Если у вас возникли сложности с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой - мы готовы помочь.
Предоплата всего
Подписываем
МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ
ДОНЕЦЬКИЙ НАЦІОНАЛЬНИЙ ТЕХНІЧНИЙ
УНІВЕРСИТЕТ
КОНСПЕКТ ЛЕКЦІЙ
З ДИСЦИПЛІНИ «СПЕЦІАЛЬНІ ТА КОМБІНОВАНІ
МЕТОДИ ЗБАГАЧЕННЯ»
Для студентів спеціальності 7.050302
«Збагачення корисних копалин», напрям
підготовки – 050303 – «Переробка корисних копалин»
ДОНЕЦЬК - 2007
УДК 622. 755
Опорний конспект лекцій з дисципліни «Спеціальні та комбіновані методи збагачення» для студентів спеціальності 7.050302 «Збагачення корисних копалин», напрям підготовки – 050303 – «Переробка корисних копалин»
/ Уклад.: Самилін В.М. – Донецьк, 2007. – 86 с.
Укладач: В.М. Самилін, доц.
Відп. за випуск: О.І. Назимко, проф.
Лекція № 1
Питання, що виносяться на лекцію: Властивості мінералів, що положені в основу спеціальних методів збагачення, класифікація спеціальних методів, приклади процесів
Вступ
Збагачення корисних копалин засноване на відмінності у властивостях компонентів, що розділяються.
У основу збагачення більшості мінералів встановлена відмінність компонентів, що розділяються:
У ряді випадків перераховані методи не прийнятні через відсутність у компонентів вказаних ознак. У цьому випадку застосовуються спеціальні методи, засновані на відмінності в наступних властивостях:
впливі (декрипітацiя);
копалин в інші фазові стани (вилуговування).
Потрібно зазначити, що область застосування спеціальних методів збагачення значно менша, ніж традиційних. У більшості випадків спеціальні методи застосовуються один з одним, або в комбінації з гравітаційними, флотацiйними, магнітними методами збагачення. У таблиці 1.1 приведені властивості мінералів і засновані на них методи збагачення.
Таблиця 1.1- Властивості мінералів і методи збагачення
|
Властивості мінералів |
Методи збагачення |
Область застосування |
|
Традиційні методи |
||
|
Гравітаційні |
|
|
2. Змочуваннiсть |
Флотаційнi |
2. Флотацiя вугілля |
|
3.Магнітна сприйнятливість |
Магнітні |
Збагачення залізняку |
|
Спеціальні методи |
||
|
4. Колір, блиск, радіоактивне випромінювання |
Породовибірка, рудорозбірка, радіометричне сортування |
|
|
5. Твердість |
Збагачення по твердості |
Виборче дроблення |
|
6. Пружність |
Збагачення по пружності |
Збагачення гравію |
|
7. Форма зерен |
Збагачення за формою |
Грохотiння за формою |
|
8. Коефіцієнт тертя |
Збагачення по тертю |
Збагачення азбестових руд |
|
9. Здатність розчинятися в неорганічних з'єднаннях |
Хімічне вилуговування |
Збагачення уранових руд |
Класифікація спеціальних методів збагачення
Спеціальні методи класифікуються на наступні види:
Сортування корисних копалин
Застосовується або перед основними операціями збагачення, або для доведення чорнових концентратiв.
За кольором, можливе збагачення наступних мінералів:
вапняку, кам'яної солі, кварцу, бариту.
По блиску відділяють вугілля від матових різновидів породи.
По прозорості відділяють алмази від непрозорих часток породи.
За допомогою радіометричних методів збагачують: уранові, торiєвi, тантал-нiобiєвi і інші руди, що містять радіоактивні компоненти.
До основних способів сортування відноситься:
На рисунку 1.1 приведена схема механізованого сортування.
Рисунок 1.1 - Схема механізованого сортування
Збагачення з використанням ефектів взаємодії кускiв
компонентів, що розділяються з робочою поверхнею сепаратора
(Збагачення по тертю, пружності, формі)
Збагачення по тертю застосовується для розділення мінералів, що мають різний коефіцієнт тертя. Принцип розділення показаний на рисунку 1.2.
Рисунок 1.2 - Схема збагачення по тертю
Збагачення по пружності. Засновано на взаємодії тіл різної міцності (пружностi) з робочою поверхнею сепаратора, що має постійну якість. Принцип розділення показаний на рисунку 1.3.
Збагачення на основі селективно направленої зміни розмірів кускiв
компонентів корисної копалини ( виборче дроблення, подрібнення, декрипітацiя)
Виборче дроблення застосовується для розділення компонентів, що мають різну міцність (вугілля, і азбестовий залізняк). Принцип розділення показаний на рисунку 1.4.
Рисунок 1.4 - Схема дробарки виборчого дроблення
Збагачення з використанням виборчого характеру фазових
переходів компонентів корисної копалини
Прикладом застосування вказаного методу може бути сiрчанокислотне вилуговування уранових руд.
UO3 + H2SO4 = UO2 SO4 + H2O
У даному прикладі оксид урану, що знаходиться в твердому стані, переводиться в рідкий фазовий стан UO2SO4, з якого уранова компонента легко витягується.
Лекція № 2
Питання, що виносяться на лекцію: Сортування корисних копалин .Загальні відомості. Фізичні основи процесу сортування. Класифікація способів сортування. Властивості компонентів, що розділяються Контрастнiсть корисної копалини.
I Сортування корисних копалин
Загальні відомості
Сортування корисних копалин засноване на відмінності в кольорі, блиску, природній і наведеній радіоактивності мінералів, що розділяються.
Розрізнюють:
Ручне сортування здійснюється при неможливості використання механічного або хімічного збагачення (при сортуваннi коштовних каменів, листової слюди і т.д.)
У цей час широке поширення отримало механізоване сортування. У його створенні активну участь прийняли радянські вчені.
М.Е. Богословський в 30-е роки запропонував використати явище люмінесценції алмазів і створив радіометричний сепаратора для збагачення руд, що вміщують алмази.
