6. ВИБІР І РОЗРАХУНОК СХЕМ ЗБАГАЧЕННЯ

6.1 Класифікація схем збагачення

Схеми збагачення класифікують за чотирма основними ознаками:

- числом використовуваних методів збагачення,

- числом використовуваних у кожнім методі процесів,

- числом використовуваних у кожнім процесі операцій,

- числом використовуваних стадій зміни крупності корисної копалини.

За першою ознакою можуть застосовуватися монометодні (наприклад, гравітаційні, флотаційні, магнітні), диметодні (наприклад, гравітаційно-магнітні, гравітаційно-флотаційні) і поліметодні (наприклад, гравітаційно-флотаційно-магнітні) схеми збагачення. Основою для вибору якого-небудь методу служить відмінність в розділових ознаках мінералів і економічність методу.

За другою ознакою кожний із застосовуваних методів може бути представлений декількома процесами. Так, наприклад, гравітаційний метод може бути реалізований процесами важкосередовищного збагачення, відсадки, концентрації на столах, збагачення на ґвинтових сепараторах і шлюзах. Вибір збагачувального процесу визначається крупністю вкраплення мінералів, відмінностями в розділових ознаках мінералів і техніко-економічних даних для кожного конкуруючого процесу.

За третьою ознакою кожний із процесів здійснюється у вигляді декількох операцій, при цьому в кожному циклі може бути основна, контрольна і перечисні операції. Мета основної операції -- виділення основної маси цінних мінералів, контрольної -- остаточне їх виділення, перечисних -- підвищення якості концентрату. Вибір числа операцій для здійснення кожного процесу визначається вимогами до кінцевих продуктів і сепараційними характеристиками використовуваних апаратів.

За четвертою ознакою схеми збагачення розрізняють за числом стадій, яке залежить від крупності цінних мінералів і характеру їхнього вкраплення в порожню породу. Застосування більше двох перечищень без зміни крупності нераціональне. Звичайно багатостадійні схеми застосовують для тонковкраплених руд при високих вимогах до якості концентрату.

У цілому вибір схеми збагачення здійснюється на підставі даних про збагачуваність корисної копалини і, крім того, після дослідно-промислової перевірки схеми, що рекомендується.

Залежно від деталізації розрізняють схеми збагачення принципові, на яких зображені лише окремі цикли і стадії збагачення, і повні, де наведені всі операції (рис. 6.1).

Циклом збагачення називається відособлена група операцій збагачення корисної копалини, які мають загальні ознаки, що стосуються якості копалини, мети збагачення або самого процесу збагачення і його режиму. Наприклад, при флотації поліметалічних руд розрізняють цикли колективної, мідної, свинцевої і цинкової флотації.

Флотація Основна флотація

К-т Відх. Перечисна флотація Контрольна флотація

К-т Відх.

Пп

Стадією збагачення називається сукупність операцій збагачення, що проводяться з вихідним матеріалом або дробленим до певної крупності продуктом. Наприклад, якщо корисна копалина дробиться до визначеної крупності і направляється на збагачення без додаткового дроблення або подрібнення промпродуктів, то така схема, незалежно від числа окремих операцій збагачення корисної копалини, буде одностадійною. Але якщо промпродукти, одержувані при збагаченні корисної копалини, будуть додатково дробитися або подрібнюватися до меншої крупності і після цього повторно збагачуватися, то така схема буде вже двостадійною. Кожна стадія може включати один або кілька циклів.

При виборі принципової схеми збагачення число стадій збагачення руди залежить від характеру вкраплення корисного мінералу і здатності його та порожньої породи до ошламлювання при подрібненні. При цьому слід дотримуватися такого правила: Чим більш нерівномірне за крупністю вкраплення корисного мінералу і чим більше він ошламлюється при подрібненні, тим більше підстав для застосування стадіального збагачення.

исних ископаемых, а такУ той же час треба дотримуватися принципу: вилучати корисний мінерал в кінцевий концентрат і видаляти породу у відходи по можливості у крупному вигляді, тобто не дробити нічого зайвого.

Отже, стадіальне збагачення застосовується, щоб уникнути переподрібнення корисних і породних мінералів.

Проектована схема збагачення повинна вирішити питання і про вибір точок повернення промпродукту. Вибір точок повернення промпродукту залежить від необхідної якості концентрату, властивостей збагачуваного мінералу і характеристики промпродукту (його виходу, розрідженості, наявності і кількості в ньому зростків). При направленні промпродукту в яку-небудь операцію необхідно, щоб поєднувані продукти були близькі за вмістом компонентів, мінералогічним складом, збагачуваністю. Залежно від наявності або відсутності в схемах збагачення оборотних продуктів вони розділяються на дві групи:

- схеми без оборотних продуктів (наприклад, схема збагачення вугілля важкосередовищною сепарацією),

- схеми з оборотними продуктами.

У свою чергу друга група схем збагачення підрозділяється за такими ознаками:

- за структурою розрізняють схеми з оборотними продуктами після першого прийому основної операції і схеми з оборотними продуктами після другого і наступних прийомів,

- за характером вихідних даних для розрахунку може бути два варіанти: перший -- при відомих вмістах розрахункових компонентів у всіх продуктах збагачення необхідно визначити виходи; другий -- при відомій частині виходів і частині вмістів розрахункових компонентів у продуктах збагачення потрібно визначити відсутні;

- за складом корисної копалини розрізняють схеми збагачення двокомпонентних (монометалевих) руд, трикомпонентних (біметалічних) руд і полікомпонентних (поліметалічних) руд.

6.2 Принципові схеми флотації

Монометалічні руди

Більшість застосовуваних на практиці принципових схем флотації монометалічних руд може бути представлена різними варіантами, що включають певне число стадій і циклів. Для зручності характеристики принципових схем збагачення прийнята умовна позначка у вигляді дробу, де в чисельнику вказується число стадій, у знаменнику -- число циклів. Наприклад, схема 1/2 -- одностадійна двоциклова.

Одностадійні схеми (рис. 6.2):

- одноциклова (1/1). Одержуваний за цією схемою промпродукт направляється не в самостійний цикл подрібнення, а повертається в цикл подрібнення руди;

- двоциклова (1/2) з роздільним збагаченням пісків і шламів.

Двостадійні схеми (рис. 6.3 і 6.4):

- одноциклова (2/1) з подрібненням промпродукту в окремому прийомі і поверненням його в цикл рудної флотації;

- двоциклова (2/2 а) з виділенням у першій стадії збагачення відвальних відходів і бідного концентрату, що направляється в другу стадію;

- двоциклова (2/2 б) з виділенням у першій стадії збагачення кондиційного концентрату і багатих відходів, що направляються в другу стадію;

- двоциклова (2/2 в) з виділенням у першій стадії кондиційного концентрату, відвальних відходів і промпродукту, що направляється в другу стадію;

- трициклова (2/3 а) з виділенням у першій стадії збагачення бідного чорнового концентрату, промпродукту й основної маси відвальних відходів. Чорновий концентрат і промпродукт направляють на подрібнення і другу стадію збагачення в окремих циклах;

- трициклова (2/3 б) з виділенням у першій стадії збагачення частини готового концентрату, частини відвальних відходів і промпродукту, що направляється в подрібнення і другу стадію збагачення.

Тристадійні схеми (рис. 6.5):

- трициклова (3/3 а) з виділенням у першій стадії збагачення частини готового концентрату і багатих відходів, що направляються в подрібнення і другу стадію. У другій стадії збагачення виділяється друга частина концентрату, основна маса відходів і промпродукт, що направляється в подрібнення і третю стадію збагачення;

- трициклова (3/3 б) з послідовним подрібненням промпродукту

Вибір принципової схеми флотації монометалічних руд

Вибір принципової схеми флотації монометалічних руд, а отже і число стадій збагачення, залежить головним чином від двох факторів: характеристики вкраплення корисного мінералу і здатності його та пустої породи до ошламлювання. З урахуванням зазначених особливостей корисних копалин і даних практики рекомендується використовувати наступні схеми флотації.

Корисний мінерал крупновкраплений і не схильний до ошламлювання. У цьому випадку кондиційний концентрат і відвальні відходи можуть бути отримані при грубому подрібненні. Для руд такого типу рекомендується одностадійна одноциклова схема 1/1.

Корисний мінерал крупновкраплений і легко переподрібнюється. Оптимальні результати збагачення будуть отримані при двостадійній двоцикловій схемі 2/2 б з виділенням у першій стадії (без зайвого ошламлювання) частини кондиційного концентрату. Багаті відходи першої стадії подрібнюються і направляються в другу стадію.

Аґреґатне вкраплення. У рудах з таким типом вкраплення корисний мінерал укладений у порівняно великі аґреґати, що являють собою тонкі зростки корисного мінералу з іншими мінералами. Для одержання кондиційних концентратів ці руди вимагають тонкого подрібнення, однак бідні відвальні відходи можуть бути отримані в першій стадії збагачення при грубому помелі, достатньому для звільнення аґреґатів. Отриманий у першій стадії бідний концентрат після подрібнення в окремому циклі направляється в другу стадію (схема 2/2 а).

У деяких випадках кращі технологічні показники збагачення руд з аґреґатним вкрапленням досягаються за двостадійною трицикловою схемою 2/3 а, у якій передбачені роздільні цикли подрібнення і флотації для бідного концентрату і промпродукту. Поліпшення технологічних показників у цьому випадку досягається за рахунок більш ретельного врахування умов процесу і вибору його режиму.

Корисний мінерал нерівномірно вкраплений. Руди з нерівномірним за крупністю вкрапленням корисного мінералу в практиці збагачення зустрічаються найчастіше.

Руди з подібним типом вкраплення треба збагачувати за двостадійною двоцикловою схемою 2/2 б. При порівняно грубому подрібненні руди в першій стадії частина корисного мінералу, яка знаходиться в більш крупних зернах, звільняється від зростків, що дає можливість вилучити її в багатий концентрат. Для одержання відвальних відходів потрібне більш тонке подрібнення, тому багаті відходи, отримані в першій стадії, після подрібнення направляються в другу стадію збагачення.

Якщо нерівномірно вкраплений мінерал піддається сильному ошламлюванню, то при переробці таких руд застосування стадійного збагачення особливо необхідне. У цьому випадку рекомендується тристадійна схема 3/3 б з послідовним подрібненням відходів.

Якщо при нерівномірному вкрапленні частина корисного мінералу представлена надзвичайно дрібними виділеннями, рекомендується використовувати схему 3/3 а. У першій стадії в концентрат вилучають найбільш крупні зерна корисного мінералу і одержують багаті відходи. Відходи подрібнюють лише до крупності, що дозволяє одержати досить багаті зростки, які вилучають у промпродукт у другій стадії. Крім промпродукту, на другій стадії виділяють кондиційний концентрат і відвальні відходи. Промпродукт подрібнюють і збагачують на третій стадії.

Таким чином, флотація руд з нерівномірним вкрапленням вимагає застосування дво- і тристадійних схем збагачення. Найбільш економічними тристадійні схеми будуть у тому випадку, якщо корисний мінерал дуже ошламлюється.

Корисний мінерал дрібно і рівномірно вкраплений. У дійсності вкраплення мінералів у руді ніколи не буває цілком рівномірним, а поверхні зламу зерен у процесах дроблення і подрібнення проходять не тільки по контактах зрослих мінералів. Тому навіть при подрібненні руд, для яких характерне навіть порівняно рівномірне вкраплення, звільнення корисного мінералу відбувається поступово в міру підвищення ступеня подрібнення. З метою економії на подрібненні і зменшення ошламлювання руду цього типу варто подрібнювати до крупності, що забезпечує звільнення зі зростків лише частини корисного мінералу. Інша його частина може залишитися в зростках. Якщо вони досить багаті, вилучаються в промпродукт, який направляється в подрібнення і другу стадію збагачення. Для руд цього типу рекомендуються двостадійні схеми 2/1 і 2/2 в.

