изучаемых уровней (уровня проведения эксперимента).
Параметры, показатели
Х1
Х2
Х3

Основной уровень
100 г/т
400
8

Интервал варьирования 13 EMBED Equation.3 1415Х
30
120
1

Х0+13 EMBED Equation.3 1415Х +Х(+1)
130
520
9

Х0 -13 EMBED Equation.3 1415Х -Х(-1)
70
280
7

Правила выбора интервала варьирования:
1) 13 EMBED Equation.3 1415Х может быть 15-35% от основного уровня;
2) интервал варьирования должен быть больше удвоенной погрешности эксперимента измерения факторов;
3) на интервал варьирования накладывается ограничения сверху, связанные с размерами экспериментальной области.
Составим матрицу для полного факторного эксперимента.
Nп/п
Х0
Х1
Х2
Х3

1
+
-
-
-

2
+
+
-
-

3
+
+
+
-

4
+
+
+
+

5
+
+
-
+

6
+
-
+
-

7
+
-
-
+

8
+
-
+
+

Составим матрицу со значениями факторов.
Nп/п
Х0
Х1
Х2
Х3
y
Еi,%

1
+
70
280
7
y1
70

2
+
130
280
7
y2
72

3
+
130
520
7
y3
74

4
+
130
520
9
y4
71

5
+
130
280
9
y5


6
+
70
520
7
y6


7
+
70
280
9
y7


8
+
70
520
9
y8


Иногда требуется изучить не только действие фактора самого по себе, но и взаимное действие факторов, тогда исходная матрица будет следующая:
Nп/п
Х0
Х1
Х2
Х3
Х1Х2
Х1Х3
Х2Х3
Х1Х2Х3



-
-
-
+
+
+
-

По результатам эксперимента (опыта) определяются коэффициенты в уравнении регрессии, которое имеет вид
y=b0+b1x1+b2x2+b3x3; y=b0+ b1x1+b2x2+b3x3+b12x1x2+b13x1x3+b23x1x2x3;
Рассчитываем коэффициент b0: b0=13 EMBED Equation.3 1415xiyi=+70+72+74+71./8; b1=-70+72+74+71./8.

Знак (+) или (-) из таблицы 2. Числа 70,72 и т.д. из таблицы 3.
Каждый коэффициент необходимо проверить по критерию Стьюдента на значимость.
Рассчитаем дисперсию для каждой строки:13 EMBED Equation.3 1415;13 EMBED Equation.3 1415-среднее значение функции отклика, получаемое при проведении 3-х опытов на основном уровне.13 EMBED Equation.3 1415;13 EMBED Equation.3 1415;n<5 делится только на n; n>5 делится на n-1. n –кичество факторов; N – количество опытов в матрице; m – количество параллельных опытов (кол-во yi. Коэффициенты считаются по среднему 13 EMBED Equation.3 1415, но построенная дисперсия рассчитывается по y1,y2,y3.13 EMBED Equation.3 1415.

Вопрос № 63.
Содержание и объем проекта обогатительной фабрики
Проектом обогатительной фабрики называется комплекс технических документов, необходимых для осуществления строительства, монтажа и эксплуатации будущей фабрики. Проектирование обогатительных фабрик осуществляется проектными институтами, специализированными конторами и трестами. К проектированию обогатительных фабрик предъявляются следующие основные требования:
1) рациональное и комплексное использование минеральных ресурсов; использование отходов производства;
2) высокая производительность труда;
3) использование типового оборудования, строительных конструкций, при переработке однотипного сырья типовых проектов обогатительных фабрик в целом;
4) использование возможностей кооперирования проектируемой фабрики с другими предприятиями района;
5) экономичное решение генерального плана проектируемой фабрики путем компактного размещения ее цехов на промышленной площадке, а при возможности размещения цехов в общих корпусах;
7) обеспечение безопасных условий труда на фабрике.
Обогатительная фабрика является промежуточным звеном между рудником и металлургическим заводом или предприятием, перерабатывающим фабричные концентраты и другие продукты обогащения. Поэтому проект фабрики должен быть тесно увязан с проектами рудника и металлургического завода.
Проектирование обогатительных фабрик ведется, как правило, в две стадии сначала разрабатывается технический проект, а затем на основании утвержденного технического проекта рабочие чертежи.
Технико-экономическое обоснование (ТЭО) целесообразности строительства или расширения. Рассматривает следующие вопросы: выбор производительности и района строительства фабрики; влияние проектируемой фабрики на другие отрасли промышленности; величина капитальных вложений, себестоимость продукции; необходимость дополнительных исследовательских работ перед разработкой проекта фабрики.
Для крупных предприятий ТЭО разрабатывается проектирующей организацией, а для небольших главным управлением министерства. ТЭО рассматривается и утверждается министерством.
Технический проект разрабатывается на основе утвержденных задания на проектирование и ТЭО и имеет назначение: найти наиболее экономичный способ обогащения полезного ископаемого, обеспечивающий получение высоких технологических показателей при наименьших эксплуатационных расходах и наибольшей эффективности капитальных вложений; установить возможность осуществления строительства обогатительной фабрики в намеченные сроки; определить ее сметную стоимость и установить основные технико-экономические показатели.
Технический проект, как правило, должен содержать следующие части:
А) общая пояснительная записка с кратким изложением содержания проекта (основание для разработки проекта основные проектные решения, строительство и сроки ввода в эксплуатацию);
Б) технико-экономическая (обоснование выбора места строительства, производительности, источники и способы снабжения фабрики водой, энергией, материалами, способ доставки полезного ископаемого на фабрику и т.д.);
В) генеральный план и внецеховой транспорт (расположения зданий, цехов, складов, железнодорожных путей);
Г) технологическая (характеристика сырья, содержания полезных компонентов, минералогического состава, выбор схемы обогащения, опробование, контроль и автоматизация технологического процесса)
Д) организация труда и система управления производством (режим труда и отдыха, штаты трудящихся);
Ж) строительная (планы и разрезы основных зданий, характеристика зданий, выбор схемы водоснабжения, канализации, отопления, вентиляции, аспирации и пылеулавливания и т.д.);
З) организация строительства (план и графики строительства, методы производства строительных работ);
И) сметная (сметная документация, устанавливающая стоимость строительства);
К) жилищно-гражданское строительство;
Л) паспорт проекта.
Графическая часть технического проекта составляется в минимально необходимом объеме и включает; совмещенную качественно-количественную и шламовую схему, схему цепи аппаратов со спецификацией оборудования, конструктивные планы и разрезы производственных цехов с нанесением на них основного оборудования и строительных конструкций, схему электроснабжения, генеральный план обогатительной фабрики, план местности с указанием места для хвостохранилища, места забора воды и т.д. Масштаб чертежей, изображающих планы и разрезы цехов, 1 : 200 и реже 1 : 100.
Согласование и утверждение технического проекта. Основным документом о согласовании намечаемых проектных решений является акт о выборе площадки строительства предприятия, составляемый комиссией, создаваемой министерством или ведомством заказчиком. В состав комиссии включаются представители: заказчика, генеральной проектной организации, генерального подрядчика, исполкома местного совета депутатов трудящихся, местных органов Государственной санитарной инспекции, пожарного надзора, Госгортехнадзора, управления железной дороги МПС, Министерства связи, Министерства энергетики и другие заинтересованные министерства и ведомства. При внесении в технический проект изменений, обеспечивающих повышение эффективности производства, он подлежит переутверждению.
Технический проект со сводной сметой и объектными сметами после его утверждения является основанием для финансирования строительства обогатительной фабрики, заказа для нее основного оборудования и разработки рабочих чертежей.
Рабочие чертежи разрабатываются на основе утвержденного технического проекта и полученных от заказчика технических данных по заказанному оборудованию. Рабочие чертежи подразделяются на общие чертежи, на которых указывается расположение оборудования, и детальные чертежи, в состав которых входят: чертежи установки технологического, транспортного, энергетического и другого оборудования; чертежи сетей и устройств энергоснабжения, освещения, автоматизации, сигнализации, водоснабжения, отопления, вентиляции, канализации и других сетей; архитектурно-строительные чертежи планы по этажам, разрезы и фасады зданий, монтажные чертежи строительных конструкций и т.д. Типовое проектирование имеет целью обеспечить строительство многократно повторяющихся однотипных цехов и сооружений готовыми проектами и рабочими чертежами..
В первую очередь типизируются обогатительные фабрики, предназначенные для переработки однотипного сырья, цехи дробления и тонкого измельчения, отдельные компоновочные и конструктивные узлы.


Вопрос 64
Расчет качественно-количественных схем
При расчете количественных схем обогащения определяют для всех продуктов схемы численные значения основных технологических показателей: Q,
·,
·,
·, В некоторых случаях дополнительно определяют значения Е, т. е. частные извлечения.
Расчет схемы обогащения удобнее производить сначала в относительных показателях
·,
·,
·, а затем вычислять абсолютные показатели по формулам: Qn = Q1
· n; Pn = Р1
· n.
Относительные технологические показатели, численные значения которых подлежат определению, называются искомыми показателями. Численные значения некоторых искомых показателей устанавливаются (назначаются) анализом результатов исследовательских работ по изучению обогатимости сырья и практических показателей обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье. Эта часть показателей называется далее исходными показателями.
Численные значения остальных искомых показателей определяют расчетом схемы. Эти показатели называются далее рассчитываемыми показателями.
Общий метод расчета количественной схемы состоит в следующем.
1. Определяется необходимое и достаточное для расчета схемы в относительных показателях число исходных показателей N. 2. Производится выбор сочетания исходных показателей, т. е. числа показателей извлечения, содержания и выходов.3. Устанавливаются численные значения исходных показателей. 4. Производится расчет схемы в относительных показателях по уравнениям, связывающим эти показатели. 5. Определяются по относительным показателям абсолютные показатели для всех продуктов схемы.6. Результаты расчетов оформляются в виде таблиц и графиков.
Обозначим общее число искомых относительных показателей для всей схемы через А, общее число уравнений, связывающих эти показатели, через Б. Так как всегда А > Б, то получается система неопределенных уравнений, для которых число неизвестных больше числа уравнений на величину А Б. Очевидно, что если уменьшить на эту величину в системе уравнений число неизвестных путем назначения для них численных значений, то система из неопределенной превратится в определенную, для которой число оставшихся неизвестных будет равно числу уравнений. Следовательно, необходимое и достаточное число исходных показателей для расчета схемы будет N = A B Для определения необходимого и достаточного для расчета схемы числа исходных показателей нужно подсчитать общее число искомых показателей и общее число связывающих их уравнений.Операции и продукты в схемах обогащения. Всякая схема обогащения включает два рода операций операции разделения, в которых из одного продукта получаются два или несколько продуктов, и операции смешения, в которых из двух или нескольких продуктов получается один продукт. Общее число операций в схеме: a = ap + ac , где а, ар и ас соответственно общее число операций разделения и смешения в схеме, число операций разделения и число операций смешения.
Например, во флотационной схеме (рис. 40, а) содержится всего 2 операций, из них 4 операции разделения (утолщенные горизонтальные линии) и 3 операции смешения (точки). В схеме концентрации на столах (рис. 40, б) 4 операции, в том числе 2 операции разделения и 2 операции смешения.
Всякая схема обогащения содержит три рода продуктов исходные продукты, продукты, получаемые в результате операций разделения, и продукты, получаемые в результате операций смешения. Для любой схемы справедливо равенство: n = nи + nр + nс, где n, nи, nр и nс соответственно общее число продуктов, число исходных продуктов (в дальнейшем считается nн = 1), число продуктов разделения, число продуктов смешения. Например, на рис. 40, а): n = 12; nи = 1; ср = 8; nс = 3, а на рис. 40, б): n = 9; nи = 1; nр = 6; nс = 2.(с-число расчет.компонентов)-считают по тв .и сод-ю.
Так как в результате каждой операции смешения всегда получается один продукт, то число продуктов смешения в схеме всегда равно числу операций смешения:nc = ac;
Продукты, получаемые в результате операций разделения и операций смешения, называются далее продуктами обработки. Число продуктов обработки при одном исходном продукте, очевидно, будет равно n 1.
Общее число искомых относительных показателей зависит от числа продуктов в схеме и от числа компонентов руды, по которым производится расчет схемы, т. е. от числа расчетных компонентов.
В дальнейшем приняты следующие правила для определения числа расчетных компонентов с. Если схема рассчитывается только по твердому, т. е. при расчете схемы в относительных показателях определяются только значения выходов, то с = 1.
Если схема рассчитывается по твердому и еще по какому-либо одному дополнительному расчетному компоненту, содержащемуся в продуктах, то с = 2 (монометаллические руды). Вообще, если расчет схемы ведется по твердому и еще по нескольким дополнительным расчетным компонентам, число которых равно е, то с = 1 + e (полиметаллические руды).При расчете схемы для каждого продукта обработки необходимо установить численное значение у и значения
· и
· по каждому дополнительному расчетному компоненту.Число искомых относительных показателей равно: для одного продукта обработки т -1 + 2е = 1 + 2 (с-1) = 2с-1; для всех продуктов обработки (п-1) (2с -1); для исходного продукта (искомые показатели только значения
· *) ти = е = с-1.Для всей схемы общее число искомых относительных показателейA = (n-1)(2с - 1) + с - 1
Общее число уравнений, связывающих относительные показатели. Относительные показатели
·,
·,
· связаны уравнениями: первого рода - вытекающими из самих определений показателей; второго рода-представляющими уравнения баланса.Для каждого продукта обработки можно написать следующие уравнения первого рода: 13 EMBED Equation.3 141513 EMBED Equation.3 1415 13 EMBED Equation.3 1415Здесь
·'п,
· "п,
· еп,
·'п,
· ''n,
·en соответственно извлечения и содержания отдельных компонентов в продукте. Р-масса компонентаЭти уравнения являются следствием определений понятий «выход», «содержание», «извлечение». По определению:
13 EMBED Equation.3 1415 13 EMBED Equation.3 1415 13 EMBED Equation.3 1415 13 EMBED Equation.3 1415