У 40-е роки З.В. Волкова створила сепаратора для збагачення природно -радіоактивних руд.
У 50-е, 60-е роки А.П. Черновим, Г.М. Малаховим впроваджений гамма-абсорбцiонний метод збагачення залізняку Кривбаса.
Б.Г. Егіазаровим впроваджений рентгенорадiометричний метод збагачення руд кольорових металів і т.д.
Фізичні основи процесу сортування
Процес сортування включає наступні операції:
Найбільш відповідальним етапом в процесі сортування є визначення сорту порції корисної копалини. Сорт корисної копалини частіше за все визначається по непрямій ознаці. Наприклад, алмаз відрізняють від супутніх мінералів по люмінесцентному свіченню під дією рентгенівських променів, а не за вмістом в ньому вуглеводу. Вугілля від породи відрізняють по різній інтенсивності ослаблення радіоактивного випромінювання при просвічуванні куска, а не по зольностi і т. д.
Показник, по якому оцінюють якість корисної копалини, називають розділовою ознакою.
У радіометричних методах якість порції корисної копалини оцінюють по зміні інтенсивності або складу випромінювання, направленого на цю порцію. Принципова схема, що відображає проходження випромінювання через частку гірської породи, представлена на малюнку 2.1.
Рисунок 2.1- Схема проходження
випромінювання через гірську породу
Для кордону розділу повітря-гірська порода справедливо наступна рівність: Фо = Фп + Фr.
У свою чергу: Фп = Ф + Ф + Фt. Тоді Фо = Фr + Ф + Ф + Фt.
Якщо розділити обидві частини рівняння на Фо отримаємо: = r + + + t,
Де r, , , t - коефіцієнти відображення, розсiяння, поглинання, пропущення.
У схемах радіометричного сортування (рис. 2.2), реєструючи параметри випромінювання (видозміненого) за допомогою приймача випромінювання, отримують інформацію про властивості речовини. Між приймачем випромінювання і блоком виведення порції включають вузол переробки інформації. Для зменшення погрішності вимірювання властивостей порції встановлюють фільтруючі елементи.
Рисунок 2.2 - Схема сортування корисних копалин
1 - джерело впливу; 2 - фільтруючий елемент; 3 - об'єкт (порція, частка, кусок); 4 - приймач впливу; 5 - вузол обробки інформації; 6- вузол виведення об'єкта з потоку; 7- траєкторія рушення об'єктів
Відмінність властивостей мінералів, що збагачуються впливає на проходження променів через частки цих мінералів. При цьому можуть бути наступні варіанти (рис. 2.3).
А Б В Г
Рисунок 2.3 - Способи сортування
У залежності від характеру проходження випромінювань через речовину розрізнюють наступні способи сортування:
А - радіометричне сортування з використанням відображеного випромінювання;
Б - радіометричне сортування з використанням розсiяного випромінювання;
В - радіометричне сортування з використанням випромінювання, яке пройшло через гірничу породу (абсорбцiйний спосіб);
Г - радіометричне сортування з використанням випромінювання, що генерується часткою (авторадiометричний спосіб)
Авторадiометричий спосіб не вимагає застосування джерела випромінювання, так як використовує відмінність в природній радіоактивності руд (Фр ).
До властивостей сировини, що надають вирішальний вплив на показники сортування, відносяться:
Вміст цінного компонента в сировині є основною характеристикою, що визначає його цінність.
Мінімальний (граничний) зміст корисного компонента визначається розвитком техніки і технології збагачення, а також економічними чинниками.
Речовинний склад визначає той або інший вигляд сортування. Наприклад, можна реєструвати тільки який-небудь хімічний елемент, або хімічну сполуку.
Гранулометричний склад впливає на спосіб сортування. Наприклад, для некласифікованого матеріалу прийнятне порційне сортування. Крупні класи сортують в покусковому режимі. У цей час верхня межа покускового сортування становить 300 мм. Нижня межа крупностi залежить від методу сортування. Для проникаючих випромінювань вона становить 25 мм, для видимих- 5 мм. Для більшості сепараторів модуль матеріалу, що збагачується складає Dmax /dmin = 2. Тому початковий матеріал доводиться розділяти на 5-7 класів.
Розподіл цінного компонента в кусках корисної копалини
При підготовці руди до збагачення отримують куски трьох типів:
Найкращі результати досягаються при відсутності зросткiв.
Можна виділити 3 типи розподілу матеріалу в куску-зростку:
2. Концентроване, з виходом корисного мінерала на поверхню.
3. Концентроване, при якому цінний компонент не виходить на поверхню.
Зростки 1-го і 2-го типів можна виділяти з матеріалу з використанням випромінювань у видимому діапазоні.
Зростки 3-го типу виділяють в концентрат тільки при використанні проникаючих випромінювань.
Контрастнiсть корисної копалини
Процес збагачення заснований на відмінності компонентів у властивостях. Чим більше ця відмінність, тим вище контрастнiсть.
Показник контрастності введений В.А. Мокроусовим для оцінки коливання вмісту цінного компонента в окремих кусках. Цей показник застосовують для визначення контрастностi вузького класу крупностi.
де n- число кускiв; i, - вміст цінного компонента в i-тому куску і в руді, %; qi - частка маси куска в загальній масі проби, частки од.
По контрастностi руди розділяють на наступні категорії:
Лекція № 3
Питання, що виносяться на лекцію: Оцінка ефективності процесу сортування, технологія сортування корисних копалин, режими сортування корисних копалин, підготовка корисної копалини до сортування
Оцінка ефективності процесу сортування
Сортування являє собою процес розділення, який може оцінюватися за допомогою наступних показників:
Ефективність процесу ручного сортування характеризується:
Коефіцієнт сортування пустої породи визначають за формулою:
= 100 Q/Qp, %,
де: Q і Qp - маса пустої породи відповідно у відсортованій і початковій (вихідній) руді, в тоннах.