Складне і дуже нерівномірне вкраплення корисного мінералу. У рудах з таким характером вкраплення містяться різні за крупністю виділення корисного мінералу і аґреґати. Найбільш економічною для збагачення руд з таким вкрапленням буде тристадійна схема 3/3 а.

Руди, що містять багато первинних шламів і розчинних солей, які шкодять флотації. Первинні шлами звичайно виділяються після першого прийому подрібнення і збагачуються в окремому циклі, чим досягається поліпшення показників збагачення (схема 1/2).

Якщо первинні шлами мають високу флотаційну активність, то для їхнього відділення використовують попередню флотацію з невеликою витратою спінювача. Якщо первинні шлами погано флотуються самі і, крім того, шкодять флотації, їх після відділення направляють у відвал.

Поліметалічні руди

Залежно від складу поліметалічних руд при їхньому збагаченні може бути отримано два, три і більше концентратів. Можливі принципові схеми флотації поліметалічних руд розглянуті на прикладі руди, що містить чотири компоненти. Для збагачення поліметалічних руд можуть бути використані схеми (рис. 6.6):

- із прямою селективною флотацією (схема 1),

- із частковою колективною флотацією (схеми 2 і 3),

- із попередньою колективною флотацією (схеми 4, 5 і 6),

- із фракційною колективною флотацією (схема 7).

Головні відмінності цих схем полягають в числі циклів, через які проходить основний потік пульпи (що містить порожню породу).

У схемі 1 із прямою селективною флотацією відходи виділяють у третьому циклі збагачення, основний потік пульпи проходить три цикли.

У схемах 2 і 3 з частковою колективною флотацією основний потік пульпи проходить через два цикли збагачення.

У схемах 4, 5 і 6 з попередньою колективною флотацією основний потік пульпи проходить тільки один цикл збагачення. Головною метою схем з попередньою колективною флотацією є відділення пустої породи у відходи, по можливості у крупному вигляді, у першому циклі збагачення.

Звичайно поліметалічні руди мають аґреґатне вкраплення, що дозволяє проводити колективну флотацію при більш грубому подрібненні руди в порівнянні із селективною флотацією. Після відділення в циклі колективної флотації основної маси порожньої породи одержують колективний концентрат, що являє собою багату поліметалічну руду, яку далі збагачують за схемами 1, 2 або 3.

У порівнянні зі схемами з прямою селективною і частковою колективною флотацією схеми з попередньою колективною флотацією мають ряд переваг:

- руда подрібнюється до крупності 45 - 55 % класу -- 0,074 мм, а тонкому подрібненню до 60 - 80 % цього класу підлягає лише колективний концентрат, вихід якого невеликий; цим досягається економія на подрібненні:

- значно знижується витрата активаторів і депресорів;

- скорочується число використовуваних флотомашин.

Одержувана за схемами з попередньою колективною флотацією економія залежить від характеру вкраплення і вмісту корисних компонентів у руді. При крупному вкрапленні необхідний ступінь подрібнення руди при будь-якій схемі буде однаковим, тому що він визначається тільки розміром зерен, які можуть бути вилучені в пінний продукт. Для руд з аґреґатним вкрапленням економія на подрібненні може бути дуже значною. При збагаченні багатих руд вихід колективного концентрату, що направляється в тонке подрібнення і селективну флотацію, досить великий. Тому для багатих і крупновкраплених руд схема з попередньою колективною флотацією приносить меншу економію, ніж для бідних руд з аґреґатною вкрапленістю.

У порівнянні з повною колективною флотацією схеми з частковою колективною флотацією мають значно менші переваги, тому що:

- при застосуванні схем з частковою колективною флотацією тонкому подрібненню підлягає вся маса руди для руйнування зростків корисних мінералів з породними;

- основний потік пульпи проходить через два цикли флотації, у схемах же з повною колективною флотацією -- тільки через один.

У схемі 7 фракційна колективна флотація дозволяє поліпшити результати збагачення руд, у яких флотаційна активність окремих різновидів одного й того ж мінералу різна. При одержанні з таких руд колективного концентрату для вилучення важкофлотованих різновидів у колективній флотації довелося б застосовувати активатор і витрачати значну кількість колектора, що викликало б утруднення при наступній селективній флотації колективного концентрату. При використанні схем із фракційною колективною флотацією ці труднощі усуваються.

Вибір принципової схеми флотації поліметалічних руд

Залежно від мінералогічного складу і вмісту металів поліметалічні руди підрозділяються на чотири групи.

До першої групи відносять суцільні сульфідні руди з високим вмістом кольорових металів від 6 до 15 %. При цьому кольорові метали представлені в основному сульфідами.

Для збагачення руд цієї групи звичайно застосовується пряма селективна флотація. Найбільш раціональна ця схема в тому випадку, якщо відходи флотації багаті на сірку і можуть бути використані як сировина для виробництва сірчаної кислоти. При малому вмісті сірки у відходах флотації перевагу варто віддати схемі з попередньою колективною флотацією.

Другу групу представляють суцільні сульфідні руди з низьким вмістом кольорових металів (2 - 4 %) і високим вмістом сірки.

Для збагачення руд цієї групи найбільш оптимальною є схема з попередньою колективною флотацією сульфідів кольорових металів і одержанням багатих піритних відходів. При зниженому вмісті сірки в руді може бути рекомендована схема з попередньою колективною флотацією всіх сульфідів.

Третя група поєднує вкраплені поліметалічні руди з високим вмістом кольорових металів від 8 до 15 %.

При крупному вкрапленні корисних мінералів руди збагачують за схемою з прямою селективною флотацією. Для руд з аґреґатним вкрапленням більш економічна схема з попередньою колективною флотацією.

Четверта група представлена вкрапленими рудами з низьким вмістом кольорових металів (2 - 4 %) і високим вмістом піриту, що досягає 30 - 40 %.

Для збагачення руд цієї групи найбільш економічні схеми з попередньою колективною флотацією.

Побудова схеми флотації в стадіях і циклах збагачення

Після вибору принципової схеми флотації намічають повну схему, і при цьому виникає необхідність у вирішенні двох питань: про число і послідовність операцій у кожному циклі збагачення і про вибір точок повернення промпродуктів у цикл.

Число і послідовність операцій в окремих циклах збагачення залежать головним чином від трьох умов -- вмісту корисного мінералу в руді, вимог до якості концентрату, флотаційних властивостей корисного і породного мінералів.

Найпростіший цикл збагачення складається з однієї операції з одержанням одного кінцевого продукту. Така схема, наприклад, може застосовуватися при одержанні в першій стадії збагачення частини готового концентрату і багатих відходів, що направляються в другу стадію збагачення. При необхідності одержання двох кінцевих продуктів -- кондиційного концентрату і відвальних відходів застосовують більш складні схеми флотації. Розвиток схеми може відбуватися як у напрямку збільшення числа контрольних операцій відходів, так і в напрямку збільшення числа перечищень концентрату або ж в обох напрямках одночасно. Залежно від вимог до якості концентрату і властивостей руди зустрічаються три типових випадки напрямку розвитку схеми збагачення:

- вміст корисного мінералу в руді -- високий, кондиції на концентрат -- знижені, порожня порода не флотоактивна. У цьому випадку може застосовуватися схема флотації без перечищень концентрату, але з контрольною флотацією відходів для підвищення вилучення корисного мінералу (рис. 6.7). Така схема зустрічається на деяких фабриках, що переробляють багаті руди кольорових металів, та вуглезбагачувальних;

- флотованість корисного мінералу -- знижена, кондиції на концентрат -- низькі. Для руд цього типу сфлотовані мінерали бажано швидко виводити з процесу, не піддаючи перечищенням. Схема набуває розвитку у напрямку збільшення числа контрольних флотацій (рис. 6.8 а). Така схема застосовується на деяких фабриках, що збагачують мідні і мідно-цинкові руди, тому що мідні сульфіди (ковелін, халькопірит) дуже ошламлюються і окиснюються, тому їх варто швидко виводити з процесу;

- вміст корисного мінералу в руді -- низький, кондиції на концентрат -- високі, флотованість корисного мінералу -- добра. У цьому випадку схема одержує розвиток у напрямку збільшення числа перечищень концентрату (рис. 6.8 б).

Схема з одним перечищенням концентрату застосовується в тих випадках, коли не потрібно високого ступеня концентрації корисного компонента. Така схема часто зустрічається в циклах колективної флотації поліметалічних руд, а також в основному циклі флотації мідних руд.

Схеми з двома або трьома перечищеннями концентрату застосовуються при необхідності одержання вищого ступеня концентрації корисного мінералу або при підвищеній флотоактивності порожньої породи. При збагаченні поліметалічних руд такі схеми часто зустрічаються в циклах свинцевої і цинкової флотації.

Схеми з багаторазовими перечищеннями використовують у практиці збагачення молібденових і графітових руд.

Вибір точок повернення промпродукту залежить від необхідної якості концентрату, флотаційних властивостей мінералу, наявності в промпродукті зростків, його виходу і розрідженості.

Схеми флотації, наведені на рис. 6.9, відрізняються лише точками повернення промпродукту.

За схемою а (рис. 6.9) промпродукт із наступної операції повертається в попередню, а за схемою б промпродукти поєднуються і направляються в основну флотацію. Схема а в порівнянні зі схемою б дозволить одержати концентрат гіршої якості, але при вищому вилученні корисного мінералу. Отже, чим більше число перечищень, тим якість концентрату вища, а вилучення нижче. З іншого боку, чим менше число операцій відокремлює точку повернення промпродукту від точки одержання кінцевого концентрату, тим вище вилучення, але нижча якість концентрату.

При високих кондиціях на концентрат і добрій флотованості корисного мінералу, а також при необхідності підвищити якість концентрату за рахунок деякого зниження вилучення промпродукти декількох операцій перечищення концентрату можуть бути об'єднані і спрямовані в основну флотацію. Такі фрагменти схем зустрічаються при флотації молібденових, графітових і сірчаних руд.

При знижених кондиціях на концентрат, недостатньо високій флотоактивності корисних мінералів, а також при необхідності підвищити вилучення за рахунок деякого зниження якості концентрату застосовують схему з поверненням промпродуктів з кожної наступної операції в попередню. На практиці такі схеми зустрічаються найчастіше, тому що вони забезпечують не тільки вище вилучення корисного мінералу, але й полегшують компонування флотомашин.

Вибір точок повернення промпродукту рекомендується здійснювати таким чином, щоб вмісти корисного мінералу в продуктах, що змішуються, були близькі. Однак при цьому варто враховувати розрідженість промпродукту, вміст у ньому реаґентів, наявність зростків, важкофлотованих і окиснених зерен. Повернення промпродукту в операцію основної флотації без врахування цих факторів може привести до порушення технологічного процесу і зниження вилучення корисного мінералу. У цьому випадку промпродукт флотують в окремому циклі. Якщо промпродукт містить багато зростків, його подрібнюють, якщо він обводнений, згущають.

6.3 Схеми збагачення руд чорних металів

Класифікація руд чорних металів

Руди чорних металів класифікують залежно від їхніх властивостей, що впливають на вибір схеми збагачення. До основних властивостей, що визначають вибір схеми і процесів збагачення руд чорних металів, належать:

- ступінь зруйнованості руд природними процесами,

- магнітні властивості корисних мінералів,

- вміст і склад глин (для руд зі зруйнованою породою),

- характеристика вкраплення корисних і породних мінералів та мінералів-носіїв шкідливих домішок.

Ступінь зруйнованості руди впливає на вибір схеми дроблення і визначає можливість збагачення руди промиванням. Магнітні властивості корисних мінералів визначають можливість використання магнітного методу збагачення. Інші фактори враховують при виборі повної схеми збагачення.

Залежно від ступеня зруйнованості руди чорних металів розділяють на чотири класи:

А -- руди зі зруйнованою порожньою породою і більш міцними і крупними зернами корисного мінералу;

Б -- руди зі зруйнованою порожньою породою і корисними мінералами, представленими дрібними і тонкими зернами або неміцними охрами;

В -- руди з частково зруйнованою порожньою породою;

Г -- руди з міцною незруйнованою породою.

