тексти
автор
зміст
сторінка
|
|
словник | перекладачка | факти | тексти | програми | |
|
щодо | посилання | новини | гостьова книга | пошук | ||
|
початок
тексти
автор
зміст
сторінка
|
|||
9. ВИБІР ОБЛАДНАННЯ
При виборі обладнання вирішуються такі основні завдання: вибір типу апарата і його типорозміру, розрахунок продуктивності апарата для заданих умов, визначення числа апаратів. Тип вибраного апарата залежить від крупності збагачуваного матеріалу і його фізичних властивостей. Якщо можливе використання апаратів декількох типів, вибір здійснюється на основі їхнього техніко-економічного порівняння. При виборі обладнання варто враховувати досвід роботи підприємств-аналогів. Вибір типорозміру апарата зв'язаний з розподілом потоку збагачуваного матеріалу на паралельні секції. Загальна тенденція в цьому напрямку -- максимальне укрупнення потоків і застосування апаратів з максимально можливою одиничною продуктивністю. Продуктивність окремих апаратів звичайно коливається в широких межах, залежно від крупності кусків збагачуваного матеріалу і умов роботи апарата. Тому продуктивність повинна приводитися до конкретних умов. Продуктивність апаратів розраховують за теоретичними і емпіричними формулами, нормами питомого навантаження і питомої витрати електроенергії, за часом перебування матеріалу в апараті, за транспортуючою здатністю апарата, за даними каталогів і довідників. Число апаратів, що встановлюють, приймають відповідно до розрахунку, при якому враховують фактичну продуктивність апарата, нерівномірність його використання і нерівномірність надходження живлення. Число апаратів залежить від обраного типорозміру. При значній продуктивності фабрики рекомендується застосовувати апарати великих типорозмірів, тому що застосування апаратів малих типорозмірів приводить до збільшення їхнього числа, вимагає додаткової площі будівлі, утрудняє обслуговування й ремонт. Апарати більшого типорозміру треба приймати також, якщо при розрахунку в якій-небудь операції виходить більше 4 однотипних апаратів. У проекті повинно бути передбачене резервне обладнання. На кожні 3 -- 4 установлені дробарки середнього і дрібного дроблення, грохоти, центрифуги, вакуум-фільтри, сушильних барабани приймають одну запасну одиницю обладнання. Число насосів і гідроциклонів дублюється (мінімальний резерв -- 50 %). Резерв не передбачається для фільтровально-сушильного обладнання фабрик малої продуктивності. Резервне обладнання не встановлюють для операцій крупного дроблення, подрібнення, збагачення і згущення. Для цього обладнання передбачають необхідний час для огляду й ремонту.
Дробарки Вибір типу і розміру дробарки визначається твердістю корисної копалини, розмірами кусків вихідного і дробленого продуктів, а також необхідною продуктивністю. Залежно від крупності вихідного і дробленого продуктів розрізняють три стадії дроблення (табл. 9.1).
Таблиця 9.1 -- Стадії дроблення
Крупне, середнє і дрібне дроблення твердих і середньої твердості порід доцільно робити в дробарках, які працюють за принципом роздавлювання (щокових, конусних і валкових із гладкими валками); середнє і дрібне дроблення твердих і в'язких порід -- у дробарках, які працюють за принципом роздавлювання за участю стирання (конусних і значно рідше валкових дробарках із гладкими валками). Щокові дробарки установлюють переважно на збагачувальних фабриках невеликої продуктивності. Вони в порівнянні з конусними дробарками більш пристосовані для дроблення глинистих і вологих руд, займають менше місця у висоту, простіші конструктивно, але менш пристосовані для дроблення матеріалів пластинчастої форми. Конусні дробарки переважніше встановлювати на збагачувальних фабриках великої продуктивності. Обрана дробарка повинна забезпечити необхідну продуктивність при запроектованій крупності дробленого продукту. Ширина приймального отвору дробарки повинна бути на 15 % більшою від розміру максимального куска у вихідному матеріалі. Продуктивність щокових і конусних дробарок звичайно визначають за даними каталогів з урахуванням поправок на дробильність (kдр), насипну густину (kδ) і крупність матеріалу, що дробиться, (kd):
Q = QK kдр kδ kd , т/год, (9.1)
де QK -- продуктивність дробарки за каталогом, т/год; kдр , kδ , kd -- поправочні коефіцієнти. Якщо дробарка працює в замкненому циклі, то її продуктивність на 30 -- 40 % вища, ніж у відкритому. Технічні характеристики щокових і конусних дробарок наведені в табл. 9.2-9.5.
Таблиця 9.2 -- Технічні характеристики щокових дробарок
Таблиця 9.3 -- Технічні характеристики конусних дробарок крупного дроблення
Таблиця 9.4 -- Технічні характеристики конусних дробарок середнього дроблення
Таблиця 9.5 -- Технічні характеристики конусних дробарок дрібного дроблення
На збагачувальних фабриках щокові дробарки використовують для крупного дроблення, а конусні відповідно до призначення -- для крупного, середнього і дрібного дроблення ґранітів, базальтів, кварцитів, вапняків, руд і інших гірських порід, що мають підвищену твердість. Конусні дробарки крупного дроблення ККД-1200, ККД-1500 можуть працювати "під завалом". Щокові дробарки і конусні дробарки крупного дроблення звичайно працюють при ступенях дроблення 3 -- 4, конусні дробарки середнього і дрібного дроблення -- при ступенях дроблення 4 -- 7. Для дрібного дроблення гірських порід, вогнетривів і інших матеріалів середньої й високої твердості застосовують конусні інерційні дробарки (табл. 9.6), які забезпечують високий ступінь дроблення (10-15) з одержанням дрібного дробленого матеріалу.
Таблиця 9.6 -- Технічні характеристики конусних інерційних дробарок
Валкові дробарки з гладкими валками (табл. 9.7) застосовують для середнього і дрібного дроблення руд, коли неприпустиме переподрібнення цінного крихкого мінералу (марганцеві, каситеритові, вольфрамітові руди, калійні солі), іноді їх застосовують для середнього дроблення вугілля й коксу. При виборі дробарок із гладкими валками треба дотримуватися умови захоплення валками куска матеріалу, що дробиться:
DВ = (15 … 20) Dmax , (9.2)
де DB -- діаметр валків; Dmax -- максимальний розмір кусків матеріалу, що дробиться. На збагачувальних фабриках дробарки з гладкими валками звичайно використовують при ступені дроблення 3 -- 4, їхня продуктивність визначається за формулою:
Q = n π D L s δ k , т/год (9.3)
де n -- частота обертання валків, хв-1; D, L -- діаметр і довжина хитка, м; s -- ширина щілини між валками, м; δ -- густина матеріалу, що дробиться, т/м3; k -- коефіцієнт розпушення дробленого продукту в момент розвантаження (k = 0,1 -- 0,3).
Таблиця 9.7 -- Технічні характеристики двовалкових дробарок з гладкими валками
Крупне дроблення м'яких і крихких порід роблять у дробарках, які працюють переважно за принципом розколювання (зубчатих, голчастих і пікових), а середнє і дрібне дроблення -- у дробарках ударної дії (молоткових, роторних і дробарках вибіркового дроблення). Зубчаті дробарки (табл. 9.8) призначені для крупного і середнього дроблення вугілля, антрацитів і сланців при необхідності одержати кусковий дроблений продукт з невеликим вмістом дріб'язку. Зубчаті дробарки працюють при ступенях дроблення 4 -- 6. Продуктивність зубчатих дробарок розраховують за формулою (9.3). Для зубчатих дробарок також повинна виконуватися умова захоплення куска матеріалу, що дробиться:
DB = (1,5 … 3,5) Dmax (9.4)
де DB і Dmax - діаметр валків і максимальний розмір кусків матеріалу, що дробиться, мм. Валкові дробарки мають багато переваг: простота конструкції, компактність, надійність в експлуатації і невеликий вміст дріб'язку в готовому продукті. Однак вони мають низьку продуктивність і велику питому витрату електроенергії.
Таблиця 9.8 -- Технічні характеристики двовалкових зубчатих дробарок
Дробарки ударної дії (молоткові і роторні) використовуються для дроблення матеріалів не тільки низької і середньої, але й підвищеної міцності. Переваги дробарок ударної дії - простота конструкції, надійність, компактність, велика продуктивність, високий ступінь дроблення (20 і більше) і порівняно невелика питома витрата електроенергії. Тому вони широко застосовуються для дроблення кам'яного вугілля, коксової шихти, вапняку, руд чорних, кольорових, рідкісних і благородних металів, калійних солей, баритових, флюоритових і азбестових руд, будівельних матеріалів. Дробарки ударної дії виготовляються одно- і двороторними, з колосниковими решітками і без них, з реверсивними і нереверсивними роторами. Основна відмінність молоткових і роторних дробарок полягає в кріпленні бил -- у молоткових дробарок вони закріплені шарнірно, у роторних -- жорстко. Двороторні дробарки в порівнянні з однороторними менше забиваються і звичайно застосовуються для дроблення більш вологих матеріалів і матеріалів, що злипаються, також вони дозволяють завантажувати матеріал більшої крупності. Ширину щілини колосникових решіток і відстань між ними і кінцем бил (молотків) вибирають залежно від необхідної крупності дробленого продукту і вологості матеріалу, що дробиться. При дробленні глинистих вологих руд, щоб уникнути забивання колосникових решіток, відстань між колосниками збільшують. У важких випадках дробарки працюють без колосникових решіток. Продуктивність дробарок ударної дії визначають за ефективністю дроблення:
Q = N η eэт kдр kd , (9.5)
де N -- установлена потужність електродвигуна, кВт; η - коефіцієнт використання потужності електродвигуна (η = 0,8 - 0,95); eэт -- ефективність дроблення еталонної дробарки, т/кВт·год; kдр -- поправочний коефіцієнт на дробильність руди; kd -- поправочний коефіцієнт на крупність руди. Технічні характеристики дробарок ударної дії наведені в табл. 9.9 -- 9.10.