Залишкове засмiчення Рзал визначається по формулі:
Рзал = 100 Qзал / D, %,
де Qзал - маса пустої породи, що залишилася в руді після сортування, в кілограмах; D - маса проби руди після сортування, в кілограмах.
У технології сортування виділяють 5 основних задач:
1 задача отримання чистих компонентів на сьогодні практично втратила своє значення, оскільки вичерпані родовища самородних металів.
2 задача пов'язана з попереднім збагаченням кондиційних руд. Попереднє збагачення дає можливість підвищити продуктивність фабрики (комбінату), зменшити витрати на дроблення і подрібнення за рахунок виведення з процесу крупногрудкової породи. Виведення при цьому становить 20-50 % від вихідного. При попередньому збагаченні некондиційних руд забезпечують отримання максимального виходу концентрата при мінімально допустимому вмісті цінного компонента.
3 задача передбачає попереднє розділення руди на окремі технологічні типи, що відрізняються за своїми властивостями і речовинним складом. Наприклад, доцільно заздалегідь розділити оксиди і сульфіди мінералів, так як кожний тип збагачується за своєю технологією, при цьому досягається більше вилучення корисного компонента.
4 задача полягає в отриманні концентратiв заданої крупностi для металургійних підприємств. Ця задача досягається або ґранулюванням тонкодисперсних концентратiв, або, якщо дозволяє вкрапленнiсть, за допомогою сортування в грудковому вигляді.
5 задача - доведення концентратiв, отриманих іншими способами збагачення. Наприклад, доведення алмазів після гравітаційного збагачення з допомогою фотометричних методів.
Особливістю сортування є наявність обов'язкових операцій транспортування корисної копалини і виділення з потоку порцій (грудок) заданої якості (табл. 3.1).
Транспортування корисної копалини може здійснюватися:
При реалізації кожного з цих способів транспортування виділення матеріалу з потоку можна здійснювати по одному зерну (грудці) або порцією (всього 10 режимів). У практиці застосовують тільки п'ять режимів.
|
Тип |
Схема сортування |
Режим |
Область застосування |
|
|
Транспортного потоку |
Потоку, що виді ляється |
|||
|
Ущільнений потік |
Порція (частина потоку) |
Поточно - порційний |
Дрибнопорційне сортування |
|
|
Дискретні порціі |
Порція (вагонетка,ківш) |
Дискретно - порційний |
Сортування на радіометричних контрольних станціях |
|
|
Суцільний потік |
Грудка |
Поточно - кусковий |
Выбірка дорогоцінного каміння, метала, породи |
|
|
Окремі грудки |
Грудка |
Погрудковий |
Класифікований матеріал рудних і нерудних корисних копалин |
|
|
Розосереджені грудки |
Грудка |
Плоско грудковий |
Класифікований матеріал рудних і нерудних корисних копалин |
Порційні режими забезпечують велику продуктивність при низькій якості продуктів розділення.
Погрудкові режими сортування забезпечують високу якість продуктів розділення, але малу продуктивність.
Підготовка корисної копалини до сортування
При підготовці корисної копалини до сортування вирішують дві задачі:
2. Забезпечення нормального (ефективного) протікання процесу сортування.
Перша задача досягається підготовкою матеріалу за крупністю, друга - підготовкою поверхні частинок, що сортуються.
При підготовці корисної копалини за крупністю використовують операції дроблення і грохочення. Мета дроблення - доведення до заданої крупності при максимальному розкритті компонентів корисної копалини.
Крупність матеріалу, що збагачується сортуванням, становить 5-250 мм з розбиттям на вузькі класи крупності при модулі 2-3. Не допустиме передрібнення вже розкритого мінералу, так як це приводить до різкого зниження продуктивності.
Друга задача, що визначає ефективне ведення процесу, досягається підготовкою поверхні частинок. Особливо це важливо для методів, що використовують випромінювання оптичного діапазону. Забруднення поверхні частинок погіршує їх відбивну здатність.
Застосовують два способи підготовки поверхні:
Продуктивність процесу механізованого сортування залежить від режиму, що використовується.
При потоково-порційному режимі:
Qпп = 3600 mn/ tобс, т/год,
де mn - маса елементарної порції, т; tобс - час обслуговування елементарної порції, с.
Для класу крупності 20 - 100 мм маса порції 5 - 8 кг. Зі зменшенням крупності маса порції меншає.
При погрудковому режимі:
Qк = 3600Vn, т/год,
де V - об'єм грудки, м3; - густина речовини грудки, т/м3; n - частота спрацювання виконавчого механізму, с-1.
При шароподібній формі грудки V = d3сер /6, де dсер- середній діаметр грудки, м.
Тоді Qк = Qк3600d3сер n /6; Qк = 600d3серn, т/год.
При плоско-грудковому режимі:
Qп-г = 3600 V n, т/год,
де V - приведений об'єм грудок, що одночасно входять в зону сепарації по всіх уявних або дійсних каналах, м3.
V = Vk, де V - об'єм однієї грудки (зерна), м3, (V= d3/6), k - число уявних каналів. k = kз В/ dсер, де kз - коефіцієнт заповнення зони сепарації по ширині;
В - ширина зони сепарації, м; dсер - середній діаметр грудки, що сортується, м.
Тоді V = V kз В/dсер
Qп-г = 3600 Vkз В n/ dсер= 3600 d3сер kз Вn /6dсер= 600 d2сер kз Вn.
Qп-г= 600 d2серkз Вn, т/год
Лекції № 4 – 5
Питання, що виносяться на лекцію: Ручне сортування, порційне сортування корисних копалин, погрудкове сортування корисних копалин, Формування потоку грудкового матеріалу, підготовка поверхні грудок, визначення сорту грудки, операція виділення частинок в різнорідні продукти
Ручне сортування
Ручне сортування застосовується:
При ручному сортуванні використовують відмінності в кольорі, блиску, формі, структурі мінералів (Рис. 4.1).