Вопрос 65
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды.
Целью проектирования шламовой схемы является: обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж : Т в продуктах схемы; определение объемов пульпы для всех продуктов и операций схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.
Принятые обозначения: Rn весовое отношение жидкого к твердому в операции или в продукте, численно равное отношению м3 воды/1 т твердого; Wn количество воды в операции или в продукте, м3 в единицу времени;Ln количество воды, добавляемой в операцию или к продукту, м3 в единицу времени;Sn влажность продукта в долях единицы;
·n плотность твердого в продукте, т/м3;Vn объем пульпы в продукте, м3 в единицу времени;
ln удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные операции, м3/т твердого.
Основные соотношения:
Wn = RnQn; 13 EMBED Equation.3 1415(101) 13 EMBED Equation.3 1415(102) 13 EMBED Equation.3 1415(103)
13 EMBED Equation.3 1415 13 EMBED Equation.3 1415 (104)
Исходные показатели для расчета шламовой схемы.
Для получения высоких показателей обогащения каждую операцию обработки продукта необходимо проводить при оптимальном отношении Ж: Т, т. е. при оптимальном значении R. Эти значения устанавливаются по данным испытаний обогатимости исходного сырья и учета опыта действующих обогатительных фабрик. Установленные значения R являются исходными показателями для расчета шламовой схемы. Они относятся к первой группе исходных показателей.
Так как разжижение любого продукта можно изменять путем добавки к нему или, наоборот, выделения из него воды, то отсюда следует принципиальная возможность создания оптимальных разжижений во всех операциях обогащения. Однако если увеличение значения R легко достигается добавкой воды, то уменьшение его требует операций обезвоживания, громоздких в конструктивном оформлении. Поэтому операции обезвоживания продуктов следует вводить в схему в тех случаях, когда они существенно необходимы для повышения технологических показателей.
Во многих операциях обработки не имеется возможности регулировать влажность некоторых продуктов, выходящих из этих операций. Например, при механической классификации нельзя простыми способами регулировать влажность песков. В операциях флотации при заданных выходе, качестве, концентрата и реагентном режиме нельзя в широких пределах регулировать влажность концентрата (то же при концентрации на столах, отсадки, промывки, магнитной сепарации). Во всех перечисленных операциях обогащения изменения разжижения в поступающем в обработку продукте практически не будут изменять влажности получаемых концентратов, но будут значительно влиять на влажность хвостов. Из приведенных примеров видно, что часть продуктов, выходящих из операции обогащения, будет иметь относительно постоянную или колеблющуюся в узких пределах для заданных условий влажность. Значения R для таких продуктов составляют вторую группу исходных показателей для расчета шламовой схемы.
Для успешного осуществления некоторых технологических операций необходимо не только обеспечить оптимальное отношение Ж : Т в питании, но и подавать в операцию определенное количество дополнительной воды (например, при отсадке, концентрации на столах, промывке, гидравлической классификации и др.). Нормы расхода дополнительной воды на 1 т обрабатываемого продукта являются также исходными показателями при расчете схемы и составляют третью группу исходных показателей.
Оптимальные отношения Ж : Т в операциях и продуктах, а также расход дополнительной воды колеблются в широких пределах в зависимости от свойств обрабатываемого материала и требований, предъявляемых к продуктам обработки. Поэтому исходные показатели должны устанавливаться на основании результатов исследовательских работ и по практическим данным обогатительных фабрик, обрабатывающих близкое по составу сырье. При пользовании таблицами необходимо учитывать: для материалов высокой плотности содержание твердого в питании и в продуктах операций должно быть выше, чем для материалов низкой плотности; для крупных и зернистых материалов содержание твердого в питании и продуктах в большинстве случаев должно быть выше, чем для мелких и шламистых; при флотации богатых продуктов с легкофлотирующимся минералом содержание твердого в пенных продуктах будет выше, чем при обратных условиях; расход свежей воды при отсадке и гидравлической классификации для крупного материала больше, чем для мелкого; расход воды при промывке зависит от промывистости руды.(задаю оптим показ в сливе R, не зад в хв и нерегул прод(песках класс-и), счит-ся снизу вверх,если нет пр.прод. )
Порядок расчета шламовой схемы.
1. Устанавливают численные значения исходных показателей. 2. Составляют вспомогательную таблицу, куда записываются вес продуктов по данным расчета количественной схемы и исходные показатели для расчета. 3. По формуле Wn=RnQn подсчитывают и записывают во вспомогательную таблицу количество воды для тех продуктов и операций, для которых известны по исходным показателям значения R. 4. По уравнениям баланса определяют количество воды, добавляемое в отдельные операции или в отдельные продукты, и одновременно подсчитывают количество воды во всех продуктах схемы. 5. По формуле (101) подсчитывают значения Rn. 6. По формуле (104) подсчитывают объемы пульпы для всех продуктов и операций.7. Результаты расчета шламовой схемы оформляют в виде таблицы и графика. 8. Составляют баланс воды по обогатительной фабрике, определяют общий расход воды и удельный ее расход на 1 т обогащаемого полезного ископаемого.
Баланс воды. Шламовая схема дает возможность составить баланс общей и свежей воды по обогатительной фабрике. Суммарное количество воды, поступающее в процесс, должно равняться суммарному количеству воды, уходящему из процесса с конечными продуктами. Поэтому баланс общей воды выразится равенством:13 EMBED Equation.3 1415(106) , где W1 -количество воды, поступающее с исходным сырьем; L-суммарное количество воды, добавляемой в процесс;
WK -суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами.
Из уравнения (106) следует, что расход общей воды на обогатительной фабрике будет: 13 EMBED Equation.3 1415
Вопрос 66
Компоновочное решение в цехах крупного дробления.
Тип приемного устройства и способ подачи исходной руды в дробилку первой стадии дробления выбираются в зависимости от наибольшей крупности поступающих кусков руды, содержания в руде глины и влаги, производительности установки, системы транспорта, типа и размера транспортного сосуда, угла наклона местности, на которой располагается приемное устройство, и типа дробилки. Для руды, содержащей куски крупностью более 400500 мм, обычно не строят приемных бункеров большой емкости, так как это потребовало бы установки нескольких тяжелых пластинчатых питателей и вызвало бы большие капитальные затраты. Руду в дробилку загружают непосредственно из опрокидывающихся вагонов или через приемную воронку-бункер небольшой емкости и пластинчатый питатель тяжелого типа.
При установке для первой стадии дробления больших конусных дробилок с загрузочными отверстиями В = 1350 и 1500 мм применяют только безбункерную загрузку дробилки. В последнее время изготовляются дробилки особо тяжелого типа с приводом от двух электродвигателей, допускающие запуск их при заваленной рудой рабочей полости.
Конусные дробилки с загрузочным отверстием В = 900 и 1200 мм непосредственно из вагонов загружаются редко и только при небольшой емкости транспортного сосуда; чаще эти дробилки и конусные дробилки меньшего размера, а также щековые дробилки всех размеров загружаются через бункер-питатель.
При выборе способа загрузки крупнокусковой руды в дробилку первой стадии дробления необходимо учитывать следующее. Применением питателя устраняются временная перегрузка и недогрузка дробилки и улучшается ее использование, а дробленая руда и нижний продукт предварительного грохота могут загружаться непосредственно на общий ленточный конвейер. При загрузке дробилки завалом из опрокидывающихся вагонов нижний продукт предварительного грохота нельзя загружать непосредственно на ленточный конвейер, так как в момент опрокидывания вагона возможна перегрузка конвейера. В этом случае нижний продукт грохота и дробленая руда должны поступать в небольшие дозировочные бункера и далее через питатели разгружаться на ленточный конвейер. Для уменьшения общей высоты компоновочного узла дробилки входящий в него пластинчатый питатель можно устанавливать с подъемом руды. По капитальным затратам вариант с установкой питателя обходится несколько дороже, чем вариант с непосредственной загрузкой руды в дробилку.
При крупнокусковой руде дробилки устанавливаются рядом с приемным устройством, образуя один компоновочный узел, имеющий значительную высоту. Вынос дробилки на некоторое расстояние от приемного устройства вызывает применение тяжелого и дорогого пластинчатого конвейера.
Из-за большой высоты перепада от головки рельса разгрузочного пути до ленточного конвейера, принимающего дробленую руду, желательно узел крупного дробления размещать на склоне местности для уменьшения объема земляных работ и подземной части сооружения. Для этого также стремятся поднять на насыпи железнодорожную станцию приема руды. Большие заглубления (до 30 м и более) корпуса приема руды и первичного дробления заставляют с особой серьезностью отнестись к выбору места его размещения в отношении грунтовых условий и подземных вод на площадке.
Пропускная производительность конусных дробилок больших размеров настолько велика, что часто, чтобы уменьшить общую высоту узла первичного дробления, не предусматривают предварительного грохочения руды.
На обогатительных фабриках обычно устанавливается по одной конусной дробилке большого размера даже при производительности фабрики до 40-60 тыс. т в сутки. Это объясняется эксплуатационной надежностью дробилок, а также их высокой стоимостью и большими капитальными затратами по корпусу крупного дробления в целом. Вагоны в зависимости от их типа разгружаются при помощи круговых или боковых опрокидов, опрокидывающих пневматических механизмов самих вагонов (думпкаров) или стационарных пневматических или гидравлических толкателей, устанавливаемых на разгрузочном пути и поднимающих кузов вагона.
Для предохранения ленты в местах загрузки руды на конвейеры устанавливают пластинчатые или лотковые питатели, чем достигаются минимальные перепады в перегрузочных воронках и уменьшение скорости подачи руды на ленту. При непосредственной подаче крупнодробленой руды на конвейер в загрузочных воронках устраивают колосники для подсева мелочи до падения на ленту крупных кусков и навешивают рельсы или цепи.
Во избежание транспортирования крупнодробленой руды иногда совмещают две стадии - крупного и среднего дробления - в одном корпусе при приемных устройствах. Дробилки второй стадии устанавливают непосредственно под дробилками первой стадии дробления.
Чтобы получить куски мельче 350 мм, годные для загрузки в конусные дробилки среднего дробления размером 2200 мм, разгрузочная щель конусной дробилки первой стадии дробления должна быть не более 200220 мм. При этом общая производительность дробилки резко снижается и составляет, например, для дробилок В = 1500 мм около 2000 т/ч при условии установки предварительного грохота. При большей производительности обогатительной фабрики было бы необходимо устанавливать вторую первичную дробилку. Но вследствие высокой стоимости первичной конусной дробилки и больших затрат на сооружение приемного устройства и корпуса крупного дробления на обогатительных фабриках большой производительности, перерабатывающих твердые и плитняковые руды, предпочитают все же устанавливать одну первичную дробилку крупного дробления с разгрузочной щелью до 300 мм. Дробленый продукт этой дробилки в кусках до 500600 мм подвергают поддрабливанию, т. е. второму приему дробления в конусных редукционных дробилках.
Многие обогатительные фабрики для железных руд, построенные в последние годы, имеют четырехстадиальные схемы дробления, в которых крупное дробление выполняется в два приема (с поддрабливанием).
Однако с прогрессом взрывных работ на открытых рудниках уменьшается крупность максимального куска добываемой руды. Эта тенденция переноса части работы дробления на взрывные работы оказывается выгодной и горнякам и обогатителям. С уменьшением размера куска в забое заметно повышается производительность погрузочных экскаваторов, увеличивается пропускная способность транспорта от забоя вследствие сокращения времени погрузки; также существенно возрастает производительность дробилок крупного дробления и на 5075% уменьшается их износ. Поэтому для проектируемых фабрик, по-видимому, малоперспективны дорогие схемы крупного дробления в два приема (с поддрабливанием).
Можно также предполагать, что размеры дробилок крупного дробления в дальнейшем едва ли превзойдут распространенный сейчас максимум В = 1500 мм. В связи с уменьшением крупности исходной руды, при проектировании дробильных цехов, подготовляющих руду для стержневых и шаровых мельниц, следует в основном ориентироваться на трехстадиальные схемы с включением операции предварительного грохочения перед крупным дроблением.
Вопрос 67
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления зависит от схемы дробления, производительности обогатительной фабрики, определяющей необходимое число дробилок и грохотов в отдельных стадиях дробления, размеров и рельефа площадки цеха дробления (главным образом угла ее наклона) и общих - решений схемы сооружений и подъездных путей, наличия или отсутствия бункера с дозирующим устройством перед первой стадией дробления.
Двухстадиалъное дробление в открытом цикле
На обогатительных фабриках малой и средней производительности на каждую дробилку первой стадии устанавливается одна или максимум две дробилки во второй стадии дробления. Дробилки первой стадии при этом загружаются рудой через бункер и питатель, поэтому перед дробилками для среднего дробления можно не устраивать промежуточного бункера. Руда после первой стадии подается прямо на грохот перед дробилкой второй стадии дробления.
Для упрощения конструктивного решения и уменьшения потребной высоты перепада в узле грохот - дробилка следует на каждую дробилку устанавливать по одному грохоту, соответственно подбирая его размеры и режим работы.
Дробленая руда из дробилок второй стадии дробления разгружается на общий сборный конвейер или на отдельные для каждой дробилки короткие конвейеры с последующей перегрузкой руды на сборный конвейер. При разгрузке руды сразу на сборный конвейер получается меньше перегрузок, вызывающих пылевыделение, кроме того, отдельные конвейеры дают больше просыпи и дороже по капитальным затратам
Уклон площадки, на которой располагается корпус дробления, влияет на длину транспортирования руды между дробилками. При незначительном уклоне для достижения более компактного расположения дробилки второй стадии дробления можно заглублять. Крутой уклон площадки благоприятен для самотечного сопряжения дробилок. Для сокращения объемов зданий и упрощения обслуживания дробилок самотечный транспорт руды при каскадном размещении их применяют и при слабонаклонных площадках.
На фабриках большой производительности при кусковатых и неглинистых рудах редко применяют двухстадиальные схемы дробления с открытым циклом во второй стадии. Если на одну дробилку крупного дробления необходимо установить больше двух дробилок второй стадии, то перед последними устраиваются распределительные бункера или склад.
Трехстадиалъное дробление в открытом цикле На обогатительных фабриках малой и средней производительности при наличии дозирующего устройства перед первой стадией дробления могут применяться безбункерные варианты узлов среднего и мелкого дробления (рис. 92).
Для достижения большей компактности дробильной установки перед каждой дробилкой рационально устанавливать по одному грохоту (схема а), но в случае необходимости перед дробилками третьей стадии дробления допустима установка и двух грохотов на одну дробилку. Обычно при дроблении в три стадии на каждую дробилку второй стадии устанавливается не более двух дробилок в третьей стадии дробления.
Для уменьшения числа ленточных конвейеров и сокращения штата обслуживающего персонала часто применяют высотные схемы размещения оборудования в корпусе дробления с самотечным транспортом руды между аппаратами...
На ОФ большой произ-ти, где во второй и третьей стадиях дробления устанавливаются по нескольку дробилок, возможны следующие основные варианты компоновки.
Рис, 92. Схемы расположения дробилок при дроблении в три стадии без промежуточного бункера:
1 -дробилка первой стадии дробления; 2, 5 и 9 -промежуточные конвейеры; 3 и 6 -грохоты; 4 -дробилка второй стадии дробления; 7 - дробилки третьей стадии дробления; 8 -сборный конвейер
1. Дробилки группируются в параллельно работающие агрегаты, в каждом из которых на одну дробилку среднего дробления приходится одна или две дробилки мелкого дробления. Транспортирование руды в каждом агрегате осуществляется ленточным конвейером, аналогично показ-му на рис. 92.
2. Дробилки группируются в такие же агрегаты, но руда транспортируется по желобам самотеком. В этом случае дробилки располагаются каскадно.
3. Дробилки среднего дробления связываются с дробилками мелкого дробления через распределительные бункера.
В первом и втором вариантах размещения дробилок при остановке дробилки среднего дробления в каком-нибудь агрегате останавливается весь агрегат.
В третьем варианте схема получается более гибкой, с любой из дробилок второй стадии может работать любая дробилка третьей стадии дробления, поэтому можно установить меньше дробилок, тогда как по первому и второму вариантам необходимо резервировать целый агрегат.



ВОПРОС 68
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
Цехи измельчения и флотации размещаются в одном здании, которое называется главным корпусом обогатительной фабрики.
Современный этап в проектировании отделений измельчения обогатительных фабрик характеризуется: применением мельниц больших размеров (диаметр 3,6-4м), вытеснением из практики механических (корытных) классификаторов и заменой их гидроциклонами, расширяющимся применением мельниц рудного и рудно-галечного самоизмельчения.
Цехи измельчения со стержневыми и шаровыми мельницами. В строительной части обогатительной фабрики цехи измельчения наиболее дорогие, так как они имеют большую высоту, а значительные нагрузки, передаваемые на конструкции здания от бункера и мостовых кранов, должны восприниматься тяжелыми колоннами. При установке в цехе более 812 мельниц ремонт и снаряжение их (перефутеровка, пересортировка шаров) часто выполняются на специальных ремонтно-монтажных площадках, располагаемых в пролете измельчения. Это позволяет в пределах цеха размещать мельницы и классифицирующие аппараты компактно, с небольшими проходами и площадками.
Для облегчения перекрытия здания цеха и снижения стоимости мостовых кранов при проектировании стремятся к возможному уменьшению ширины пролета цеха. Общая длина цеха измельчения увязывается с длиной цеха флотации с тем, чтобы получить удобное распределение пульпы по аппаратам флотации. Длина бункера дробленой руды обычно принимается равной длине цеха измельчения, и бункер должен иметь необходимый запас руды при конструктивно приемлемых размерах поперечного его сечения. Бункер выполняет роль буфера между цехами дробления и измельчения, работающими в разных режимах по времени, а также служит для распределения руды по мельницам, расположенным по всей длине пролета измельчения.
Для сыпучих сухих руд применяются бункера прямоугольного сечения с большим числом отверстий в днище, что облегчает разгрузку руды и уменьшает мертвые пространства в бункере. Отверстия в днище бункера делают больших размеров и под ними подвешивают металлические разгрузочные воронки, которые можно при необходимости обогревать и оборудовать вибраторами для облегчения разгрузки руды.
В поперечном сечении бункера размещается несколько рядов питателей, что позволяет разгружать руду по всему сечению бункера и способствует усреднению руды, которая становится неоднородной по крупности вследствие сегрегации ее при загрузке в бункер.
По строительной стоимости экономичны бункера-силосы цилиндрической формы, они возводятся из железобетона, с тонкими стенками. По условиям разгрузки бункера-силосы мало отличаются от бункеров прямоугольного сечения.
Форма бункера дробленой руды в цехе измельчения выбирается сравнением возможных вариантов строительного решения. При корытных бункерах прямоугольного сечения один ряд колонн бункера используется одновременно для пролета измельчения. Это рационально, так как тяжелые колонны бункера воспринимают и нагрузку от мостового крана. При цилиндрических бункерах колонны пролета измельчения возводятся отдельно стоящими.
Для снижения затрат на буферные емкости на некоторых обогатительных фабриках большой производительности строят отдельный полубункерный склад дробленой руды, и руду в пролет мельниц подают конвейерами по отдельным галереям
Такое решение особенно выгодно на фабриках с мощными секциями измельчения при установке в первой стадии измельчения стержневых мельниц. В этом случае получается мало точек подачи руды и галерей со склада в цех измельчения, создается возможность хорошо осветить пролет мельниц, так как одна стена здания цеха оказывается свободной.
Размещение оборудования в цехе измельчения в плане и по высоте должно допускать удобную установку опробователей и контрольно-измерительной аппаратуры (конвейерных весов, автоматов для регулирования цикла измельчения, плотности пульпы и др.). Длина конвейера, подающего руду в мельницу, должна быть достаточной для правильной установки автоматических весов (от оси ведомого барабана до весов 67 м). Для этого иногда приходится сборные конвейеры смещать от оси бункера в сторону, противоположную пролету мельниц.
Классификаторы в замкнутом цикле с мельницами применяют только в первой стадии измельчения на обогатительных фабриках малой или средней производительности. На больших фабриках, где устанавливается много мельниц, для экономии площади пролета измельчения и снижения капитальных затрат во всех операциях классификации ставят гидроциклоны. В редких случаях, чтобы не включать гидроциклоны на крупнозернистом материале, разгрузку стержневых и шаровых мельниц первой стадии подают в спиральные классификаторы, которые замыкают, если это возможно по производительности, с мельницей второй стадии и получают двухстадиальную схему типа ГА.
Иногда разгрузку мельницы подают в классификатор заведомо малых размеров с тем, чтобы получить весьма грубый слив и выделить малое количество крупных песков, возвращаемых в мельницу. Слив классификатора насосом подают в гидроциклоны на контрольную классификацию, т. е. получают схему D.Мельницы в цехе измельчения располагают в один или в два ряда. На рис. 106 показаны схемы однорядного размещения:
а замыкание мельниц с классификаторами при одностадиальном измельчении, оси мельниц перпендикулярны оси бункера. Достоинства схемы простота и четкость, небольшой пролет цеха, удобство обслуживания. Недостаток большая общая площадь цеха, так как почти половина ее занята классификаторами;
б те же условия, что и для а, но оси мельниц параллельны оси бункера, при этом можно несколько уменьшить ширину цеха при увеличении его длины. Применяется при малом числе мельниц; Рис. 106. Схемы размещения оборудования в цехе измельчения при расположении
мельниц в один ряд: 1- сбрасывающая тележка конвейера; г- бункер; 3- питатели; 4- сборный конвейер; 5- наклонный конвейер; 6- конвейерные весы; 7- мельницы; 8-классификаторы; 9- гидроциклоны,в- оси мельниц перпендикулярны оси бункера, двухстадиаль-ные схемы измельчения, мельница первой стадии обычно стержневая, классификатор замкнут со второй мельницей, гидроциклоны установлены для контрольной классификации слива. Возможно включение операций обогащения на сливе классификатора. Недостаток - большая часть площади пролета измельчения занята классификаторами;
г- оси мельниц перпендикулярны оси бункера, трехстадиальные схемы измельчения, первая мельница обычно стержневая, классификатор или только для выделения крупных песков, или замкнут со второй мельницей, мельница третьей стадии замкнута с гидроциклонами. Возможно включение операций обогащения на сливе классификатора;
д - оси мельниц перпендикулярны оси бункера. Схема измельчения одностадиальная с шаровыми мельницами, замкнутыми на гидроциклоны. На твердых рудах, если из стержневой мельницы разгружается много крупных кусков, можно классификацию осуществить в два приема. В первом гидроциклоне выделяются грубые пески, слив поступает под гидростатическим напором во вторые гидроциклоны, где выделяется окончательный слив. Вместо первого гидроциклона можно поставить дуговой грохот.
На обогатительных фабриках большой производительности для уменьшения длины цеха измельчения мельницы располагают в два параллельных ряда. При этом возможно много вариантов компоновки цеха в зависимости от схемы измельчения и применяемого оборудования. Двухрядное расположение мельниц применяется главным образом при двухстадиальных схемах измельчения.
Схемы размещения оборудования в цехе измельчения при расположении мельниц в два ряда показаны на рис. 107:
а- оси мельниц параллельны оси бункера, схема двухстадиальная с шаровыми мельницами, соотношение числа мельниц первой и второй стадии один к одному. Мельница первой стадии замкнута с классификатором, мельница второй стадии - с гидроциклонами. Оба ряда мельниц устанавливаются на одних отметках;
б- оси мельниц перпендикулярны оси бункера. В первой стадии стержневая мельница в открытом цикле, во второй - шаровые мельницы замкнутые с гидроциклонами по две на одну стержневую. Шаровые мельницы установлены ниже стержневой; можно подавать материал из стержневой прямо в шаровые мельницы, минуя предварительную классификацию. Перед стержневой мельницей должна быть площадка для загрузки стержней;
в- оси стержневых мельниц параллельны оси бункера, оси шаровых - перпендикулярны бункеру. Мельницы установлены на одном уровне или стержневые установлены выше;
г - Т-образная компоновка, оси стержневых мельниц перпендикулярны оси бункера, оси шаровых - параллельны бункеру. Разгрузка всех мельниц повернута к центру узла из-за удобства сбора материала в зумпф насоса перед гидроциклонами. Привод мельниц на загрузочном конце.
На вновь построенных американских фабриках даже для сравнительно грубого измельчения (от 2530 мм до 5060% класса мельче 0,074 мм) применяют двухстадиальные схемы типа ГА. В первой стадии измельчения устанавливается стержневая мельница, работающая в открытом цикле, и во второй стадии - две шаровые мельницы того же размера в замкнутом цикле с гидроциклонами. При этом для удешевления эксплуатации применяют шаровые мельницы сливного типа с пониженными скоростями вращения. Реже применяется более компактное сочетание одной стержневой мельницы с одной шаровой мельницей с решеткой большего размера, работающей на обычных скоростях. Практически проверены разные схемы размещения оборудования в пролете измельчения.
Рис. 107. Схемы размещения оборудования в цехе измельчения при расположении мельниц в два ряда:
1 - конвейер руды в мельницу; 2 - стержневая мельница (на схеме а - может устанавливаться шаровая мельница); 3 - шаровая мельница;4 -гидроциклоны; 5 –классификатор.
Для фабрик с одной секцией измельчения признана лучшей Т-образная компоновка (рис. 107, г). Для многосекционных фабрик лучше схема, при которой получается достаточная по размерам рабочая площадка перед стержневой мельницей без расширения пролета (рис. 107, в). При установке гидроциклонов по такой компоновке можно все мельницы расположить на одном уровне.
Для снижения расхода энергии на подачу слива мельницы в классификатор и песков классификатора в мельницу стремятся цикл мельница классификатор замкнуть самотеком. При этом должны выдерживаться минимально допустимые уклоны желобов слива мельницы в классификатор и песков в мельницу (рис 108) Расстояние между осью мельницы и осью классификатора определяется по габаритам машины, зазор между кожухом венца мельницы и корытом классификатора принимается около 150 -200 мм.
Если мельницу и классификатор невозможно замкнуть самотеком, то прибегают к подъему слива мельницы в классификатор при помощи улиткового подъемника (подобного улитковому питателю мельницы), насоса или элеватора. В редких случаях для транспортирования песков классификатора устанавливают винтовые конвейеры (шнеки).
При больших размерах мельниц или для получения тонкого слива возникает необходимость замыкания их с большими двуспиральными классификаторами и даже с двумя классификаторами. В этом случае в замкнутом цикле с мельницами следует устанавливать гидроциклоны, с успехом заменяющие громоздкие классификаторы. Для улавливания мелких шаров и скрапа на разгрузочной цапфе мельницы следует укреплять небольшие барабанные грохоты (бутары) из листовой стали с отверстиями около 10 мм. На потоках слива классификаторов предусматривают устройства для улавливания и удаления щепы из пульпы.






