За магнітними властивостями корисних мінералів кожен клас руди підрозділяється на три групи:

1 -- корисні мінерали слабомагнітні;

2 -- корисні мінерали, представлені сумішшю сильно- і слабомагнітних різновидів;

3 -- корисні мінерали сильномагнітні.

У природі не зустрічаються руди з цілком або частково зруйнованою порожньою породою і сильномагнітними корисними мінералами (А-3, Б-3 і В-3) внаслідок окиснювання магнетиту до стану бурого залізняку в кінцевому підсумку. З цієї ж причини не існує група Б-2, тому що вохристі сполуки практично не містять магнетиту. У підсумку є вісім груп руд чорних металів: А-1, А-2, Б-1, В-1, В-2, Г-1, Г-2, Г-3.

Наведена класифікація дозволяє вибрати процес і принципову схему збагачення. Розробка повної схеми збагачення здійснюється з урахуванням додаткових ознак: для руд класів А і Б -- це промивність, яка обумовлена властивостями глини, а для руд класів В і Г -- характеристика вкраплення мінералів, що входять до складу руди.

Схеми збагачення руд класу А (групи А-1 і А-2)

До класу А відносять так звані промивні залізні і марганцеві руди. Пуста порода в цих рудах міститься, в основному, у вигляді глини і піску. Зростків корисних мінералів з порожньою породою практично немає. Руди цілком окиснені, тому в залізних рудах корисні мінерали представлені водними оксидами заліза -- бурими залізняками і продуктами окиснення магнетиту -- мартитом і напівмартитом. Вміст сірки в цих рудах дуже малий.

Окисні марганцеві руди являють собою механічну суміш марганцевих конкрецій і рудного дріб'язку, зцементованих піщано-глинистим матеріалом.

Основний метод збагачення руд класу А -- промивання з наступним грохоченням митої руди і класифікацією дрібного матеріалу. Характерною рисою руд класу А є наявність у них значної кількості матеріалу крупністю --0,15 мм із низьким вмістом корисних мінералів. За рахунок відділення цього класу при промиванні і відбувається збагачення руди. При необхідності крупні класи митої руди (+3 мм) додатково збагачують відсадкою, а дрібнозернистий знешламлений продукт -- відсадкою або магнітною сепарацією (рис.6.10).

Для руд групи А-1 застосовують магнітні сепаратори з високою напруженістю магнітного поля, а для групи А-2 -- із середньою напруженістю магнітного поля.

Окремі різновиди руд залежно від вмісту і властивостей глини можуть бути легко- і важкопромивані. Важкопромивані руди промивають за два прийоми, перед промиванням їх розділяють на класи, які промивають роздільно.

Схеми збагачення руд класу Б (група Б-1)

Клас Б представлений залізними рудами. У рудах цього класу порожня порода і корисні мінерали мають малу твердість, у них міститься багато вохристих сполук і шламів. Корисні мінерали представлені слабомагнітними різновидами -- бурим залізняком і сидеритом, порода -- хлоритом.

Промивання і гравітаційні процеси при збагаченні цих руд не дають задовільних результатів унаслідок сильної шламованості руд і невеликої відмінності в густині мінералів. Випалювально-магнітне збагачення, що включає відновне випалювання руди і магнітну сепарацію в слабкому полі, дозволяє одержати концентрат зі вмістом заліза 60 - 61 % при вилученні 90 %, однак цей процес характеризується високими капітальними і експлуатаційними витратами.

Більш економічні комбіновані схеми збагачення -- гравітаційно-випалювально-магнітна, гравітаційно-магнітна, гравітаційно-флотаційна, що забезпечують одержання концентратів зі вмістом заліза 54-56 % при вилученні 90 %. З названих схем найбільш раціональна гравітаційно-магнітна, яка не потребує ні дорогого випалення, ні дорогих флотаційних реаґентів. За цією схемою руду дроблять і подрібнюють до 1-3 мм, знешламлюють; зернисту частину збагачують гравітаційними процесами, відходи гравітації згущують і збагачують магнітною сепарацією в сильному магнітному полі. Гравітаційне збагачення можна здійснювати або відсадкою, або сепарацією у ґвинтових і конусних сепараторах (рис. 6.11).

Схеми збагачення руд класу В (групи В-1 і В-2)

До класу В відносять залізні і марганцеві руди. Порожня порода в рудах цього класу представлена сумішшю дрібного (глина, пісок) і більш крупного матеріалу (гравій, щебінь, великі незруйновані шматки). Частина корисних мінералів знаходиться у вільному вигляді, частина в зростках з порожньою породою. Вміст сірки -- малий.

До групи В-1 відносять марганцеві руди. Порожня порода представлена піщано-глинистою масою різної твердості, що складається з кварцу, польових шпатів і продуктів їхнього руйнування. Рудні мінерали -- псиломелан, манганіт і піролюзит знаходяться у вигляді оолітів, зцементованих частково зруйнованою порожньою породою.

Представниками групи В-2 є частково зруйновані залізні руди. Корисні мінерали в них -- магнетит, мартит, напівмартит, гематит, бурі залізняки. Порожня порода частково зруйнована.

Збагачення руд класу В здійснюють із застосуванням промивання, відсадки і магнітної сепарації (рис. 6.12).

Схеми збагачення руд класу Г

До класу Г відносять залізні, марганцеві і хромові руди. Корисні мінерали характеризуються дрібним і тонким вкрапленням. Пуста порода представлена мінералами високої твердості -- кварцом, польовими шпатами, амфіболами та ін.

До залізних руд групи Г-1 відносять гематитові і мартитові. Для їхнього збагачення можна застосувати процеси збагачення: гравітаційний, випалювально-магнітний, флотаційний, комбінований, що включає гравітаційне збагачення крупного матеріалу і флотацію тонкого. Вибір процесу залежить від крупності вкраплення корисних мінералів і вмісту в руді мінералів, що утрудняють процес флотації.

Крупновкраплені залізні руді збагачують гравітаційними процесами.

Якщо в тонковкраплених рудах вміст вохристих сполук і силікатів заліза, які погіршують результати флотації, малий (до 5 %), то раціонально застосувати флотаційну схему збагачення. При підвищеному їхньому вмісті результати флотації погіршуються настільки, що більш економічним стає застосування випалювально-магнітного методу.

При використанні поліґрадієнтних сепараторів для тонковкраплених руд може бути застосована схема магнітного збагачення (без попереднього випалювання). Для дрібновкраплених руд може бути рекомендована гравітаційно-магнітна схема з застосуванням ґвинтових або конусних сепараторів для зернистих продуктів і поліґрадієнтних сепараторів для тонкоподрібнених продуктів. Застосування в схемі зворотної аніонної флотації дозволяє вилучати породу з магнітного концентрату і підвищувати його якість.

Гравітаційно-флотаційна схема збагачення руди при дрібному і тонкому вкрапленні дозволяє одержати концентрати гіршої якості в порівнянні з флотаційною і випалювально-магнітною схемами. Однак при крупному вкрапленні залізних мінералів гравітаційно-флотаційна схема може виявитися ефективною.

Марганцеві руди групи Г-1 характеризуються середнім вкрапленням оксидів марганцю. Типова схема збагачення марганцевих руд включає три стадії збагачення при максимальній крупності зерен 12; 2 і 0,5 мм у першій, другій і третій стадіях. Більш крупні класи збагачують відсадкою, а дрібні -- концентрацією на столах або магнітною сепарацією.

Схеми збагачення дрібновкраплених хромових руд групи Г-1 включають дроблення і подрібнення руди до 0,3- 0,5 мм, гідравлічну класифікацію і збагачення крупних класів відсадкою, дрібних -- концентрацією на столах. Хромітові руди можна також збагачувати магнітною сепарацією в сепараторах з високою напруженістю магнітного поля.

До групи Г-2 відносять магнетито-мартитові і магнетито-гематитові залізні руди з щільною незруйнованою породою, яка представлена кварцом. Вміст заліза в рудах складає 30 - 40 %. Для більшості руд характерне дрібне і тонке вкраплення корисних мінералів. Корисні мінерали представлені сумішшю сильно- і слабомагнітних різновидів.

Збагачення руд цієї групи може здійснюватися за магніто-гравітаційною, магніто-флотаційною, випалювально-магнітною, флотаційною, гравітаційно-флотаційною і магнітною (без попереднього випалювання) схемам.

До групи Г-3 відносять первинні залізні руди з незруйнованою пустою породою, у яких корисні мінерали представлені переважно сильномагнітними різновидами -- магнетитом і рідше титаномагнетитом. Ці руди, оскільки основна кількість заліза знаходиться у формі магнетиту, одержали назву магнетитових. Найбільш економічний процес збагачення для магнетитових руд -- магнітна сепарація. Вкраплення корисних мінералів і особливо мінералів-носіїв шкідливих домішок у більшості руд дрібне і тонке, тому для одержання кондиційних концентратів потрібно тонке подрібнення.

Вибір принципової схеми збагачення магнетитових руд визначається характеристиками вкраплення корисних мінералів, порожньої породи і мінералів-носіїв шкідливих домішок, при цьому можуть мати місце такі типові варіанти:

- вкраплення порожньої породи нерівномірне. Вкраплення магнетиту дрібне і тонке, зерна магнетиту знаходяться в зростках з мінералами порожньої породи і мінералами-носіями шкідливих домішок, таке вкраплення -- аґреґатне. Для одержання кондиційних за вмістом заліза концентратів потрібно більш тонке подрібнення, ніж для відділення основної маси відвальних відходів. Тому раціональним є використання стадійних схем збагачення з одержанням у перших стадіях відвальних відходів і некондиційних концентратів, в останній стадії -- відходів і кондиційного концентрату (рис. 6.13 а). На збагачувальних фабриках, що переробляють тонковкраплені магнетитові руди, ця схема є основною.

У випадку засмічення руди крупною порожньою породою в процесі гірничих робіт перша стадія збагачення реалізується сухою магнітною сепарацією при крупності вихідного матеріалу 25 - 30 мм. Ця операція дозволяє виділити до 15 % відходів.

Мокра магнітна сепарація включає звичайно дві-три стадії. Перша стадія магнітної сепарації проводиться при крупності подрібненого матеріалу 20 - 30 % класу --0,074 мм, друга стадія -- при крупності 50 - 60 % класу --0,074 мм і третя стадія -- при крупності 80 - 95 % цього класу;

- вкрапленість магнетиту і порожньої породи відносно крупна і нерівномірна. Зерна магнетиту вільні від включень мінералів-носіїв шкідливих домішок або містять ці включення в допустимих межах.

У першій стадії збагачення після порівняно крупного дроблення або подрібнення може бути отримана частина кондиційного концентрату, частина відвальних відходів і промпродукт, що направляється в другу стадію збагачення (рис. 6.13 б). Така схема може виявитися економічно вигідною при знижених вимогах до якості концентрату, а також при переробці руд з відносно крупним вкрапленням магнетиту, що дозволяє використовувати в першій стадії збагачення суху магнітну сепарацію. Перевага цієї схеми полягає в скороченні кількості матеріалу, що надходить на подрібнення і другу стадію магнітної сепарації, за рахунок виділення в першій стадії частини кінцевих продуктів. Однак одержання багатих концентратів за цією схемою утруднене в зв'язку з труднощами розділення чистих магнетитових зерен і зростків у першій стадії збагачення. Вміст заліза в концентраті, як правило, не перевищує 60 %. Тому на великих збагачувальних фабриках, що переробляють тонковкраплені залізні руди і де до якості концентрату висуваються підвищені вимоги, ця схема не застосовується.

При нерівномірному і крупному вкрапленні магнетиту і порожньої породи, представленої більш крупними, ніж магнетит, виділеннями, може виявитися економічно вигідною (при знижених вимогах до якості концентрату) схема, показана на рис 6.13 в. Однак ця схема має той же недолік, що і попередня, -- неможливо одержати високоякісний концентрат у другій стадії збагачення.