Рисунок 4.1 - Принципи ручного сортування
У процесі ручного сортування оцінка сорту і виділення частинок здійснюється людиною. Виведення частинок є трудомісткою операцією, що обмежує максимальну крупнiсть (300 мм) і продуктивність сортування.Ручне сортування здійснюється на конвеєрах, обертових столах, жолобах. Ручне сортування може виконуватися в шахтних умовах і на збагачувальній фабриці. У шахтних умовах сортування ведуть на настилах, полицях після відпалювання руди. Порода використовується для закладальних робіт. Середня продуктивність сортувальника за зміну становить 10-14 тонн.В умовах збагачувальної фабрики сортування, як правило, проводиться на конвеєрах з розміщенням сортувальників з двох або з одного боку конвеєра (Рис 4.2). При цьому матеріал подається в один шар.
Рисунок 4.2 - Схема розміщення породосортувальникiв
Ширина стрічки знаходиться в межах 0.7-1.4 м при однобічній і двобічній вибірці. У останньому випадку сортувальники розташовуються в шаховому порядку.
Продуктивність ручного сортування залежить від крупностi руди, вмісту породи, кваліфікації сортувальників. При крупностi руди 20-40 мм продуктивність сортувальника становить 1.5 т/зміну і 3 т/зміну при крупностi 200-300 мм.
Велике значення для сортування має освітлення робочої зони:
Ряд мінералів змінює колір при опроміненні ультрафiолетовими променями:
Сортування в потоково-порційному і дискретно-порційному режимі дає можливість:
Дискретно-порційний режим забезпечує більш точне вимірювання, так як під час виміру порція нерухома. Виключається вплив перешкод від сусідніх порцій.
Дискретно-порційний режим поділяється на:
При автоматичному сортуванні операції подачі ємкості з корисною копалиною на вимірювання, вимірювання вмісту цінного компонента, виведення з рудою на розвантаження і облік здійснюється автоматичним пристроєм.
При механізованому сортуванні операція вимірювання якості руди проводиться оператором.
У першому і другому режимах операція вимірювання якості руди поєднується зі зважуванням матеріалу.
При немеханізованому сортуванні олов'яних, свинцево-цинкових руд, залізняка для підвищення достовірностi здiйснюють багаторазові вимірювання в різних точках порції. Для вагонеток вантажопідйомністю 1-3 т число вимірювань становить 12-15, для автомашин масою 10-15т - 30, для вагонів вантажопідйомністю 40-60 т - 100.
Погрудкове сортування корисних копалин
Погрудкове автоматичне сортування корисних копалин може здійснюватися в двох режимах: грудковому і плоскогрудковому.
Основними операціями цих режимів є:
Формування потоку грудкового матеріалу включає наступні операції:
1.1 Формування заданих відстаней між грудками;
1.2 Забезпечення стабільної швидкості руху грудок;
1.3 Забезпечення безперервності процесу сортування;
1.4 Регулювання продуктивності;
1.5 Стабілізацію траєкторії руху грудки.
1.1 Основною вимогою, що висувається до пристроїв формування погрудкового потоку матеріалу, є забезпечення заданого інтервалу між грудками при їх транспортуванні. Ці вимоги витікають з умов, що сусідні грудки не повинні сприйматися як один і не повинні спотворювати результати визначення сорту один одного. Пристрої формування потоку становлять 80% площі сепаратора.
1.2 Стабілізація швидкості проходження грудками відстані між зоною визначення сорту і зоною виділення грудок визначається необхідністю затримувати керуючі сигнали на один і той же час.
1.3-1.4 Безперервність процесу і регулювання продуктивності забезпечуються наявністю в сепараторах бункера. Бункер обладнаний заслінкою, яка регулює величину випускного отвору. Матеріал може розвантажуватися під дією сил гравітації, вібрації, відцентових, тертя.
1.5 Стабілізація траєкторії руху грудки забезпечується рухом частинок разом зi стрічкою в зону визначення сорту і виділення грудки.
1.1 Пристрої формування погрудкової подачі
Розрізнюють 3 види пристроїв, що забезпечують:
1.1.1 У пристроях детермінованого формування погрудкової подачі матеріалу вузли захоплення грудок закріпляють на транспортному пристрої на рівній відстані один від одного. При цьому грудки розташовуються на одній лінії в одній площині. Пристрої цього типу застосовуються для матеріалів правильної форми, невеликої крупностi, при малій продуктивності
Рисунок 5.1 - Детерміноване формування
погрудкової подачі матеріалу
1.1.2 У пристроях статистичного формування погрудкової подачі задана відстань між сусідніми грудками забезпечується при перевантаженні матеріалу з одного транспортного пристрою на інший, рухомий з більшою швидкістю (Рис. 5.2) Рух частинок в одну лінію досягається профілюванням транспортного пристрою. Форма профілів приведена на рис. 5.2.:
Рисунок 5.2 - Статистичне формування погрудкової подачі матеріалу
У підготовку поверхні грудок входять наступні операції:
2.1 Очищення поверхні від забруднень;
2.2 Посилення відмінностей властивостей, що використовуються при сортуванні, або створення їх (у разі необхідності).
2.1 Операції знепилення і промивки можуть здійснюватися поза сепаратором або на вході в сепаратора в зоні формування погрудкової подачі (Рис. 5.3)
Рис. 5.3 - Статистичне формування погрудкової подачі
з промивкою матеріалу:
1 - бункер; 2 - вiброживильник; 3 - бризкала; 4 - прискорювач; 5 - конвеєр; 6 - зона визначення сорту; 7 - зона виділення частинок
2.2 Для посилення контрасту іноді застосовують реаґенти, які селективно діють на частинки, утворюючи на них забарвлену плівку.
3 Визначення сорту грудки
Визначення сорту грудки включає наступні операції:
3.1 Вплив на кусок (опромінення);
3.2 Реєстрацію ефекту взаємодії (опромінення);
3.3 Визначення розмірів грудки;
3.4 Кількісна оцінка розділової ознаки і віднесення до певного сорту;
3.5 Визначення моменту проходження грудки через зону виділення;
3.6 Формування команди на видалення.