Таблиця 9.9 -- Технічні характеристики молоткових однороторних дробарок
Роторні дробарки випускають двох типів: ДРК -- для крупного дроблення і ДРС -- для середнього і дрібного. У роторних дробарок співвідношення між діаметром ротора (DP) і максимальним розміром куска в живленні (Dmax) становить:
DP = (1,7 … 2) Dmax , (9.6)
DP = 3,3 Dmax . (9.7)
Таблиця 9.10 -- Технічні характеристики роторних дробарок
Грохоти У циклі підготовчих операцій за технологічним призначенням розрізняють попереднє, перевірне, підготовче грохочення і знешламлювання. Для цих цілей застосовують нерухомі і рухливі грохоти різних типів. Вибір типу грохота залежить від розміру кусків вихідного матеріалу, крупності розділення, необхідної ефективності грохочення і фізичних властивостей корисної копалини, з яких основна роль належить густині.
Нерухомі колосникові грохоти встановлюють на першій стадії дроблення при наявності у вихідному матеріалі понад 15 % дріб'язку (за масою) або при відсутності достатнього запасу продуктивності у дробарки крупного дроблення. При подачі корисної копалини з вагоноперекидача ширина грохота має дорівнювати довжині вагона, при завантаженні пластинчастим живильником -- ширині живильника. Щоб уникнути зависання кусків матеріалу між бічними стінками грохота, мінімальна його ширина приймається: - при великому вмісті крупних кусків у вихідному:
B = 3Dmax , мм, (9.8)
де Dmax -- розмір максимального куска у вихідному, мм; - при незначному вмісті великих кусків у вихідному:
B = 2Dmax + 100, мм. (9.9) Довжина грохота звичайно береться в 2 рази більшою від ширини:
L = 2B , мм. (9.10)
Кут нахилу робочої поверхні колосникового грохота при грохоченні вугілля беруть 30 - 35о, при грохоченні руд -- 40 - 45о, при грохоченні вологих матеріалів і матеріалів, що злипаються, кут нахилу збільшують до 55о. Необхідну площу грохочення розраховують за формулою:
F = Q / (qoaδk), м2 , (9.11)
де Q -- необхідна продуктивність, т/год; qo -- питома об'ємна продуктивність (м3/год·м2) на 1 мм щілині; a -- розмір щілини сита грохота, мм; δ -- насипна густина живлення, т/м3; k -- коефіцієнт, що враховує ефективність грохочення (k = 1 при Е = 65 - 70 % і k = 2 при Е = 50 - 60 %). Барабанні (циліндричні) грохоти застосовують в операціях попереднього грохочення вугілля, промивання легко- і середньопромивних руд, промивання і сортування щебеню, для вловлювання скрапу і крупних кусків руди зі зливу млинів. Технічні характеристики циліндричних грохотів наведені в табл. 9.11.
Таблиця 9.11 -- Технічні характеристики циліндричних грохотів
Об'ємну продуктивність барабанних (циліндричних) грохотів визначають за формулою:
Q = qo aφ, м3/год (9.12) де qo -- питома об'ємна продуктивність (м3/год·м2) на 1 мм щілині; a -- розмір щілини, мм; F -- площа сита, м2; φ -- коефіцієнт заповнення грохота (φ = 0,15 -- 0,25). Інерційні грохоти на збагачувальних фабриках використовують для попереднього і перевірного просівання, зневоднення і знешламлювання, тонкої сухої і мокрої класифікації, промивання, відділення суспензії і відмивання обважнювача, розділення концентрату на товарні продукти. Залежно від насипної густини вихідного матеріалу інерційні грохоти підрозділяються на 3 типи: - легкого типу Л -- для грохочення матеріалів з насипною густиною до 1,4 т/м3; - середнього типу С -- для грохочення матеріалів з насипною густиною до 1,8 т/м3; - важкого типу Т -- для грохочення матеріалів з насипною густиною 2,8 т/м3. З урахуванням траєкторії коливань грохоти мають такі виконання: І - інерційні з круговими або близькими до них коливаннями (ГІЛ, ГІС, ГІТ); С - самобалансні з прямолінійними коливаннями (ГСЛ, ГСС, ГСТ); ІС -- інерційні з самосинхронізовуваними віброзбуджувачами (інерційно-самобалансні) з коливаннями, близькими до прямолінійних (ГІСЛ, ГІСТ). Технічні характеристики грохотів наведені в табл. 9.11 - 9.14
Таблиця 9.12 -- Технічні характеристики інерційних грохотів
Продовження табл. 9.12
Таблиця 9.13 -- Технічні характеристики самобалансних грохотів
Таблиця 9.14 -- Технічні характеристики інерційно-самобалансних грохотів
Продуктивність інерційних грохотів може бути розрахована за спрощеними формулами:
Q = q F, т/год, (9.13) або Q = qо δ F , т/год , (9.14) де q -- питома продуктивність грохота, т/год¼м2; qo - питома об'ємна продуктивність грохота, м3/год·м2; δ -- насипна густина вихідного матеріалу, т/м3; F -- площа сита грохота, м2. Питома продуктивність визначається за табл. 9.15 залежно від вихідного матеріалу і розміру отворів сит грохота.
Таблиця 9.15 -- Питома продуктивність інерційних грохотів при сухому грохоченні
Примітка. При мокрому грохоченні на ситах 6; 10; 13; 20 і 25 мм питому продуктивність необхідно збільшити відповідно в 2,8; 2,5; 2,0; 1,8 і 1,5 раза.
Дугові і конічні грохоти застосовують для мокрого грохочення дрібного і тонкого матеріалу, для зневоднення і знешламлювання, для відділення кондиційної суспензії від продуктів збагачення у важкосередовищних гідроциклонах, для рівномірного розділення матеріалу за шириною решета відсаджувальної машини при одночасному знешламлюванні. Об'ємна продуктивність грохотів, які працюють під тиском, визначається за формулою: Q = 160 Fжv , м3/год, (9.15) де Fж -- площа живого перетину сита (коефіцієнт живого перетину щілинних сит дорівнює 0,3 - 0,4), м2; v -- швидкість пульпи на вході в апарат (v = 3-8 м/c). Технічні характеристики дугових і конічних грохотів наведені в табл. 9.16.
Таблиця 9.16 -- Технічні характеристики дугових і конічних грохотів
Млини Для подрібнення корисних копалин застосовують головним чином барабанні циліндричні млини таких типів: - МСЦ -- млини стержневі з центральним розвантаженням, - МШЦ -- млини кульові з центральним розвантаженням, - МШР -- млини кульові з розвантаженням через решітки, - ММС -- млини мокрого самоподрібнення з розвантаженням через решітки, - МРГ -- млини рудногалькового подрібнення з центральним розвантаженням. Тип застосовуваного млина визначається крупністю вихідного матеріалу, необхідним розміром подрібненого продукту, шламоутворенням матеріалу при подрібненні і змочуваністю поверхні зерен після подрібнення сталевим середовищем. Стержневі млини з центральним розвантаженням (МСЦ) застосовують для мокрого грубого подрібнення різних матеріалів крупністю до 20 мм (іноді до 40 мм) з одержанням подрібненого продукту з максимальною крупністю 0,5-6 мм. Подрібнений продукт виходить одноманітним і рівномірним за крупністю і являє собою ідеальне живлення для кульових млинів. Стрижневі млини звичайно працюють у першій стадії багатостадійних схем збагачення при направленні подрібненого продукту першої стадії в цикл збагачення (наприклад, у схемах збагачення магнетитових, олов'яних, вольфрамітових руд). Стержневі млини застосовують також у першій стадії подрібнення поліметалічних руд. Технічні характеристики стержневих млинів з центральним розвантаженням наведені в табл. 9.17.
Таблиця 9.17 -- Технічні характеристики стержневих млинів з центральним розвантаженням
Кульові млини з центральним розвантаженням (МШЦ) застосовують для одержання тонкоподрібненого продукту з максимальної крупністю до 0,2 мм. Подрібнений продукт кульових млинів виходить рівномірним за крупністю. Щоб уникнути переподрібнення матеріалу, кульові млини звичайно використовують у замкненому циклі з гідроциклонами. Оптимальним живленням для млинів цього типу є подрібнений продукт стержневих млинів крупністю до 6 мм або інший аналогічний матеріал. Технічні характеристики кульових млинів з центральним розвантаженням наведені в табл. 9.18.
Таблиця 9.18 -- Технічні характеристики кульових млинів з центральним розвантаженням
Кульові млини з розвантаженням через решітки (МШР) застосовують для одержання продукту з максимальною крупністю частинок до 0,4 мм. Оптимальні результати подрібнення у млинів цього типу одержують при живленні їх вихідним продуктом дробарок дрібного дроблення крупністю до 10 мм. У млини можна завантажувати і більш крупний матеріал (до 40 мм) при відповідному зниженні питомої продуктивності. Млини типу МШР мають велику питому продуктивність у порівнянні з млинами типу МШЦ, але більш складні в конструктивному відношенні. Млини типу МШР застосовують у схемах переробки середньовкраплених руд і в першій стадії збагачення руд з аґреґатним вкрапленням, які збагачують за багатостадійними схемами. Технічні характеристики кульових млинів з розвантаженням через решітку наведені в табл. 9.19.
Таблиця 9.19 -- Технічні характеристики кульових млинів з розвантаженням через решітку
Млини рудного само- і напівсамоподрібнення (ММС і МРГ) використовують при переробці залізних, золотовмісних, мідномолібденових, алмазовмісних і інших руд. При переробці золотовмісних руд з подальшим ціануванням виключаються втрати золота з залізним скрапом і крихтою, знижується витрата ціаніду і поліпшуються умови праці на кварцових і силікозонебезпечних рудах. При флотації молібденових руд використання млинів цього типу дає приріст показників у зв'язку з меншим "назалізненням" лусочок молібденіту. З цієї причини рудногалькові млини можуть виявитися вигіднішими в циклі розділення колективних поліметалічних концентратів. Живленням млинів мокрого самоподрібнення (ММС) є продукт дробарок крупного дроблення з розміром кусків до 400-500 мм. Подрібнений продукт залежно від крупності вихідного матеріалу, його фізичних властивостей і питомої продуктивності має крупність 0,2 - 25 мм. Живленням рудногалькових млинів (МРГ), як правило, служить дроблений продукт млинів ММС. Подрібнений продукт млинів типу МРГ має крупність 0,5 - 0,1 мм і тоншу. У зв'язку з підвищеною витратою електроенергії, у порівнянні з кульовими млинами, в останні роки знизилася кількість встановлення млинів самоподрібнення і рудногалькових. Млини сухого самоподрібнення на рудному матеріалі практично не застосовуються. Технічні характеристики рудних і рудногалькових млинів мокрого самоподрібнення наведені в табл. 9.20.