ВОПРОС 69
Компоновка оборудования флотоционных и магнитообогатительных фабрик.
Цехи флотации оборудуются флотационными машинами, контактными чанами, насосами, реагентными питателями, воздуходувками (если применяются пневматические флотационные машины). Наибольшую площадь в цехе флотации занимают флотационные машины, и размещение их составляет главную задачу компоновки цеха.
При проектировании цеха флотации необходимо компактно разместить оборудование и предусмотреть удобное его обслуживание при минимальном количестве установленных насосов. Следует также стремиться к уменьшению объема перекачиваемых продуктов, к сокращению высоты подъема и расстояний перекачивания, по возможности уменьшать перекачивание пенных продуктов. Секция в цехе флотации часто соответствует секции в цехе измельчения. Но каждая секция, в свою очередь, может состоять из нескольких параллельно действующих подсекций.
Число параллельно действующих механических флотационных машин в операциях основной и контрольной флотации следует выбирать так, чтобы минутный дебит пульпы для каждой машины был от 1,2 до 2 объемов ее камеры.
Если обогатительная фабрика перерабатывает один сорт руды, то в цехе флотации можно запроектировать моносекцию, т. е. пульпу со всех агрегатов измельчения насосом направить в общий пульпо-делитель и уже оттуда развести по флотационным машинам.
При моносекции упрощается подача и дозировка реагентов, так как число точек их загрузки будет минимальным, упростится также наблюдение за технологическим процессом и стабилизируются показатели обогащения по фабрике.
В случае остановки подсекции или одной линии флотационных машин на ремонт пульподелитель должен равномерно разделить пульпу по остальным подсекциям или параллельно действующим. линиям с некоторым избытком против нормальной подачи. При остановке одного агрегата в цехе измельчения флотационные машины оказываются равномерно недогруженными. Для компактного решения компоновки всего главного корпуса обогатительной фабрики желательно, чтобы длина секции флотации в направлении, параллельном оси бункера, равнялась длине сопряженной с ней секции измельчения, а длина каждой флотационной машины в ряду была одинаковой, т. е. в каждой машине было одно и то же число камер. При размещении флотационных машин по высоте следует руководствоваться минимальными уклонами самотечных трубопроводов.
Для установки механических пробоотборников в желобах и трубопроводах предусматриваются перепады по высоте приблизительно 1 м.
Для разделения пульпы перед флотационными машинами используют пульподелители различных конструкций Пульподелители с вращающейся воронкой применяют для крупнозернистых пульп и при малых их расходах. На тонкоизмельченных пульпах при значительных расходах успешно работают пульподелители типа сегнерова колеса. При большой объемной производительности применяют пульподелители с патрубками. Равномерное распределение пульпы в них обеспечивается истечением ее через одинаковые патрубки-насадки под одним и тем же гидростатическим давлением.
Флотационные машины в цехе флотации размещаются параллельно или перпендикулярно оси бункера. Параллельное расположение машин возможно при крутом и пологом или горизонтальном рельефе площадки, на которой располагается цех. Перпендикулярное оси бункера размещение флотационных машин можно принимать только при слабонаклонных и горизонтальных площадках.
В последние годы намечается тенденция к установке пневмомеханических флотационных машин. Флотационные машины этого типа не подсасывают пульпу в камеру, так как воздух в зону импеллера подается под давлением от воздуходувки и импеллер служит только для его диспергации и перемешивания пульпы.
При осуществлении сложных схем со многими перечистками вместо насосов предпочитают устанавливать специальные пульпо-подъемные камеры (чаны), подсасывающие пульпу и поднимающие ее на высоту загрузки во флотационную машину.
Камера имеет форму ящика прямоугольного сечения объемом около 1,5 м3. В ней устроено двойное дно, вертикальными перегородками посредине пространства между днищами выгорожен канал, в который подводится пульпа с любой стороны камеры. По центру камеры в верхнем днище имеется вырез, по которому пульпа из канала попадает в камеру. Над этим отверстием вращается турбинка насосного типа, укрепленная на вертикальном валу. Турбинку можно насадить на конец вала аэратора флотационной машины типа «Механобр». Пульпоподъемная камера может поднимать пульпу на высоту до 1,5 м. Пульпа из камеры разгружается через трубу у верхнего борта. Включение подъемной камеры в ряд пневмомеханических машин позволяет сократить число уступов в отделении флотации и осуществить сложные схемы при установке машин на одном уровне.
Цехи измельчения и флотации на большинстве обогатительных фабрик компонуются по уступчато-одноэтажной схеме. В отдельных пролетах при крутом рельефе площадки флотационные машины могут устанавливаться на двух этажах. Центробежные насосы устанавливаются на нижних уступах, а также в зумпфах и траншеях верхних уступов. Желательно насосы собрать в одном или в нескольких отдельных местах и устанавливать их в ряд для удобства обслуживания одним краном или тельфером.
Применение гидроциклонов вместо классификаторов заставляет по-новому отнестись к выбору уклона площадки для главного корпуса. При установке классификаторов обычно стремятся слив подавать во флотационное отделение самотеком, чтобы не перекачивать большие объемы рудной пульпы. Для этого, естественно, площадка должна иметь крутой уклон. При пологой площадке слив классификаторов можно подавать во флотацию самотеком только заглубляя галерею насосов для перекачки промпродуктов и хвостов. Питание в гидроциклоны во всех случаях подается насосами, поэтому, устанавливая гидроциклоны на высоте, достаточной для самотека слива их во флотацию, можно и при малом уклоне местности, поднимая уровень флотационных машин, не заглублять насосные галереи и избежать усложнений, связанных с их дренажем. Подъем гидроциклонов повлечет за собой некоторый перерасход энергии, но эти расходы окупаются преимуществами размещения фабрики на пологих площадках - удобные подъезды к корпусам, меньшие объемы планировки площадки, удобство расширения и др. На первой стадии проектирования не следует стремиться к стесненному размещению оборудования и узким проходам. Необходимо помнить, что в цехе будут еще установлены вспомогательное оборудование и другие устройства механические пробоотбиратели, приборы контроля и регулирования, пусковые устройства электродвигателей, отопительная и вентиляционная аппаратура,воздухо- и водопроводы.
Размещение оборудования в цехах магнитного обогащения. При проектировании магнитообогатительных фабрик для железных руд с сухой магнитной сепарацией часто применяется многоэтажная схема размещения оборудования В верхнем этаже фабрики располагается бункер с питателями, подающими руду на предварительное грохочение перед магнитной сепарацией. В следующем за ним этаже размещены грохоты и магнитные сепараторы. В нижних этажах проходят конвейеры для продуктов обогащения. При крутом уклоне площадки фабрики оборудование ее можно размещать также по уступчато-одноэтажной схеме.
На магнитообогатительных фабриках для тонковкрапленных магнетитовых руд, требующих тонкого измельчения и мокрой магнитной сепарации, цехи измельчения и магнитной сепарации компонуются аналогично главным корпусам флотационных фабрик. Все мельницы и классификаторы или гидроциклоны располагают в одном пролете, где организуется большая ремонтно-монтажная площадка, и мельницы обслуживаются мостовыми кранами большой грузоподъемности. К пролету мельниц примыкает обогатительный цех с магнитными сепараторами и классифицирующим оборудованием (гидроциклонами или гидросепараторами), необходимым для обесшламливания или уплотнения продуктов обогащения.
Размещение этого оборудования возможно по двум основным схемам - многоэтажной и уступчато-одноэтажной. Лучшей признается уступчато-одноэтажная схема, позволяющая создать свободный высокий машинный зал, обслуживаемый одним мостовым краном. Почти на всех магнитообогатительных фабриках для тонковкрапленных магнетитовых руд, построенных за последние годы, принята уступчато-одноэтажная схема размещения оборудования фабрики.
Для уплотнения магнетитового концентрата не требуется больших сгустителей, в то же время из-за большого выхода концентрата приходится устанавливать много вакуум-фильтров. Последние размещаются в пролете обогащения или в соседнем с ним пролете по всей длине корпуса обогащения.
Склад влажного концентрата строится отдельным зданием или примыкает к корпусу обогащения.
Площадь, требуемая для магнитных сепараторов, несколько меньше, чем для флотационных машин, поэтому на магнитообогатительных фабриках получается другое соотношение площадей цехов измельчения и обогащения, чем на флотационных фабриках. В главном корпусе флотационных фабрик между пролетом мельниц и флотационных машин часто включают специальный пролет для размещения электрооборудования. На магнитообогатительных фабриках для создания больших уклонов желобов и труб для пульпы из цеха измельчения, пролет обогащения примыкают к пролету мельниц, а электрооборудование размещают в подбункерном и мельничном пролетах или в специальном пролете между бункерами и мельницами.
По данным института Механобр, для главных корпусов магнитообогатительных фабрик большой производительности (более 9 млн. т в год), перерабатывающих тонковкрапленные магнетитовые руды, на 1 млн. т годовой производительности требуется в среднем 55 70 тыс. м3 строительного объема здания .
Сократить строительный объем главного корпуса при проектирвании можно применением оборудования (мельниц) максимальных размеров, заменой спиральных классификаторов гидроциклонами и уменьшением объемов вспомогательных помещений (ремонтно-монтажных площадок и др.).
ВОПРОС 70
Выбор схем подготовки руды для флот и магнитообог фабрик.
Схема дробления тесно связана со способом и схемой измельчения. Для выбора наиболее выгодной схемы дробления необходимо для каждого из сравниваемых вариантов определять суммарные капитальные и эксплуатационные затраты по цехам дробления и измельчения. Поэтому выбор схемы дробления при подготовке руд к измельчению должен производиться в следующем порядке.
Первоначально технико-экономическим сравнением выбирается оптимальный вариант схемы при использовании стержневых и шаровых мельниц. Сравнению подлежат варианты, указанные (для заданной производительности) .Найденный оптимальный вариант далее необходимо сравнивать с тремя вариантами, включающими операции самоизмельчения: дробление руды до 200350 мм и рудное самоизмельчение в мельницах типа «Каскад»; дробление руды до 1525 мм и рудно-галечное самоизмельчение; дробление руды до 1525 мм, измельчение в стержневых или шаровых мельницах и тонкое рудно-галечное самоизмельчение.
Сравнение вариантов производится по основным показателям числу машин, суммарному их весу, общей установочной мощности электродвигателей, общей стоимости основного оборудования, стоимости зданий цехов дробления и измельчения, суммарным эксплуатационным расходам на дробление и измельчение. Необходимо также учитывать технологическую надежность сравниваемых вариантов, возможность и степень надежности автоматического регулирования операций дробления и измельчения, санитарные условия труда.
Схемы дробления влажных и глинистых руд. Влажные и глинистые руды слеживаются в бункерах и на складах, а в зимнее время смерзаются. В схемы дробления таких руд перед подачей их на склад или в бункера включают операции грохочения для выделения мелкого (наиболее влажного) класса, направляемого в мельницы непосредственно с конвейеров или через бункера малой емкости, в которых мелкая руда не успевает слежаться и смерзаться. В зависимости от свойств руды и конкретных условий проекта мелочь выделяется из руды после среднего или мелкого дробления и соответственно предусматривают хранение среднедробленой или мелкодробленой руды. Подобные схемы дробления с отсевом влажной и содержащей снег мелочи и складированием и бункерованием кусковой части руды осуществлены на апатитовой фабрике в Кировске и на Норильской фабрике для медно-никелевых руд. Обе эти фабрики расположены в суровых условиях Заполярья. При высоком содержании глины и влаги руда не только слеживается и смерзается, но и часто замазывает дробилки, что снижает их производительность и вызывает простои оборудования всего цеха дробления. В таких случаях применяют промывку руды и ведут мокрое дробление с подачей воды в рабочую зону дробилок. Промывке подвергают исходную руду, если крупность максимальных кусков руды не превышает 300 мм, или руду после крупного дробления. Для промывки крупной руды устанавливают скрубберы (глухие бочки) или бутары (барабанные грохоты). Если руда легко промывается, то достаточно промывки на грохотах перед дробилками и мокрого дробления. Слив скруббера или нижний продукт бутары направляют в механические (спиральные) классификаторы, устанавливаемые в дробильном цехе. Пески классификаторов направляют на конвейеры дробленой руды, а слив подается в гидроциклоны. Слив гидроциклонов обычно используют как оборотную воду для промывки, а пески подают в отделение измельчения. Если режимы работы дробильного цеха и отделения измельчения фабрики не совпадают, то слив механических классификаторов направляют в сгуститель, из которого сгущенный продукт можно равномерно подавать на измельчение.
Выбор схемы дробления при подготовке полезного ископаемого к операциям обогащения. При обогащении отсадкой или в тяжелых суспензиях крупновкрапленных руд дробление их обычно производится до 630 мм. В этом случае схема крупного и среднего дробления выбирается аналогично описанному выше порядку. Для получения постоянной крупности дробленого продукта желательно применение операции поверочного грохочения в последней стадии дробления. Если дробление производится до крупности, меньшей 1520 мм, то применение поверочного грохочения является обязательным. Особенно оно необходимо при отсадке классифицированной руды.
При обогащении валунчатых железных и крупновкрапленных разновидностей коренных магнетитовых руд, а также углей операции обогащения начинаются при крупности 50100 мм. В зависимости от крупности максимальных кусков в исходном сырье схемы дробления этих полезных ископаемых включают одну или две стадии дробления с предварительным грохочением перед каждой стадией. Поверочное грохочение обычно не производится.
При обогащении мелковкрапленных руд редких металлов они подвергаются дроблению до 620 мм. Дробленый продукт направляется в измельчение, обычно производимое в стержневых мельницах до 20,3 мм.
Вопрос 71
Выбор схем измельчения полезных ископаемых.
Выбор схем измельчения производится путем проверки вариантов схем на опытной О.Ф. или опытной секции фабрики. При отсутствии такой проверки выбирают наиболее рациональные варианты схемы измельчения в зависимости от главных условий, влияющих на их выбор, т.е. от крупности начального и конечного продуктов измельчения, производительности О.Ф.необходимости раздельной обработки песков и шламов, необходимости стадиальности обогащения, физических свойств руды.
Одностадиальные схемы измельчения без контрольной классификации слива могут применяться только при одностадиальных схемах обогащения и сравнительно небольшой степени измельчения или же при малой производительности О.Ф..
Двухстадиальные схемы измельчения:
1. с установкой в первой стадии стержневых мельниц могут эффективно применяться лишь при большой производительности секции О.Ф. и повышенной крупности исходного питания и конечного продукта измельчения.
2. применяются при тонком поле руды или при двухстадиальной схеме обогащения.
3. удобно применять при необходимости избежать аккумуляции благородных металлов в циклах измельчения.
Многостадиальные схемы измельчения применяются при многостадиальных схемах обогащения.
Окончательный выбор варианта схемы измельчения производится на основе технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов.