Перші три операції (3.1; 3.2; 3.3) реалізовують за допомогою вимірювальної камери, схема якої залежить від типу випромінювання і властивостей матеріалу. Сорт грудки можна визначати:
за коефіцієнтом відбиття;
за коефіцієнтом поглинання;
за коефіцієнтом розсіяння;
за інтенсивністю генерування випромінювання;
за природною радіоактивністю;
за різною інтенсивністю інфрачервоного випромінювання нагрітих тіл.
При визначенні сорту грудки за коефіцієнтом відбиття у видимій зоні спектра використовують одно-, дво-, три- і багатокоординатний огляд грудок (Рис. 5.4)
Рис. 5.4 - Визначення сорту грудки за даними вимірювання коефіцієнта відбиття: 1 - джерело випромінювання; 2 - приймач випромінювання; 3 – грудка; а, б, в, г - відповідно з одно-, дво-, три- і багатокоординатним оглядом грудки
При будь-якому способі огляду грудки точність розділової ознаки визначається відношенням поверхні, від якої сприймається випромінювання до поверхні грудки.
Крім вказаних способів можливий огляд скануванням грудок, розташованих упоперек стрічки.
Існує ряд способів для визначення сорту грудки за коефіцієнтом поглинання. Величина поглинання залежить від властивостей мінерала і від його маси. Тому при визначенні розділової ознаки вводять корекцію на масу. На рис. 5.5 представлений варіант схеми визначення сорту грудки по вимірюванню коефіцієнта поглинання.
Визначення сорту грудки за коефіцієнтом розсiяння й інтенсивністю ґенерування випромінювання здійснюють із застосуванням наступних схем (Рис. 5.6).
Рисунок 5.6 - Визначення сорту грудки:
а - вимірюванням коефіцієнта розсіяння; б - вимірюванням інтенсивності генерованого випромінювання (для мінералів з наведеною радіоактивністю);
1 - джерело випромінювання; 2 - екран; 3 - грудка; 4 - приймач випромінювання; 5 - транспортний елемент; 6 - контейнер джерела.
Визначення сорту шматка за природною радіоактивністю здійснюється за наступною схемою (Рис. 5.7)
Рисунок 5.7 - Визначення сорту грудки за природною радіоактивністю
При теплометричному сортуванні використовують різну інтенсивність інфрачервоного випромінювання нагрітих тіл.
Розрахунок розділової ознаки
Визначення сорту частинок, що розділяються складається з реєстрації ознаки, що відображає властивості реальної частинки, обробки інформації за заданим алгоритмом з отриманням характеристики, пропорційної вмісту корисного компонента, яку називають розділовою ознакою.
При сортуванні уранових руд розділовою ознакою є інтенсивність випромінювання Jу, пропорційна вмісту радіоактивного компонента у:
у = кJу,
Цей вираз є найпростішим алгоритмом розрахунку розділової ознаки (вмісту).
Реєстрація природної радіоактивності здійснюється газорозрядними лічильниками, на виході яких з'являються імпульси різної форми, тривалості і амплітуди.
Інтенсивність випромінювання характеризується частотою проходження імпульсів від грудки (шматка корисної копалини). При реалізації сортувального пристрою за заданим алгоритмом до складу радіометра вводять блок затримки сигналу, так як час обробки сигналу менше часу руху грудки від вимірювальної камери до виконавчого механізму. Тобто сигнал треба затримати, поки шматок вийде з потоку матеріалу (Рис. 5.8).
Рисунок 5.8 - Блок-схема обробки інформації
Приведена схема не враховує розмір грудки, від якого залежить інтенсивність випромінювання.
Алгоритм визначення розділової ознаки з урахуванням маси грудки має наступний вигляд:
у = к Jу/mк, де mк - маса грудки.
Вважаючи, що грудка має форму кулi, отримаємо
у = к Jу/V = к Jу/(d3/6) = 6 к Jу/d3 = к1 Jу / d3,
де к1= 6 к/
Таким чином: у = к1 Jу/ d3
Цей алгоритм дозволяє збільшити точність визначення розділової ознаки і розширити діапазон крупностi матеріалу, який сортується, але для цього необхідно знати розмір грудки.
Для визначення розміру грудки можна застосувати безконтактний метод з використанням фоторелейних елементів. Діаметр оцінюється за тривалістю імпульсу tn затінення фотоелемента при постійній швидкості руху грудок Vк. Тоді: d = tn Vк
4 Операція виділення частинок в різнорідні продукти
Виведення частинок з потоку здійснюється виконавчими механізмами (Рис. 5.9).
Розрізнюють наступні типи виконавчих механізмів:
Механічні (МВМ): шибер, заслонка;
Пневматичні (ПВМ) - видалення частинок проводиться стиснутим повітрям з допомогою пневмоклапана;
Електричні - видалення частинок проводиться за рахунок електричних сил, що впливають на частинку.
Рисунок 5.9 - Типи виконавчих механізмів:
а - механічний (МВМ); 1- електропривод; 2 - шиберна пластинка; 3 - грудка;
б - пневмоклапан (ПВМ); 1- електропривод; 2- клапан; 3- сопло; 4 – грудка.
Лекція № 6
Апарати для погрудкового і плоскогрудкового сортування
Практика погрудкового сортування корисних копалин
У практиці збагачення в залежності від властивостей мінерала і типу джерела випромінювання застосовуються наступні типи сепараторів (табл. 6.1).