Таблиця 9.20 -- Технічні характеристики рудних і рудногалькових млинів мокрого самоподрібнення
Продуктивність барабанних млинів розраховують за методом подібності, виходячи з практичних даних роботи млинів на подібній сировині при режимах, близьких до оптимального. Розрахунок роблять за питомою продуктивністю або за ефективністю подрібнення. При розрахунку враховують відмінності в подрібнюваності, крупності вихідного і подрібненого продуктів, розмірах і способі розвантаження млина.
Розрахунок продуктивності млина за питомим навантаженням За цим методом експериментально визначають питому продуктивність еталонного (який працює на діючій фабриці) млина за новоутвореним розрахунковим класом. За розрахунковий звичайно беруть клас крупності -0,074 мм. Питома продуктивність проектованого млина за новоутвореним розрахунковим класом визначається за формулою:
q = qе kі kК kТ kφ kψ kL kD , (9.16)
де q - питома продуктивність проектованого млина за новоутвореним розрахунковим класом, т/год·м3; qе - питома продуктивність еталонного млина за новоутвореним розрахунковим класом, т/год·м3; kі -- коефіцієнт, що враховує відмінності в подрібнюваності проектованої до переробки руди і руди, що переробляється; kК -- коефіцієнт, що враховує розбіжності в крупності вихідного і кінцевого продуктів на діючій та проектованій фабриках; kТ -- коефіцієнт, що враховує розбіжності в типі проектованого і працюючого млинів; kφ -- коефіцієнт, що враховує розходження в об'ємному заповненні проектованого і працюючого млинів подрібнюючим середовищем; kψ -- коефіцієнт, що враховує розходження в частоті обертання проектованого і працюючого млинів; kL -- коефіцієнт, що враховує розходження в довжині барабанів проектованого і працюючого млинів; kD -- коефіцієнт, що враховує розбіжності в діаметрах барабанів проектованого і працюючого млинів. Коефіцієнт подрібнюваності руди kі визначають у процесі досліджень проектованої руди на подрібнюваність. Звичайно kі > 1, якщо проектована для переробки руда м'якша еталонної, і kі < 1, якщо проектована для переробки руда твердіша еталонної. Якщо твердість проектованої для переробки руди і еталонної однакова, то коефіцієнт подрібнюваності kі = 1 . Коефіцієнт крупності руди kК визначається співвідношенням відносних продуктивностей проектованого і еталонного млинів:
kК = m / mе , (9.17)
де m -- відносна продуктивність проектованого млина за новоутвореним розрахунковим класом при заданій крупності вихідного і кінцевого продуктів; mе -- те ж для еталонного млина. Відносну продуктивність млини приймають відповідно до даних табл. 9.21. Таблиця 9.21 -- Відносна продуктивність млинів за новоутвореним класом --0,074 мм залежно від крупності вихідного і кінцевого продуктів
Коефіцієнт типу млина kТ (табл. 9.22) враховується, якщо тип розвантаження проектованого млина відрізняється від еталонного.
Таблиця 9.22 -- Значення коефіцієнта kТ
Коефіцієнт частоти обертання kψ вводять при розбіжності між частотами обертання проектованого ψ й еталонного ψе млинів (табл. 9.23):
kψ = ψ / ψе , (9.18)
Таблиця 9.23 -- Граничні частоти обертання млинів
Коефіцієнт заповнення подрібнюючим середовищем kφ запроваджується при розбіжності в ступені заповнення проектованого φ й еталонного φе млинів подрінюючими тілами (максимальний ступінь заповнення -- табл. 9.24):
kφ = φ / φе , (9.19)
Таблиця 9.24 -- Максимальний ступінь заповнення млинів подрібнюючим середовищем
Середня насипна густина середовища при розрахунках приймається для куль 4,6 т/м3 , для стержнів 6,6 т/м3. Коефіцієнт довжини млина kL визначають за формулою:
kL = (L / Lе) --0,15 , (9.20)
де L і Lе -- довжина проектованого й еталонного млинів, м. Коефіцієнт діаметра млини kD визначають за формулою:
де D і Dе -- діаметри проектованого й еталонного млинів, м; t і tе -- товщина футеровки проектованого й еталонного млинів, м.
Продуктивність млина по вихідній руді:
Q = Vq/(βК -- βі), т/год, (9.22)
де V - номінальний об'єм барабана проектованого млина, м3; q -- питома продуктивність проектованого млина за новоутвореним розрахунковим класом, т/год·м3; βі і βК -- вміст розрахункового класу крупності відповідно у вихідному живленні і готовому кінцевому продукті, частки од. Визначивши продуктивність млинів декількох типорозмірів, необхідно зробити їхнє порівняння і вибрати варіант найменш метало- і енергоємний. Практично у всіх випадках доцільний перехід від використання млинів меншого об'єму до більшого. Методика розрахунку за питомим навантаженням використовується для визначення продуктивності барабанних млинів зі сталевими подрібнюючими тілами.
Розрахунок продуктивності млина за ефективністю подрібнення Ця методика використовується при розрахунку продуктивності млинів самоподрібнення. Ефективність подрібнення для проектованого млина розраховують за формулою:
e = eе kі kК , (9.23)
де e -- ефективність подрібнення проектованого млина за новоутвореним розрахунковим класом, т/кВт·год; eе -- ефективність подрібнення еталонного млина за новоутвореним розрахунковим класом, т/кВт·год; kі і kК - коефіцієнти подрібнюваності і крупності, обумовлені так само, як і при розрахунку млина за питомою продуктивністю. Коефіцієнти, що враховують розміри і тип млина, у формулу не включені, тому що мають дуже малий вплив на ефективність подрібнення. Продуктивність млина по вихідній руді визначається за формулою:
Q = N η e / (βК -- βі) , т/год, (9.24)
де N -- установлена потужність електродвигуна млина, кВт; η -- коефіцієнт використання потужності електродвигуна (η = 0,85 - 0,90); інші позначення ті ж самі. Вибір варіанта установлення млинів здійснюється так само, як і при використанні попередньої методики. Класифікатори і гідроциклони На збагачувальних фабриках гідравлічні класифікатори використовують для замикання циклу подрібнення, знешламлювання продуктів, розділення вихідного матеріалу перед збагаченням, зневоднення продуктів. З цією метою застосовують головним чином гідроциклони (ГЦ) і класифікатори багатокамерні гідравлічні (КГ), спіральні з незануреною спіраллю (КСН), елеваторні (ЭОБ, ЭОСБ) і скребкові (КО). Гідравлічні багатокамерні класифікатори використовують для підготовки подрібнених руд до збагачення. Гідравлічні класифікатори мають високу ефективність і призначені для розділення матеріалів на кілька класів за швидкістю їх осадження у водяному середовищі (наприклад, перед концентрацією на столах). Об'ємна продуктивність гідравлічних багатокамерних класифікаторів розраховується за формулою:
Q0 = 3600 L B V, м3/год, (9.25)
де L і B -- довжина і ширина ванни класифікатора, м; V -- кінцева швидкість осадження граничного зерна, м/с. Технічні характеристики гідравлічних багатокамерних класифікаторів наведені в табл. 9.25.
Таблиця 9.25 -- Технічні характеристики гідравлічних багатокамерних класифікаторів
Елеваторні класифікатори (багер-зумпфи) з механічною видачею осаду застосовуються в практиці вуглезбагачення для попереднього зневоднення і виділення шламів із дрібного концентрату і рідше для виділення грубозернистої частини з дрібних продуктів і знешламлювання рядового вугілля. Площа дзеркала елеваторного класифікатора найчастіше визначається відстанню між колонами будівлі фабрики (звичайно 6000 х 6000 мм). При питомому навантаженні q0 = 15-25 м3/год·м2 і вмісті твердого в оборотній воді не більше 120 кг/м3 класифікація матеріалу відбувається дуже ефективно -- вміст класу понад 0,5 мм у зливі не перевищує 10-12 %. Об'ємна продуктивність елеваторного класифікатора розраховується за формулою:
Q0 = q0 F, м3/ год, (9.26)
де q0 -- питома об'ємна продуктивність (q0= 25 - 30 м3/год·м2); F -- площа дзеркала класифікатора (звичайно F = 36 м2). Технічні характеристики елеваторних класифікаторів наведені в табл. 9.26.
Таблиця 9.26 -- Технічні характеристики елеваторних класифікаторів
Скребкові класифікатори відстійного типу призначені для знешламлювання рядового вугілля і дрібного концентрату, а також для попереднього зневоднення дрібного концентрату відсаджувальних машин. При питомому навантаженні 15 - 25 м3/год·м2 скребкові класифікатори працюють ефективно, якщо вміст твердого в оборотній воді не перевищує 120 кг/м3. Об'ємна продуктивність скребкових класифікаторів розраховується за формулою (9.26), їх технічні характеристики наведені в табл. 9.27.
Таблиця 9.27 -- Технічні характеристики скребкових класифікаторів
Спіральні класифікатори найчастіше використовують у замкнених циклах подрібнення для одержання готового за крупністю продукту, що направляється на збагачення, рідше їх використовують для відмивання глинистих матеріалів, а також для зневоднення зернистих продуктів. Продуктивність класифікатора визначається з використанням емпіричних формул: по зливу:
QC = 4,56 m kβ kδ kc kα D1,768, т/год; (9.27)
по пісках:
QП = 5,45 m kδ kα D 3n , т/год, (9.28)
де m, D, n -- число, діаметр (м) і частота обертання спіралей (хв-1); kβ , kδ , kc , kα -- коефіцієнти, що враховують відповідно крупність зливу, густину руди, розрідженість зливу і кут нахилу ванни класифікатора. Коефіцієнт крупності зливу kβ , визначають за даними табл. 9.28.
Таблиця 9.28 -- Коефіцієнт kβ , що враховує крупність зливу
Коефіцієнт густини руди враховує розбіжності в густині базисної руди і руди, яка надходить на класифікацію; він визначається за формулою:
kδ = δ / 2,7 , (9.29)
де δ -- об'ємна густина руди, т/м3.