Побудова схеми магнітного збагачення

Залежно від крупності матеріалу, що переробляється в окремих стадіях схеми, може використовуватися мокра магнітна сепарація (для матеріалу дрібніше 6 мм) і суха магнітна сепарація (для матеріалу крупніше 6 мм). Суха магнітна сепарація може застосовуватися з попереднім грохоченням на два-три класи (рис. 6.14) або без нього. При включенні в схему попереднього грохочення технологічні показники магнітної сепарації підвищуються. Крім того, якщо відходи використовуються, наприклад, як будівельний щебінь, то попереднє грохочення дозволяє одержати класифікований за крупністю матеріал.

У стадіях збагачення, де виділяють відвальні відходи і некондиційний концентрат, варто застосовувати схему (рис. 6.15), що включає контрольну сепарацію відходів.

+d₁ d₂-d₁ -d₂

К-т

К-т Пп

У стадіях, де виділяються два кінцевих продукти -- кондиційний концентрат і відвальні відходи, варто застосовувати схему, що включає основну сепарацію, контрольну сепарацію відходів і одну-три операції перечищення концентрату (рис. 6.16).

Необхідне число перечищень концентрату, як і крупність подрібнення перед окремими стадіями збагачення, визначається дослідженнями. При виборі кінцевої крупності подрібнення руди враховують вимоги до концентратів і їхнє використання. Концентрати, що надходять на аґломерацію, не повинні бути тонше ніж 90 - 95 % класу --0,074 мм. Крупність концентратів для грудкування повинна бути не менше 85 % класу --0,044 мм.

Схеми одержання надбагатих концентратів

Для процесів прямого відновлення заліза, порошкової металургії, сталеплавильного виробництва необхідні концентрати з високим вмістом заліза і малим вмістом шкідливих домішок. Одержання надбагатих концентратів досягається тонким подрібненням чорнових концентратів до 95-100 % класу --0,05 мм і наступним застосуванням схем зі збільшеним числом стадій збагачення та числом перечищень концентрату магнітною сепарацією. Крім того, надбагаті концентрати можуть бути отримані триразовою класифікацією багатих концентратів у магнітних конусах з метою видалення в злив шламів порожньої породи і бідних зростків або додатковим флотаційним збагаченням багатих магнітних концентратів.

Схеми збагачення комплексних магнетитових руд

У комплексних магнетитових рудах, крім заліза, містяться й інші цінні компоненти: кобальтовмісний пірит, ільменіт, апатит, сульфіди міді, свинцю і цинку. Такі руди збагачуються за комбінованими схемами, що включають магнітну сепарацію і флотацію відходів магнітної сепарації, для вилучення додаткових цінних компонентів. При наявності в комплексних рудах цирконію він вилучається з відходів магнітної сепарації гравітаційними процесами.

4. Схеми збагачення руд розсипних родовищ

Найважливіше промислове значення мають чотири групи розсипних родовищ:

- руди, що містять благородні метали (густина корисних мінералів -- 15-19

т/м³);

- руди, що містять каситерит, вольфраміт, танталіт, ніобіт (густина корисних

мінералів 6 - 8 т/м³);

- руди, що містять титанові, цирконієві, торієворідкісноземельні мінерали (густина корисних мінералів 4,2 - 5,2 т/м³);

- алмазовмісні руди (густина алмазів 3,5-3,53 т/м³).

У розсипних рудах корисні мінерали знаходяться у вільному стані, тому в схемах збагачення операції дроблення і подрібнення відсутні. Іншою особливістю розсипних руд є концентрація корисних мінералів у дрібних класах -- ефелях (0,2 - 25 мм), у гальці (25 - 100 мм) зустрічаються самородки, у крупних класах -- валунах (+100 мм) і тонких -- мулах (-0,2 мм) корисні мінерали, як правило, відсутні. Тому підготовка руд до збагачення полягає в їхній дезинтеграції і наступному грохоченні з метою відділення ефелів (і гальки при наявності в руді самородків). Операція грохочення в даному випадку є одночасно й операцією збагачення, тому що дозволяє виділити і направити у відвал класи, що не містять корисний мінерал.

Мокра дезинтеграція руди залежно від промивності здійснюється на барабанних і плоских грохотах, у скруберах, шлюзах і коритних мийках. Операції дезинтеграцї і грохочення часто здійснюють в одному апараті.

Схема збагачення розсипних руд складається з двох циклів -- основного і доводочного. У першому циклі видаляють у відходи основну масу породи і одержують грубий концентрат при максимальному вилученні в нього корисних компонентів. Збагачення розсипних руд в основному циклі здійснюється гравітаційними процесами -- на шлюзах, відсадкою, на ґвинтових, струминних і конусних сепараторах. При збагаченні алмазовмісних руд застосовується сепарація у важких суспензіях. Для перечищень дрібних концентратів часто використовуються концентраційні столи. У доводочному циклі застосовуються складні схеми збагачення з використанням різних процесів, що дозволяють найповніше вилучити всі цінні компоненти в товарні продукти.

Вибір процесу збагачення залежить від крупності, густини і форми зерен мінералів, що вилучаються.

Золотовмісні розсипи. При обробці легкопромивних розсипів з крупним золотом (+0,2 мм), які не містять значної кількості валунного матеріалу, схема збагачення на шлюзах невеликих розмірів може дати високе вилучення (рис. 6.17 а). Ця ж схема може бути використана при гідравлічному способі розробки розсипів. У цьому випадку застосовують шлюзи великого перетину і значної довжини при витратах води до 15 м³/т. Високі швидкості потоку, що досягаються при таких витратах води, забезпечують достатню дезинтеграцію збагачуваного матеріалу, транспортування по шлюзу валунів крупністю до 300 мм при досить повному вилученні золота.

При невеликому вмісті в розсипі дрібного золота застосовують схеми, зображені на рис. 6.17 б і в. За схемою в введення операції грохочення відходів першого шлюзу приводить до зниження крупності матеріалу, який надходить у вторинний шлюз, що дозволяє знизити швидкість потоку у вторинному шлюзі і тим самим створити більш сприятливі умови для вловлювання дрібного золота. Повторне збагачення на шлюзах дрібної фракції відходів основного шлюзу часто застосовується і при гідравлічному способі розробки.

При наявності в розсипах крупного (+0,2 мм) і дрібного (-0,2 мм) золота для обробки ефелів застосовують комбіновані схеми, що включають збагачення на шлюзах і відсадку (рис. 6.18 а і б) або збагачення на шлюзах і контрольне збагачення відходів шлюзу на ґвинтових сепараторах (рис. 6.18 в).

Відсаджувальні машини можуть бути встановлені як перед шлюзами (рис. 6.18 а), так і на відходах шлюзів (рис. 6.18, б).Встановлення відсаджувальних машин перед шлюзами дозволяє збільшити робочий час шлюзів між споліскуваннями, але при наявності самородків для їхнього видалення буде потрібна періодична зупинка відсаджувальних машин. Ґвинтові сепаратори встановлюють для вловлювання дрібного золота після уловлювання крупного золота на шлюзах (рис. 6.18, в).

Схеми, аналогічні розглянутим (рис. 6.17 і 6.18), застосовують і при збагаченні розсипів, що містять інші благородні метали.

Олововмісні розсипи. Зерна каситериту, що містяться в розсипах, як правило, мають округлу форму. Округла форма зерен сприяє їхньому вилученню відсадкою і утруднює вилучення ґвинтовою сепарацією. Плоска форма зерен, навпаки, полегшує вилучення ґвинтовою сепарацією і утруднює -- відсадкою. Крім того, при вмісті в руді тонких шламів у кількості, що перевищує 15 %, в'язкість пульпи підвищується, що несприятливо позначається на результатах ґвинтової сепарації. У цьому разі вихідний матеріал перед збагаченням необхідно знешламлювати.

Схеми збагачення розсипів, що містять корисні мінерали високої густини (понад 6 т/м³), звичайно включають операції дезинтеграції і класифікації в скрубер-бутарах та операції концентрації на шлюзах, у відсаджувальних машинах або ґвинтових сепараторах з одержанням чорнових гравітаційних концентратів (рис. 6.19).

При крупності зерен корисних мінералів понад 4 мм використовується відсадка, при середній крупності зерен 0,1 - 4 мм застосовують ґвинтову сепарацію, для збагачення тонких зерен --0,1 мм -- струминні і конусні сепаратори. Перезбагачення промпродуктів, особливо дрібних і тонких, виконують на концентраційних столах і автоматичних шлюзах. Схеми дозволяють одержати чорнові концентрати зі вмістом до 20 % корисного мінералу при вилученні до 95 %.

Розсипи, що містять рідкісні метали. Схеми основного циклу збагачення розсипів, що містять рідкісні метали, титанові і цирконієві мінерали, включають операції дезинтеграції, грохочення і збагачення дрібного класу в відсаджувальних машинах, ґвинтових, струминних і конусних сепараторах. Для перечищення концентрату часто застосовуються концентраційні столи. Типові схеми основного циклу наведені на рис. 6.20.

Доведення концентратів основного циклу збагачення розсипних руд першої-третьої груп здійснюється на центральних доводочних фабриках. Схеми доводки чорнових концентратів включають магнітну й електричну сепарацію, концентрацію на столах, флотогравітацію, флотацію, сушку. Вибір схеми доводки залежить від мінералогічного складу і крупності концентрату.

Алмазовмісні розсипи. Схеми основного циклу збагачення алмазовмісних розсипних руд включають операції дезинтеграції, грохочення і збагачення відсадкою або у важких суспензіях. На збагачення надходять тільки середні класи крупності, крупні і дрібні класи направляють у відвал. Вибір максимальної і мінімальної крупності зерен, що надходять на збагачення, залежить від величини алмазів, що містяться в розсипі. Звичайно максимальна крупність збагачуваного матеріалу складає 8 - 25 мм, мінімальна -- 0,5 - 2,5 мм. Якщо середні класи крупності збагачуються відсадкою, то вони попередньо класифікуються за вузькою шкалою з модулем 2 або 3. При збагаченні у важких суспензіях вузької класифікації не потрібно. У суспензійних сепараторах може збагачуватися матеріал крупніше 1,8 мм, у суспензійних циклонах -- крупніше 0,5 мм. Унаслідок високої цінності алмазів і порівняно невеликої розбіжності в густині алмазів (3,5 - 3,53 т/м³) та порожньої породи (2,7 - 2,9 т/м³) найбільш раціональним для основного циклу збагачення є процес розділення в суспензіях. Типова схема основного циклу (рис. 6.21) включає операції дезинтеграції руди і розділення її на чотири класи крупності з направленням найкрупнішого і найдрібнішого у відвал (вони не містять алмазів). Середні класи крупності направляють на збагачення в суспензійні сепаратори (крупний-середній) і циклони (дрібний-середній). Видалення суспензії з продуктів збагачення і її регенерація здійснюються за звичайною схемою.

Доведення концентрату основного циклу збагачення здійснюється за схемами, що включають процеси грохочення, флотації, магнітної і електричної сепарації, збагачення на жирових столах і люмінесцентних автоматичних сепараторах. Вибір процесів доведення чорнових концентратів залежить від їх мінералогічного складу і крупності.

6.5 Розрахунок схем збагачення

Методика розрахунку кількісних схем збагачення з використанням різних процесів -- флотації, магнітної сепарації, гравітаційних -- принципово однакова і виконується за два прийоми:

- по-перше, розраховується принципова схема збагачення по всіх компонентах. У результаті розрахунку визначаються показники, що характеризують живлення і кінцеві продукти циклів;

- по-друге, кожний з циклів розраховується за головними для нього показниками.