Таблиця 6.1 - Класифікація сепараторів в залежності від виду випромінювання
|
Тип сепараторів |
Вид випромінювання , нм |
|
10-2 - випромінювання |
|
2. Гамма-абсорбцiйнi |
10-2 - випромінювання |
|
3. Рентгенофлюоресцентнi |
510-2-10 Рентгенівське |
|
4. Рентгенолюмінесцентнi |
510-2-10 Рентгенівське |
|
5. Нейтронно-активаційні |
10-2-10-1 Нейтронне |
|
6. Фотолюмінесцентнi |
100-380 Ультрафіолетове |
|
7. Фотометричнi |
(3.8-7.6)102 Видиме світло |
|
8. Теплометричнi |
7.6102 |
|
9. Електрометричнi |
Цей спосіб застосовується для збагачення природно-радіоактивних руд - уранових, торiєвих. Ці руди ґенерують , , - випромінювання. і - випромінювання сильно розсіюються. Тому в авторадiометричних сепараторах використовують - випромінювання.
Авторадiометричне сортування використовують тільки для чисто уранових і комплексних уранових руд.
Вміст урану в уранових рудах коливається від 3 % (1-й сорт) до 0.1 % (4-й сорт).
До комплексних руд належать:
Нижня межа крупностi уранових руд 25 мм. Принципова схема сортування приведена на рис. 6.1.
Рисунок 6.1 - Схема радіометричного сортування уранової руди
Цей спосіб використовує відмінності в холодному свіченні (люмінесценції) мінералів під впливом рентгенівських або ультрафiолетових променів. У залежності від виду джерела випромінювання виділяють рентгенолюмiнесцентне (РЛ) і фотолюмiнесцентне (ФЛ) сортування.
Спектральний склад люмінесцентного свічення залежить:
До мінералів, люмінесценція яких зумовлена кристалічними ґратками, відносять шеєліт, повеліт (мінерали, що містять вольфрам), алмази.
Іноді люмінесценція може бути викликана присутністю люмiногенiв (уран, рідкісноземельнi елементи). Домішки заліза, нікелю іноді стають гасителями люмінесценції. Крім того, гасіння спостерігається при підвищенні температури. Нагрів алмаза до 1200 оС викликає повне гасіння свічення.
Люмінесцентний метод в основному застосовується для збагачення (доведення) руд, що містять алмази.
На рис.6.2 показана схема рентгенолюмiнесцентного сепаратора АРЛ-1 для доведення алмазів.
Рисунок 6.2 - Рентгенолюмінесцентний сепаратор (автори - Фінне, Красов)
Цей метод заснований на різній інтенсивності випромінювання нейтронів мінералами при опроміненні їх гамма-променями. Метод застосовується при збагаченні бериллiєвих руд, так як ядра бериллiя здатні випускати нейтрони при опроміненні - променями. Джерелом випромінювання є ізотоп сурми 12Sb.
Нейтронно - активаційний метод
Цей метод заснований на відмінності в інтенсивності випромінювання мінералами при наведеній (штучній) радіоактивності руди, яка виникає при опроміненні її потоком нейтронів. Застосовується для сортування флюоритових руд на установці СО-2.
Метод заснований на відмінності в здатності мінералів поглинати (ослабляти) випромінювання, що пропускається через них. У залежності від випромінювань, що використовуються розрізнюють наступні методи:
Гамма - абсорбцiйний спосіб запропонований в 1956 році В.Д.Горошко для збагачення вугілля. Однак він може бути використаний при сортуванні, хромових, ртутних, сурмяних (стибієвих), свинцевих руд, залізняка.
На рис.6.3 приведена схема сортування залізняка гамма-абсорбцiйним способом.
Рисунок 6.3 - Схема гамма - абсорбцiйного сортування залізняка
Цей метод заснований на різній здатності мінералів ослабляти потік нейтронів внаслідок захоплення їх ядрами хімічних елементів. Метод може застосовуватися для збагачення борних, лiтiєвих руд крупнiстю 25-200 мм.
Метод заснований на відмінності спектра у видимій частині випромінювання, відбитого від мінерала.
Широкі можливості фотометричного сортування пояснюються хорошою вивченістю мінералів з точки зору їх кольору, прозорості, блиску.
Метод застосовується для сортування мінералів крупнiстю 3(1) - 300 мм. Існують вітчизняні та закордонні аналоги високоефективних апаратів, які сортують матеріал в моношаровому та розосередженому потоці грудок.
Як правило, фотометричне сортування включається в схему збагачення вузьких класів крупності після операцій грохочення.
На рис.6.4 приведена схема сортування доломітової руди із застосуванням фотометричних методів.
Рисунок 6.4 - Схема фотометричного сортування доломітової руди
Застосування сортування дає можливість:
При експлуатації сортуючої апаратури необхідно застосовувати обгороджування вузлів, що створюють підвищену небезпеку.
Електробезпека досягається суворим дотриманням Правил експлуатації електроустановок.
Захист від проникаючого випромінювання досягається при виконанні наступних умов:
Найголовнiшим є створення захисних екранів при установці апаратури.
Контроль рівня радіації досягається використанням дозиметричної апаратури.
Гамма і рентгенівські випромінювання контролюються мiкрорентгенометрами МРП-1, радіометрами СРП-2. Нейтронне випромінювання контролюється радіометрами ДН-1А або «Мідія».
Всі види проникаючих випромінювань контролюються універсальними дозиметрами РУП-1, РУС-7. Обслуговуючий персонал забезпечується індивідуальними засобами контролю.
Література
Лекція № 7
II Збагачення з використанням ефектів взаємодії кускiв
компонентів, що розділяються з робочою поверхнею сепаратора
До процесів збагачення, об'єднаних в цю групу, відносяться:
Розділовий процес в даній групі методів йде з використанням об'ємних або поверхневих властивостей в одну операцію. Управління процесом включає:
Цей процес заснований на відмінності в пружності компонентів, що розділяються, взаємодіючих з робочою поверхнею сепаратора (плитою) що має постійні властивості. Процес здійснюється в повітряному середовищі і пояснюється класичною теорією удару.
Виділяють наступні фази процесу:
Фази рушення частки до плити і від плити показані на рисунку 7.1.
Рушення часток до плити може здійснюватися внаслідок вільного падіння із заданої висоти. Енергія, що запасається визначається висотою падіння.
При завершенні 1-й фази, в момент торкання об плиту частка досягає швидкості u1.