Коефіцієнт розрідженості зливу kc враховує розбіжності між заданою розрідженістю (R) і базисною (R2,7) для даної крупності зливу. Величина коефіцієнта kc залежно від густини руди і співвідношення розрідженостей R і R2,7 наведена в табл. 9.29.
Коефіцієнт кута нахилу ванни класифікатора kα визначається за табл. 9.30. Технічні характеристики спіральних класифікаторів з незануреною спіраллю наведені в табл. 9.31.
Таблиця 9.29 -- Коефіцієнт, що враховує розрідженість зливу kс
Таблиця 9.30 -- Коефіцієнт кута нахилу ванни класифікатора kα
Таблиця 9.31 -- Технічні характеристики спіральних класифікаторів з незануреною спіраллю
Спіральні класифікатори в порівнянні з гідроциклонами менше витрачають електроенергії, можуть класифікувати більш крупний матеріал, мають більш тривалі міжремонтні періоди. Основний їхній недолік -- висока вартість, менша питома продуктивність та ефективність, великі габаритні розміри. З цієї причини при проектуванні збагачувальної фабрики для встановлення рекомендуються гідроциклони. Гідроциклони застосовуються для операцій класифікації за крупністю і знешламлювання продуктів подрібнення та дрібного вугілля. Вони використовуються також для згущення пульпи і збагачення. На збагачувальних фабриках використовують головним чином циліндроконічні гідроциклони малих типорозмірів з кутом конусності 10о і великі типорозміри з кутом конусності 20о. Гідроциклони малих діаметрів працюють з відносно високим тиском, великих діаметрів - з низьким тиском. Об'ємна продуктивність гідроциклонів визначається за формулою:
Q0 = 3¼104 kα k dПИТ dСЛ р00,5 , м3/год, (9.30)
де kα -- поправка на кут конусності α гідроциклона (при α = 10о kα=1,15; при α = 20о kα=1,0); k -- виправлення на діаметр гідроциклона визначаються за формулою:
k = 0,8 + 1,2 / (1 + 10 D) ,(9.31)
де D -- діаметр гідроциклона, м; dПИТ -- еквівалентний діаметр живильного отвору:
dПИТ = (4bh/π) 0,5, м , (9.32)
dСЛ -- діаметр зливного патрубка, м; р0 - тиск пульпи на вході в гідроциклон, МПа; b, h -- розміри живильного отвору, м. При виборі гідроциклона його типорозмір визначають виходячи з необхідної продуктивності по живленню, з врахуванням крупності одержуваного зливу. Номінальна крупність частинок зливу dН гідроциклону може бути визначена:
dН = 15{ D dСЛ β / [ k dП р00,5(δ -- 1)]} 0,5, мкм, (9.33)
де β -- вміст твердого в живленні гідроциклона, %; dП -- діаметр піскового патрубка, м; δ -- об'ємна густина твердої фази, т/м3; інші позначення див. вище. Продуктивність гідроциклона по твердому можна визначити за емпіричною формулою:
Q = 200 D 2, т/год (9.34)
Вибираючи гідроциклон, треба прагнути до встановлення мінімального числа апаратів, які забезпечують необхідну крупність частинок зливу. Обраний гідроциклон повинен бути перевірений на продуктивність по пісках QП. Питома продуктивність гідроциклона по пісках qП , що проходять через піскову насадку обраного розміру dП, становить:
qП =QП / (0,785n dП 2), т/год·м2 , (9.35)
де QП - продуктивність гідроциклонів по пісках, т/год; n -- число обраних в операції гідроциклонів. Нормована питома продуктивність вибраного гідроциклона повинна складати 5¼103 -- 2,5¼ 104 т/год·м2. Якщо питома продуктивність не входить у зазначений інтервал, необхідно прийняти нову насадку і перевірити номінальну крупність зливу при новому діаметрі насадки dП . Технічні характеристики гідроциклонів наведені в табл. 9.32.
Таблиця 9.32 -- Технічні характеристики гідроциклонів
9.3 Технологічне обладнання збагачувальних операцій Вибір збагачувального процесу і обладнання для його реалізації визначається крупністю матеріалу, що надходить в операцію, використовуваними відмінностями в в характеристиках мінералів і техніко-економічними даними кожного конкуруючого процесу.
Суспензійні сепаратори і циклони Для збагачення кам'яного вугілля крупністю понад 6 - 10 мм і руд крупністю більше 3 - 5 мм застосовують сепаратори, принцип дії яких полягає у використанні гравітаційного поля, -- колісні, конусні, барабанні. При збагаченні вугілля і руд меншої крупності застосовують апарати з використанням відцентрового поля -- гідроциклони. На вуглезбагачувальних фабриках для розділення крупних класів у важких суспензіях застосовують сепаратори колісного типу (СКВ, СКВП, СКВД, СКВС), у яких видалення осілої (важкої) фракції здійснюється вертикальним елеваторним колесом. Колісні сепаратори можуть також використовуватися при збагаченні руд, особливо при крупному живленні і великій продуктивності збагачувальної фабрики. Продуктивність колісних сепараторів залежить від фронту сепарації, тобто ширини ванни і крупності збагачуваного вугілля. При можливому виході легкого продукту понад 50 % продуктивність сепаратора розраховують за формулою: Q = 100 q B / γЛП , т/год, (9.36)
де q -- питома продуктивність сепаратора (табл. 9.33), т/год¼м; B -- ширина ванни, м; γЛП -- можливий вихід легкого продукту, %.
Таблиця 9.33 -- Питома продуктивність колісного сепаратора
Якщо в вугіллі міститься понад 50 % породи, необхідно перевірити транспортну спроможність елеваторного колеса за формулою:
Q = 0,06 w n z k δ , т/год, (9.37)
де w -- місткість одного ковша (для сепаратора СКВ-20 w = 0,25 м3, для сепаратора СКВ-32 w = 0,49 м3), м3; n -- частота обертання елеваторного колеса (n = 2 - 2,1 хв-1), хв-1; z -- число ковшів елеваторного колеса (z = 6 для сепаратора СКВС-32 і z = 8 для всіх інших сепараторів цієї модифікації); k -- коефіцієнт заповнення ковшів (k = 0,5 - 0,6); δ -- насипна густина важкої фракції, кг/м3. Технічні характеристики двопродуктових колісних сепараторів наведені в табл. 9.34.
Таблиця 9.34 -- Технічні характеристики колісних сепараторів
Для збагачення порівняно дрібних руд і неметалічних корисних копалин можна використовувати конусні і барабанні суспензійні сепаратори. Конусні сепаратори дозволяють одержувати найвищу точність розділення, але, оскільки вони відрізняються і найвищими експлуатаційними витратами, їх треба застосовувати лише при збагаченні цінних руд, що важко збагачуються і містять значні кількості промпродуктових фракцій. Продуктивність конусного сепаратора визначається за питомим навантаженням і площею дзеркала суспензії:
Q = q F ≈ 0,8 q D 2, т/год (9.38)
де q -- питоме навантаження (табл. 9.35), т/год·м2; F -- площа дзеркала суспензії, м2; D -- діаметр сепаратора, м. Технічні характеристики конусних сепараторів наведені в табл. 9.36.
Таблиця 9.35 -- Норми питомих навантажень суспензійних сепараторів
Таблиця 9.36 -- Технічні характеристики конусних сепараторів
Найбільш економічними в експлуатації є барабанні сепаратори, але ефективність розділення в них нижча, ніж у колісних і конусних сепараторів. Барабанні сепаратори (спіральний і елеваторний) застосовуються для збагачення неметалічних корисних копалин, руд кольорових і чорних металів. Продуктивність барабанних сепараторів, так само як і конусних, визначається за питомим навантаженням (табл. 9.34) на одиницю площі дзеркала суспензії:
Q =q F " 0,6D 2, т/год, (9.39)
де q, F, D -- питоме навантаження (т/год·м2), площа дзеркала суспензії (м2), діаметр сепаратора (м). Технічні характеристики барабанних сепараторів наведені в табл. 9.37.
Таблиця 9.37 -- Технічні характеристики барабанних сепараторів
Суспензійні циклони застосовують для збагачення важкозбагачуваного вугілля крупністю 0,5 - 13 мм і перезбагачення промпродуктів, а також для збагачення руд у діапазоні крупності 0,3 - 6 мм. Верхня межа крупності вугілля, збагачуваного у циклонах, становить 40 мм, нижня -- 0,2 мм. Усі суспензійні циклони за системою подачі збагачуваного матеріалу розділяються на дві групи: - "напірні" гідроциклони, у які матеріал у суміші із суспензією подається під гідростатичним або динамічним напором, при цьому змішування здійснюється поза гідроциклоном; - "безнапірні" гідроциклони, у які збагачуваний матеріал і суспензія подаються роздільно. Суспензія в гідроциклон надходить під гідростатичним або динамічним напором, а збагачуваний матеріал -- самопливом. За числом продуктів розділення гідроциклонні комплекси підрозділяють на дво- і трипродуктові. Продуктивність суспензійних циклонів по вихідному живленню визначається за формулою (9.34). З урахуванням того, що співвідношення між живленням і суспензією по об'єму складає (1:2) -- (1:3), можна визначити об'ємну продуктивність циклона. Технічні характеристики суспензійних циклонів наведені в табл. 9.38.