Однак, перш ніж приступити до розрахунку схеми, визначають необхідне і достатнє число вихідних показників:

- загальне число вихідних показників:

N = c (n_Р --а_Р + 1) -- 1, (6.1)

де с -- число розрахункових компонентів, с = e + 1; е -- число обумовлених елементів, за якими розраховується схема, n_Р - число продуктів розділення, а_Р - число операцій розділення;

- число показників вилучення:

N_ε = n_Р -- а_Р , (6.2)

- число вихідних показників, що характеризують продукти обробки:

N_П = c (n_Р -- а_Р ) , (6.3)

- число показників, що характеризують вихідну руду:

N_P = N -- N_П . (6.4)

Після визначення необхідного і достатнього числа показників здійснюється їхній вибір (числа показників вилучення, вмісту і виходів).

У число показників N і N_Р не входить γ₁ (вихід живлення схеми, що розраховується), його вважають відомим γ₁ = 100 %. Звичайно при проектуванні показники, які характеризують вихідний продукт, відомі із завдання на проектування. Тому, як правило, визначають число вихідних показників, які характеризують тільки продукти обробки. Переконавшись, що число вихідних показників достатнє для розрахунку схеми, приступають безпосередньо до розрахунку. За даними звітів про випробування збагачення даної корисної копалини і практики збагачувальних фабрик, що переробляють аналогічну сировину, приймаються чисельні значення вихідних показників по вилученню і вмісту корисного компонента для збагачених продуктів окремих операцій (концентратів). При розрахунку схеми шляхом складання і розв'язування рівнянь балансу необхідно для кожного продукту встановити його вихід, вилучення і вміст у ньому обчислюваного компонента (визначити відсутні показники). Для розрахунку технологічна схема збагачення розбивається на найпростіші типові вузли. Типові технологічні вузли, що найчастіше зустрічаються у схемах, і їх розрахункові рівняння наведені в табл. 6.1.

Таблиця 6.1 -- Розрахунок типових технологічних вузлів

1 2 3

γ_i , β₁, β₂, β₃ γ₁ = γ₂ + γ₃

γ₁β₁ = γ₂β₂ + γ₃β₃

γ₁ = γ₂ + γ₃ + γ₄

γ₁β₁ = γ₂β₂ + γ₃β₃ + γ₄β₄

γ₁ = γ₂ + γ₃ + γ₄

γ₁β₁^ў = γ₂β₂^ў + γ₃β₃^ў + γ₄β₄^ў

γ₁β₁^ўў = γ₂β₂^ўў + γ₃β₃^ўў + γ₄β₄^ўў

γ₁ (або γ₃, або γ₅), 1-й етап розрахунку:

β₁, β₂, β₃, β₄, β₅ γ₁ = γ₃ + γ₅

γ₁β₁ = γ₃β₃ + γ₅β₅

2-й етап розрахунку:

(γ₁ + γ₄)β₂ = γ₃β₃ + γ₄β₄ + γ₅β₅

за умовою γ₁ = γ₃ + γ₅

γ₄ =[γ₃(β₃ -- β₂)+γ₅(β₅ --β₂)]/(β₂ -- β₄)

2γ_i , 4β_i γ₁ + γ₃ = γ₄ + γ₅

γ₁β₁ + γ₃β₃ = γ₄β₄ + γ₅β₅

Закінчення табл. 6.1

1 2 3

3γ_i , 5β_i γ₁ + γ₃ + γ₄ = γ₅ + γ₆

γ₁β₁ + γ₃β₃ + γ₄β₄ = γ₅β₅ + γ₆β₆

3γ_i , β₁, β₃, γ₁ + γ₃ = γ₄ + γ₅ + γ₆

β₄, β₅, β₆ γ₁β₁ + γ₃β₃ = γ₄β₄ + γ₅β₅ + γ₆β₆

γ₁ , 5β_i^ў , γ₁ = γ₂ + γ₃ + γ₄ + γ₅

γ₁β₁^ў = γ₂β₂^ў + γ₃β₃^ў + γ₄β₄^ў + γ₅β₅^ў

5β_i^ўў, 5β_i^ўўў γ₁β₁^ўў = γ₂β₂^ўў + γ₃β₃^ўў + γ₄β₄^ўў + γ₅β₅^ўў

γ₁β₁^ўўў = γ₂β₂^ўўў + γ₃β₃^ўўў + γ₄β₄^ўўў + γ₅β₅^ўўў

6.6 Схеми збагачення вугілля

Промислова класифікація вугілля

Промислова класифікація передбачає розподіл вугілля на марки і групи залежно від їхніх фізико-хімічних властивостей і можливості використання для технологічних та енергетичних цілей.

Як класифікаційні параметри прийняті: вихід леких речовин на беззольну масу V^daf (%), товщина пластичного шару Y (мм), показник спікливості Рога (RI), питома теплота згоряння Q_s^daf (кДж/кг) і для бурого вугілля -- волога загальна W^r_t (%).

Відповідно до класифікаційних параметрів вугілля розділяється на марки і групи. При цьому вугілля однойменних марок і груп різних басейнів мають неоднакові межі класифікаційних параметрів. Тому вугілля різних басейнів з однаковими параметрами при технологічному використанні може давати різний за фізико-механічними властивостями продукт.

За Стандартом України "Вугілля буре, кам'яне та антрацит" (ДСТУ 3472-96) в залежності від значень середнього показника відбивання вітриніту R_о, виходу летких речовин V^daf, теплоти згоряння на сухий беззольний Q_s^daf або вологий беззольний Q_s^af стан та спікливості, яка оцінюється товщиною пластичного шару "Y" і індексом Рога RI, вугілля України поділяється на марки у відповідності з табл. 6.2.

Таблиця 6.2 -- Вітчизняна промислова класифікація вугілля

* Q_s^af; ^** при значенні показника R_о, <0,83% та Y = 16 мм вугілля належить до марки Г; ^*** V^daf < 8% та Q_s^daf < 35,2 МДж/кг вугілля належить до марки П.

У зарубіжних промислових класифікаціях викопного вугілля прийнято підрозділ його на буре, кам'яне і антрацити з додатковим виділенням лігнітів або ототожненням останніх з бурим вугіллям. Більш дрібні підрозділи в цих класифікаціях основані на ступені їх вуглефікації і зумовлених нею таких найважливіших показниках пром. властивостей, як питома теплота згоряння і спікливість. У класифікації Грюнера, поширеній в зарубіжних європейських країнах, прийнято такі основні параметри: елементний склад, вихід і властивості нелеткого залишку. У США викопне вугілля поділене на 4 класи: лігніти, суббітумінозне і бітумінозне вугілля, антрацити. У кожному класі виділено групи для лігнітів і неспікливого (суббітумінозного) вугілля за величиною вищої питомої теплоти згоряння беззольного вугілля, а для вугілля, що спікається (бітумінозного), і антрацитів, - за вмістом зв'язаного вуглецю і виходом летких речовин.

Класифікація вугілля за крупністю

Основна маса вугілля, яка використовується у коксохімічному виробництві, відвантажується споживачам у нерозсортованому вигляді. Однак у деяких випадках з них виділяють крупні класи для енергетичних цілей, а відсів направляють на коксування.

Енергетичне вугілля і антрацити, поряд з іншими показниками, характеризуються ще й крупністю.

Класифікація вугілля за крупністю наведена в табл. 6.3.

Допускаються сполучені класи ПК (плитне крупне), КГ (крупний горіх), ГД (горіх дрібний), ДС (дрібне з сім'ячком). При співвідношенні між нижньою і верхньою межею крупності не більше 1:4 допускаються і класи СШ (сім'ячко зі штибом), ДСШ (дрібний з сім'ячком і штибом), ГДСШ (горіх із дрібним, сім'ячком і штибом).

Таблиця 6.3 -- Класифікація вугілля за крупністю

На підприємствах з відкритим способом видобутку верхня межа крупності в рядовому і плитному вугіллі може бути збільшена до 300 мм.

Міжнародна класифікація вугілля

Міжнародна класифікація вугілля була прийнята у 1954 р. Комітетом по вугіллю Європейської економічної комісії ООН. Згідно з цією класифікацією вугілля з вищою теплотою згоряння вологої беззольної маси до 23826 кДж/кг належать до бурого, а вугілля з більшою теплотою згоряння -- до кам'яного і антрацитів. Ця класифікація охоплювала вугілля кам'яне та антрацити і виконувалася за: виходом летких речовин на суху беззольну масу V^daf, теплотою згоряння Q_s^daf, спікливістю та коксівністю вугілля. У 1988 р. вказана класифікація була відмінена. Європейська економічна комісія ООН затвердила нову систему міжнародної кодифікації вугілля середнього та високого рангів, тобто кам'яного вугілля та антрацитів. За цією класифікацією до бурого відносять вугілля з вищою теплотою згоряння вологої беззольної маси до 24000 кДж/кг. Набір основних ознак, якими повинно характеризуватися вугілля, наведено в таблиці:

Застосовується спеціальна система кодування значень показників, що характеризують вугілля. Крім зазначених показників, система кодифікації передбачає можливість використання для характеристики вугілля і додаткових показників у відповідності з домовленістю постачальника і покупця. В результаті вивчення вугілля складається сертифікат, який характеризує його метаморфізм, мацеральний склад та технологічні властивості.

Якщо для характеристики вугілля використовуються додаткові показники, то вони також включаються у сертифікат, але не кодуються. Якщо дані за яким-небудь параметром не визначаються або відсутні, то в коді ставиться знак "х", в тому випадку, коли код мав складатися з однієї цифри або "хх", якщо з двох цифр.

Класифікація вугілля за збагачуваністю

Сьогодні оцінку збагачуваності вугілля і класифікацію його за цією ознакою роблять за ГОСТ 10100-84. Відповідно до цього стандарту показник збагачуваності Т визначається як відношення сумарного виходу проміжних фракцій до виходу безпородної маси:

Т = 100γ_пр /(100 -- γ_п) , % , (6.5)

де γ_пр -- вихід проміжних фракцій (густиною 1400(1500)--1800 кг/м³ -- для кам'яного вугілля і 1800--2000 кг/м³ -- для антрацитів), γ_п -- вихід породних фракцій (густиною понад 1800 кг/м³ -- для кам'яного вугілля і понад 2000 кг/м³ -- для антрацитів).

Залежно від значення показника збагачуваності вугілля і антрацити підрозділяються на категорії збагачуваності від легкої до дуже трудної.

Поділ вугілля за категоріями збагачуваності наведено в табл. 6.4.

Таблиця 6.4 -- Класифікація вугілля за збагачуваністю

Показник збагачуваності не відображає основних характеристик вугілля -- зольності і виходу легких фракцій, що визначають можливу кількість і якість концентрату, а також режими розділення. У зв'язку з цим інститут УкрНДІВуглезбагачення пропонує метод визначення індексу збагачуваності Т за виходом і зольністю легких фракцій:

Т = аА_Л ² + b (100 --γ_Л) ², % , (6.6)

де -- γ_л і А_Л -- вихід і зольність легких фракцій, % ; а і b -- емпіричні коефіцієнти (табл. 6.5).

Відповідно до індексу збагачуваності проведена класифікація донецького вугілля в напрямку його технологічного використання. Класифікація вугільних концентратів і галузь їх можливого використання наведені в табл. 6.6.

Запропоновано велике число графічних і аналітичних методів оцінки збагачуваності. Усі графічні методи оцінки основані на використанні кривих збагачуваності, що будуються за результатами фракційного аналізу. Однак усім графічним методам притаманний загальний недолік, який полягає в трудомісткості використання та істотній погрішності результатів. Аналітичні методи оцінки збагачуваності оперують, головним чином, виходами і зольностями фракцій (концентратної, промпродуктової і породної) при різних поєднаннях зазначених параметрів, що також не дозволяє одержати досить точний критерій оцінки. Тому основним методом оцінки збагачуваності вугілля є стандартний за ГОСТ 10100-84.

Умови, що визначають вибір схеми і процесів збагачення

Збагачення вугілля крупністю більше 0,5 мм здійснюється гравітаційними процесами, крупністю менше 0,5 мм -- флотацією. Основною метою збагачення вугілля є видалення мінеральних домішок (породи), що потрапили при видобутку з покрівлі і ґрунту пласта, а також у вигляді прошарків.