2- я фаза визначається зміною швидкості частки до нуля. При цьому частка і плита випробовують пружні і пластичні деформації. При u1= 0 сила дії частки на плиту рівна вазі частки.
Початок 3-й фази характеризується відновленням форми частки і плити, коли сили пружної деформації перевищують силу тягаря. У кінці 3-й фази частка придбаває швидкість, рівну u2, направлену протилежно u1 (при горизонтальній плиті).
Для умов вільного падіння :
;
Відношення u2 до u1 називається коефіцієнтом відновлення Кв, який може бути в межах Кв = 0 -1.
Схеми сепараторів, що використовують прямий центральний удар, а також удар об похилу плиту приведені на малюнку 7.2 (а, б)
а б
Рисунок 7.2 - Схеми сепараторів:
а - схема вібраційного сепаратора; 1- кутковий відбивач; 2 - приймачі матеріалу; 3 - днище з пружної сітки; б - сепаратор з нерухомою робочою поверхнею; 1 - бункер; 2 - вiброживильник; 3 - плита; 4 - приймальні бункери
Основний недолік в роботі сепараторів з нерухомою робочою поверхнею це розсіяння дальності відскоку. Причина - неправильна форма кусків, що приводить до косого удару. При цьому центр ваги частинки зміщується від вертикалі в місці торкання частинки і плити. У результаті дальність польоту частинки меншає. Велика дисперсія дальності відскоку частинок дозволяє застосовувати цей метод тільки для компонентів, що мають значну відмінність в міцності. Більш ефективна сепарація по пружності для мінералів з округлою формою частинок, наприклад для гравію. Збагачення по пружності застосовується на декількох кар'єрах в США, Польщі (рис. 7.3).
пп
пп
Цей спосіб ефективний тільки при значних відмінностях компонентів, що розділяються в коефіцієнтах тертя. Передбачається, що коефіцієнт тертя компонентів пов'язаний з показником якості. Збагачення за тертям здійснюється у дві стадії:
Друга стадія здійснюється з використанням відмінностей в траєкторіях і швидкостях рушення компонентів.
Взаємодія частинок з робочою поверхнею сепаратора оцінюється коефіцієнтом тертя f, який визначається як співвідношення сил, що діють на частинку на похилій площині.
З умов спокою частинки Qt= f Qn
Або Qsin = f Qcos
Звідки f = sin/cos = tg = tg, де - кут тертя. Тіло ковзає по площині, коли кут нахилу площини більше кута тертя даної частинки по матеріалу площини, тобто коли .
Коефіцієнт тертя залежить від шорсткості частинки і плити, форми частинки. Плоскі частинки ковзають, круглі котяться.
При рушенні частинок з різною швидкістю частинки, що розділяються мають різну траєкторію. Швидкість частинок в момент їх сходу з похилої площини визначається за формулою
,
де L - шлях, пройдений частинкою, g - прискорення вільного падіння,
f - коефіцієнт тертя частинки, - кут нахилу площини
Таким чином, швидкість на сході з похилої площини визначається коефіцієнтом тертя частинки об площину ( f ), кутом нахилу площини () і довжиною розгінної дільниці площини (L).
Збагачення з використанням відмінностей в коефіцієнтах тертя може проводитись на апаратах з нерухомою, рухомою, вібруючою робочою поверхнею.
До апаратів з нерухомою робочою поверхнею відноситься сепаратор типу «Гірка» (рис. 7.4). Сепаратор містить три похилих площини А, Б, В. Призначений для відділення азбесту від змійовика.
Кути тертя для азбесту і
змійовика:
а = 38-40о; з = 17-27о
Коефіцієнти тертя для
азбесту і змійовика:
fа = 0.86; f з = 0.3-0.5
Рисунок 7.4 - Сепаратор для збагачення по тертю «Гірка»
Матеріал подається моношаром. На площині А виділяється порода, на площинах Б і В промпродукт і концентрат.
Для збагачення вугілля застосовують площинні сепаратори з відбивачем і щілинами. Схема сепаратора показана на рисунку 7.5.
Рисунок 7.5 - Площинний сепаратор з відбивачами і щілинами
Матеріал подається по ширині площини. Відбивачі і щілини розміщуються на площині в шаховому порядку. Вугільні частинки через округлу форму і менший коефіцієнт тертя набувають великої швидкісті і за допомогою відбивача перелітають через щілину. Порідні частинки, маючи меншу швидкість, розвантажуються в щілину.
До апаратів з рухомою робочою поверхнею відносяться стрічкові, дискові і барабанні сепаратори тертя.
У стрічкових сепараторах (рис. 7.6 а) продукти, що розділяються рухаються в різні сторони. Округлі скочуються вниз від точки завантаження, плоскі підіймаються вгору. Точка завантаження розміщується на 1/3 довжини стрічки від її нижнього краю.
У барабанних сепараторах (рис. 7.6 б) частинки, що розділяються також переміщаються в різних напрямах.
а б
Рисунок 7.6 - Сепаратори тертя (а - стрічковий; б - барабанний)
Лекція № 8
Лекція № 8
Питання, що виносяться на лекцію: Комбіноване збагачення за тертям і пружністю. Збагачення за формою. Термоадгезiйний метод збагачення.
3 Комбіноване збагачення за тертям і пружністю
Цей метод застосовується при отриманні міцного щебеню для виробництва високоякісних (марочних) бетонів. При цьому використовуються відмінності в коефіцієнті відновлення, швидкості і коефіцієнті тертя частинок, що розділяються. Принцип комбінованого збагачення реалізований у сепараторі Н.К. Тімченко (рис. 8.1).
Рисунок 8.1 - Схема однобарабанного сепаратора Н.К. Тімченко
З бункера матеріал поступає в стабілізатор траєкторії, що дозволяє зміщати точку подачі матеріалу на барабан на величину а відносно його осі. Взаємодіючи з барабаном, частинки вапняку з високим коефіцієнтом відновлення відскакують від нього, глинисті частинки деформуються і виносяться барабаном у хвости.