Таблиця 9.38 -- Технічні характеристики суспензійних циклонів
Відсаджувальні машини Найширше використання для гравітаційного збагачення вугілля, руд чорних, кольорових і благородних металів, а також іншої мінеральної сировини у водному середовищі знаходять безпоршневі (повітряно-пульсаційні) і діафрагмові відсаджувальні машини. Вибір типу відсаджувальної машини визначається складом сировини, що переробляється, крупністю живлення, продуктивністю в операції і вимогами до продуктів збагачення. Верхня межа крупності матеріалу, збагачуваного відсадкою, складає: для кам'яного вугілля 120 -- 175 мм, для руд 40 -- 50 мм. Нижня межа крупності залежить від густини поділюваних мінералів: для вугілля 0,3 -- 0,5 мм, для руд чорних і кольорових металів 0,1 -- 0,15 мм, для руд рідкісних металів 0,05 -- 0,1 мм. Діафрагмові відсаджувальні машини (табл. 9.39) відрізняються простотою конструкції, компактністю, забезпеченням жорсткого режиму пульсацій середовища при постійності амплітуди коливань діафрагми. Недоліком діафрагмових відсаджувальних машин є їх порівняно невелика продуктивність, оскільки зі збільшенням площі відсаджувального відділення і підвищенням продуктивності порушується рівномірність пульсацій по всій площі. Крім того, збільшення площі відсаджувального відділення приводить до необхідності збільшення числа діафрагм, а отже, до ускладнення конструкції машини. Діафрагмові машини доцільно використовувати на фабриках невеликої виробничої потужності, які не мають повітряного господарства. Ці машини встановлюють у циклі подрібнення з метою вилучення мінералів з високою густиною із продукту розвантаження млинів, що працюють у замкненому циклі з класифікаторами. При збагаченні розсипів на драгах і при відсадженні дрібноподрібнених руд рідкісних і кольорових металів, коли необхідні режими з порівняно малими амплітудами і підвищеним числом пульсацій (250 -- 500 хв-1), також доцільне застосування діафрагмових машин.
Таблиця 9.39 -- Технічні характеристики діафрагмових відсаджувальних машин
На фабриках високої і середньої виробничої потужності переважно встановлюють безпоршневі відсаджувальні машини (табл. 9.40 і 9.41), що мають велику площу решіт і відповідно високу одиничну продуктивність. Ці машини застосовують для відсадження кам'яного вугілля, крупно- і середньовкраплених олов'яних, вольфрамових руд і руд рідкісних металів. Продуктивність відсаджувальних машин визначається за нормами питомого навантаження на 1 м2 решета. Продуктивність машини зростає зі збільшенням розбіжності в густині поділюваних мінералів і крупності живлення.
Q = q F, т/год, (9.40)
де q -- питоме навантаження, т/год·м2 (табл. 9.42 і 9.43); F- площа відсаджувального решета, м2.
Таблиця 9.40 -- Технічні характеристики безпоршневих відсаджувальних машин, застосовуваних при збагаченні вугілля (МО) й антрацитів (ОМА)
Таблиця 9.41 -- Технічні характеристики безпоршневих відсаджувальних машин типу ОПМ, застосовуваних при збагаченні руд
Таблиця 9.42 -- Питомі навантаження відсаджувальних машин при збагаченні вугілля
Таблиця 9.43 -- Питомі навантаження відсаджувальних машин при збагаченні руд
Концентраційні столи Концентраційні столи призначені для розділення подрібнених рудних копалин за густиною при крупності матеріалу 0,01--3 мм. Вони застосовуються при збагаченні олов'яних, вольфрамових, рідкіснометалічних, золотовмісних руд. Концентраційні столи можуть бути також використані для збагачення і знесірчування вугілля крупністю до 13 мм. Концентраційні столи мають малу питому продуктивність і вимагають для встановлення великих виробничих площ. Тому на нових проектованих фабриках для збагачення корінних і розсипних руд рідкісних металів концентраційні столи використовують головним чином для перечищення концентратів. Концентраційні столи випускаються одно-, три- і шестиярусними (табл. 9.44). Таблиця 9.44 -- Технічні характеристики концентраційних столів
Продуктивність концентраційних столів залежить від крупності живлення, відмінності в густині мінералів, які розділяють, і вимог до якості продуктів збагачення. Для операцій первинного збагачення руд з одержанням чорнових концентратів, промпродукту і відвальних відходів продуктивність концентраційного столу може бути розрахована за формулою:
Q = 0,1 m δвих [F dсер (δT -- 1) / (δЛ -- 1)] 0,6, т/год, (9.41)
де m -- число дек; δвих , δТ , δЛ -- густина руди, важкого і легкого мінералів, т/м3; F -- площа деки столу, м2; dсер -- середньоарифметична крупність зерен у вихідному живленні, мм. При збагаченні вугілля й антрацитів продуктивність концентраційних столів визначається за формулою:
Q = k Vср δисх dmax L ,т/год, (9.42)
де dmax -- розмір максимального зерна в живленні, м; k -- коефіцієнт, що залежить від dmax (при dmax = 1 мм k = 6, при dmax = 10 мм k = 1,5); Vср -- середня швидкість руху матеріалу по деці, м/год; δвих -- густина збагачуваного матеріалу, т/м3; L -- периметр розвантаження продуктів, м. Продуктивність концентраційного столу, яка розрахована за формулами (9.41) і (9.42) і зазначена в табл. 9.44, стосується операцій основної концентрації. В операціях перечищення промпродуктів продуктивність столів зменшують на 20--40 %, а в операціях доведення концентратів -- на 50 % у порівнянні з продуктивністю операції основної концентрації. Конкуруючими з концентраційними столами апаратами є ґвинтові, струминні і конусні сепаратори.
Ґвинтові сепаратори і шлюзи Ґвинтові сепаратори і шлюзи застосовують для вилучення питомо-важких мінералів з корінних і розсипних руд і додаткового вилучення цінних мінералів з високою густиною з відходів флотаційного або магнітного збагачення. Вони знайшли широке застосування для збагачення дрібнозернистих пісків, що містять ільменіт, циркон, рутил і інші корисні копалини, а також для збагачення корінних руд рідкісних і благородних металів, залізних руд, фосфоритів, хромітів, кам'яного вугілля і алмазів. Галузь застосування того або іншого типу ґвинтового апарата визначається крупністю цінних мінералів. При крупності цінних мінералів 0,1--3 мм застосовують ґвинтові сепаратори, для дрібнішого матеріалу 0,05-0,2 мм використовують ґвинтові шлюзи. Технічні характеристики ґвинтових апаратів наведені в табл. 9.45.
Таблиця 9.45 -- Технічні характеристики ґвинтових сепараторів і шлюзів
Продуктивність ґвинтових апаратів залежить від діаметра витків жолоба, кута підйому ґвинтової лінії, речовинного складу і крупності збагачуваного матеріалу. Зменшення крупності живлення, а також підвищений вміст у ньому глини і шламів приводить до зниження продуктивності. Продуктивність ґвинтових апаратів визначається за формулою:
Q = k0 δисх D2m [ dmax (δT -- 1) / (δЛ -- 1)] 0,5, т/год, (9.43)
де k0 -- коефіцієнт, що залежить від збагачуваності матеріалу (для важкозбагачуваних руд k0 = 0,4; для легкозбагачуваних - k0 = 0,7); δвих , δT , δЛ - густина руди, важкого і легкого мінералів, т/м3; D -- діаметр спіралі жолоба, м; m -- число жолобів; dmax -- максимальна крупність питомо-важких частинок у живленні, мм.
Струминні і конусні сепаратори Струминні апарати набули значного поширення в практиці збагачення пісків з розсипів морського походження. Ці піски звичайно представлені матеріалом вузького діапазону крупності, причому важкі мінерали, що знаходяться у вільному стані, як правило, дрібніша від легких мінералів порожньої породи. Важка фракція має крупність 0,05 -- 0,2 (0,4) мм, а легка (після промивання і грохочення) -- до 2 (3) мм. При збагаченні руд корінних родовищ струминні апарати можуть застосовуватися в циклі первинного збагачення з метою відділення частини відвальних відходів на початку процесу при крупності 0,5 (1) мм, а також для контрольного збагачення відвальних відходів. При збагаченні в струминних апаратах після однієї операції неможливо одержати готові продукти, тому їхнє використання вимагає розгорнутих схем збагачення. Технічні характеристики конусних сепараторів наведені в табл. 9.46. Продуктивність конусних сепараторів визначається за формулою (9.44) залежно від крупності живлення, площі робочої поверхні верхнього конуса і відмінності в густині мінералів, які розділяються:
Q = kК F dСР (δT -- 1) / (δЛ -- 1) , т/год, (9.44)
де kК -- коефіцієнт, що залежить від крупності матеріалу (для крупного живлення kК = 1,4; для дрібного -- kК = 1,0); δT , δЛ - густини важкого і легкого мінералів, т/м3; F -- площа робочої поверхні верхнього конуса, м2; dCP -- середньоарифметичний розмір зерен у живленні, мм.
Таблиця 9.46 -- Технічні характеристики конусних сепараторів
Сепаратори магнітні та електромагнітні Магнітні та електромагнітні сепаратори застосовують для збагачення руд, які мають магнітні властивості, для реґенерації феромагнітних суспензій, а також для очищення різних немагнітних руд і матеріалів від магнітних домішок. Використовують сепаратори таких типів: ПБМ -- магнітні (з постійними магнітами) барабанні для мокрого збагачення сильномагнітних руд і реґенерації феромагнітних суспензій; ПБС - магнітні (з постійними магнітами) барабанні для сухого збагачення сильномагнітних руд і вилучення сильномагнітних мінералів з нерудних матеріалів; ЕБМ -- електромагнітні барабанні для реґенерації феромагнітних суспензій і мокрого збагачення сильномагнітних руд; ЕБС -- електромагнітні барабанні для сухого збагачення сильномагнітних руд; ЕВМ -- електромагнітні валкові для мокрого збагачення слабомагнітних руд і нерудних матеріалів; ЕВС -- електромагнітні валкові для сухого збагачення слабомагнітних руд і нерудних матеріалів; ЕРМ -- електромагнітні роторні для збагачення слабомагнітних руд і нерудних матеріалів; ЕДС -- електромагнітні дискові для сухого збагачення слабомагнітних руд і нерудних матеріалів; ЕШБ -- електромагнітні поліґрадієнтні сепараторі для збагачення слабомагнітних матеріалів. Виконання сепараторів може бути з прямотечійною ванною (без літерного позначення), протитечійною (П), напівпротитечійною (ПП) і реґенераційною (Р). Вибір типу сепаратора залежить від магнітної сприйнятливості мінералів, що вилучаються в концентрат, крупності живлення, середовища, у якому здійснюється сепарація, вимог до якості продуктів збагачення. Сухе магнітне збагачення застосовується при крупності матеріалу понад 6 мм, мокре -- при крупності менше 6 мм. При збагаченні сильномагнітних руд крупністю 0 -- 50 або 0 -- 25 мм попереднє розділення їх на класи +6(8) і --6(8) мм сприятливо впливає на результати магнітного збагачення. Грохочення слабомагнітних руд, що рідко збагачуються при крупності понад 6 мм, малоефективне, тому воно застосовується лише в окремих випадках (наприклад, при доведенні концентратів руд рідкісних металів). При магнітному збагаченні магнетитових руд найчастіше застосовують сепаратори типу ПБМ. Для збагачення руд зі слабомагнітними мінералами (марганцевими, окисненими залізними, вольфрамітом), а також для знезалізнення тонких фракцій скляної і керамічної сировини застосовують сепаратори ЕВМ і ЕРМ. Сухе доведення гравітаційних концентратів з метою вилучення слабомагнітних мінералів можна здійснити з використанням сепараторів типу ЕВС. Для доведення концентратів руд рідкісних металів можна використовувати і сепаратори типу ЕДС, але їх продуктивність дуже мала і на більшості підприємств вони замінені більш продуктивними валковими. Застосування поліґрадієнтних сепараторів перспективне при збагаченні тонковкраплених залізних (гематитових), марганцевих і інших слабомагнітних руд, а також для знезалізнення тонких фракцій скляної і керамічної сировини. Технічні характеристики барабанних магнітних сепараторів, використовуваних для збагачення сильномагнітних руд і реґенерації феромагнітних суспензій, наведені в табл. 9.47, технічні характеристики валкових і роторних сепараторів, використовуваних для збагачення слабомагнітних руд, -- в табл. 9.48 і 9.49, поліґрадієнтних сепараторів -- в табл. 9.50.