ВОПРОС 72
Выбор и построение схем флотации п.и.
Схемы флотации отличаются по числу стадий и циклов обогащения, по числу перечисток концентрата и контрольных флотации хвостов в отдельных циклах, по точкам, в которые возвращаются промпродукты в цикл флотации. Перечистки - операции флотации концентратной ветви схемы, производимые для повышения качества концентрата; контрольные флотации операции флотации хвостовой ветви схемы, производимые для понижения содержания полезного минерала в хвостах. Число стадий и циклов обогащения является наиболее важным отличительным признаком, определяющим принципиальную схему флотации. Последние два признака определяют детали построения схемы флотации внутри отдельных стадий и циклов обогащения.
Принципиальной схемой флотации называется такое изображение схемы, на котором указаны только стадии и циклы обогащения, исходные и конечные продукты каждой стадии и цикла. В зависимости от числа стадий схемы флотации подразделяются на одно-, двух- и многостадиальные.
Каждая стадия обогащения может включать один или несколько циклов. Например, при одностадиальной схеме флотации монометаллических руд может быть один, два или несколько циклов. В первом случае схема имеет только две ветви - ветвь перечисток концентрата и ветвь контрольных флотации хвостов. Два цикла появляются в тех случаях, когда руда перед флотацией разделяется на два продукта - пески и шламы с последующим раздельным их обогащением или когда промпродукты обогащаются в отдельном, самостоятельном цикле.
Выбор принципиальной схемы флотации монометаллических руд. Выбор принципиальной схемы флотации монометаллических руд зависит в основном от характеристики вкрапленности в руде полезного минерала и способности полезного минерала и пустой породы к ошламованию при измельчении.
Общее правило: чем более неравномерна по крупности выделений вкрапленность полезного минерала и чем он больше шламуется при измельчении, тем больше оснований для применения стадиального обогащения.
При проектировании схемы обогащения должен соблюдаться принцип: извлекать полезный минерал в окончательный концентрат и удалять пустую породу в хвосты по возможности в крупном виде (не дробить ничего лишнего).
Стадиальное обогащение применяется для того, чтобы не допустить излишнего переизмельчения полезных минералов и пустой породы. Особенно важно избежать тонкого измельчения большого количества пустой породы, что достигается выводом из процесса основной массы хвостов, по возможности в крупном виде. Если при грубом измельчении руды часть полезного минерала остается в сростках, то эти сростки должны быть выделены в промпродукт, доизмельчение, которого стоит дешевле, чем измельчение всей массы руды.
Число стадий обогащения зависит от характера вкрапленности в руде полезного минерала и его способности к ошламованию при операциях измельчения. Эта зависимость устанавливается при рассмотрении ряда примеров, встречаемых в практике обогащения.
Выбор принципиальной схемы флотации для, отдельных типов полиметаллических руд.В зависимости от минералогического состава и содержания металлов полиметаллические руды подразделяются на четыре группы.
Первая группа - сплошные сульфидные руды с высоким содержанием цветных металлов. Эти руды состоят в основном из сульфидов свинца, меди, цинка и железа. Общее содержание сульфидов 7590%, содержание цветных металлов 6-15%.
Для обогащения руд этой группы обычно применяется прямая селективная флотация. В тех случаях, когда хвосты флотации достаточно богаты серой и могут быть использованы в качестве сырья для сернокислотной промышленности, схемы с прямой селективной флотацией наиболее рациональны.
Если содержание пустой породы в руде больше 15-20%, то хвосты селективной флотации будут иметь содержание серы ниже кондиционного. Тогда при равных технологических показателях предпочтение следует отдать схеме с предварительной коллективной флотацией.
Вторая группа - сплошные сульфидные руды с низким содержанием цветных металлов и высоким содержанием серы. К этой группе относятся руды большинства месторождений медисто-цинко-вистых пиритов. Содержание меди в медисто-цинковистых пиритах составляет 1-2% и цинка 1-2,5%.
Для обогащения руд этой группы наиболее перспективной является схема с предварительной коллективной флотацией сульфидов меди и цинка и получением богатых пиритных хвостов. При пониженном содержании серы в руде хвосты коллективной флотации будут некондиционными по содержанию серы. В этом случае наиболее выгодной является схема с предварительной коллективной флотацией всех сульфидов.
Третья группа вкрапленные полиметаллические руды с высоким содержанием цветных металлов. К этой группе относится значительное число руд эксплуатируемых свинцово-цинковых и медно-цинковых месторождений. Суммарное содержание меди, свинца и цинка в рудах этого типа достигает 815%.
При крупной вкрапленности полезных минералов руды обогащаются по схеме с прямой селективной флотацией. При агрегатной вкрапленности более экономичной будет схема с предварительной коллективной флотацией.
Четвертая группа вкрапленные руды с низким содержанием цветных металлов. Суммарное содержание цветных металлов в рудах, как правило, не превышает 34%, а в некоторых случаях 2%. Содержание пирита иногда достигает 3040%. Для обогащения руд этой группы по экономическим условиям следует применять схемы с предварительной коллективной флотацией.
Построение схемы флотации в отдельных стадиях и циклах обогащения.
После выбора принципиальной схемы флотации необходимо дополнительно решить вопрос о числе и последовательности операций в каждом цикле обогащения и выбрать точки возврата промпродук-тов в цикл.Число и последовательность операций в отдельных циклах обогащения. Разнообразие применяемых на практике схем флотации так велико, что нет возможности рассматривать отдельные конкретные случаи. Нашей целью будет лишь установление основных направлений в развитии флотационных схем и выявление причин, обусловливающих такое развитие.
Простейшим примером цикла обогащения является одна операция флотации. Однако такая простая схема может применяться лишь в тех случаях, когда в цикле получается только один конечный продукт, например когда в первой стадии флотации получается часть готового концентрата и богатые хвосты, поступающие в измельчение и во вторую стадию обогащения.
Если в цикле обогащения необходимо получить два конечных продукта - кондиционный концентрат и отвальные хвосты, то применяются более сложные схемы флотации. В дальнейшем вопросы построения схем флотации внутри отдельных циклов рассматриваются на примере одностадиальных одноцикловых схем. Выводами, установленными при рассмотрении одноцикловых схем, можно руководствоваться и при построении схем флотации внутри отдельных циклов для сложных схем.
Развитие схемы может происходить как в направлении увеличения числа контрольных флотации хвостов, так и в направлении увеличения числа перечисток концентрата или же в обоих указанных направлениях одновременно.
Направление развития схемы флотации зависит главным образом от трех условий - содержания полезного минерала в руде, кондиций, предъявляемых к концентрату, флотационных свойств полезного минерала и вмещающей породы.
Ниже рассмотрены типичные случаи, иллюстрирующие эту зависимость.
1. Высокое содержание полезного минерала в руде, пониженные кондиции на концентрат пустая порода нефлотоактивна. Может применяться схема флотации без перечисток концентрата, но с контрольной флотацией хвостов (одной или двумя) для повышения извлечения в концентрат полезного минерала. Такая схема часто встречается на углеобогатительных фабриках, а также на некоторых фабриках, перерабатывающих богатые руды цветных металлов.
2. Полезный минерал обладает пониженной флотируемостью, кондиции на концентрат низкие. Сфлотированные минералы нежелательно подвергать перечисткам и следует быстрее выводить из процесса. Схема получает развитие в направлении увеличения числа контрольных флотации. В качестве примера можно привести схему флотации медно-пиритной руды на Среднеуральской обогатительной фабрике. Медные сульфиды (ковеллин, халькопирит) этой руды сильно шламуются и быстро окисляются. Лишь небольшая часть концентрата подвергается перечистке. Схема получила развитие в направлении увеличения числа контрольных флотации, как указано стрелкой.
3. Низкое содержание полезного минерала в руде, высокие кондиции на концентрат, хорошая флотируемость полезного минерала. Схема флотации получает развитие в направлении увеличения числа перечисток концентрата. Примеры использования схем с многократными перечистками концентрата дает практика обогащения молибденовых и графитовых руд. Низкое содержание молибдена в рудах и высокие кондиции на концентрат приводят к необходимости введения в схему 5-8 перечисток концентрата. Хорошая флотируемость молибденита позволяет подвергать его большому числу операций флотации без опасения потерь в хвостах. При обогащении бедных графитовых руд, например на Завальевской графитовой фабрике, применяется схема флотации с шестью перечистками концентрата.
Указанные в приведенных примерах сочетания условий флотации не исчерпывают всех встречающихся в практике случаев. Поэтому часто на обогатительных фабриках применяются схемы флотации, занимающие промежуточное положение между рассмотренными типами схем.
Схема флотации с одной перечисткой концентрата применяется в тех случаях, когда не требуется высокой степени концентрации полезного компонента: при бедной руде и низких кондициях на концентрат, при средних рудах и средних кондициях, при богатых рудах и высоких кондициях. Такая схема часто встречается в основном цикле флотации медных и в циклах коллективной флотации полиметаллических руд.
Схема с двумя и тремя перечистками концентрата и одной контрольной флотацией применяется при необходимости получения более высокой степени концентрации полезного минерала или когда пустая порода обладает повышенной флотационной активностью. Она часто применяется в циклах свинцовой и цинковой флотации при обогащении полиметаллических руд.
ВОПРОС 73
Выбор схем обогащения руд черных Ме.
Факторы определяющие выбор схемы:
1Магнитные свойства минералов, 2 степень разрушенности породы и полезных минералов,3 характеристика вкрапленности полезных минералов, породы и вредных примесей (сульфиды, фосфаты), 4 содержание и состав глины.
По степени разрушенности различают 4-е группы А) руды с разрушенной вмещающей породой, полезные минералы крупновкрапленные, Б) руды с разрушенной вмещающей породой, но полезные минералы тонковкрапленные и представ охристами, В) руды с частично разрушенной вмещающей породой, Г) руды с крепкой неразрушенной вмещающей породой.
В каждом классе различают по удельной магнитной восприимчивостити: 1)слабомагнитные минералы, 2)слабомагнитные минералы и сильномагнитные, 3) минералы сильномагнитные.
Рассмотрим класс А( А1-слабомагнитные,А2-смесь минералов).К этому типу относятся полезные минералы- водные окислы Fe (милонит, гетит)или бурый железняк, полезные минералы- мартиты, полумартиты, магнетит. Породные минералы - глина, песок, сростков почти нет.
Основной метод обогащения: промывка с последующим грохочением, классификация шламов, обогащение классов отсадкой и магнитной сепарацией.
Особенности: в зависимости от количества и свойств глины руды м/б легко, средне и трудно провымистые. Для труднопромывистых применяются 2 стадии промывки: скруббер(бутара) или корытная мойка. Для руд А1-применяются сепараторы с высокой напряженностью магнитного поля.
А2-со средней напряженностью магнитного поля (с низкой).
Схемы включают: дробление(100-50мм.), промывка (мытая руда ислив), Мытая руда подвергается грохочению и каждый класс обогащается методом отсадки. Слив классифицируется
Класс В. В1- с разрушенной породой (слабомагнитные).Полезные минералы и порода имеют малую прочность, легко шламуются, руды содержат много охристых соединений.. Полезные минералы-слабомагнитные(бурый железняк, сидерит), порода- глина,песок,полевой шпат, гравий. Применяются схемы, которые включают промывку, классификацию, отсадку, магнитную сепарацию в сильном поле, флотация шламов. В2-железные руды, полезные минералы представлены мартитом, полумартитом,магнетитом,бурым железняком. Схема включает: промывку в голове, грохочение, классификация, гравитационное обогащение(отсадочные машины, конусные сепараторы),магнитная сепарация.
Класс Г. Г1-гемотитовые и мартитовые руды( руды Урала, Кольского полуострова ), марганцевые и хромовые руды. Для этих руд можно применять: гравитационные схемы (обогащение в суспензиях), обжиг-магнитные методы, флотационные, различные комбинации методов. Выбор схем зависит от крупности, вкрапленности полезных минералов и от характера породных минералов. Для крупновкрапленных железных руд применяются гравитационные схемы обогащения. При мелкой вкрапленности перспективна гравитационно-магнитная схема с применением конусных и винновых сепараторов. Качество концентрата м/б повышено с помощью удаления породы анионными собирателями. Тонковкрапленные железные руды с небольшим содержанием селиката железа и охристных железных минералов, можно обогащать флотацией, а при более высоком содержании силиката железа экономнее метод обжиг-магнитный и перспективна магнитная сепарация в сильных полях. Марганцевые руды класса Г1 включают три стадии обогащения : отсадку крупных классов, концентрация на столах , магнитная сепарация в сильных полях(кл-2мм.)
Г2-плотные руды ( магнетит, гематит, мартит)(Кольский п./о,КМА,Кривой рог), содержат корбанаты железа(FeCO3-сидерит), порода представлена-кварцем и силикатами железа. Минералы тонковкрапленные. Применяются комбинированные схемы: магнитно-флотационная, магнитная с двумя циклами (в слабом и сильном поле).
Г3-магнититовые руды с плотной вмещающей породой, минералы: титаномагнетит, гематит; порда представлена: кварцем и силикатами, сульфидными минералами. Вкрапленность мелкая, тонкая особенно сульфидов. Минеральный состав породы зависит от генезиса месторождения. Для малометаморфизованных месторождений основным нерудным минералом является кварц. Для кантактовометасаматических м/р - хлорит, пироксен, амфибол, гранат, эпидот.
В магнетитовых рудах порода представлена пироксеном, оливином, роговой обманкой, полевым шпатом. Основной метод магнитный в слабомагнитных полях. Схемы разнообразны зависят от вкрапленности полезных и породных минералов, минералов носителей вредных примесей (схемы стадиальные).
Пример:1) вкрапленность магнетита тонкая и мелкая, минералы находятся в срастании с породными минелаламии с мин. носителями вредных примесей (пирит, апатит). Применяются стадиальные схемы с доизмельчением и обогащением концентрата с получением отвальных хвостов в каждой стадии. Схемы включают СМС в голове процесса. за исключением Криворожских ,КМА руд.СМС применяют при засорении породными минералами при добыче(при кр.25-30мм). В н.в. СМС применяют после грохочения (разделения на классы).
2) вкрапленность магнетита крупная, неравномерная. Магнетит свободен от минералов носителей вредных примесей. Обогащается по простым одностадиальным схемам, без СМС. Расходы на получение концентрата минимальны, однако получить богатый концентрат (60-70%) по этим схемам трудно.
Вопрос 74
Методы и схемы обогащения углей
Уголь сост. из органической (горной) массы и негарючихих компонентов (минеральных примесей и влаги)
В состав. орган.горючей массы входит:углерод, водород, сера, фосфор. К минер-м примесям носят: кварц (песчаный сланец SiO2),глина,гипс, карбонаты СаСО3,MgСО3, долмит,сульфаты СаSО4.Основные показатели качества угля(влага, содержание S, зольность,теплота сгорания, выход летучих в-в на горючую массу от8-55%,толщена пластичного слоя).
В зависимости от марочного состава угли делятся: - коксующейся (газовый, жирный, отощенный спекающ-я)-они более ценные и требования к их кач-ву выше;- энергетические (длиннопламенные, тощий, полуантрацит, антрацит).
Подготовка углей к коксованию состоит из составления угольной шихты, в начале уголь измельчают, обог-ют, затем смешивают. Процесс начинается на шахтах и заканчивается загрузкой готовой смеси в угольные башни. Угольноя шихта сост-т из кон-ов О.Ф.и малазольных углей (природных), в рез-те шихта для коксовая предс-ет смесь углей различ.марок.При самост. Кокс-и только коксовые и коксово-жирные угли спос-ы образ-ть кокс необ-ого качества.(миним. толщена пластич-о слоя должна составлять 16-19мм.)
Технология обогащения углей При выборе схемы обогащения угля важный вопрос стоит о глубине обогащения, под которой понимается max крупность зерен мелкого класса угля, который не подвергается обог-ю, а исп-ся в естеств виде. Выбор технол-й схемы обогащения определяется: назначением угля, требованиями предъявляемыми к его качеству. Энергетитч угли об-ся тогда, когда это экономически выгодно. Прим-ся более простые схемы обог-я и менее глубокое об-ние. Малозольные энергетические угли с зольностью менее 10-12% не обог-я.
Для обогащения углей широкое распр-е получили гравитационные процессы и флотация.
Гравитационные процессы применяют для обог-я углей широкого диапазона крупности от 0,5 до 300 мм. Наиболее широкое распр-е получили обог-е в суспензиях (для обог-я любой категории угля).Отсадку крупных углей прим-ют при круп-ти более 10-13мм. Мелких углей меньше 10-13мм., и широко класиф-ых от 1,5-100;125мм. (схема 2.1;2.2; 2.3; 2.4) Таким образом процесс отсадки явл. универ-ым, т.к.им можно обог ть угли всех категорий обог-ти с широким приделом крупности и высокой влажности. Однако точность разделения угля по плотности в отсадочных машинах ниже, чем в тяжелосредных сепараторах.
Пенная флотация. Применяется для обог-я самого мелкого класса -0,5мм. В качестве собирателей прим-ся аполярные: керосин, машинные масла. Для депрессии вмещающей породы: жидкое стекло, для депрессии пирита-известь(если прим-ся флот-я).Для углей легко флотируемых прим-ся схемы с непосредственным получением кон-та ихв. Из основ. Флотации. (схема 2.5 а), б)) Для трудно флотируемых используются схемы с перечисткой концентрата или пром. продукта.(схема 2.6 а), б))
М/р основ. Добыча угля сосредоточена на Украине и в России( Донецком, Кузнецком, Карагандинском, Печерском бассейнах), США, Германия, Великобритания.

Вопрос 75
Обогащение Cu окисленных руд.
Cu окисленные руды нах-ся в верхних горизонтах сульфидных мест-й. Данные руды имеют сложный минер-й состав, в них как правило одновременно присутст-т карбонаты, оксиды, силикаты, сульфаты.
Окисленные минералы харак-ся хрупкостью, землистостью, что способ-ет образованию вторичных шламов.
Основными способами перераб-ки данных руд яв-ся
1 Флотация сульфгидрильными собирателями после предварительной сульфидизации сернистым натром. С применением этого метода успешно извлекают: малахит, CuCO3*Cu(OH)2,и азурит2CuCO3*Cu(OH)2, характерные для медных окисленных и смешанных руд; церуссит РbСО3 и англезит РbSО4, характерные для свинцовых окисленных и смешанных руд
Метод флотации окисленных руд цветных металлов, основанный на предварительной сульфидизации измельченной руды сернистым натром (или каким-либо другим водорастворимым сульфидом), с последующей флотацией сульфгидрильными собирателями и пенообразователями является наиболее типичным и распространенным. Этот метод дает наиболее приемлемые технологические показатели, если применяется для извлечения карбонатных минералов меди и карбонатных и сульфатных минералов свинца (он неприменим для обогащения руд, где цветные металлы представлены силикатными минералами меди и цинка).
Если руда содержит значительное количество первичных шламов и сильноожелезненных пород, возрастают расходы реагентов и заметно снижаются технологические показатели.
Сульфидная пленка, образующаяся в результате сульфидизации на поверхности частиц окисленных минералов, способна быстро окисляться и не обладает высокой механической прочностью. Учитывая это, практикуют в ряде случаев дробную загрузку сульфидизатора в процессе. Общий расход сульфидизатора большей частью составляет несколько килограммов на 1 т руды и сильно зависит от характера руды, особенно от содержания в ней шламов, увеличивающих расход как сульфидизатора, так и собирателя. Расход ксантогената 100200 г/т.
Экспериментальными исследованиями показано, что добавлением аммонийных солей при сульфидизации окисленных руд цветных металлов создаются благоприятные условия для упрочнения образующейся на поверхности
окисленных минералов сульфидной пленки и ускоряется процесс ее образования.
При сульфидизации и флотации обычно поддерживают щелочную среду (при рН = 9). В случае, если такая щелочность не обеспечивается принятым в процессе количеством сернистого натра, практикуют введение извести в операцию измельчения При флотации смешанных руд возможно два технологических варианта: а) первоначальная флотация сульфидов сульфгидрильными собирателями с последующей сульфидизацией хвостов сульфидной флотации и флотацией окисленных минералов цветных металлов; б) совместная флотация сульфидов просульфидизированных окисленных минералов. Выбор оптимального варианта производят на основе испытаний.
2 Флотация окисленных минералов цветных металлов с применением оксигидрильных собирателей (мыла, карбоновые кислоты). Этот метод вследствие малой селективности действия оксигидрильных собирателей по отношению к окисленным рудамцветных металлов не получил широкого распространения.
3 Комбинированный флотационно-гидрометаллургическийметод (метод В. Я. Мостовича). Его применяют для извлечения меди из весьма труднообогатимых окисленных и смешанных медных руд. При этом измельченную руду подвергают сернокислотному выщелачиванию (например, при рН 3,5-4 и тем- пературе до 60 °С, условия выщелачивания могут варьировать в зависимости от состава руды), в результате которого медь из окисленных минералов переходит в раствор. Растворенную медь затем цементируют измельченным и губчатым железом или чугунной стружкой.