Вибір технологічної схеми збагачення вугілля і процесів, які реалізують, визначається багатьма факторами, основні з яких розглянуті нижче.

Призначення вугілля визначається його властивостями, залежно від яких воно може використовуватися для коксування і напівкоксування, енергетичних і комунально-побутових цілей, газифікації і гідрогенізації, при виробництві вапна, цегли і цементу тощо.

Найбільш жорсткі вимоги висуваються до якості концентратів коксівного вугілля. Тому при збагаченні коксівного вугілля повинні застосовуватися більш досконалі схеми і процеси. На коксохімічні заводи концентрати відвантажуються в нерозсортованому вигляді, вони повинні мати низький вміст золи, сірки і вологи.

Енергетичне вугілля збагачують за більш простими схемами і в тих випадках, коли це економічно вигідно. Малозольне енергетичне вугілля (А^d < 12 %) надходить споживачу в незбагаченому вигляді. Енергетичне вугілля і вугілля для комунально-побутових потреб надходить споживачу в розсортованому вигляді відповідно до діючого стандарту (табл. 6.3). Але в першу чергу вибір схеми і глибини збагачення вугілля залежить від його мінералогічного, ґранулометричного і фракційного складів.

Мінералогічний склад, у якому представлені дані про мінерали, що складають гірничу масу, їхню кількість, форму і розмір зерен, ступінь зрощення мінералів один з одним. Характеристика вкраплення мінеральних домішок у вугіллі впливає на вибір числа стадій збагачення. При малому вмісті зростків -- схема одностадійна (без дроблення і перезбагачення промпродукту), у протилежному випадку -- двостадійна (із дробленням і перезбагаченням промпродукту).

Якщо в коксівному вугіллі містяться дрібні включення сірчистого колчедану, перезбагаченню піддають і концентрат, і промпродукт.

При наявності в вугіллі крупних включень породи на збагачення надходить матеріал крупністю до 300 мм, дрібних включень -- до 50 мм , а іноді -- до 13 мм.

У тих випадках, коли розділові властивості мінералів виявляються близькими, виконують дослідження їхніх фізичних властивостей. З урахуванням фізичних властивостей розглядається питання про вибір схеми і методу збагачення.

Гранулометричний склад містить інформацію про максимальну крупність сировини, співвідношення в ньому класів крупності і дозволяє вирішити питання про вибір схеми підготовчих операцій. Дані про ґранулометричний склад вугілля можна представити або у вигляді таблиці ситового аналізу (табл. 6.7), або у вигляді сумарної характеристики крупності (рис. 6.22).

Вигляд сумарної характеристики крупності, побудованої по "+d ", указує на перевагу тих або інших класів крупності в збагачуваному матеріалі. Увігнута характеристика 1 свідчить про перевагу дрібних зерен, опукла 3 -- про перевагу крупних, прямолінійна 2 -- на рівномірний розподіл класів крупності.

Ґранулометричний склад вугілля і зольність окремих його класів впливають на вибір процесу і глибини збагачення. При вмісті крупних класів (+13 мм) понад 20 % доцільно використовувати важкосередовищну сепарацію. При малому вмісті крупних класів перевагу віддають відсадці. Крім того, якщо у крупних класах міститься понад 30 % породних фракцій, то незалежно від категорії збагачуваності рекомендується застосовувати важкосередовищну сепарацію.

Вміст у вугіллі класу -- 0,5 мм і його зольність впливають на вибір схеми і глибини збагачення. Якщо вихід і зольність цього класу малі, то воно підшихтовується до концентрату в незбагаченому вигляді.

Фракційний склад являє собою кількісну оцінку розділення вільних мінеральних зерен і зростків за фракціями різної густини і крупності. Такий розподіл характеризує можливість розділення матеріалу, що перероблюється, на збагачений і збіднений продукти. Гранично можлива точність розділення називається збагачуваністю. Для оцінки збагачуваності вугілля за даними фракційного аналізу (табл. 6.8) будують криві збагачуваності (рис.6.23).

Криві збагачуваності будують у системі координат, де по нижній осі абсцис відкладають зольність фракцій, по верхній осі абсцис -- густину розділення, по лівій осі ординат -- сумарний вихід фракцій, що спливли, по правій осі ординат - сумарний вихід фракцій, що потонули.

Криві збагачуваності показують залежності між основними технологічними показниками збагачення:

λ -- залежність між сумарним виходом і зольністю елементарних фракцій;

β -- залежність між сумарним виходом фракцій, що спливли, і їхньою зольністю;

Θ -- залежність між сумарним виходом фракцій, що потонули, і їхньою зольністю ;

δ -- залежність між густиною розділення і виходами фракцій.

За кривими збагачуваності визначають теоретичні показники збагачення вугілля, густину розділення, можливість шихтовки різного вугілля. Крім того, за характером кривої λ можна судити про збагачуваність матеріалу, що переробляється. Залежно від характеру кривої λ можна припустити три теоретичних випадки розділення матеріалу (рис. 6.24).

Крива λ, що представлена ламаною лінією, характеризує матеріал, який не містить зростків і в процесі збагачення ідеально розділяється на два продукти (рис. 6.24 а). Якщо крива λ має вигляд прямої лінії, нахиленої під певним кутом φ, це означає, що матеріал містить значну кількість зростків при нерівномірному вкрапленні корисного мінералу, збагачуваність матеріалу винятково важка (рис. 6.24 б). У тому випадку, коли крива λ представлена вертикальною прямою (φ = 90^о), матеріал збагатити неможливо, тому що вся його маса представлена найтоншими зростками мінералів, що не руйнуються при подрібненні (рис. 6.24 в).

Вплив категорії збагачуваності на вибір схеми переробки полягає у наступному: чим важча збагачуваність вугілля, тим складнішою повинна бути схема збагачення і тим ефективнішим повинен бути використовуваний процес збагачення.

Перехід від теоретичних показників до практичних може бути зроблений на основі властивої всім гравітаційним методам закономірності вилучення фракцій різної густини в продукти збагачення. У практичних умовах при недосконалій точності виділення компонентів у продукти збагачення будуть потрапляти сторонні фракції. Ефективність роботи машин гравітаційного збагачення визначають з використанням кривих розділення за Тромпом, що показують залежність між вилученням фракцій і їх середньою густиною. Криві розділення (рис. 6.25) будують за результатами фракційного аналізу вихідного продукту і продуктів збагачення (табл. 6.9).

Таблиця 6.9 -- Дані для побудови кривих розділення за Тромпом

Криві розділення будують у системі координат - середня густина фракцій -- вилучення фракцій у продукти розділення. Оскільки при розділенні на два продукти дотримуються залежності:

γ_і = γ_і^К + γ_і^В , (6.7)

ε_і^К + ε_і^В = 100 %, (6.8)

то криві Т_К і Т_В симетричні і тому використовують лише Т_В , яка за формою нагадує інтегральну криву Гаусса.

Граничною густиною розділення δ_Р називають густину елементарної фракції, імовірність вилучення якої в продукти розділення однакова. Густину розділення визначають проектуванням на вісь абсцис точки кривої Т_В , що відповідає вилученню ε = 50 %.

Кількість сторонніх фракцій густиною більшою від густини розділення, що перейшли в концентрат, визначається величиною трикутника CDE, а кількість фракцій густиною меншою від густини розділення, що перейшли в породу, - величиною трикутника АВС. При ідеальному процесі розділення крива Т_В набирає вигляду ламаної лінії АВСDE, у цьому випадку засмічення продуктів не відбувається. Відхилення від ідеального розділення характеризується середнім ймовірним відхиленням Е_pm і коефіцієнтом погрішності розділення І.

Середнім ймовірним відхиленням Е_pm від густини розділення називають напіврізницю густин точок кривої розділення Т_В , які відповідають вилученню 75 і 25 % :

E_pm= 0,5(δ₇₅ -- δ₂₅₎ , кг/м³ . (6.9)

При розділенні в машинах з важким середовищем величина E_pm змінюється незначно при зміні густини розділення δ_Р (крива Т_В симетрична). При розділенні в машинах з водним середовищем Е_pm зростає пропорційно різниці (δ_Р -- 1000), у цьому випадку крива Т_В несиметрична, звідси коефіцієнт похибки:

І = Е_pm/(δ_P - 1000). (6.10)

Параметри E_pm і І не залежать від фракційного складу вихідного вугілля і характеризують ефективність роботи збагачувальної машини залежно від її питомої продуктивності і крупності живлення. Чим менша величина параметрів E_pm і I, тим ефективніше працює машина.

За параметрами E_pm і I можна визначити фракційний склад, вихід і зольність продуктів збагачення при заданому фракційному складі вихідної сировини. Для цього використовують інтеґрал ймовірності Гаусса, що виражає нормальний закон розділення сумарної ймовірності випадкової величини:

, (6.11)

де х -- випадкова величина (помилка).

Оскільки крива Т_В за формою подібна до інтегральної кривої Гаусса, їх ототожнюють, а отже, і рівняння кривої Т_В буде мати вигляд (6.11), де х -- відхилення середньої густини фракції δ_СР від густини розділення δ_Р. Відхилення середньої густини фракції від густини розділення:

- для машин з важким середовищем:

; (6.12)

- для машин з водним середовищем:

; (6.13)

- для машин з повітряним середовищем:

; (6.14)

Середнє ймовірне відхилення E_pm для важкосередовищних сепараторів і гідроциклонів визначають за формулами (6.15) -- (6.20):

- для сепараторів при крупності живлення:

25-300 мм E_pm= 0,010 δ_P + 20, кг/м³, (6.15)

13-100 мм E_pm= 0,015 δ_P + 20, кг/м³, (6.16)

6-100 мм E_pm= 0,025 δ_P + 5, кг/м³, (6.17)

- для двопродуктових гідроциклонів:

E_pm= 0,030 δ_P - 15, кг/м³, (6.18)

- для першої стадії трипродуктових гідроциклонів:

E_pm= 0,040 δ_P - 10, кг/м³, (6.19)

- для другої стадії трипродуктових гідроциклонів:

E_pm= 0,045 δ_P - 15, кг/м³. (6.20)

Формули (6.12) -- (6.20) широко використовують при розрахунку технологічних схем збагачення.

Вологість вугілля визначає можливість виділення з нього шламів і розділення його на машинні класи сухим або мокрим способом. Сухий спосіб розділення можливий при вологості вугілля, яка не перевищує 5 - 7 %, однак з метою зменшення пилоутворення вугілля зрошується, унаслідок чого знепилювання практично цілком замінене знешламлюванням.

Вологість вугілля також визначає можливість застосування пневматичних процесів збагачення. У випадку застосування пневмозбагачення вологість вугілля також не повинна перевищувати 5 - 7 %.

Глибина збагачення -- це максимальна крупність зерен дрібного класу, що не піддається збагаченню, а використовується в природному вигляді.

Глибина збагачення вибирається у такий спосіб:

- коксівне вугілля з високими виходом і зольністю класу --0,5 мм переробляють за схемами із глибиною збагачення 0 мм;

- коксівне вугілля з низькими виходом і зольністю класу --0,5 мм переробляють за схемами із глибиною збагачення 0,5 мм, а клас --0,5 мм додається до концентрату в незбагаченому вигляді;

- глибина збагачення енергетичного вугілля складає 6, 13, іноді 25 мм. У цьому випадку глибина збагачення залежить від відстаней, на які перевозять вугілля, і від потужності котельних установок. На великих котельних установках, обладнаних пиловугільними топками, можливе спалювання високозольного вугілля при високих к.к.д. Тому вугілля, призначене для спалювання у великих котельнях, при невеликих відстанях перевезення звичайно не збагачується;

- енергетичне вугілля гідровидобутку переробляють за схемами із глибиною збагачення 0,5 мм, іноді 0 мм.