Таблиця 9.47 - Технічні характеристики барабанних сепараторів для сухого і мокрого збагачення сильномагнітних руд і реґенерації феромагнітних суспензій
Продовження табл. 9.47
Таблиця 9.48 -- Технічні характеристики валкових сепараторів для сухого і мокрого збагачення слабомагнітних руд
Таблиця 9.49 -- Технічні характеристики роторних сепараторів для збагачення слабомагнітних руд
Таблиця 9.50 -- Технічні характеристики поліґрадієнтних сепараторів
Продуктивність магнітних сепараторів для сухого збагачення приймають за даними каталогів. Продуктивність сепараторів для мокрого збагачення визначають за питомими продуктивностями на одиницю довжини робочого елемента (барабана, валка). Питомі продуктивності сепараторів, що збагачують слабомагнітні руди, наведені в табл. 9.51, для сепараторів, які збагачують сильномагнітні руди, - в табл. 9.52. Продуктивність сепаратора може бути визначена за формулою:
Q = qn (L -- 1) , т/год (9.45)
де q -- питома продуктивність, т/годм; n -- число головних робочих елементів сепаратора; L -- довжина робочого елемента (барабана, валка).
Таблиця 9.51 -- Питомі продуктивності головних валків сепараторів для слабомагнітних руд
Таблиця 9.52 -- Питомі продуктивності барабанних магнітних сепараторів зі слабким полем для мокрого збагачення
Флотаційні машини Флотаційні машини залежно від способу аерації і перемішування пульпи розділяються на механічні -- ФМ, пневмомеханічні -- ФПМ і пневматичні -- ФП. Вибір типу флотаційної машини здійснюється на основі техніко-економічного порівняння і з урахуванням конструктивних і технологічних особливостей кожного з конкуруючих варіантів. Пневматичні флотаційні машини (табл. 9.53) варто встановлювати в основних і контрольних операціях при крупності продуктів менше 0,15 мм і при наступних умовах: легкій флотаційній здатності матеріалу, малій або середній його густині, простій схемі збагачення і великому виході концентрату. При відсутності зазначених умов перевагу варто віддати механічним або пневмомеханічним машинам.
Таблиця 9.53 -- Технічні характеристики пневматичних флотаційних машин
Механічні флотаційні машини (табл. 9.54) застосовуються для флотації пульп звичайної крупності (максимальна крупність до 1 мм при вмісті класу --0,074 мм не менше 50 %) у розвинутих схемах флотації, що вимагають регулювання рівня пульпи на малому числі камер. Вони забезпечують безнасосне повернення промпродуктів з попереднього перечищення в наступне. Машини механічного типу застосовуються на збагачувальних фабриках малої виробничої потужності при відсутності повітряного господарства, а також у перечисних операціях і циклах розділення колективних концентратів з відносно невеликими виходами.
Таблиця 9.54 -- Технічні характеристики механічних флотаційних машин
*Довжина шестикамерної машини **Маса шестикамерної машини
Пневмомеханічні флотаційні машини (табл. 9.55) на збагачувальних фабриках використовуються найчастіше. Це обумовлено тим, що вони забезпечують вищу швидкість флотації і меншу питому витрату електроенергії в порівнянні з механічними машинами. Крім того, у цих машинах можливе регулювання аерації пульпи в широкому діапазоні (витрата повітря може складати до 1,8 м3/хв на 1 м3 пульпи). Пневмомеханічні машини застосовуються при флотації звичайних пульп (до 40 % твердого і не менше 50 % класу --0, 074 мм). Установлення пневмомеханічних машин доцільне в операціях міжциклової, основної і контрольної флотацій на фабриках великої і середньої виробничої потужності, їх варто також встановлювати в перечисних операціях при великих виходах пінних продуктів. Прямоточні пневмомеханічні машини рекомендуються до установки там, де не потрібне покамерне регулювання рівня пульпи і немає частих повернень промпродуктів. У пневмомеханічну машину можуть бути включені механічні камери для підсмоктування продуктів і для прийому пульпи (головна камера).
Таблиця 9.55 -- Технічні характеристики пневмомеханічних флотаційних машин
Для збагачення крупновкраплених корисних копалин застосовуються флотаційні машини з киплячим шаром (ФКМ-63) і пневматичні флотаційні машини пінної сепарації (ФПС-16 і ФП-16), їхні технічні характеристики наведені в табл. 9.56.
Таблиця 9.56 -- Технічні характеристики флотаційних машин з киплячим шаром (ФКМ-63) і пінної сепарації (ФПС-16 і ФП-16)
Необхідне число камер механічної флотаційної машини розраховується для кожної окремої операції за формулою:
n = [k Q (1 + R δ) τ] / (60 kЗ V δ) , (9.46)
де k -- коефіцієнт нерівномірності навантаження (при збагаченні руд k = 1,10; при збагаченні вугілля k = 1,25); Q -- живлення операції флотації, т/год; R -- розрідженість живлення флотації, м3/т; δ -- густина твердої фази живлення, т/м3; τ -- тривалість флотації, хв; kЗ -- коефіцієнт заповнення камери пульпою ( kЗ = 0,7 -- 0,8); V -- геометричний об'єм камери, м3. Тривалість флотації в окремих операціях приймається за даними попередніх досліджень флотованості і з урахуванням практичних показників збагачувальних фабрик, які перероблюють аналогічну сировину. Залежно від властивостей флотованих руд час флотації змінюється в широкому діапазоні: для легкофлотованих руд він складає 5 -- 15 хв., для середньофлотованих -- 15 -- 30 хв., для важкофлотованих -- перевищує 30 хв. Дані про розрідженість пульпи при флотації наведені в табл. 9.57.
Таблиця 9.57 -- Розрідженості пульпи при флотації
Контактні чани (КЧ) й апарати кондиціонування пульпи (АКП) призначені для перемішування пульпи і насичення її реаґентами. Розрахунок контактних чанів здійснюється за формулою (9.46), у якій τ -- необхідна тривалість контакту пульпи з реаґентом, хв; kЗ =0,80 -- 0,85 -- коефіцієнт заповнення контактного чана; V- геометричний об'єм чана, м3; інші позначення див. вище. Технічні характеристики контактних чанів наведені в табл. 9.58.
Таблиця 9.58 -- Технічні характеристики контактних чанів
На вуглезбагачувальних фабриках для підготовки пульпи до флотації використовують більш довершені і надійні пристрої -- апарати "Каскад" і АКП-1000, їхні технічні характеристики наведені в табл. 9.59.
Таблиця 9.59 -- Технічні характеристики апаратів підготовки пульпи
Машини для промивання Мінеральні зерна в рудах розсипних родовищ і рудах осадового походження не зв'язані взаємним проростанням, але зцементовані в щільну масу м'якою і в'язкою глинистою речовиною. Необхідною умовою підготовки цих руд до збагачення є звільнення їх від глини, дезинтеграція і відділення якої здійснюється промиванням. Залежно від вмісту в руді глинистих фракцій, питомої витрати електроенергії на промивання і числа пластичності руди підрозділяються на три групи (табл. 9.60). Для промивання застосовують бутари, скрубери, мийки вібраційні, похилі і горизонтальні коритні. Дезинтеграція і відділення глинистих домішок від таких легкопромивних корисних копалин, як фосфоритові руди, будівельні матеріали, скляні піски, може здійснюватися з використанням механічних і гідравлічних класифікаторів, грохотів, гідроциклонів.
Таблиця 9.60 -- Класифікація руд за промивністю
Бутари Бутари (табл. 9.61) і барабанні грохоти застосовують при переробці легко- і середньопромивних руд крупністю до 300 мм. Вони мають велику продуктивність, при цьому митий продукт виходить у вигляді класів певної крупності. Основний недолік бутар -- велика витрата води (до 10 м3/т).
Скрубери Скрубери (табл. 9.61) застосовують при переробці важкопромивних корисних копалин крупністю до 500 мм або як апарат для попередньої дезинтеграції глинистого матеріалу перед промиванням у коритній мийці. Вони забезпечують високу ефективність промивання при порівняно невеликій витраті води (до 4 м3/т). Скрубери громіздкі, характеризуються підвищеною витратою електроенергії, видають некласифікований митий продукт. Останній недолік, як правило, усувається з'єднанням скрубера з бутарою.
Таблиця 9.61 -- Технічні характеристики промивних грохотів, бутар, скруберів і скрубер-бутар
Вібромийки Вібромийки (табл. 9.62) застосовують для промивання середньо- і важкопромиваних матеріалів крупністю до 150 мм із домішками середніх і важких суглинків. Використання вібрацій сприяє підвищенню ефективності процесу дезинтеграції і відділення глини. Ці апарати характеризуються малими габаритами і невеликими питомими витратами електроенергії й води.