Вопрос № 76
Технология обогащения калийных солей.
Калийные руды представляют собой скопления легкорастворимых в воде природных калийных солей.
Минералы: сильвин KCl; карналлит KCl*MgCl2*6H2O, каинит KCl*MgSO4*3H2O,лангбейнит K2SO4*2MgSO4, шенит K2SO4*MgSO4*6H2O, глазерит 2K2SO4*Na2SO4, полигамит K2SO4*MgSO4*2CaSO4*2H2O
Сопутствующие минералы: галит Na2Cl, сильвинит KCl*NaCl, ангидрит CaSO4,гипс CaSO4*2H2O, глины, песок.
При обогащении калийных руд решаются следующие задачи: 1-отделение калийсодержащих минералов от других сопутствующих; 2-разрушение калийсодержащих сульфатов и калийсодержащих хлоридов.
Особенностью обогащения калийных руд является хорошая растворимость в воде, поэтому механическое обогащение должно быть либо сухое, либо в насыщенных растворах солей.
Для обогащения калийных руд могут применяться следующие методы: обогащение в тяжелых суспензиях, электросепарация, флотогравитация, галлургия (этот химический метод основан на том, что при повышении температуры растворимость KCl сильно возрастает, в то время как растворимость NaCl остается практически постоянной, он выпадает в осадок). Преимущество флотационного метода: меньшая энергоемкость, меньшая коррозия аппаратуры, упрощенная схема обогащения, получение крупнозернистого продукта.
Особенности: процесс ведется в насыщенных растворах солей. Пенообразователь не применяется, потому что концентрированные растворы способны к пенообразованию. Крупность материала перед флотацией высокая от 0,75 до3 мм. При флотации KCl применяется собиратель октадециламин, при флотации лангбейнита и полигалита применяются карбоновые кислоты, при коллективной флотации применяется смесь собирателей.
Если присутствуют глинистые шламы, которые нарушают селекцию и увеличивают расход собирателей, то их депрессируют различными реагентами (тилоза, крахмал, декстрин) и механически выводят из процесса. Либо флотируют глинистые шламы реагентом ФР-1, предварительно коагулируют шламы полиакриламидом или крахмалом. Для уменьшения потерь хлорида калия и сульфата калия со шламами их подвергают сгущению, слив направляют в оборот, а кек на галлургию, чтобы уловить KCl. Максимально используют оборотные растворы солей. Все продукты, содержащие жидкую фазу, подвергают сгущению и фильтрации. Растворы возвращаются в процесс. Применение: около 90% добычи калийных солей применяются в качестве удобрений, 10% в стеклянной и химической промышленности. Чистые соединения KCl и K2SO4 не применяются, а применяются 30-40% растворы. Из K2SO4 вытягивается оксид K2O – это соединения является основным минеральных удобрений.Массовая доля KCl в концентрате 90-98%, массовая доля в концентрате 56-62%. Месторождения: Верхнекамское, Старобинское, Предкарпатское, Желянское, Гаурдакское.
Вопрос № 77
Вещественный состав и технологии обогащения марганцевых и хромовых руд.
Благодаря свойству Mn руд придавать стали вязкость, ковкость и твердость он широко применяется в металлургии, куда идет до 95% всей добычи Mn руд, остальная часть используется в химической промышленности и т.д. В металлургии из Mn руд выплавляют ферромарганец с содержанием Mn 50-80%, для получения высококачественных сталей и зеркального чугуна. Основными показателями качества Mn концентратов является массовая доля Mn, кремнезема (Mn 40%, SiO2 не > 9-12 %, фосфора не > 0,2%).
В чистом виде Mn в природе не встречается. В рудах он присутствует в виде оксидов, гидроксидов, карбонатов, силикатов. Месторождения образуются в прибрежных частях морских бассейнов в виде пластовых залежей и линз, сложенных сплошными рудами или конкрециями.
Минералы: пиролюзит MnO2, браунит Mn2O3, гаусманит Mn3O4, вернадит MnO2*H2O, псиломелан mMnO*MnO2*nH2O, радохрозит MnCO3, олигонит (Mn.Fe)CO3, родонит MnSiO3, манганит Mn2O3*H2O.
Классификация Mn руд по минеральному составу:
1.Генетический тип руды – ОСАДОЧНЫЙ; Минеральный тип руды – окисные руды (первичные); Рудообразующие минералы: пиролюзит, гаусманит, нерудные - кварц, глинозем, опал; Характеристика руд: по текстурным особенностям - кусковые, кусковоземлистые; руды легко поддаются обогащению, дроблению, измельчению, промывке, гравитационным процессам; Месторождение – Никопольское, Чиатурское.
2. МЕСТОРОЖДЕНИЯ КОРЫ ВЫВЕТРИВАНИЯ; окисленные Mn руды; вернадит, пиролюзит, нерудные – кварц, барит, опал; образованы в зоне выветривания первичных месторождений, содержание Mn до 50%, рыхлая структура; Чиатурское, Примагнитогорские.
3. ОСАДОЧНЫЙ И МЕТАМОРФИЗИРОВАННЫЙ; карбонатные руды; радохрозит, кварц, опал, глинозем; высокое содержание CaO и низкое SiO2, встречается редко, по текстурным особенностям кусковые, ноздреватоячеистые; Никопольское,Чиатурское.
4.МАГМАТОГЕННЫЙ И МЕТАМОРФИЗИРОВАННЫЙ; окисло-карбонатные; радохрозит, гаусманит, кварц, барит, глинозем; по минеральному химическому составу и физико-механическим свойствам занимают промежуточное положение между окислами и карбонатными; Никопольское, Чиатурское.
Для обогащения Mn руд применяются комбинированные схемы, а именно магнито-гравитационные, магнито-флотационные, включающие дробление и измельчение руды в зависимости от крупности в 2 или 3 стадии, магнитную сепарацию, отсадку, обогащение в тяжелых суспензиях, концентрацию на столах, промывку, иногда флотацию. Различие в схемах ОФ незначительно и объясняется особенностями вещественного состава руд.
Отсадка является основным способом обогащения Mn руд, что объясняется относительно высокой плотностью большинства Mn минералов (> 4 г/ см3.), и достаточно низкой плотностью минералов вмещающей породы < 3 г/см3. Отсадка дает хорошие результаты при обогащении достаточно крупного материала до 50 мм. Магнитное обогащение или магнитная сепарация Mn руд применяется для отделения Fe минералов от Mn в слабомагнитном и сильномагнитном поле. Т.же необходимо проводить предварительный обжиг для повышения магнитных свойств и магнитной проницаемости. Минералы Mn руды не обогащаются гравитационными процессами, магнитной сепарацией могут быть обогащены после тонкого измельчения, флотации. Лучше всего флотируется пиролюзит и радохрозит.
Флотация Mn руд осуществляется теми же способами, что и флотация Fe руд, но наиболее детально разработаны схемы прямой флотации анионными собирателями по коллективной и селективной схемам. При селективной флотации сначала при небольших расходах талового масла или олеиновой кислоты или олеата натрия с жидким стеклом флотируются карбонаты, затем повышенными загрузками собирателя (до 2 г/т) флотируются окисные Mn минералы в щелочной среде. Добавляют много жидкого стекла, т.к. Mn минералы легко шламуются. Если в Mn руде присутствуют сульфиды, то их флотируют раньше Mn минералов ксантогенатами. Однако флотационные Mn конц-ты не удается получать кондиционного качества, поэтому флотация не находит широкого применения. Т.е флотацию необходимо сочетать с химическими процессами. При механическом обогащении тоже не всегда удается получить конденсационные концентраты для ферросплавной промышленности, особенно большие трудности возникают при переработке карбонатных руд.
Для доводки некондиционных концентратов применяются следующие способы:
1.Гаусманитовый способ –окислительный обжиг концентрата при t=950-1000 С для перевода карбоната Mn () в 7-10% азотнокислом растворе в труднорастворимый гаусманит: MnCO3- MnO2- 2O3- Mn3O4. В результате содержание фосфора в концентрате снижается с 0,4-0,5 % до 0,1-0,06%. Получаемые растворы азотно-кальциевые-фосфатные пригодны для производства удобрений. Недостаток – большой расход реагента.
2.Содовый - спекание некондиционного концентрата с кальцинированной содой (Na2CO3) при t=850-920 С.
Характеристика хромовых руд. Общее содержание Cr в земной коре составляет 0,037%.
Главные добывающие страны: Казахстан, ЮАР, Турция, Индия, Финляндия. Главные промышленные минералы Cr: хромгипенемиды-(Mg,Fe)(Cr,Al,Fe)2O4. Минералы: алюмохромит FeO(Cr,Al)2O3, магнохромит (Mg,Fe)Cr2O4, хромпикотит (Mg,Fe)(Cr,Al)2O4, хромит FeO*Cr2O3.Качество хромовых руд оценивается соотношением окислов Cr Cr2O3, FeO, Fe2O3, MgO, Al2O3. Важное значение имеет соотношение Cr2O3:FeO.
Месторождения Cr руд подразделяются на магматические и сегрегационные. К промышленным относятся сплошные(Cr2O3-55-63%) и густовкрапленные (45-55%). В металлургии употребляется около 50% мировой добычи Cr руд, 40% в огнеупорной промышленности и 10% в химической промышленности. Cr дает ценные сплавы с Ni,Co,Al и применяется для покрытия или хромирования металлических изделий. Добавка ферро Cr к сталям придает им вязкость, повышает твердость, антикоррозийность. Богатые Cr руды сод-т оксидаCr более 45%, бедные менее32%. Богатые Cr руды и концентраты используются для ферросплавного производства (Cr2O3 не < 45%, P 0,005%, S не > 0,05%) и огнеупоров (Cr2O3 не < 35-40%, CaO не > 0,8%, SiO2 не > 8%)
Богатые руды подвергаются только дроблению и сортировке. Бедные, а так же рядовые подвергаются обогащению (гравитация, включающая обогащение в тяжелых суспензиях, винтовых сепараторах, отсадку, промывку, за рубежом часто прим-т гравитационно-магнитные схемы).
Хромитовые руды (основной минерал – хромит) подвергаются флотации в щелочной и кислой средах жирно-кислотными собирателями (олиновая кислота, олеат натрия, таловое масло). Подавителями вмещающей породы (оливин, серпентин) являетсяся фтористый Na и кремнефтористый Na(Na2SiF6) и жидкое стекло nNa2*mSiO2. Для подавления кальцита применяют гексометафосфат Na, возможна обратная флотация.

Вопрос № 78
Обогащение полиметаллических руд. (Флотационное обогащение медно-свинцово-цинковых руд; принципиальные схемы и реагентные режимы).
Cu-Pb-Zn полиметаллические руды являются наиболее труднообогатимыми, т.к. явл комплексными, содержащими помимо Pb и Zn, Cu и S. Данные элементы представлены сульфидными минералами (PbS-галенит, ZnS-сфалерит, CuFeS2-халькопирит) которые флотируются одними и теми же собирателями, многие применяемые реагенты действуют на них одинаково. В основном эти руды относятся к колчеданным, содержаниее FeS2 от 10 до 90%. Делятся на:
-сульфидные (10-15% Pb в виде окисленных соединений); - смешанные (10-80% Pb в виде окисленных соединений); -окисленные (40-85%).
Схемы прямой селективной флотации применяются редко, т.к. сульфиды Cu, Zn, Pb близки по флотационным свойствам и подвергаются окислению практически одновременно; применяется тогда, когда сульфидные минералы поддаются последовательной активации, при этом сначала флотируются легкофлотируемые минералы, затем труднофлотируемыее (рис 1)
Недостатки схемы: большой расход реагентов, большой фронт флотации, затраты на измельчение. Работают по этой схеме Канада, Австралия.
Более широкое распространение получили коллективно-селективная и частично коллективно-селективная схемы флотации. По частично коллективно-селективным схемам флотации в коллективный конц-т извлекаются только сульфиды Cu и Pb при подавлении ZnS и FeS2 из хвостов Cu-Pb флотации извлекается или один ZnS (рис 2)или ZnS и FeS2. (Зыряновская, Золотушинская о.ф, Швеция).
Применение коллективно-селективных схем наиболее эффективно для бедных полиметалических руд с агрегативной вкрапленностью, когда при грубом измельчении выделяется основное количество отвальных хвостов. Недостатки: применение десорбции (Лениногорская, Белоусовская о.ф., Япония). рис 4.
Методы разделения Cu-Pb к-тов:
Концентраты, содержащие PbS и первичный сульфид CuFeS2:
1) цианидный способ (флотируется PbS, подавляется CuFeS2). Депрессоры CuFeS2: Na2CN, KCN, цианиды с ZnSO4, цианиды с жид.стеклом и крахмалом.
2) окислительный способ (флотируется CuFeS2, подавляется PbS). Депрессоры PbS: Na2Cr2O7, K2Cr2O7, перекись Н H2O2.
3) восстановительный (флотируется CuFeS2, подавляется PbS). Депрессоры: Na2SO3 с FeSO4, сернистый газ или кислота с крахмалом, сернистый газ и Na2Cr2O7 (K2Cr2O7).
4) фосфатный (флотируется CuFeS2, подавляется PbS). Депрессоры: растворимые фосфатные H3PO4, Ca(H2PO4)2, NaH2PO4.
Концентраты, содержащие PbS и вторичные сульфиды Cu (халькозин, борнит, ковелин):
цианидный (флотируется PbS, подавляется Cu минералы). Депрессоры: цианиды с ZnO и (NH4)2 SO4-сульфат аммония, цианиды с Na2SO3 и др.
восстановительный (подавляется Cu минералы, флотируется PbS). Депрессоры: сульфид Na Na2SO3, K2Cr2O7
Вопрос № 79
Практика обогащения медно-молибденовых руд.
Молибденит MoS2, повелит CaMoO4, вульфенит PbMoO4, ферромолибденит 3MoO3*Fe2O3*7H2O.
Mo и руды делятся на сульфидные (содержание окисленных Mo минералов < 10-12%), смешанные (10-20%), окисленные (> 20%). Промышленное содержание Mo в Mo рудах колеблется от 0,1до 0,5% и >, в Cu-Mo и Mo -W 0,01 и <. В процессе обогащения необходимо получать концентраты с содержанием Mo 45-50% и >, это кондиция.
Сульфидные Mo руды относятся к наиболее легко обогатимым, причем Mo тесно ассоциирует с кварцем и вкраплен очень неравномерно, что требует применения многостадиальных схем измельчения и флотации. Концентрат 1-ой основной Mo флотации перечищается 3-6 раз, в качестве собирателей Mo применяется керосин, трансформаторное масло, ксантогенат; пенообразователь – сосновое масло, ксиленол; слабощелочная среде, 7,5-8, создаваемой содой. Если содержится значительное количество сульфидов Cu и Fe, то в цикл доизмельчения концентрата подается Na2S, в перечистки – цианиды. Если повышенное содержание шламов – то жидкое стекло. Месторождения-США, Югославия, Богодадинское.
Сульфидные Cu-Mo руды перерабатывают обычно по схеме коллективной флотации с последующим разделением коллективного концентрата на Cu и Mo, иногда пиритный. Наибольшее значение имеют порфировые Cu-Mo руды, к которым целесообразно применять стадиальные схемы обогащения с выделением коллективного Cu-Mo концентрата и отвальных хвостов при грубом измельчении руды до 45-55% кл – 74 мкм. Затем Cu-Mo концентрат доизмельчается до 90-95% Кл – 74 мкм и подвергается перечистке.(рис)
Существует ряд методов разделения коллективной Cu-Mo концентратов.
Извлечение MoS2 c подавлением сульфидов Cu и Fe методом “паровой” флотации с Na2S, т.е. Na2S десорбирует собиратель с поверхности сульфидов Cu и Fe в подогретой пульпе, не оказывая влияния на флотируемость MoS2, пульпа подогревается острым паром, резко усиливая десорбцию сульфидов Cu и Fe, кроме MoS2 и повеллита. ( Балхашская ОФ)
Флотация MoS2 и подавление сульфидов Cu и Fe осуществляется после окисленной пропарки коллективного концентрата в известковой среде в течении 40-60 мин в плотной пульпе (55-60% тв), приводит к снятию пленки собирателя с поверхности сульфидов Cu и Fe и окислению. Алмалыкская ОФ
Флотация MoS2 и подавление сульфидов Cu и Fe ферроцианидами или цианидами (Канада, США).
Флотация MoS2 и подавление сульфидов Cu и Fe перекисью Н и гипохлоридом Na.
Для получения кондиционных Mo конц-тов число перечистных операций от 5 до14. Если не удается получить кондиционные конц-ты, то в циклы доводки включаются низкотемпературный обжиги выщелачивание.
Флотация окисленных Mo руд и доводка концентрата.
Основные окисленные минералы-повеллит, ферромолибденит. При наличии повеллита в сульфидных Mo или Cu-Mo рудах их могут флотировать: 1) вместе с MoS2, получая сульфидно-окисленный Mo концентрат. Собиратель повеллита олеиновая кислота, которая подается вместе с керосином. 2) из хвостов сульфидно- Mo и Cu-Mo флотации. Собиратели – жирные кислоты, подаваемые в повеллитовую флотацию при рН=8-9. Депрессоры: жид стекло, пенообразователь – сосновое масло, ксиленол.

ВОПРОС 80
Обогащение медно-цинковых руд
Медно-цинковые руды обогащаются по схеме прямой селективной и коллективно-селективной флотации. При прямой селект.флотации измельчение руды осуществляется до крупности 85-95% кл-74 мкм, когда происходит раскрытие основной массы тонковкрапленных зерен CuFeS2 , ZnS, FeS2(халькоперит,сфалерит,пирит). В измельчение подаются реагенты для флотации халькопирита и подавления сфалерита и пирита(ZnSO4-цинковый купорос,известь,кальцинированная сода). Из хвостов медной флотации после активации сфалерита CuSO4-медным купоросом, получают цинковый концентрат. Такая схема применяется при флотации вкрапленных и сплошных медно-цинковых руд, в которых медные минералы представлены халькоперитом, а сфалерит не активирован ионами меди.
Такая схема применяется(Сибай)-прямая-селективная, Фенляндия,Нарвегия,Канада
Рис -схема прямой селективной флотации медно-цинковых руд.
Перед коллективной флотацией вкрапленные руды подвергают грубому измельчению до 40-60% кл.-74мкм., при котором происходит максимальное отделение осн. массы сульфидов меди,цинкаи железа от минералов вмещающей породы. (рис 2)
Рис 2Схема коллективно-селективной флотации вкрапленных Cu-Zn руд.
Сплошные руды измельчают до 85-90% кл.-74мкм. и обязательно в известковой среде для подавления осн. массы пирита. (рис 3).
Рис Схема коллективно-селективной флотации сплошных Cu-Zn руд.
Для схемы б) медную головку проводят при голодном режиме, реагенты подают в небольших количествах, собиратели до 10г/т, вспенивателя до 20 г/т.(рис3 ,б)
Если в руде присутствует две разновидности сфалерита, то в коллективный концентрат сначала извлекается высокоактивный сфалерит и сульфид меди, а сфалерит обладающий не флотационной активностью извлекается в цикле цинковой флотации, после активации медным купоросом.
Рис. Схема коллективно-селективной флотации Cu-Zn руд в два приема (если две разновидности сфалерита).
Коллективный Cu-Zn концентрат перед разделением обязательно доизмельчается в известковой среде и повергается операции десорбции сернистым Na и активации углем. Десорбция проводится в контактном чане при содержании тв.50-60% или совмещается с доизмельчением коллективного концентрата (безцианидный способ). При цианидном способе в мельницы доизмельчения или в контактный чан подается смесь цианида и ZnSO4, затем медная флотация проводится в присутствие ксантогената и вспенивателя. Из хвостов Cu-ой флотации после активации CuSO4 флотируется сфалерит. Хвостами Zn-ой флотации являются перитосодержащими хвостами. При флотации колчеданных руд хв. Zn-ой флотации являются в основном готовым пиритным концентратом. Если полученный Zn-ый концентрат не кондиционным (13 EMBED Equation.3 1415Zn не превышает 37-40%) ,то он направляется на операцию обезвоживания ,осуществляющуюся по методу Коева-Дебривной,т.е. Zn-ый концентрат после сгущения до 60% тв. доизмельчается (если это необходимо) с сернистым Na, продолжительное время отмывается в сгустителях и после перемешивается с содой и Zn-ым купоросом, и направляется на медно-пиритную флотацию. Пенным продуктом является медно-пиритный прдукт,а камерным Zn-ый концентрат.Кондиционным Zn-ый концентрат является при13 EMBED Equation.3 1415Zn=41-56%.
ВОПРОС 81
Практика обогащения медных и медно-пиритных руд
Технология переработки Cu и Cu-FeS2 руд отличается простотой и определяется:
-типом руды
-составом медных минералов и минералов вмещающей породы
-крупностью вкрапленности
-флотационной активностью пирита
-способности минералов к ошламованию
Этими факторами, прежде всего, определяют стадиальность и тип флотационный схемы: прямая селективная или коллективно-селективная).
Для обогащения легкообогатимых, монометаллических с равномерной вкрапленностью Cu минералов, на ОФ с небольшой производительностью применяют обычно одностадиальные схемы обогащения, которые включают операции измельчения и классификацию, основную флотацию, контрольную флотацию и 1-3 перечистки кон-та.
Рис. Одностадиальная схема обогащения Cu руд с неравномерной вкрапленностья

Для Cu руд с неравномерной и сложной вкрапленностью применяют двухстадиальные схемы нескольких видов. Если в руде присутствуют вторичные минералы Cu, особенно ковелин, способные к быстрому переизмельчению и ошламованию, то после I стадии измельчения до кр.45-60% кл.-74мкм. и основной флотации получают готовый Cu к-т, а богатые хвосты домзмельчаются до 80-85% кл.-74мкм. и поступают на вторую стадию Cu флотации, где получают готовый Cu к-т, который после перечисток присоединяют к первому Cu к-ту.
Рис. Двухстадиальная схема обогащения Cu руд с неравномерной и сложной вкрапленностью

На ОФ с большой производительностью получили распространения двухстадиальные схемы по которым после I ст. измельчения до кр. 45-60% кл.-74мкм.выделяется грубый Cu к-т которыйподвергается доизмельчению до кр.85-95% и поступает на перечестные операции и выделяется готовые пиритсодержащие хвосты.
Рис. Двухстадиальная схема с неравномерной и сложной вкрапленностью