За нормами технологічного проектування рекомендується в проектах збагачувальних фабрик приймати глибину збагачення вугілля 0 мм, але при цьому питання про найвигіднішу глибину збагачення повинно вирішуватися на основі техніко-економічних розрахунків.

За кінцевим розрахунком схему збагачення вугілля вибирають залежно від його властивостей і призначення.

Схеми і процеси збагачення вугілля

У відділенні вуглеприйому гірнича маса, що надходить на збагачувальну фабрику, піддається сухому попередньому грохоченню і дробленню.

Для механізації процесу видалення з гірничої маси крупногрудкової породи і сторонніх предметів, що не дробляться, на збагачувальних фабриках і шахтах застосовують вибіркове дроблення. При вільному падінні і ударі об решета барабанного грохота-дробарки вугілля руйнується і просівається через отвори сита, а більш тверді великі куски породи і предмети, що не дробляться, транспортуються до місця розвантаження і виводяться з барабана (рис. 6.26 а).

При наявності в гірничій масі кусків крупністю до 500 мм, які перед збагаченням варто виділити і направити на дроблення, рекомендується використовувати схему, що складається з операцій грохочення на циліндричних грохотах типу ГЦЛ і дроблення в двовалкових зубчастих дробарках типу ДДЗ (рис. 6.26 б). Однією з переваг дробарок типу ДДЗ є малий вихід дріб'язку в дробленому продукті.

Підготовлене за крупністю рядове вугілля надходить у головний корпус збагачувальної фабрики, де його розділяють на машинні класи, які направляють на збагачення з подальшим зневодненням.

Основне призначення збагачення полягає в розділенні рядового вугілля на корисну і баластову частини для підвищення ефективності їхнього використання. При цьому повинно бути забезпечено максимальне вилучення горючих компонентів у товарні продукти.

Збагачувальні фабрики значно відрізняються застосовуваними технологічними схемами і їхнім апаратурним оснащенням, що обумовлено характеристикою збагачуваного вугілля і вимогами до якості та асортименту вироблюваних продуктів збагачення.

Основними характерними ознаками технологічних схем є глибина збагачення, а також якість і асортимент товарних продуктів.

За глибиною збагачення можна виділити такі технологічні схеми:

- збагачення тільки крупних класів розміром більше 25 (13) мм із роздільним або спільним відвантаженням продуктів збагачення і незбагачених відсівів;

- збагачення крупних і середніх класів розміром більше 6 (3) мм зі спільним або роздільним відвантаженням продуктів збагачення і незбагачених відсівів;

- збагачення зернистого вугілля крупністю більше 0,5 мм зі спільним відвантаженням продуктів збагачення і незбагачених шламів;

- збагачення всіх класів крупності.

Залежно від прийнятої глибини збагачення підготовче грохочення може бути сухим або мокрим. Якщо відсів відвантажується споживачам у незбагаченому вигляді, підготовче грохочення - сухе, але перед операціями збагачення крупних і середніх класів варто передбачити їх знешламлювання (рис. 6.27 а, б, в). Якщо глибина збагачення 0 мм, підготовче грохочення -- мокре (рис. 6.27 г).

За якістю концентрату і асортиментом продуктів збагачення технологічні схеми розрізняють:

- за випуском одного товарного продукту. Схема набула поширення при збагаченні енергетичного вугілля таких марок, з яких не виділяють сорти за класами крупності, наприклад, вугілля марки П;

- за випуском одного товарного продукту і розділенням його на сорти за класами крупності. Схема застосовується при збагаченні антрацитів і енергетичного вугілля, з якого виділення сортів за класами крупності є доцільним, наприклад, при збагаченні вугілля марок Г і Д;

- за випуском двох товарних продуктів (концентрату і промпродукту). Схема використовується при збагаченні вугілля для коксування й інших технологічних цілей. Застосовується у випадку, якщо до якості концентрату висуваються підвищені вимоги, що визначає збагачення усього рядового вугілля (крупного, дрібного, шламів). Одним з різновидів цієї схеми може бути випуск концентратів двох сортів -- зі зниженою зольністю для технологічних потреб, з підвищеною зольністю для енергетичних цілей;

- за випуском двох товарних продуктів і поділом одного з них на сорти за класами крупності. Схема набула поширення при збагаченні газового вугілля для коксування, якщо доцільним є виділення крупного класу для комунально-побутових або спеціальних потреб, а також при глибокому збагаченні антрациту з випуском концентрату для технологічних цілей, що зв'язано з виділенням промпродукту.

У сучасних умовах видобування, які характеризуються підвищеним вмістом породних домішок у вугіллі, особливо у крупних класах, поширення набули схеми із застосуванням ефективних процесів збагачення: важкосередовищної сепарації, відсадки, флотації, ґвинтової сепарації.

Важкосередовищна сепарація використовується для збагачення крупних класів вугілля і антрацитів дуже важкої, важкої і середньої збагачуваності, усіх категорій збагачуваності при вмісті класу +13 мм у гірничій масі понад 20%, а також для вугілля легкої збагачуваності при вмісті породних фракцій понад 30 %.

Технологічні схеми збагачення крупних машинних класів у магнетитовій суспензії розділяють за числом стадій збагачення, числом кінцевих продуктів і призначенням.

Схема збагачення за одну стадію з виділенням двох кінцевих продуктів (концентрату і відходів) призначена для механізованого відділення породи на шахтних установках, збагачення енергетичного вугілля і антрацитів, а також для збагачення коксівного вугілля легкої збагачуваності (рис. 6.28).

Підготовка крупного машинного класу до важкосередовищного збагачення в сепараторах типу СКВП здійснюється за однією зі схем, наведених на рис. 6.27. Свіжа суспензія перед надходженням у сепаратор розділяється на транспортний і висхідний потоки. Густина розділення залежно від характеристики збагачуваного вугілля і вимог до якості концентрату приймається від 1650 до 2050 кг/м³.

Відділення суспензії і відмивання обважнювача (магнетиту) здійснюється на вібраційних грохотах типу ГИСЛ. При цьому відмивання обважнювача здійснюється за допомогою двох рядів бризкал, на перший з яких подається злив сепараторів системи регенерації, а на другий -- технічна вода.

При необхідності роздільного збагачення двох машинних класів (наприклад, 6 - 25 і 25 - 200 мм) доцільно використовувати сепаратор СКВД-32, ванна якого в подовжньому напрямку розділена на два відділення.

Збагачення горючих сланців з розділенням на два продукти (концентрат і відходи) здійснюється із застосуванням сепаратора СКВС-32. Цей сепаратор відрізняється від інших сепараторів модифікації СКВ тим, що має елеваторне колесо з 6-ма ковшами (у всіх інших 8) , що дозволяє переробляти матеріал крупністю до 500 мм.

Схема збагачення за дві стадії з виділенням трьох кінцевих продуктів (концентрату, промпродукту і відходів) застосовується для коксівного вугілля середньої і важкої збагачуваності. Основний і найбільш економічний варіант -- виділення в першій стадії сепарації концентрату (рис. 6.29); виділення в першій стадії відходів застосовується при їхньому високому виході (більш 50 %) і наявності порід, що розмокають в рідині (рис.6.30).

Робоча суспензія високої і низької густини подається у відповідні сепаратори для створення транспортного і висхідного потоків.

Відділення суспензії і відмивання обважнювача здійснюються за загальноприйнятою схемою.

Технологічні схеми (рис. 6.29 і 6.30) аналогічні, але при застосуванні другої схеми (виділення в першій стадії відходів) між першою і другою стадіями сепарації необхідно передбачити операцію відділення суспензії більшої густини від суміші концентрату і промпродукту, які направляються в другу стадію, де вони розділяються в суспензії меншої густини.

Збагачення в важкосередовищних гідроциклонах застосовується при переробці дрібних класів коксівного вугілля і антрацитів дуже важкої і важкої збагачуваності, а при підвищених вимогах до якості концентрату -- середньої збагачуваності. Важкосередовищні гідроциклони можуть використовуватися також для перезбагачення промпродукту і грубозернистого шламу.

Технологічні схеми важкосередовищних гідроциклонних комплексів для збагачення дрібного вугілля так само, як і схеми збагачення крупних класів, відрізняються за числом стадій розділення, числом продуктів збагачення і своєму призначенням. Технологічні схеми збагачення в гідроциклонах складніші від схем збагачення в сепараторах, тому що вимагають створення напорів на вході в апарат, більших в 3-4 рази витрат суспензії і більш складної системи регенерації суспензії в зв'язку зі значним шламоутворенням у гідроциклоні.

До якості машинного класу, що надходить на збагачення в гідроциклони, висуваються підвищені вимоги, і насамперед щодо вмісту шламів. Щодо крупного класу знешламлювання здійснюється за класом 13 (25) мм, дрібного звичайно - за класом 0,5 мм.

Схема збагачення за одну стадію в двопродуктовому важкосередовищному гідроциклоні з одержанням двох кінцевих продуктів (концентрату і відходів), яка призначена для збагачення дрібного енергетичного вугілля і антрацитів крупністю 0,5-13 (25) мм, наведена на рис. 6.31.

Схема збагачення за одну стадію в трипродуктовому каскадному гідроциклоні з одержанням трьох кінцевих продуктів (концентрату, промпродукту, відходів) і одержанням у першій секції апарата концентрату, у другій промпродукту і відходів (рис. 6.32), призначена для збагачення дрібного коксівного вугілля крупністю 0,5 - 13 (25) мм, перезбагачення промпродукту відсадки дрібного машинного класу 0,5 - 13 мм, а також для збагачення коксівного вугілля одного машинного класу 0,5 - 40 мм (при порівняно невеликому виході класу + 40 мм).

При роздільній реґенерації некондиційної суспензії межа збагачення за крупністю в гідроциклонах зменшується з 0,5 до 0,2 мм. Крім того, практикою встановлено, що показники розділення шламу (до 0,2 мм) у гідроциклонах залежать від верхньої межі крупності машинного класу, до складу якого входить шлам. Так, ефективність збагачення шламів у складі класу 0 - 6 мм вища, ніж у складі класу 0 - 40 мм. Тому при збагаченні в важкосередовищних гідроциклонах вугілля зі шламом повинна бути прийнята технологія збагачення вузького машинного класу.

Реґенерація некондиційної суспензії в процесі важкосередовищного збагачення призначена для відновлення густини робочого середовища, розведеного при відмиванні магнетиту від продуктів збагачення, можливо більш повного вилучення магнетиту з промивних вод, а також для очищення суспензії від шламу, що потрапляє в неї з вихідним вугіллям. Найбільш поширеним способом реґенерації магнетитової суспензії є магнітна сепарація, основана на використанні відмінностей у магнітних властивостях магнетиту і вугільного шламу.

Залежно від крупності живлення і прийнятої технології збагачення вугілля можуть бути застосовані одностадійна, двостадійна, комбінована і роздільна схеми реґенерації суспензії.

Одностадійна схема реґенерації суспензії (рис. 6.33) застосовується при важкосередовищному збагаченні крупного вугілля, якщо воно має невисокий вміст шламу (не більш 2 %) і не містить глинистої породи, яка розмокає в суспензії. Вміст твердої фази в суспензії, що реґенерується, не повинен перевищувати 300 кг/м³, у тому числі шламів не більше 150 кг/м³.

У двостадійній схемі реґенерації суспензії (рис. 6.34) немагнітний продукт і частину зливу першої стадії направляють у другу стадію реґенерації. Звичайно на два-три сепаратори першої стадії встановлюють один сепаратор другої стадії. Двостадійну схему реґенерації суспензії застосовують при важкосередовищному збагаченні дрібного вугілля. Ця схема може бути також використана при збагаченні крупного вугілля, яке містить глинисту породу і шлами (понад 2 %), при цьому вміст шламів у суспензії, що надходить на реґенерацію, перевищує 300кг/м³, у тому числі шламів більше 150 кг/м³.