Таблиця 9.62 -- Технічні характеристики вібромийок
Похилі і горизонтальні коритні мийки Коритні мийки (табл. 9.63) застосовують при переробці корисних копалин усіх категорій промиваності, але головним чином важкопромиваних. Крупність живлення для апаратів цього типу звичайно не перевищує 100 мм. До переваг коритних мийок варто віднести високу ефективність, надійність конструкції, невелику витрату води. Основними недоліками коритних мийок є підвищена витрата електроенергії і значне ошламлювання корисних компонентів у процесі промивання. Вибір типу машини для промивання здійснюється залежно від категорії промиваності, крупності матеріалу і необхідної продуктивності. Для крупногрудкового матеріалу доцільно використовувати скрубери важкого типу, для середньопромиваного крупністю до 150 мм -- коритні мийки і вібраційні апарати, для матеріалів середньої крупності і легкопромиваних -- скрубери легкого типу і барабанні грохоти. Для дезинтеграції важкопромиваних пісків варто вибирати апарати, які забезпечують тривале перебування в робочій зоні при інтенсивному механічному впливі. Дезинтеграція важкопромиваних пісків здійснюється звичайно за багатоопераційною схемою: у першій стадії, як правило, застосовуються скрубери або вібраційні апарати, у другій і третій -- коритні мийки. Такі схеми забезпечують високу ефективність промивання (до 95 %) при вмісті в матеріалі до 30 % пластичних глин.
Таблиця 9.63 -- Технічні характеристики коритних мийок
Продуктивність промивних машин визначається двома методами: за витратою електроенергії, необхідної для промивання 1 т матеріалу, і за необхідним часом промивання матеріалу до заданої якості. З двох отриманих результатів рекомендується приймати найменший. За першим методом продуктивність промивної машини визначається за формулою:
Q = N η / q, т/год, (9.47)
де N -- встановлена потужність електродвигунів, кВт; η -- коефіцієнт використання потужності двигуна (η = 0,7 -- 0,8); q -- питома витрата електроенергії на промивання матеріалу (визначається дослідним шляхом; для орієнтовних розрахунків можна прийняти дані за табл. 9.60), квтгод/т. За другим методом для розрахунку продуктивності промивної машини використовують такі формули: для скрубера
Q = 60 V φ / t, т/год, (9.48)
де V -- внутрішній об'єм барабана, м3; φ -- коефіцієнт заповнення барабана матеріалом (φ = 0,1 -- 0,8); t - необхідний час промивання матеріалу до заданої якості (визначається дослідним шляхом; для орієнтовних розрахунків приймається за табл. 9.57), хв.; для двовальної похилої коритної мийки
Q = 30 π D2φ L k / t, т/год, (9.49)
де D -- діаметр кола, яке описується лопатями, м; φ - коефіцієнт заповнення корита матеріалом (φ = 0,1 -- 0,15); k - коефіцієнт використання довжини корита (k = 0,8 -- 0,9); t - необхідний час промивання матеріалу до заданої якості, хв.; для вібраційної промивної машини
Q = 60 m π R2 φ L / t , т/год, (9.50)
де m -- число промивних ванн; R -- радіус ванни, м; φ-- коефіцієнт заповнення ванни матеріалом (φ = 0,6 -- 0,7); L -- довжина ванни, м.
Заключні операції в схемах переробки корисних копалин призначені для зневоднення продуктів збагачення з метою зниження їхньої вологості до кондиційної, а також для реґенерації оборотних вод збагачувальної фабрики. Вибір методу зневоднення залежить від характеристики матеріалу, що зневоднюється (початкової вологості, ґранулометричного і мінералогічного складів), і вимог до кінцевої вологості. Часто необхідної кінцевої вологості важко досягти за одну стадію, тому на практиці для деяких продуктів збагачення використовують операції зневоднення різними методами за кілька стадій. Для зневоднення продуктів збагачення використовують методи дренування (грохоти, елеватори), центрифугування (фільтруючі і відсаджувальні центрифуги), згущення (згущувачі, гідроциклони), фільтрування (вакуум-фільтри, фільтр-преси) і термічного сушіння. Орієнтовні значення вологості зневоднених продуктів залежно від їх крупності і використаного для зневоднення обладнання наведені в табл. 9.64.
Таблиця 9.64 -- Орієнтовані значення вологості продуктів
Зневоднюючі елеватори Зневоднюючі елеватори застосовують у першій стадії зневоднення грудкових і зернистих продуктів. Зневоднення матеріалу відбувається при транспортуванні з класифікаторів, багер-зумпфів, відсаджувальних машин, шлюзів, шнекових сепараторів. Зневоднюючі елеватори (табл. 9.65) установлюють під кутом 60 -- 75о, що сприяє кращому стоку води. Процес зневоднення починається після того, як навантажений ківш підніметься над рівнем води, що заповнює нижню частину елеватора. Довжина зони зневоднення повинна бути не менше 4 м по вертикалі. Тривалість зневоднення приймається для крупного матеріалу 20 -- 25 с, для дрібного -- 40 -- 50 с, що відповідає швидкості руху ланцюга елеватора відповідно 0,2 -- 0,3 і 0,15 -- 0,18 м/с.
Таблиця 9.65 -- Технічні характеристики зневоднюючих елеваторів
Продуктивність зневоднюючого елеватора визначається за формулою:
Q = 3,6 w δ k3 V / l , т/год, (9.51)
де w -- місткість ковша, м3; δ -- насипна густина матеріалу, що збезводнюється, кг/м3; k3 -- коефіцієнт заповнення ковшів (k3 = 0,5 - 1); V -- швидкість руху ковшів, м/с; l -- відстань ковшів, м. Потужність привода зневоднюючого елеватора визначається за емпіричною формулою:
N = 0,006 Q H , квт, (9.52)
де H -- вертикальна висота підняття, м. Ефективність зневоднення різних матеріалів в елеваторах залежить від крупності матеріалу, що зневоднюється, ступеня забруднення оборотної води, висоти зневоднюючої частини елеватора і швидкості руху ковшів.
Грохоти Зневодненню на грохотах піддається велика частина продуктів збагачення вугілля крупністю більше 0,5 мм: крупний і дрібний концентрат, грубозернистий шлам, промпродукт і відходи. Для цієї мети застосовують конічні (ГК), дугові (СДО) і інерційні (ГІСЛ, ГСЛ) грохоти. Найбільш інтенсивне зневоднення матеріалу відбувається на інерційних грохотах, де матеріал завдяки коливанням решета безупинно перемішується і розпушується. Продуктивність грохотів визначається за формулами (9.13) -- (9.15).
Центрифуги Фільтруючі центрифуги застосовуються в другій стадії зневоднення вугільних концентратів і промпродуктів крупністю 0,5--13 мм після їхнього попереднього зневоднення на вібраційних, конічних і дугових грохотах або в багер-зумпфах. Фільтруючі центрифуги випускають з вібраційним (ФВВ), інерційним (ФВІ) і шнековим вивантаженням осаду (ФВШ). Для зневоднення тонкоподрібнених продуктів і шламів можуть застосовуватися відсаджувальні і відсаджувально-фільтруючі центрифуги. Вібраційні центрифуги (табл. 9.66) застосовуються для зневоднення дрібного концентрату (промпродукту) з вмістом не більше 10 % класу 0 -- 0,5 мм. Центрифуги цього типу найповніше відповідають технологічним вимогам: вміст твердого у фугаті становить в середньому 3 % (у шнекових центрифугах 4 -- 5 %), подрібнення матеріалу, що зневоднюється, у 2-2,5 раза менше, ніж у шнекових, менший, порівняно з іншими типами центрифуг, знос фільтруючих сит. Однак вібраційні центрифуги в порівнянні зі шнековими мають меншу ефективність зневоднення і більш чуттєві до коливань вологості матеріалу, що збезводнюється. Для зневоднення абразивних продуктів збагачення антрациту доцільно використовувати центрифуги з відцентровим (інерційним) вивантаженням осаду (табл. 9.66), у яких забезпечується найменший час контакту матеріалу з фільтруючою поверхнею. При вмісті в продукті, що зневоднюється, класу 0 - 0,5 мм більше 15 - 20 %, а також у тих випадках, коли вібраційні центрифуги не забезпечують необхідної вологості зневодненого осаду, більш доцільне установлення шнекових фільтруючих центрифуг (табл. 9.66). Вологість осаду фільтруючих центрифуг становить 7 -- 10 %.
Таблиця 9.66 -- Технічні характеристики фільтруючих центрифуг
Шнекові відсаджувальні центрифуги (табл. 9.67) застосовуються для зневоднення тонких незбагачених шламів, флотаційних концентратів і, в окремих випадках, відходів флотації. Для зневоднення флотаційних концентратів, які важко фільтруються, і шламів застосовується відсаджувально-фільтруючі центрифуги. Технологічні показники шнекових відсаджувальних центрифуг при зневодненні такі: вологість осаду 20 -- 35 %, вміст твердого у фугаті 25 -- 35 %.
Таблиця 9.67 -- Технічні характеристики відсаджувальних центрифуг
Продуктивність фільтруючих і відсаджувальних центрифуг визначається за даними каталогів і довідників з урахуванням конкретних умов експлуатації і досвіду роботи підприємств-аналогів.
Згущувачі Згущувачі на збагачувальних фабриках призначені для згущення різних пульп, що містять тверді частинки малої крупності (шлами). Крім того, у результаті згущення пульп здійснюється прояснення оборотної води, що дозволяє зменшити забір свіжої води з зовнішніх джерел водопостачання і запобігти забрудненню рік і водойв. Однак використання оборотної води можливе лише на фабриках із простим реаґентним режимом. Для згущення тонких продуктів на збагачувальних фабриках найбільше поширення одержали радіальні згущувачі з центральним і периферійним приводом діаметром до 100 м (табл. 9.68). Однак технологічні показники їхньої роботи не завжди задовольняють пропоновані вимоги: питома продуктивність при застосуванні флокуляції твердої фази відходів флотації вуглезбагачення не перевищує 0,8 м3/годм2, а вміст твердого в згущеному продукті становить не більше 300 кг/м3. Такий низький ступінь згущення не дозволяє застосувати ефективне зневоднення цього продукту на фільтр-пресах і наступне складування його разом з крупними відходами. Тому на вуглезбагачувальних фабриках для згущення відходів флотації до вищого ступеня концентрації згущеного продукту (500-600 кг/м3) застосовують циліндроконічні згущувачі (табл. 9.69).