При получении в I ст. обогащения богатого Cu к-т и отвальных хвостов сростки Cu минералов с пиритом и минералы вмещающий породы выделяются в п/п, который доизмельчается до кр.85-95% кл.-74мкм. и флотируется с получением бедного Cu к-та и отвальных хвостов.
Рис. Двухстадиальная схема обогащения Cu руд с неравномерной и сложной вкрапленностью
При переработке руд с высоким содержанием первичных шламов и растворимых солей, флотацию осуществляют в двух циклах в песковом и шламовом. При раздельном фронте флотации создаются наиболее благоприятные условия для флотации мелких и крупных частиц. Мелкие частицы (шламы) повышают общий расход реагентов, подавляют флотацию крупных частиц налипая на них создают обильную прочную пену (Джесказганская ОФ)
Рис. Схема обогащения Cu руд с высоким содержанием первичных шламов.
Сплошные сульфидные медно- пиритные руды являются труднообогатимыми из-за непостоянства химического состава сульфидов меди и пирита чрезвычайно тонкой вкрапленности сульфидны минералов взаимного их прорастания и склонности вторичных медных минералов к перемзмельчению. При флотации должна решаться задача эффективного отделения Cu минералов от пирита. Достигается это использованием высоко щелочной среды 11-12 РН с применением прямой селективной схемы флотации.
Технологический режим селективной флотации обуславливается наличием вторичных сульфидов меди .В этом случае после грубого измельчения и обогащения получают готовый Cu концентрат, состоящий из вторичных сульфидов Cu. Камерный продукт 1 стадии обогащения доизмельчается до кр.80-85% кл.-74мкм. в целях отделения медных минералов от пирита и флотируется.
Особенностью обогащения вкрапленных медно-пиритных руд является, то, что отделение медных минералов и пирита от минералов вмещающей породы происходит при грубом измельчении, когда возможно получение хвостов с отвальным содержанием Cu.Тогда проводится коллективная флотация сульфидов Cu и пирита при РН=7,5. Полученный коллективный концентрат доизмельчается до 80-95% кл.-74мкм., перемешивается с известью при РН=12 и цианидом для подавления пирита и направляется на медную флотацию. Если хвосты контрольной флотации содержат не менее 30-35% серы, то проводят пиритную флотацию с получением пиритного концентрата при РН=5-7.
В качестве собирателей сульфидных медных минералов применяются: ксантогенаты и дитиофосфаты, подавители минералов вмещающей породы при флотации вкрапленных Cu руд обычно не применяются. Но если в пульпе присутствует значительное количество шламов, то применяют жидкое стекло в основной медной флотации и в перечистках концентрата.
Если в руде присутствуют окисленные Cu минералы (азурит, малахит, тетрит), то в измельчение и основную Cu флотацию подается сернистый натрий (Na2S).Для подавления пирита применяется известь, а также цианид и ZnSO4, в качестве вспенивателей Т-66, Т-80, сосновое масло, тяжелое масло
Вопрос 82
Практика флотации окисленных и смешанных винцовых и цинковых руд.
Цинковые руды.
В России Cu – Zn руды расположены на Урале и являются, в основном, колчеданными , которые отличаются сложным минеральным составом.
Наличие в руде различных сульфидов, сульфатов, а также окислов Cu в присутствии сфалерита, обладающего различной степенью флотируемости и флотоактивного пирита, не благоприятное соотношение Cu и Zn создают значительные трудности в осуществлении селективной флотации и характеризуют как труднообогатимые.
Cu – Zn руды обогащаются по схеме прямой селективной и коллективно – селективной флотации.
Прямая селективная флотация.
Измельчение руды осуществляется до крупности 85 – 95% класса -74мкм, когда происходит раскрытие минеральных тонковкрапленных зерен халькопирита (CuFeS2), сфалерита (ZnS) и пирита (FeS2).
В измельчение подаются реагенты для подавления сфалерита и пирита, и активации халькопирита: известь, цинковый купорос, Na2S и кальцинированная сода.
Из хвостов Cu флотации, при активации сфалерита медным купоросом получают Zn концентрат. Такая схема применяется при флотации вкрапленных и сплошных Cu – Zn руд, в которых медные минералы представлены в основном халькопиритом, а сфалерит не активирован ионами Cu. Такая схема применяется на Сибайской О.Ф. (рис.4.1)
Коллективная флотация.
Перед ней вкрапленные руды подвергают глубокому измельчению до45 – 60% кл.-74мкм, при котором происходит максимальное отделение основной массы сульфидов Cu, Zn, Fe от минералов вмещающей породы (см. рис.4.2.)
Сплошные руды измельчают до 85 – 90% кл.-74мкм и обязательно в известковой среде для подавления основной массы пирита (см. рис.4.3). Если в руде присутствуют две разновидности сфалерита, то в коллективный концентрат извлекается высокоактивный сфалерит и сульфиды Cu, а сфалерит, обладающий невысокой флотационной активностью, извлекается в цикле Zn-ой флотации, после активации медным купоросом (см. рис.4.4).
Коллективный Cu – Zn концентрат перед разделением обязательно доизмельчается в известковой среде и подвергается операции десорбции (удаление с минеральной поверхности реагента) сернистым Na и активированным углем. Десорбция проводится в контактном чане при содержании твердого 55 – 60% или совмещается с доизмельчением коллективного концентрата (бесцианидный способ). При цианидном способе в мельницы доизмельчения или в контактный чан подается смесь цианида с цинковым купоросом, затем медная флотация проводится в присутствии Кх и вспенивателя. Из хвостов медной флотации после активации медным купоросом флотируется сфалерит.
Хвосты Zn флотации являются пиритсодержащими. При флотации колчеданных руд хвосты Zn флотации являются, в основном, готовым пиритным концентратом.
Если получаемый Zn концентрат является некондиционным (
· не>37 – 40%), то он направляется на операцию обезмеживания, обезжелезнения, осуществляемый по методу Конева – Дебривной, т.е. Zn концентрат после сгущения до 60% твердого доизмельчается (если необходимо) с сернистым Na, продолжительное время отмывается в сгустителях и после перемешивания с содой и цинковым купоросом и направляется на Cu – пиритную флотацию, пенным продуктом является Cu – пиритный продукт, а камерный – Zn концентрат. Кондиционный Zn концентрат является при
· = 41 – 56%.
Свинцовые руды.
Смешанные и окисленные руды за рубежом флотацией с предварительной сульфидизацией поверхности в щелочной среде. Сульфидные встречаются редко, обогащение осуществляется по простым схемам, стадиальность которой зависит от характера вкрапленности.
Схема обогащения крупнокристаллических свинцовых (Pb) руд обычно включает: обогащение в тяжелых суспензиях, отсадку (для выделения чистых зерен галенита), доизмельчение и флотацию из тяжелой фракции из хвостов отсадки. Галенит флотируется в щелочной среде рН=8 – 8,5, которая создается Na2CO3, Кх и дитиофосфатами. Пирит подавляется цианидами.
Если в руде содержатся оксиды и гидрооксиды Fe, то в схемы включают магнитную сепарацию и концентрационные столы. В процессе обогащения получают концентраты с
·Pb = 30 – 73 % .
СульфидныеPb - Zn руды достаточно распространены, их обогащают с применением комбинированных флотационно – гравитационных схем и чисто флотационных. Гравитационное обогащение осуществляется в тяжелых суспензиях. Флотация осуществляется по селективной схеме, сначала флотируются свинцовые минералы при подавлении сфалерита, а затем, после активации медным купоросом флотируется сфалерит.
Редко применяются коллективно – селективные схемы, т.к. требуется введение операций десорбции.
Медно – свинцово – цинковые руды.
Полиметаллические руды являются наиболее траднообогатимыми, т.к. являются комплексными, содержащими помимо Pb и Zn еще Cu и S. Данные элементы представлены сульфидными минералами, которые флотируются одними и теми же собирателями, многие применяемые реагенты действуют на них одинаково. В основном, данные руды относятся к колчеданным.
Полиметаллические руды делятся на сульфидные (в них содержится 10 – 15% Pb в виде окисленных соединений), смешанные (10 – 85% Pb в виде окисленных соединений) и окисленные (40 – 85% Pb в виде окисленных соединений)
Схемы прямой селективной флотации применяются редко, т.к. сульфиды Cu, Pb, Zn близки по флотационным свойствам и подвергаются окислению практически одновременно. Схемы применяются тогда, когда сульфидные минералы подвергаются последовательной активации, при этом сначала флотируются легко флотируемые минералы, а после активации трудно флотируемые (см.рис.9.1.).
Недостатки схемы: большой расход реагентов, большой фронт флотации, затраты на измельчение.
Более широкое распространение получили схемы частично коллективно – селективной и коллективно – селективной флотации.
По частично коллективно – селективной схеме в коллективный концентрат выделяются только сульфиды Cu и Pb при подавлении сфалерита и пирита. Из хвостов Cu – Pb флотации извлекается или один сфалерит (см. рис. 9.2.а.), или совместно с пиритом (см.рис.9.2.б.).
Применение коллективно – селективных схем наиболее эффективно для бедных полиметаллических руд с агрегативным характером вкрапленности, когда при грубом измельчении выделяется основное количество отвальных хвостов. (см.рис.9.3.)
Недостаток: обязательное применение десорбции.
Методы разделения Cu – пиритных концентратов.
1. концентраты, содержащие галенит и первичные сульфиды Cu.
а.цианидный: активация PbS (галенит) и депрессия CuFeS2 (халькопирит). В качестве депрессоров халькопирита цианиды (NaCN, KCN) с цинковым купоросом, цианиды с ж.стеклом и крахмалом.
б.окислительный: активация халькопирита и депрессия галенита. Депрессоры галенита: бихромат Na и К (Na2Cr2O7, K2 Cr2O7), перекись водорода.
в. восстановительный: активация халькопирита и снижается галенита. Депрессоры галенита: сульфит Na с железным купоросом, Na2SO3 c железным купоросом, серная кислота (газ) с крахмалом, сернистый газ с бихроматом Na или К.
г. фосфатный: активация халькопирита и снижается галенита. Депрессоры галенита: растворимые фосфаты (H3PO4, NaH2PO4)
2. концентраты, содержащие галенит и вторичные сульфиды Cu.
а. цианидный: активация галенита и депрессия Cu минералов. Депрессоры вторичных медных минералов: цианиды и сульфат аммония.
б) восстановительный: активируют Cu минералы и депрессируют галенит. Депрессоры галенита:
бихромат К, Na2SO4.
Вопрос 83
Практика флотации аполярных несульфидных минералов.
Угли.
При выборе схемы обогащения важное значение имеет глубина обогащения (максимальная крупность зерен мелкого класса угля, который не подвергается обогащению, а используется в естественном виде). Выбор схемы обогащения угля определяется назначением и требованиями, предъявляемыми к его качеству.
Широкое распространение получили гравитационные процессы. Они применяются для углей широкого диапазона крупности (0,5 – 300мм). Наибольшее распространение получили гидравлическая отсадка для углей любой категории обогатимости и обогащение в тяжелых суспензиях.
Пенную флотацию применяют для обогащения самого мелкого класса (-0,5мм). В качестве собирателей применяют Аполярные собиратели (керосин, машинные масла и др.). Для депрессии вмещающей породы – ж.стекло, для депрессии пирита – известь (если флотация прямая), крахмал или декстрин (при обратной).
Для углей легкофлотируемых применяются схемы с непосредственным получением концентрата и хвостов из основной флотации (см. рис.2.5.а, б). Для труднофлотируемых углей используются схемы с перечисткой концентрата или промпродукта (см.рис.2.6.а, б).
Графит.
Обогащение графитовых руд применяется для повышения содержания графита и удаления примесей.
Возможность применения тех или иных методов обогащения к графитовым рудам определяется структурой графита, характером вмещающих пород и вредных примесей. Применяют ручную сортировку (основной метод обогащения скрытокристаллических руд), избирательное измельчение (основано на различной измельчаемости графита и вмещающей породы) и флотация.
Применение флотации дает возможность обогащать бедные графитовые руды, в которых содержание графита 3 – 5%.
Реагентный режим:
Графит хорошо флотируется с помощью одного вспенивателя (сосновое масло, флотол), а также с применением собирателей (керосин, машинное масло, нефть). Для депрессии кварца, слюды и др. минералов вмещающей породы применяют ж.стекло, глинистые минералы депрессируют известью или содой,
сульфиды – бихроматом калия, цианидами. Флотацию проводят в слабощелочных растворах (рН=8 – 9).
Типичная схема обогащения графитовой руды предусматривает стадиальное измельчение, черновую флотацию и многократное доизмельчение чернового концентрата с последующей флотацией.
1. чешуйчатые графиты – флотируются легко, не требуют тонкого измельчения (достаточно до 0,6 – 0,8мм);
2.плотнокристаллические – флотируются медленно из-за наличия скрытокристаллического графита, требуют весьма тонкого измельчения;
3.скрытокристаллические – флотируются плохо, т.к. наличия органических веществ, подавляющих флотацию;
Отвальные хвосты получить не удается; отходы используют в качестве низкосортного литейного графита.
Сера.
Добыча серных руд производится:
1.подземная выплавка серы (ПВС), т.е. расплавление серы в пласте нагретой водой, закачиваемой через буровую скважину, с последующей выдачей серы через ту же скважину.
2.комбинированный метод надземной переработки серных руд, который включает флотацию, с последующей выплавкой серы из концентратов в автоклавах. При таком методе не надо тонко измельчать. Обычно руду измельчают до 0,8 – 0,5мм и подвергают основной флотации и трем перечисткам.
В качестве собирателей серы применяют керосин или трансформаторное масло, пенообразователи – сосновое масло или скипидар, рН пульпы значения не имеет. В качестве регуляторов флотации используют соду и ж.стекло или пирофосфат Na. Содержание серы в концентрате 60 – 85%. Затем флотационный серный концентрат направляют в автоклавную плавку.
Тальк.
Руды талька подвергаются обогащению с относительно малым содержанием талька 50% и менее. Схема обогащения включает дробление, измельчение и флотацию. Высокая природная гидрофобность обеспечивает хорошую флотируемость. Чешуйчатый тальк флотируется лучше, чем плотный. Чешуйчатый флотируется обычно одним пенообразователем (сосновое масло), плотный совместно с собирателями (аполярными: керосин, нефть, амины). Если поверхность покрыта окислами Fe, необходимо подавать серную кислоту для снижения рН до6, что улучшает избирательность флотации ожелезненного талька.
Вопрос 84
Практика флотации руд редких металлов.
Урановые руды (U).(Канада, ЮАР, США, Франция, Намибия)
Месторождения делятся на: эндогенные (пегматитовые, гидротермальные) и экзогенные (осадочные, осадочно – метаморфические и месторождения выветривания).
Промышленное значение имеют:
1. группа уранита (главным образом урановая смолка и урановая чернь) nUO2 и UO3
2. группа урановых слюдок (фосфаты, арсенаты, ванадаты. Яркий представитель – карнолит)
Различают первичные, окисленные и смешанные урановые руды.
Супербогатые содержат >0,3%U, богатые 0,1 – 0,3%, рядовые 0,05 – 0,1%, убогие 0,03 – 0,05%.
Эти руды используются в атомной промышленности в качестве ядерного топлива.
Механическое обогащение является подготовительной стадией для последующей переработки руд и концентратов:
1. радиометрическое обогащение (простой и дешевый)
Применяют покусковую, порционную, поточную, радиометрическую сортировку.( крупность 25 – 250мм)
2.гравитационные процессы (концентрация на столах, винтовых сепараторах, отсадочных машинах, тяжелых суспензиях). Применяется для первичных U руд: уранита и урановой смолки, имеющих высокую плотность и крупную вкрапленность.
3. флотация извлекают U минералы в пенный продукт жирными кислотами и их мылами и выделяют из них сульфиды и минералы вмещающей породы при рН=5 – 7,5. Депрессоры вмещающей породы – кремнефтористый Na и ж.ст..
4. избирательное измельчение применяется в основном для вторичных U минералов, обладающих малой твердостью и легкой шламуемостью
Основным методом переработки U руд является химические (гидрометаллургические) процессы (кислотное выщелачивание разбавленной H2SO4;оно дает выше извлечение, чем щелочное).
Сложные комплексные U руды предусматривают комбинированную технологию. (Пример: при переработке Au – U руд применяют гравитационные процессы, цианирование, амальгамацию, флотацию и кислотное выщелачивание)
Сподуменовые (литиевые) руды.
Основными источниками сырья для производства Li являются промышленные руды, содержание Li в которых 0,2 – 0,5% и выше, и соляные растворы. Практическое значение для обогащения Li руд имеют:
1. селективная добыча руды и ручная сортировка ее при наличии крупнокристаллических минералов (метод основан на различии в цвете Li минералов)
2. термическое обогащение или декрипитация используется для сподуменовых руд ( метод основан на способность сподумена переходить при нагревании руды до 950 - 1100°С из
· – модификации в
· – модификацию, в следствии чего сподумен растрескивается и рассыпается. Отделяют его от минералов породы грохочением или воздушной сепарацией.).
3. обогащение в тяжелых суспензиях применяется редко только для сподуменовых руд (метод основан на различии удельного веса сподумена (3,2 т/мі) и минералов породы (2,4 т/ мі))
4.флотация. Необходимо проводить обесшламливание, чтобы извлечь выветрелый легкошламующийся сподумен и минералы вмещающей породы. Применяют прямую флотацию с применением жирных кислот, их мыла в щелочной среде и обратную флотацию с применением катионных собирателей для минералов вмещающей породы; рН пульпы 6,5 – 8,5.
Отделение сподумена от слюды, кварца, полевых шпатов при флотации олеатом Na значительно улучшается, если обработать измельченную руду щелочными модификаторами (фторсиликатом, фосфатом или силикатом Na), NaOH в плотной пульпе с последующем удалением шламов.
Обработка измельченной руды в растворе 5% плавиковой кислоты, с последующей промывкой ее избытка, улучшает отделение сподумена от минералов вмещающей породы.
5. магнитная сепарация применяется для выделения слабомагнитного минерала – уливальдита, содержащего до 12,5% Fe, а также доводочных операциях для выделения магнитных минералов, не содержащих Li.
6. химические процессы в сочетании с флотацией или без нее:
А. при обогащении рассолов метод состоит из упарки рассолов, дробной кристаллизации и получении различных солей. При этом Li выпадает в виде мельчайших частиц двойного фосфата Li, который обрабатывают растворами мыла, далее раствор насыщают воздухом и флотируют с добавлением флотомасла.
Б. химическая обработка Li руд с последующим водным выщелачиванием легко растворимых солей Li и дальнейшее осаждение и выделение солей Li в виде карбоната или других труднорастворимых продуктов Li.
Вопрос 85
Практика флотации флюоритовых и баритовых руд.
Флюоритовые руды. ( М / я: Суранское, Забайкалье)
В зависимости, с какими минералами флюорит (CaF2) ассоциирует руды делятся на:
1. силикатнофлюоритовые; 3. флюорито – баритовые;
2. карбонатнофлюоритовые; 4. сульфидные;
5. руды редких Ме, в которых CaF2 присутствует в виде нежелательной примеси.
Для обогащения CaF2 руд применяют ручную и механическую сортировку ( для крупновкрапленного CaF2), обогащение в тяжелых суспензиях, отсадку (получают гравитационные концентраты, с содержанием CaF2 =56% и >, который используют в металлургической промышленности в качестве флюса), флотацию (для тонковкрапленных руд с получением концентрата с содержанием CaF2 = 92 – 95 %, который используется в химической промышленность для изготовления плавиковой кислоты и искусственного крахмала).
Силикатнофлюоритовые руды.
Имеют простые схемы обогащения. В голове технологической схемы применяют гравитационные процессы с выделением гравитационного концентрата, а затем проводят основную флотацию и 4 – 6 перечистных операций. В качестве собирателя CaF2 применяют олеиновую кислоту или олеат Na (OLNa), в качестве депрессора кварца применяют жидкое стекло (далее как ж. ст.). Флотацию ведут в щелочной среде при рН=8-8,5, которую создают кальцинированной содой (Na2CO3) или NaOH. Также для селекции применяют реагенты – модификаторы (Na2S); расход должен быть строго оптимизированным, при котором повышаются адсорбционные свойства CaF2.
Кабонатнофлюоритовые руды.
Являются более сложным объектом обогащения, т.к. их флотационные свойства близки. Трудность выделения CaF2 зависит от карбонатного модуля CaF2 (CaCO3, чем он выше, тем легче отделить флюорит от кальцита, соответственно, чем меньше, тем труднее получить богатые концентраты.)
Реагенты – собиратели теже. Важен порядок подачи депрессоров. Сначала подают ж.ст., а затем Al2 (SO4)3,
Fe2 (SO4)3 или FeSO4. При обратном порядке селекция нарушается и соотношение ж.ст. с этими реагентами подбирается экспериментально. Очень часто ведут подогрев пульпы с ж.ст., что способствует отделению кальцита от флюорита.
Флюоритобаритовые руды.
При обогащении применяют прямую селективную флотацию.
При коллективно – селективной флотации смесью собирателей флотируют барит и флюорит, затем либо флюорит (собирателем служит OL кислота, депрессором барита моносульфаты с NaF), либо барит (алкил сульфанатами). Флюорит депрессируют бихроматом калия или декстрином.
Сульфидные руды:
Из них обычно в начале выделяют сульфиды, а затем флотируют флюорит.
Баритовые руды. (предприятия: Салаирская О.Ф., Урал, Казахстан, З.Грузия)
Трудность выделения барита (BaSO4) определяется составом вмещающей породы. Для крупнозернистых руд применяют рудоразборку и промывку, дробление до 100 – 25мм. Среднезернистые – обогащение отсадкой иногда в сочетании с промывкой. Для тонкозернистых используют концентрационные столы, флотацию и декрипитацию (растрескивание минералов при их нагревании и быстром охлаждении).
При флотации применяют простые технологические схемы, включающие: основную флотацию и 2, 3 перечистки. В качестве собирателей OL кислота, OLNa, таловое масло в смеси с керосином, сульфидное мыло. Для отделения барита от кварца депрессор ж.ст., барита от карбонатов может быть использован метод Петрова (с подогревом пульпы):
Если высокий карбонатный модуль, то подогрев до 80 - 90°С.
Если в руде присутствует CaF2, то реагентный режим как при
обогащении флюоритобаритовой руды (см.выше).
Применяются в лакокрасочной, химической промышленности.
ВОПРОС 86
Практика обогащения асбестовых руд
Асбестом (Ca(Mg,Fe)SiO4) называются минералы, отличающиеся от всех других природных минералов специфическим волокнистым строением и способностью распушиваться (т. е. расщепляться на тончайшие волокна) при механическом воздействии, вкручиваться в нить и т. д Минералы, относящиеся к асбесту, встречаются в виде правильно волокнистых и путанно волокнистых образовании и делятся на 2 группы: серпентина (хризотил-асбест) и амфибола (амфибол-асбест).
Хризотил-асбест является единственным представителем группы серпентина.
Группа амфибола включает большое число разновидностей асбеста, к которым относятся: крокидолит, амозит, тремолит, антофиллит и антинолит.
Наибольшее промышленное значение по объему потребления имеет хризотил-асбест, на долю которого приходится почти 95% мировой добычи асбеста.
Свойствами асбестовых минералов, определяющими их промышленную ценность, являются: длина волокна, эластичность, прочность, способность при механическом воздействии распадаться на тончайшие волокна, химическая стойкость при воздействии на них кислот и щелочей, способность выдерживать без существенных изменений своих физических свойств высокие температуры. Для некоторых производств важное значение имеет адсорбционная активность распушенных асбестов; способность в распушенном состоянии образовывать гомогенные водные суспензии. При применении асбеста в электроизоляционных материалах важное значение приобретают его диэлектрические свойства.
Хризотил-асбест
В переводе с греческого хризос означает золото, тилос волос. Хризотил-асбест представляет собой водный магнезиальный силикат, химический состав которого теоретически выражается формулой
3MgO-2Si02-2H2O с содержанием окислов: MgO-43, 45%; SiO2-43,5%; H2O-13,05%. Волокно хризотил-асбеста обладает низкой электропроводностью, которая зависит от содержания в нем примеси магнетита и FeO, изоморфно замещающей MgO Щелочи, даже крепкие, хризотил-асбест не разрушают, но он не кислотостоек и даже слабые органические кислоты (уксусная) извлекают из него окись магния, отчего прочность и гибкость волокон резко падают.
Амфибол-асбест
В группу амфибол-асбеста входят минералы: крокидолит, амозит, антофиллит, тремолит и актинолит. Наибольшее промышленное значение имеют крокидолит, амозит и антофиллит.Основным достоинством этой группы минералов является их высокая кислотостойкость. Есть предположение, что чем больше в асбесте MgO, тем выше точка его плавления, и чем больше в нем SiO2, тем он кислотоупорнее.
Крокидолит-асбест является натрожелезистым гидросиликатрм состава Na2Fe3Fe2 [Si4Oii]2 [О, ОН]2. Среднее содержание окислов (%): SiO2 51, Fe2O3 20, FeO 18, MgO 2, Na2O 6, H2O 3. Хорошо расщепляется на тонкие, гибкие и прочные волокна. Толщина их достигает 0,91,8 мк. По механической прочности он не уступает хризотил-асбесту и является наиболее прочным среди амфибол-асбестов
Амозит-асбест является водным железомагнезиальным силикатом, состав которого выражается следующей схематической формулой H4Mg5, Fe18, Fe2, Al2S25, O84.Амозит-асбест имеет очень длинные волокна в 100, 150 и даже 250 мм. Толщина волокна 0,070,2 мк. Несмотря на хорошо выраженную волокнистость амозита, он расщепляется значительно хуже, чем хризотил-асбест. При нагревании меняется состав амозита и его механические свойства ухудшаются. Температура плавления 11001200°.
Антофиллит-асбест по химическому составу является магнезижелезистым гидросиликатом, выражающимся следующей формулой Mg7Si8O22(OH)2.Волокна антофиллит-асбеста вследствие цементирования посторонними включениями (обычно карбонатом магния) не гибки и хрупки, но после обработки их кислотами, становятся мягкими, эластичными и хорошо поддаются распушке.
Антофиллит-асбест отличается наибольшей по сравнению с другими разновидностями асбеста теплостойкостью, кислотоупорностью и щелочестойкостью.
Обогащение асбестовых руд
Выбор схемы технологического процесса и конечные результаты обогащения зависят от свойств исходной руды: минерало-петрографического состава, механических свойств породы, вмещающей асбест, типа асбестоносности, содержания асбеста в руде, сортности (длины) волокна, степени сцепления прожилков асбеста с вмещающей породой, способности агрегатов волокна к расщеплению и наличия вредных примесей.
Физические свойства асбеста и включающих его пород многообразны, поэтому почти все методы обогащения полезных ископаемых, известные в современной технике, могут быть с большим или меньшим успехом применены к обогащению асбестовых руд, но при этом необходимо:
а)сохранить природную длину и текстуру волокна, т. е. предотвратить укорачивание волокна и чрезмерную распушку;
б) обеспечить максимальное извлечение асбестового волокна из руды;
в) освободить асбестовые волокна от гали и пыли, а также от случайных посторонних включений;
г) получить достаточно однородные по длине волокна сорта товарного асбеста
Обогащение отсасыванием
Основано на различии объемных весов распушенного асбестового волокна (0,5 г/см3) и плотных зерен сопутствующей породы (2,5 г/см3) и вследствие этого на различии скоростей витания.
Принцип обогащения отсасыванием состоит в следующем. Руда после крупного и среднего дробления и сушки с влажностью не более 2% подвергается многостадиальному мелкому дроблению, в результате которого асбестовое волокно освобождается от породы и частично распушивается, а сопутствующая порода остается в виде мелких кусков и зерен.
Вскрытое в каждой стадии асбестовое волокно должно быть сразу же выделено из массы руды, чтобы сохранить его природную длину и текстуру от разрушения в следующих стадиях дробления.
Обогащение на грохотах. На наклонных грохотах, совершающих возвратно-поступательное движение с небольшой амплитудой и сравнительно высокой частотой колебаний, руда при движении от верхнего загрузочного конца к нижнему разгрузочному стратифицируется. При этом волокно «всплывает» в верхний слой, а зерна породы сосредоточиваются в нижнем.Асбестовое волокно, всплывающее на верх рудного потока, извлекается с грохота воздушной струей и транспортируется в циклоны, где осаждается (рис. 51). Оставшиеся на грохоте продукты, представленные, в основном, зернами руды и породы, поступают в следующую стадию дробления
Обогащение в воздушно-проходном сепараторе. При обогащении в воздушно-проходном сепараторе черновые концентраты извлекаются продуванием относительно тонкого слоя падающей дробленой руды. Воздушный поток, несущий черновой концентрат, транспортируется по трубам в циклоны, где и освобождается от взвешенных в нем частиц.Транспортирование извлеченного концентрата по трубам осуществляется движением воздушного потока, создаваемого вентилятором.
Достоинствами обогащения отсасыванием являются: высокая механизация процесса, сравнительно высокое извлечение и возможность обработки руд с низким содержанием асбеста.
К недостаткам относятся: большие удельные расходы воздуха на 1 т перерабатываемой руды, в связи с этим сложность и громоздкость воздушного хозяйства, некоторое снижение природных качеств волокна, сложность классификации на товарные сорта, необходимость использования большого количества машин для короткого волокна и его последующей очистки.
Обогащение в центробежных воздушных сепараторах
Процесс разделения в сепараторах происходит в основном за счет частичного расслоения руды, разбрасываемой с быстровращающегося диска и сообщающего отдельным частицам различную центробежную силу и соответственно различные скорости с одновременным продуванием этого веера замкнутым воздушным потоком внутри сепаратора. На частицу в сепараторе действуют следующие силы центробежная Т, сила тяжести Q и динамическое давление струи воздуха Р.
Обогащение в пневматических сепараторах
Отделение свободного волокна в пневматическом сепараторе происходит в результате пересечения под определенным углом равномерно распределенного рудного потока струей воздуха. Но если на грохоте и в центробежных сепараторах рудный поток перемещается почти горизонтально, а воздух чаще всего движется вертикально, то в пневмосепараторах наоборот: руда движется по вертикали, а воздушный поток по горизонтали.
Обогащение на наклонных плоскостях
Преимущественно применяется на небольших асбестообогатительных фабриках, где при незначительных энергозатратах обеспечивается отделение волокна от породы при сохранении природных его качеств.Обогащение на наклонных плоскостях основано на различии коэффициентов трения и упругости чистого асбестового волокна, сростков волокна с зернами породы и зерен пустой породы. Отделение волокна от породы происходит в период прохождения механической смеси; волокна и породы по наклонной плоскости. При движении смеси свободного асбестового волокна и зерен породы по наклонной плоскости первое, медленно скользит и падает недалеко от нижней кромки плоскости.Зерна породы, быстро скатываясь с плоскости, по инерции падают значительно дальше. Различие в величине сил трения скольжения волокна и трения зерен качения породы значительно меньше для руды мелких классов.
При крупности зерен руды и асбестового волокна менее 1 мм разница в трении почти исчезает и точного разделения волокна и породы не происходит
Вибрационный способ обогащения
Сущность этого способа заключается в том, что сыпучие материалы, помещенные на наклонную вибрирующую поверхность, могут разделяться в зависимости от крупности, формы, коэффициента трения, упругости и других параметров составляющих компонентов.