За комбінованою схемою реґенерації суспензії (рис. 6.35) некондиційна суспензія подається в обидва сепаратори, встановлені послідовно. Крім того, у другу стадію надходить також немагнітний продукт першої стадії. Комбінована схема реґенерації суспензії застосовується в тих же випадках, що і пряма двостадійна. Однак при збагаченні дрібного вугілля більш прийнятна двостадійна схема реґенерації, а при збагаченні крупного вугілля за високою густиною розділення у випадку вмісту в некондиційній суспензії понад 150 кг/м³ шламу віддають перевагу комбінованій схемі реґенерації.

Схема роздільної реґенерації (рис. 6.36) передбачає подачу отриманої після відмивання обважнювача на грохотах некондиційної суспензії в окремі магнітні сепаратори. Немагнітний продукт і зливи магнітних сепараторів класифікують за граничним зерном 0,2 мм в окремих класифікаційних гідроциклонах. Зернисті згущені продукти додають до відповідних продуктів флотації і зневоднюють разом з ними. Злив гідроциклонів або направляється на ополіскування відповідних продуктів збагачення, або об"єднується і направляється на флотацію. Класифікація в гідроциклонах за граничною крупністю 0,2 мм дозволяє зменшити нижню межу крупності збагачуваного вугілля з 0,5 до 0,2 мм, запобігти втратам грубозернистого шламу, а також зменшити обсяг матеріалу, що надходить на флотацію.

Схема роздільної реґенерації суспензії застосовується тільки при важкосередовищному збагаченні дрібного кам'яного вугілля і антрацитів у гідроциклонах. При роздільній реґенерації суспензії допускається підвищений вміст шламу крупністю 0 - 0,5 мм у збагачуваному матеріалі до 10 % (замість звичайних 3 - 5 %).

Відсадка застосовується для збагачення дрібних класів вугілля й антрацитів легкої і середньої збагачуваності. Допускається застосування відсадки для збагачення дрібних класів вугілля й антрацитів важкої збагачуваності, а також для збагачення крупних класів вугілля легкої збагачуваності при вмісті породних фракцій менше 30 %. Для вугілля, що добувається гідроспособом, а також вугілля легкої збагачуваності з вмістом класу +13 мм менше 20 % варто застосовувати ширококласифіковану відсадку.

Залежно від характеристики вихідного вугілля, вимог до якості кінцевих продуктів і техніко-економічних міркувань можуть бути застосовані різні схеми з використанням відсадки.

При роздільному збагаченні крупних і дрібних класів вугілля відсадкою воно розділяється на грохотах і направляється в відсаджувальні машини, у яких розділяється на три продукти (концентрат, промпродукт і відходи). Промпродукт, одержуваний у результаті збагачення крупного класу, дробиться до 13 мм і направляється на збагачення разом із дрібним машинним класом (рис. 6.37).

При збагаченні коксівного вугілля у некласифікованому вигляді його розділення на класи відбувається тільки в подальших стадіях. Концентрат і промпродукт після відсадження піддаються грохоченню за розміром 13 або 25 мм із метою виділення дрібних класів перед їх зневоднюванням у фільтруючих центрифугах (рис. 6.38).

На фабриках, які збагачують енергетичне вугілля і де виділення промпродукту не передбачається, відходи виділяються в обох секціях відсаджувальної машини. Іноді важкий продукт другої секції направляють у вигляді циркулюючого продукту в ту ж машину (рис. 6.39).

Іноді при застосуванні важкосередовищної сепарації з метою породовибірки одержуваний у цьому випадку легкий продукт після дроблення до 13 мм збагачується разом із дрібним машинним класом відсадкою (рис.6.40).

Протитечійна сепарація застосовується для збагачення енергетичного вугілля, антрацитів, збідненої (розубоженої) гірничої маси відкритих розробок, видалення породи з гірничої маси на шахтах і розрізах.

Схема механізованої породовибірки (рис. 6.41) включає попереднє грохочення гірничої маси за крупністю 100 мм, дроблення надрешітного продукту, відсів дрібного класу 0 - 13 мм і вибірку породи з класу 13 - 100 мм у крутопохилому сепараторі.

Одностадіальні технологічні схеми з використанням протитечійної сепарації (рис. 6.42) застосовують при збагаченні енергетичного (у сепараторах шнекових) і розубоженого (у сепараторах крутопохилих) вугілля. У випадку переробки розубоженої гірничої маси, що добувається гідроспособом, у схемі перед операцією збагачення повинні бути передбачені операції зневоднення.

При великому вмісті проміжних фракцій у вихідному матеріалі оптимальна продуктивність сепаратора при необхідній якості продуктів розділення забезпечується застосуванням двостадійних схем протитечійної сепарації. Протитечійна сепарація допускає різні варіанти агрегування апаратів з можливістю перечищення кожного з продуктів, виділених у першій стадії (рис. 6.43).

Пневматичні процеси збагачення знаходять дуже обмежене застосування при збагаченні вугілля, що обумовлюється їх низькою ефективністю. Деякого поширення пневматичне збагачення набуло головним чином при переробці бурого і кам'яного енергетичного вугілля у районах із суворими кліматичними умовами або обмеженими водними ресурсами.

Збагачення на концентраційних столах знаходить обмежене застосування в практиці при переробці дрібних і тонких класів вугілля та антрацитів з метою одержання низькозольних концентратів і головним чином для знесірчування вугілля, що містить значну кількість піриту.

Збагачення вугілля із застосуванням концентраційних столів може здійснюватися за різними технологічними схемами залежно від властивостей вихідного матеріалу і призначення продуктів збагачення. На рис. 6.44 наведена технологічна схема переробки штибу на концентраційних столах, що дозволяє одержати концентрати зольністю 2,5-3,5 %. Особливістю схеми є двостадійне збагачення штибу, що обумовлено високими вимогами до якості концентрату, який може бути використаний у кремнеалюмінієвій і абразивній промисловості.

Ґвинтова сепарація застосовується для збагачення вугільних шламів і відсівів легкої і середньої збагачуваності крупністю 0,1-3 мм. Живлення ґвинтових сепараторів бажано знешламлювати. При вмісті в живленні понад 15-20 % глинисто-мулистого матеріалу попереднє знешламлювання обов'язкове.

Залежно від зольності живлення ґвинтова сепарація може застосовуватися як самостійно (рис. 6.45 а), так і в поєднанні з флотацією (рис. 6.45 б).

Флотація -- це найефективніший метод збагачення вугільних шламів. Схеми флотації, що приймаються, визначаються маркою збагачуваного вугілля, його зольністю, вмістом тонких класів і проміжних фракцій, складом неорганічної частини і особливо наявністю глинистих порід, що піддаються розмоканню, вимогами щодо якості кінцевих продуктів і техніко-економічними показниками.

При низькій зольності вихідних шламів (не більш 18-20 %) і легкій збагачуваності рекомендується проста, так звана пряма схема (рис. 6.46 а). При вищій зольності вихідного шламу одержати за цією схемою кондиційні продукти флотації дуже важко.

При флотації шламів більш важкої збагачуваності і більшій їх зольності застосовують різні схеми з перечищенням концентрату. Найбільшого поширення набула схема з перечищенням концентрату останніх камер у машині основної флотації (рис. 6.46 б).

Іноді при особливо високозольних шламах застосовують схеми з перечищенням усього концентрату основної флотації (рис. 6.46 в). Перечищення концентрату може здійснюватися або в окремій флотаційній машині, або в окремих камерах машини основної флотації. Перечищення в окремих машинах або камерах більш доцільне, тому що для неї потрібний режим, відмінний від режиму основної флотації.

Розрахунок схем збагачення вугілля

Метою розрахунку схеми технологічного процесу збагачення є визначення кількості і якості продуктів, одержуваних в окремих операціях переробки вугілля. За результатами розрахунку складають практичний баланс продуктів збагачення і баланс фабрики щодо води.

Розрахунок шихти виконується при надходженні на збагачувальну фабрику вугілля декількох шахт.

Розрахунок ситового складу шихти здійснюється за таких умов:

- сума часток вугілля a_i шахт у шихті:

; (6.21)

- сума виходів класів γ_і вугілля кожної шахти:

; (6.22)

- сума виходів класів γ_j вугілля шихти:

(6.23)

- зольність класу шихти:

. (6.24)

Розрахунок фракційного складу шихти виконується аналогічно:

- сума часток класів b_i шахт в однойменних класах шихти:

; (6.25)

- сума виходів фракцій γ_і класу шахти визначається за формулою (6.22);

- сума виходів фракцій γ_j шихти:

; (6.26)

- зольність фракцій шихти:

. (6.27)

Розрахунок ситового і фракційного складу теоретичних машинних класів виконується з використанням обчислених виходів і зольностей класів та фракцій шихти.

За фракційним складом машинних класів будують криві збагачуваності, з їх використанням складають теоретичний баланс продуктів розділення, а також визначають густину розділення і коефіцієнт збагачуваності (6.5) для кожного машинного класу гравітаційної крупності.

Після вибору й обґрунтування технологічної схеми збагачення вугілля приступають до її розрахунку.

Розрахунок підготовчих операцій здійснюється з урахуванням таких залежностей:

- сума виходів продуктів γ_і дорівнює виходу живлення γ_живл операції:

; (6.28)

- сума зольних одиниць живлення і продуктів операції рівні:

; (6.29)

- додаткове шламоутворення в операції приймається за даними практики або враховується коефіцієнтом шламоутворення а_шл :

(6.30)

- вихід класу крупності меншої від розміру отворів d сита грохоту в підрешітний продукт визначається з урахуванням ефективності процесу Е:

; (6.31)

- можливе влучення в підрешітний продукт зерен крупніших від розміру отворів сита обчислюється поправочним коефіцієнтом b^+d (b^+d = 3 - 5%):

. (6.32)

Норми шламоутворення для деяких процесів переробки вугілля наведені в табл. 6.10.

Таблиця 6.10 -- Норми шламоутворення при збагаченні вугілля

Розрахунок операцій гравітаційного збагачення виконується з урахуванням крупності збагачуваного матеріалу, густини розділення й обраного процесу збагачення.

При виборі важкосередовищного збагачення розраховують середнє ймовірне відхилення E_pm (6.15)-(6.20), відхилення середньої густини фракції від густини розділення х (6.12), за табл. 6.11 визначають число розділення ε = F(x), відповідно до якого обчислюють вихід і зольність продуктів збагачення.

При виборі процесу відсадки за табл. 6.12 призначають коефіцієнт похибки розділення I, розраховують відхилення середньої густини фракції від густини розділення х (формула (6.13)), за табл. 6.11 визначають число розділення ε = F(x), відповідно до якого обчислюють вихід і зольність продуктів збагачення.

Таблиця 6.11 -- Значення інтеґралу ймовірності Гаусса

Таблиця 6.12 -- Коефіцієнт похибки розділення I

Розрахунок операцій зневоднення продуктів підготовчих операцій і гравітаційного збагачення завершується складанням практичного балансу продуктів збагачення гравітаційного відділення.

Розрахунок водно-шламової схеми фабрики здійснюється з дотриманням залежностей (6.28) - (6.29) по твердій фазі, і, крім того, для рідкої фази повинні виконуватися наступні умови:

- кількість води в продукті W_i пропорційна його кількості Q_i і розрідженості R_i

W_i = Q_i R_i ; (6.33)

- кількість води в операції:

; (6.34)

- кількість додаткової води, яка подається в операцію:

W_дод = W_опер - W_живл . (6.35)

При складанні балансових рівнянь щодо води недопустимо використовувати який-небудь показник, крім розрідженості. Якщо відомі кількість продукту і кількість води, що міститься в ньому, для визначення розрідженості може бути застосована формула (6.33). Якщо відома вологість W_t^r продукту, розрідженість визначають відповідно до залежності (6.36):

R = W_t^r /(100 - W_t^r) . (6.36)

Результати розрахунку оформляють у вигляді практичного балансу продуктів збагачення і балансу води по фабриці. Після закінчення розрахунку технологічної схеми приступають до вибору обладнання, що реалізує прийняті проектні рішення.

вгору