Таблиця 9.68 -- Технічні характеристики радіальних згущувачів
Таблиця 9.69 -- Порівняльні показники роботи згущувачів
Навантаження на згущувачі розраховують за питомими продуктивностями (табл. 9.70). Питомі продуктивності значно збільшуються при застосуванні флокулянтів. При витраті флокулянтів (поліакриламіду, поліоксиетілену, "Метасу", "Комети" і ін.) 20 -- 40 г/т швидкість осадження твердої фази збільшується в 40 -- 60 разів. Крім того, питоме навантаження і швидкість осадження залежать від вмісту твердого у вихідному і згущеному продуктах, тому їх варто призначати з урахуванням досвіду роботи промислового підприємства-аналога і конкретних умов роботи проектованої фабрики.
Таблиця 9.70 -- Питома площа згущення і питома продуктивність радіальних згущувачів (при роботі без флокулянтів)
При технологічному розрахунку і виборі згущувачів питому площу згущення і продуктивність приймають або за експериментальними даними, або по даними, отриманими при згущенні аналогічного продукту в промислових умовах (табл. 9.70). Якщо при згущенні застосовується коагулянт, табличні дані повинні бути відповідно відкоректовані. При обраній питомій продуктивності необхідна площа згущення визначається за формулою:
F = Q / q , м2, (9.53)
де Q -- продуктивність по твердому в продукті, що згущається, т/год або т/доб; q -- питома продуктивність згущувача, т/годм2 або т/добм2. За обчисленою площею згущення визначається діаметр згущувача:
D = (4 F /π) 0,5≈ 1,13 F 0,5 , м. (9.54)
Відповідно до отриманого результату за технічною характеристикою приймають згущувач з діаметром, близьким до розрахункового. Фільтри Згущені продукти з високим вмістом твердого піддаються фільтруванню на вакуум-фільтрах (дискових, барабанних і стрічкових) і фільтр-пресах. Вибір типу фільтра визначається характеристикою крупності твердої фази, її густиною, необхідними продуктивністю і вологістю. На збагачувальних фабриках великої продуктивності для фільтрування тонкоподрібнених рудних концентратів крупністю до 0,2 мм і вугільних -- крупністю до 0,5 мм використовують дискові вакуум-фільтри (табл. 9.71). На дискових вакуум-фільтрах здійснюється фільтрування вугільних і багатьох рудних флотаційних концентратів. Добавка флокулянту підвищує продуктивність фільтра, однак при великих витратах флокулянту підвищується вологість кеку.
Таблиця 9.71 -- Технічні характеристики дискових вакуум-фільтрів
При фільтруванні зернистих рудних концентратів, які швидко осаджуються і містять не більше 60 --70 % класу --0,074 мм (наприклад, апатитові, фосфоритові концентрати), застосовуються барабанні вакуум-фільтри з внутрішньою фільтруючою поверхнею (табл. 9.72). Барабанні вакуум-фільтри з зовнішньою фільтруючою поверхнею (табл. 9.72) встановлюють у тих випадках, коли необхідне зниження вологості зневодненого матеріалу (кеку) на 2--3 % менше, ніж на дискових фільтрах, а також при надходженні на фільтр зернистого матеріалу, що не тримається на фільтруючій поверхні дисків. Стрічкові вакуум-фільтри (табл. 9.73) застосовують для фільтрування грубозернистих пульп (крупністю до 3 мм), частинки яких не тримаються на обертових поверхнях дискових і барабанних фільтрів (наприклад, при зневодненні згущених грубозернистих антрацитових шламів).
Таблиця 9.72 -- Технічні характеристики барабанних вакуум-фільтрів
Таблиця 9.73 -- Технічні характеристики стрічкових вакуум-фільтрів
Фільтр-преси (табл. 9.74) застосовують для фільтрування тонкозернистих шламистих пульп з незначним вмістом твердих частинок (наприклад, флотаційних відходів збагачення вугілля). Застосування фільтр-пресів для зневоднення флотаційних відходів вуглезбагачувальних фабрик дозволяє вирішити проблему оборотного водопостачання без використання зовнішніх шламових відстійників. Фільтр-преси дозволяють одержати чистий фільтрат з 1 кг/м3 твердої фази, фільтрат і зневоднений до транспортабельного стану осад, який складується разом з відходами гравітаційного відділення. Продуктивність фільтрів розраховують за нормами питомого навантаження, що приймають за результатами лабораторних досліджень, по досвіду практичної експлуатації фільтрів на аналогічній сировині або за усередненими даними, наведеними у довідковій літературі (наприклад, у табл. 9.75). Продуктивність фільтрів визначається за формулою:
Q = q F, т/год (9.55)
де q -- питома продуктивність фільтра, т/годм2; F -- площа фільтрування фільтра, наміченого для встановлення, м2. Таблиця 9.74 -- Технічні характеристики фільтр-пресів
Питома продуктивність фільтра і вологість осаду підвищуються при збільшенні вмісту твердої фази в живленні і прискоренні руху робочого органа (дисків, барабана, стрічки), і навпаки. Збільшення в живленні вмісту тонких класів (-0,05 мм) приводить до зниження питомої продуктивності і підвищення вологості осаду. До таких же результатів приводить і зменшення вакууму.
Таблиця 9.75 -- Питома продуктивність фільтрів
Сушарки Механічні способи зневоднення (центрифугування, згущення, фільтрування) не дозволяють довести вміст вологи в дрібних і тонких продуктах збагачення до кондиційних вимог. Тому кінцевою стадією зневоднення для цих продуктів звичайно є сушіння. Для сушіння продуктів збагачення застосовуються головним чином барабанні сушарки, труби-сушарки і сушарки киплячого шару. Найчастіше на збагачувальних фабриках використовуються барабанні сушарки (табл. 9.76), тому що вони можуть бути застосовані для сушіння будь-яких матеріалів незалежно від їх крупності (до 250 - 300 мм) і початкової вологості. До переваг барабанних сушарок варто віднести: велику продуктивність, високу економічність у відношенні витрати тепла й електроенергії, надійність у роботі, простоту конструкції і зручність експлуатації. Недоліки сушарок обумовлюються їх громіздкістю, високими капітальними витратами, подрібненням матеріалу при сушінні, тривалому контакті матеріалу з тепловим аґентом (до 40 хв), забрудненням продуктів золою з топки (0,2 -- 0,7 %), налипанням вологого матеріалу на внутрішню поверхню і насадки барабана, а також пожежонебезпекою та викидами в атмосферу. Барабанні сушарки, як правило, використовуються на збагачувальних фабриках великої продуктивності.
Таблиця 9.76 -- Технічні характеристики барабанних сушарок
Труби-сушарки (табл. 9.77) застосовують для сушіння дрібних (до 13 -- 15 мм) матеріалів, що не злипаються. Найчастіше труби-сушарки використовують для сушіння дрібних продуктів вуглезбагачення і значно рідше для сушіння продуктів кольорової металургії й хімічної промисловості. Труби-сушарки забезпечують здійснення процесу сушіння матеріалу в завислому стані і пневмотранспорт його до системи пиловловлення. У трубах-сушарках відбувається інтенсивна передача тепла від газів до завислих частинок -- час контакту становить 5 -- 10 с, а напруженість по волозі, що випаровується, у 8 -- 10 разів більша, ніж у барабанних сушарках. Переваги сушіння матеріалів у завислому стані -- простота конструкції сушарки, порівняно невисокі капітальні витрати і велика швидкість сушіння. Однак цей процес характеризується великим винесенням пилу і підвищеною витратою електроенергії.
Таблиця 9.77 -- Технічні характеристики труб-сушарок
Сушарки киплячого шару Сушарки киплячого шару (табл. 9.78) на збагачувальних фабриках застосовуються обмежено. Цей процес може застосовуватися для порівняно дрібнозернистої сировини (вугілля, руди), рівномірного по крупності. У сушарках киплячого шару досягається значна інтенсивність сушіння і створюється можливість регулювання часу перебування матеріалу на решітці. Тривалість сушіння тут більше, ніж у трубах-сушарках, що дає можливість здійснити більш глибоке і рівномірне сушіння матеріалу. Недоліком є значна витрата електроенергії, необхідна для створення високих тисків сушильного аґента (2 -- 6 кПа).
Таблиця 9.78 - Технічні характеристики вугільних сушарок киплячого шару
Вибір типу сушарки здійснюється техніко-економічним порівнянням конкуруючих варіантів. Технологічний розрахунок барабанних сушарок полягає у визначенні їх необхідного сумарного об'єму:
Vзаг = Q (R1 -- R2) / w , м3, (9.56)
де Vзаг -- загальний обсяг сушарок, м3; Q -- продуктивність по вихідному матеріалу, кг/год; R1 і R2 -- розрідженість вихідного і висушеного матеріалів, м3/т; w -- напруженість сушарки по випареній волозі (табл. 9.79), кг/годм3.
Таблиця 9.79 -- Орієнтовні значення напруженості сушарок по випареній волозі
Вибравши за технічною характеристикою (табл.9.76) сушильний барабан оптимального об'єму, визначають необхідне їх число. Сумарний об'єм труб-сушарок також визначають з використанням формули (9.56), після чого задаються висотою сушарки (Н = 20 -- 25 м) і обчислюють її діаметр:
D = [4Vзаг/(πH)]0,5, м. (9.57)
Необхідну площу решіт сушарки киплячого шару визначають як:
Fзаг = Q (R1 -- R2) / w , м2, (9.58)
де w - напруженість сушарки киплячого шару по випареній волозі (табл. 9.79), кг/годм2. Вибір типу сушарки полягає у техніко-економічному порівнянні конкуруючих варіантів. |
|||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
 |
|
||||
| © 2000-2003, Київ, Соломко Валентин -- ідея та наповнення, графічне опрацювання -- проєкт дизайн, змiнено -- 21.05.2003 18:12:12 | |||||
kD
= √(D -- 2t) / (Dе -- 2tе) ,
(9.21)