Рис. Принципиальная схема обогащения отсасыванием:
1 грохот; 2 воздухоприемники; 3 циклон; 4 разгрузитель;
5 вентилятор
Вопрос 87
Практика обогащения золотосодерж руд и россыпей
Основ св-ва золота плотность=19.32 г/м3. Исп в виде сплавов с др ме. Среднее содержание Аu в земной коре сост. 5·10-7%, т.е. в 1 т породы-5 мг Аu.Аu в рудах и россыпях нах-ся в самородном виде и в зависимости от крупности различ- тонкодисперсное Аu (до 10 мкм), - пылевидное (5-10 мкм), - мелкое (0,05-2мм), -крупное (свыше 2 мм)
Месторождения Аu подразделяются на россыпные и коренные.Коренные: - экзогенные (Сu-колчеданные, полимет.), - эндогенные(Аu-сульфидно-кварцевые и сульфидные)
·Аu=1-100 г/т
Технология извлечения Аu из коренных руд и конгломератов. Основ.минералы-кварц, а также присутствуют Сульфиды Fe, Cu,As,Pb,Zn,Ag. Несульфидные минералы-карбонаты, барит, коалинит, графит.Малосульфидные коренные руды В зависимости от крупности Аu прим. одно- или двухстадиальные схемы обог. В сочетании грав. процессов с флотацией и цианированием или амальгамацией.Если достаточно круп. Аu, то после стадии измельчения прим. грав.процессы: отсадочные машины, конц.столы, шлюзы, коткоконусные ГЦ, а также вкл. в схему цианирование или амальгамацию. При мелкой и неравномерной вкрапленности сульфидов и Аu эфф-на флотация. В качестве собирателей прим., если малосульфидные-Кх, пенообразователи Е-66,Е-80, сосновое масло, в качестве депрессоров сульфидов прим сернистый Nа и известь.
Окисленные золотосодержащие руды.Основ. метод – цианирование. Сульфидные минералы отсутств., но присутств.гидроксиды и карбонаты Fе, с которыми часто связано мелкое Аu. Крупность Аu составляет 10-20 мкм, поэтому не подвергается грав.процессам, а хорошо цианируется.
Аu-пиритные руды. Тонкодисперсное Аu связано с Ру(пирит), поэтому Аu выделяют вместе с Ру. Основ.методы - флотация. Для получения отвальных хвостов с отв.
·Аu, удлиняют фронт контр.фл-ций до 5-8, после каждой получают готовый концентрат. Собиратель(Кх) вводят сосредоточенно перед каждой контр.фл-цией. Готовый Аu-Ру к-т направляется на цианирование (схема 1 а) Если Аu тонковкраплено и не извлекается цианированием, то флот.конц-т подвергают обжигу с получением огарка, имеющего пористую структуру, что обеспечивает раскрытие зерен Аu(схема 1 б) Если в руде есть свободное Аu, то прим.гравитационные процессы (схема1 в)
Аu-Cu руды.Технологическая схема вкл: грав.обог.(отсадка и конц столы для выделения свободного Аu), хвосты гравитации доизмельчают до 90-95% кл -0,2 мм и коллективная флотация.
Аu-мышьковвые руды. Являются труднообогатимыми, т.к.могут содержать до 10% As.технологическая схема вкл:
Гравит.обог., хвосты гравитации доизмельчение до 80-90% кл -74 мкм и подвергаются коллективная флотация.Пенным продуктом колект.фл.является Аu- As концентрат для обработки к-го используется 2 способа: 1)обжиг затем цианирование, 2) плавка(As улавливается в виде белого соединения As2О3).
Полиметаллические руды. Режим фл-ции полиметаллич. руд устанавливают таким образом., чтобы мах количество Аu флотировалось с Сu и Рb конц-тами, из которых оно легко извлекается при металлургическом переделе. Лучше прим. безцианидные технологии, т.к.свободное Аu легко растворяется в цианидах М/р: Урал. Казахстан, Канада, Бразилия, США
Конгломераты представляют собой промежуточный тип между россыпными и коренными месторождениями, не имеющий четких границ.Особенности вещественного состава: наличие плотного цемента кварцево-сульфидного типа, наличие тонкого свободного Аu, которое связано с минералами.Месторождения: Канада, Бразилия, ЮАР.
Извлечение золота Аu цианированием и амальгамацией.
Амальгамация-способ извлечения Аu, основанный на избирательном смачивании частиц Аu ртутью с образованием амальгамы, которая затем отделяется от вмещающей породы.
Амальгама обр-ся благодаря диффузии ртути в золоте. Ртуть не растворяет Аu, а лишь смачивает и диспергирует его с получением амальгама. Наиболее полная амальгамация осущ-ся 1,5-2ч, лучше всего ртуть смачивает чистоеАu, однако оно покрыто пленками гидроксидов Fе, Мn, шламами. Поэтому поверхность золотин предв-но очищают трением или в слабых растворах Н2SО4(3% конц-ция). Различ амальгамацию: - внутреннюю, кот-я проводится одновременно с измельчением руды (расход ртути 15-20 г/т), -внешнюю, кот проводится в амальгамационных шлюзах после измельчения(ртути 2-3 г/т).В наст время амальгамация практически не прим-ся; прим преимущ-но при переработке бедных грав конц-тов-шлихов. Для выделения Аu из амальгамы прим отжимку для отделения ртути на плотной ткани, затем в прессах. После этого проводят отпарку при 800єС в течении 3-6ч.
Цианирование-способ извлечения Аu из руд и конц-тов избирательным растворением его в растворах цианидов в присутствии растворенного в воде О2. Цианистые растворы прим-ся слабой конц-ции 0,03-0,3%,растворение проводится в щелочной среде, создаваемой известью, РН=11-12. прим раст-ры NaCN, СaCN, иногда КCN.
Минеральный состав руд- один из важных факторов, определяющих эффективность цианирования, эффект кот знач снижается в присутствии в руде или конц-тах сульфидов Сu, Fе, Аs,С, углистых сланцев. Они ведут к большому расходу цианидов, цианорование-24-30ч.
Методы цианирования: - кучное выщелачивание цианистыми растворами(США, Бразилия, Китай, Австралия, ЮАР, Мексика ). Его “+”: низкие кап затраты, достаточная простота аппаратурного оформления и схемы переработки. Кучн. выщел. подвергают забалансовые руды, хвосты, богатые руды небольших месторож-ний; - подземное выщ-ние прим для россыпей. Прим-ют цианидное и хлоридное выщ-ние скважинным способом. Закачка раб. растворов осущ-ся в верхние горизонты залежи, а откачка ра-ров с Аu из хорошо просачиваемого горизонта (с нижнего)Выщ-ние осущ-ся хлорной водой13 EMBED Equation.3 1415 Cl2+ H2O=HCl+НОCl (хлорноватистая кислота, кот явл-ся сильным окислителем, в рез-те Аu раств-ся с образованием золотохлористоводородная кислоты очень непрочнаяи легко разлагается (Гагаринском мест-нии).
Методы извлечения Аu из песков россыпных мест-ний
Россыпные мест-ния Аu-это рыхлые золотоносные отложения обломочного материала, образовавшегося в рез-те разрушения коренных м-ний, которые происходят под действием физ и хим процессов выветривания.Выбор сп-ба разработки опр-ся горнотехническими условиями и запасами песков. Основной способ добычи откр. с применением механизированных сп-бов.(гидротехнического, экскаваторного, дражный) Самый распростр-ый дражный сприменением драг(экономичный).Весь процесс извлечения Аu из песков россыпного м-ния состоит из подгот процессов, первичного об-ния с получением черновых грав к-тов и доводки к-тов с получением товар продукции.
Подготов процессы при об-нии песков россыпного м-ния вкл сначала дезинтеграцию и промывку (разрушение и удаление глины), которые проводятся сначала набарабанных грохотах для легко и среднепромывистых руд, затем в скрубберах для средне и труднопромывистых. Далее проводят грохочение для выделения крупного мат-ла в отвал. После этих операций золотосодержащие пески-эфеля направляются на грав процессы шлюзы, отсадка, об-е на винтовых сепараторах, конц столах. М-ния-Урал,Пласт, Канада, Австралия,США.
Вопрос 88
Практика обогащения магнетитовых руд
Наиболее распространённую группу магнетитовых руд составляют: железистые кварциты, магнетитовые руды скарно-магнетитовые, титаномагнетитовые руды. Выбор схемы обогащения магнетитовых руд определяется: степенью разрушенности и характером вкрапленности пол. минералов пустой породы, магнитными свойствами пол. минералов.
Технология переработки магнетитовых руд предусматривает: стадиальное обогащение с последовательным выводом нерудной части в хвосты. Схемы бывают II и III, и многостадиальными с I - III стадиями измельчения, и II - V ст. обогащения.Применение стадиальных схем обогащения позволяет без переизмельчения выводить из процесса пустую породу, по мере раскрытия минералов и получения концентратов необходимого кол-ва. Все разновидности схем обогащения обеспечивают получение железных концентратов с массовой долей F = 63% и более. Схема на рис.1 является основной для обогащения магнетитовыхруд, она применяется на всех О.Ф для тонковкрапленных магнетитовых руд м/р КМА, Кольского п/о, Кривого Рога.(схема 1-обогащ тонковкрапленных магнетитовых руд).
Схемана (рис2) применяется на О Ф перераб. Руды с относит.крупной вкрап-ю магнетита(Высокогорска)
“+”: выделение части концентрата и хвостов в первой стадии обогащения уменьшает кол-во материала направляемого в измельчение и II ст. обогащения“-” схемы: получение концентрата I стадии обогащения низкого качества (
·Fe = 50-55%)
Сх (рис.3) применяется на ОФ перерабатывающей руды с относительно крупной вкрапленностью магнетита и более крупными выделениями пустой породы.“+” схемы: экономически выгодно при пониженных требованиях к качеству концентрата. “-” схемы: те же что и у рис 2.
Железистые кварциты (осн. мин.: Магнет Fe3O4,гематит Fe2O3)
Чисты от изоморфных примесей. Главные рудные минералы: магнетит, примеси
·Fe = 72,38% и гематит .
·Fe = 69,9%. Нерудные: кварц, силикаты, карбонаты, амфиболы, полевые шпаты. Для железистых кварцитов характерна слоистая структура,повышенное содержание рудных минералов > 10%,повышенное содержание кремнезёма >35%,пониженное содержание основных окислов CaO + MgO до 10%,незначительное содержание S и P.
Железистые кварциты по прочностным свойствам относится к крепким и весьма крепким, труднообогатимым и трудноизмельчаемым. Требуется тонина помола 0,043-0,055 мм.
Характерным для обог ж.к. явл-ся применение разветвлен схем маг сепарации, что позволяет без переизмельчения вывести из процесса вмещ породу по мере ее раскрытия. Все разновидности схем обеспечивают получение к-та с
·Fе=65%и более. Крупность изм-ния -91-95% Кл -74 мкм. При этом из процесса выводится 30-355 неруд части.
Мест-ния ж.к.:КМА(Лебединское, Михайловское, Стойлинское), Оленегорское. Ковдорское, Костомукшское, Криворожский бассейн-петровское, Ингулетское, Бразилия.Ж.К. отличается от скарно-магнетитовых руд по генезису, по минер составу неруд минералов
Скарно-магнетитовые руды (смр)
Основ руд минералы-Fe3O4,
·Fе=69%. В качестве изоморфных примесей в Fe3O4 присутствует Мg, Са, АI, Si,Ti. Неруд часть –скарновые минералы-эпидот, диоксид, гранат, пироксен. Для руд данного типа хар-ны изменчивость минер состава, крупнозернистость Fe3O4,комплексность руд, высокая основность (CaO + MgO).считаютсялегкообогатимыми. Схема обог-я вкл СМС после ср имелкого дробления и ММС или только ММС. Необходимо тщательное усреднение руды перед подачей на оф. Готовые к-ты имеют высокую основность и повыш содержание фосфора до 0,13%. СМР раскрываются при более круп измельчении, при 90% кл -74 мкм все руды обеспечив
·Fe в к-те 63-65%.Мест-ния: Соколовское и Сорбайское, Ковдорское, Коршуновское, гора магнитная, Малый Куйбас.
Магнетитовые руды.
Для руд характерны массивно и вкраплено пятничтые стр-ры, зная пространственная изменчивость Fe3O4. Осн руды: Fe3O4. Fe2O3. нерудные минералы-гранаты, пироксены, амфиболы, карбонаты.
Форма и размер зерен Fe3O4 разнообразны от сотых долей мм до нескольких мм. Руды крепки, но хрупкие. По техлогогич св-вам – к легко и труднооб-мым. Знач размер вкрапленников Fe3O4 предусматривает прим-ние СМС.
М-ния: Гороблагодатское, высокогорское,гора Магнитная.
Титаномагнетитовые руды (тр)
-титаномагнетит FeTiO3*Fe3O4, ильменит, Fe3O4. Fe2O3. Неруд : пироксены .роговая обманка, оливин. Хар-на вкрапленная текстура, пониж
·Fe-16-20%, Тi на 50% связан с силикатами , на 35% с титаномагнетитом и на 15% с ильменитом. Сдержат незнач кол-во s и р, менее крепкие чем ж.к. пространственная неоднородность вкрапленности предопределяет применение СМС, а ее ср размер неоднородности необходимсть измельчения до 90% Кл -74 мкм. Обладают высокой основностью. Для титаномагнетитовых руд характерен большой выход хвостов после 1 ст СМС (хорошее раскрытие зерен), выводится до 20-25% Неруд части.М-ния: Гусевогорское, первоуральское, Кусинское.

ВОПРОС 89
Физико-химические методы очистки сточных вод промпредприятий.
Физ-хим. методы основаны на таких свойствах загрязнения как растворимость, электропроводность, гидрофобность, адсорбционная способность, магнитная восприимчивость
Стабилизационная обработка воды: не является методом очистки воды, этот метод кондицирования энергетической воды, для предотвращения зарастания трубопровода солями жесткости называется методом умягчения воды. Подразделятся на: химические и безреагентные.К химическим относятся: подкисление, рекарбонизация, фосфатирование, обработка ПАВ.К безреагентным: обработка магнитным полем, ультразвуком, высокочастотным эл. полем.
Подкисление Это универсальный метод, который заключается в понижении щелочности воды, путем перевода нерастворимых бикорбанатов в хорошо растворимые соли Ca, Mg.Чаще всего в качестве подкислительного реагента используется H2SO4,как наиболее деловую из кислот.
Ca (HCO3) + H2SO4=CaSO4+2CO2+2H2O В реакции видно, что выделяется свободная углекислота, которая стабилизационное действие на оставшиеся бикорбанаты и карбонаты Ca и Mg. CO2+ H2O= H2CO3. Фосфатирование Характерен другой механизм умягчения воды. Реа
генты используемые в методе: гексометафосфат натрия-Na6P6O18,триполифосфат натрия- Na5P3O10.Способны создавать на поверхности зародышей кристаллов солей жесткости пленки, которые изолируют зародыш, препятствуют образованию плотного осадка на стенке теплообменника, а образовавшийся рыхлый осадок легко уносится с потоком воды. Na6P6O18+ Ca CO3= Na2 Ca2 P6O18+2 Na2 CO3.
Магнитная обработка воды (л/р№2) Несмотря на то ,что этот метод применяется широко досихпор нет установленного механизма стабилизации воды маг. полем. Известно следующее: при увеличении силы тока увеличивается диаметр кристаллов солей жесткости. Зависимость экстремальная наибольший размер кристаллов соответствует силе тока 7-8А. Предположим, что магнитное поле увеличивает магнитную восприимчивость ионов Ca и Mg и они центрами кристаллизации в объеме воды. Таким образом, кристаллы образуются не на стенах теплообменника, а в объеме. Последующее выпадение таких кристаллов приводит к образованию рыхлого осадка, легко уносимого с потоком воды.
Гальванокоагуляция (л/р№3) Гальванохимическая очистка является альтернативным процессом удаления металлов. В основу очистки положен принцип работы короткозамкнутого гальванического элемента. В качестве разгрузки гальванокоагулятора чаще всего используют пары железо-кокс, алюминий-кокс, железо-медь. За счет разницы в эл. отрицательности элементов в водной фазе возникает самопроизвольное движение элементов, что способствует следующим процессам:1) анодное растворение металлов Fe0-2e=Fe2+ Последующее образование гидроокиси Fe0+2ОН-2е= Fe(ОН)2.
2)на катоде поглощается кислород 2Н2О+О2+4е=4ОН-и образуются гидроксильные ионы и на катоде происходит выделение Ме из раствора Меn++ nе=Ме0. 3) на ряду с этим процессом в системе происходит образование Fe3О4: 2 Fe(ОН)2+1/2О2= Fe(ОН)3; 2Fe(ОН)3+ Fe(ОН)2= FeО* Fe2О3*4Н2О свежее образованная поверхность может адсорбировать на себе коллоидные частицы. Из реакции видно, что для эффективного процесса отчистки необходимо присоединение в системе О2.
Конструктивные особенности гальванокоагулятора. Для осуществления насыщения системы О2 предусмотрены разные способы: аэрация загрузки. Пр.: встряхивание, принудительное аэрирование по воздуховодам, вынос загрузки над водной поверхностью. Достоинства: 1) метод применяют для широкого диапазона загрузки воды (м/б сильно и слабо загрязненные стоки). 2) метод не требует значительных затрат эл. энергии. 3) в качестве загрузки можно использовать любые отходы производства. 4) можно отчищать нагретые и горячие воды. 5) подбором гальванопары можно селективно извлекать тот или Инной компонент загрязнения. 6) можно организовать ступенчатое извлечение компонентов. (рис 1). Недостатки: 1)необходимость компоновки гальванокоагулятора с фильтрами или отстойниками, т.к. растворимые примеси сточных вод в процессе отчистки переходят в твердофазное состояние.
Из флотационных методов для отчистки ст. вод применяется: наклонная, вакуумная флотация, электрофлотация. Это обусловлено тем, что в данных методах можно получить наименьший размер пузырька. Диметр пузырька: для наклонной флот-и =500-100мкм., для вакуумной=100-40мкм., эл. флотация=40-5мкм. При реализации наклонной и вакуумной флотации, важным для отчистки сточных вод является то, что воздушный пузырек выделяется непосредственно на частицы загрязнителя, потоки ламинарные что, снижает вероятность разрушения флотокомплекса.
Элекрофлотация (л/р№6) Достоинствами метода является:1) возможность интенсификации процесса отчистки за счет окисления ряда загрязнителей т.к пузырьки в эл. флотации образуются за счет разъединения воды на О и Н при прохождении через систему электронов.2) возможность интенсификации коагуляции при применение электрода из растворимого металла (Пр:алюминия). 3)изменения размера пузырьков за счет изменения площади и кривизны поверхности электродов (электроды м/б листовые, сетчатые, выпускаться из прутьев). Конструктивные особенности : различие эл. флотаторов обусловлено разным расположением электродных систем. Чаще всего вода проходит через электроды в отдельные электродные камеры, либо над электродами расположенными по всейдлине флотационной камеры. Интенсивность флотации определяется аэрированностью ст. воды, которая увеличивается с увеличением напряженности. Ндостатки:1)т.к пузырьки очень маленькие всплывают медленно и для того чтобы производительность была приемлема флотационные камеры делают очень длинными.2) большая трата эл.энергии.(расход эл. энергии зависит от загрязнения ст. вод).
Сорбция (л/р№7) Это закрепление сорбента на (в) сорбенте.( на-адсорбция, в-абсорбция).В качестве сорбента при отчистке ст. вод используются природные и искусственные материалы с большой удельной общей поверхностью, чаще всего это уголь( доменный, торфный,зола).Если рассмотреть частицу угля, то в ней обнаружатся поры различного диаметра (-макро поры d=1-0,01мкм.,-переходные d=0,01-0,0001мкм.,-микор поры d менее0,0001мкм.) Основная масса загрязнений удерживается микро порами.
Сорбент характеризуется своей емкостью, различают полную и рабочую. Емкость-это количество загрязнений в мг. или мг.Э. приходящийся на 1 гр. или 1см3 сорбента. Рабочая емкость-это количество загрязнений в мг. или мг.Э. приходящийся на 1 гр. или 1см3 сорбента в момент проскока загрязнений в фильтрате. Полная емкость- //-//-//-до полного насыщения сорбента. Сорбция м/б в динамических и статических условиях. Динамические: вода течет через слой сорбента. Статические: сорбент находится в жидкой фазе и перемешивание. Динамическая сорбция проводится в сорбционных колонах. Статическая в чане оборудованном мешалкой. В сорбционных колонах сорбент работает до исчерпания рабочей емкости, в чанах до исчерпания полной емкости. Сорбционные колоны подключены последовательно, такая установка насчитывает не менее 3-х колон, при этом одна находится в регенерации. Колона ставится на регенерацию после проскока загрязнения в следующие колоны. При сорбции в статических условиях ст. вода и сорбент могут подаваться в один и тотже чан, или ст. вода в1-й чан, а сорбент в последующий. В 1-ом случае отработанный сорбент будет отправляется на регенерацию после каждой ступени отчистки. Во 2-ом случае частично загрязненный сорбент из последнего чана будет переведен в предыдущий и отправлятся на регенерацию из 1-го чана. (рис 2 и3). При реализации противоточной системы при одних и тех же требованиях к очистке загрязняется на 20% меньше сорбента.
Коагуляция (л/р№9) Большинство систем которые называются сточными водами кинетически устойчивы.
Для того чтобы такие системы разделить прибегают к использованию коагулянтов. Коагулянты как правило это соли распадаются на ионы, т.е. это электролиты. Система кинетически устойчива в связи с рядом факторов: 1 Термодинамический - связанный со значительным поверхностным напряжением на границе Т: Ж. 2. Кинетический – связанный с образованием сольватной оболочки вокруг частиц.
3. Электростатический - связанный с образованием двойного электрического слоя. Считается что действия последнего фактора преобладает. Электростатическая теория разработана : Дерягиным, Ландау, Фербе связанный с образованием ем, Овербеком,(ДЛФО). Рассмотрим простейший случай теории ДЛФО которое учитывает что размеры двух частиц находятся в водной фазе и заряды их поверхности одинаковы, а сами частицы имеют шарообразную формы. Можно сделать выводы : при сближении частиц на расстоянии 10 радиусов они начинают притягиваться друг к другу, т. к. силы межмолекулярного притяжения преобладают над силами электростатического отталкивания. В зависимости от ширены двойного электрического слоя на расстоянии 2-5 радиусов начинает преобладать сила отталкивания. Эти силы отталкивания обуславливают энергетический барьер величина которого соответствует Дзета потенциал ДЭС. Если частица проскакивает в энергетический барьер то на расстоянии менее 2-х радиусов быстро нарастают силы притяжения, привидят к слипанию частиц (сила Вандервальса).
ВОПРОС 90
Механические методы очистки сточных вод.
К процессам мех. очистки ст. вод относятся:процеживание, пескоулавливание,отстаивание,очистка в поле центробежных сил, фильтрование.
Схема станции механ. очистки может выгледить следующим образом:

1-канал;2-решетка;3-писколовка;4-радиальный отстойник;5-насос;6-г/ц;7-песчанный насыпной фильтр;8-песковая площадка.
Как правило станция мех. очистки встречается редко, чаще этот метод используется как метод предотчистки перед биологической очисткой.
Решетки-это процеживающее устройство, которое устанавливается для удаления очень крупных объектов (тряпки, волокна, камни).
Устанавливаются в закрытых помещениях перед насосами, песколовками и г/ц. Представляют собой приваренные к решетке прутья с размерами прозоров 16-25мм., выпускаются Московского типа, устанавливаются с наклоном 60-750 к гаризонту. Очистка решеток проводится пререодически вручную или спец. механическими граблями. Снятые с решеток загрязнения выбрасываются, либо додрабливаются и сбрасываются в канал перед решетками.
Писколовки-делятся на:1-с параллельным движением стуи;2-с круговым движением;3-тангенсные;4-аэрорированные.
Предназначены для удаления частиц d13 EMBED Equation.3 1415250мкм.,чаще всего используются горизонтальные писколовки,которые представляют собой расширение канала глубиной от 50-150мм. с глубоким пиковым приемником в начале песколовки

1-канал подводящий ст.воду;2-решетка;3-регулеровочный шибер;4-эрлифтное устройство;5-писковый приемник;6-отст-я часть писколовки ;7-скребковая тележка;8-сливной порог Паршаля;9-перекрывающий шибер;10-трубопровод для отвода воды.
Центрифугирование
Это эффективные, но энергоемкие агрегаты. Могут применяться для очистки высококонцентрированных ст. вод от грубо и тонко дисперсных примесей. Для грубо дисперсных применяют: фильтрование, центрифугирование, для тонко дисперсных: осаждение. В последнем отделяются частицы (тонко и средне дисперсные) min d=5мкм.
Центрифугирование представляет собой ротор, в котором соосно расположен шнек. Разгрузка шнека и фугата осуществляется в разные стороны(фугат-очищенная вода).
Рис. основной рабочий орган установки.
Фр= аm/g
Фр=W2p*r/g
Основной показатель эффективности разделения является фактор разделения-это есть отношение центробежного ускорения (аm) к ускорению свободного падения.
W2-угловая скорость вращающегося ротора.
r-радиус вращения.
Фильтрование


Общие сведения. Классификация.
Признак классификации
классы

1 по назначению
-осветительные
-обезораживающие
-для комплексной очистки

2 по принципу действия
-механические
-электрофильтры
-бактерицидные

3 по фильтрующей поверхности
-сетчатые
-мембранные
-трубчатые
-зернистые

4 по материалу фильтрующей поверхности
-угольные
-керамические
-синтетические
-намывные*

5 по скорости фильтрации
-медленные
-скорые

6 по цикличности работы
-непрерывного действия
-периодического

7 по способу регенерации
-самоочищающиеся
-с принудительной очисткой

8 по количеству слоев фильтрующей поверхности
-однослойные
-многослойные

9 по конструкции фильтр. поверхности
-щелевые
-сетчатые
-песчаные

*-в качестве фильтрующего слоя используется загрязняющие вещества первоначально выделенные отстаиванием или намывом из очищенных сточных вод.
Барабанные сетки и микрофильтры
Для первичной механической очистки применяют сетчатые и барабанные фильтры, которые от степени очистки оснащаются сетчатым полотном с различной крупностью ячеек. Потдерживающая сетка имеет размер ячеек 2,5*2,5мм., фильтрующая сетка 20*20мкм.
Конструкция барабанного фильтра представляет из себя ванну 1, которая разбита на два отделения: приема сочной воды 11,отделения отвода фильтрата 111.В ванне находится вращающийся барабан 2 в нутрии которого по центральной оси (по типу труба в трубе), большая труба 3 для распределения ст. воды по объему барабана и малая труба 4 для отвода шлама. Снятие шлама или осадка со внутренней поверхности барабана осуществляется в верхней точке вращающегося барабана по средствам смыва брызгалами 5 в сборную воронку 6.Эффективность очистки по взвешенным веществам составляет 50-60%, по органическим соединениям 25-30%.
Фильтры с зернистой загрузкой
Фильтры подразделяются: однослойные и многослойные, каркаснозасыпные и с плавающей загрузкой.
Первые две группы подразделяются на: - скорые(V фильт. 6 м/ч);_ - медленные(V=30см/ч)
Фильтры представляют собой ж/б резервуары прямоугольной формы с распределительным карманом и сборным устройством, на сборном устройстве выложены один или несколько слоев зернистой загрузки.

1-сборнораспределительный карман (распред. в случае верхней подачи воды),
2-распределительные жолоба,3-верхний слой фильтрующей загрузки d1,4-второй слой фильтрующей загрузки d213 EMBED Equation.3 1415d1,5-дренажное или распределительное устройство,6-подача сточной воды или промывной,7-отвод фильтрата.
Могут работать сверху вниз и снизу вверх.
ПП 1

ос

1

осс

3

2

оссс

1

2

3



1

2

3







Рисунок 11Рисунок 12Рисунок 1Рисунок 2Root EntryEquation NativeEquation NativeРисунок 2Рисунок 3Equation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeРисунок 19Equation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeРисунок 12Equation NativeРисунок 13Equation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeEquation NativeРисунок 822 Заголовок 215

Приложенные файлы

  • doc 202373
    Размер файла: 7 MB Загрузок: 0

Добавить комментарий