Регулювання сепаратора здійснюється зміною точки подачі матеріалу на барабан і частоти обертання барабана. При необхідності перечисток використовують 2-барабанний сепаратора.
На розділенні за пружностю і контактною міцністю засноване збагачення талькових руд. Процес реалізовується в сепараторові ВНИИНеруд, представленому на рисунку 8.2. Тальк має меншу контактну міцність і коефіцієнт відновлення, ніж вмісні породи. При попаданні на барабан, що обертається, куски породи закручуються і відкидаються на рифлену площину, звідти в приймач. Куски тальку, попадаючи на зубья барабана, зминаютья, отримують меншу швидкість і розвантажуються у відповідний приймач.
Рисунок 8.2 - Схема сепаратора ВНИИНеруд
4 Збагачення за формою
Цей процес застосовується для матеріалів, що розрізнюються формою кусків компонентів (вугілля, сланці, слюда, азбестові руди). При дробленні гірських порід на щебінь у дробленому продукті з'являються частки довгастої форми (лещадной), погіршуючи якість бетону.
Для розділення часток різної форми використовують наступні способи:
4.1 Для виділення слюди, що має пластинчату форму, застосовують дахоподібний грохот, поверхня якого утворена з кутків.
Для ефективної роботи грохоту товщина пластинки слюди h не повинна перевищувати її максимальне значення hmax, яке, в свою чергу, повинне бути меншим розміру щілини грохоту dc, тобто hmax dc.
Імовірність виділення пластинки слюди зростає, якщо дахоподібдний грохот обладнаний вертикальними перегородками (рис. 8.3 б).
У промисловості для виділення слюди в забої (забійний сирець) застосовується грохот СМ-13. Схеми переробки слюди залежать від якості руди. За вмістом зросткiв виділяють три типи руд:
На рисунку 8.4 приведені прості технологічні схеми збагачення слюдяних руд за формою (а, б)
а б
Рисунок 8.4 - Схеми збагачення слюдяних руд за формою
4.3 Для розділення за формою і парусностi застосовують площинний сепаратор (рис. 8.6), який забезпечений розгінним майданчиком 1, відбивним виступом 3, розвантажувальною щілиною 4. Особливiсть сепаратора - наявність перфорованого майданчика 2 перед відбивним виступом. Через перфорацію продувається повітря, яке перекидає частки слюди через відбивний виступ. Селективнiсть розділення посилюється завдяки високій парусності плоских часток слюди.
Рисунок 8.6 - Площинний сепаратор
4.4 Відцентровий сепаратор заснований на відмінності в формі, терті, швидкості рушення часток, що розділяються. Сепаратор складається з диска і кільця, які обертаються в одному напрямі, але з різними швидкостями (рис. 8.7).
Рисунок 8.7 - Відцентровий сепаратор
При переході з диска на кільце плоскі частки закручуються навколо вертикальної осі і набувають стабільної пологої траєкторії. Округлі частки розвантажуються по більш крутій траєкторії.
5 Термоадгезiйний метод збагачення
Цей метод уперше було використано у США. Метод включає дві технологічні операції:
Селективний нагрів компонентів заснований на їх відмінності в оптичних, теплових, електричних властивостях. Як нагріваючи можуть бути використані джерела інфрачервоного, індукційного, надвисокочастотного випромінювання.
Селективне закріплення по-різному нагрітих компонентів здійснюється на термочутливiй поверхні за рахунок її розм'якшення. Фіксація відбувається при охолоджуванні місця контакту частинки і термочутливої поверхні.
Основні вимоги до термочутливого шару це стабільність температури його розм'якшення (точка пластифiкацiї).
Умова розділення: Т1 Тс Т2, де Т1 і Т2 температура часток, що розділяються; Тс- температура термочутливого шара.
Для зниження витрат енергії потрібно проводити поверхневий нагрів, який повинен здійснюватися в ідентичних для всіх частинок умовах.
Результатом нагріву є відмінність в силі прилипання Fп частинок до термочутливої поверхні. Fп1 Fп2, де Fп1 і Fп2 відповідно сила прилипання 1-го і 2-го компонентів.
Промислове застосування отримав спосіб селективного нагріву частинок різної прозорості. Схема сепаратора приведена на рисунку 8.8. Сепаратор призначений для розділення NaCl від доломіту і ангiдриту.
Конструкція сепаратора включає наступні елементи:
Після відсівання класу 0-6 мм селективно нагрітий матеріал з барабанного грохоту подається моношаром на конвеєр з термопластичним покриттям. Покриття складається з суміші полімерів Piccolastic А-25 і А-50, розрахованих на температуру пластифiкацiї 25-50 оC. Витрата смоли (полімерів) 0.45 г/т початкового матеріалу.
Продуктивність Q = 32.2 т/г, витягання NaCl = 96.9 %, = 98.2%. Сепаратор розроблений інститутом Battele Memorial (США).
У лабораторному сепараторові (рис. 8.9) Єкатеринбурзького гірничого інституту(ЄГІ Росія) нагрів матеріалу здійснюється в умовах вільного падіння. Як термопластичне покриття використано парафін. Температура джерела нагріву 1150 оК. Тривалість нагріву 0.25 с. Споживана потужність нагрівача 2 кВт. Діаметр барабана 0.6 м. Частота обертання 6 мін -1. Продуктивнiсть 0.3 т/г. Крупнiсть частинок 1.5- 3 мм.
Дослідженнями встановлена можливість збагачення мінералів, що сильно нагріваються: графіту, хромiту, касситериту, вольфрамiту і т.д., що зустрічається разом з малотеплопровідними крупнокристалічними мінералами: галiтом, сильвином, флюоритом, кварцем, кальцитом і дрібнозернистими світлими мінералами: каоліном, бокситом, магнезитом.
Лекція № 9
III Збагачення на основі селективно направленої зміни
розмірів кускiв компонентів корисної копалини
Питання, що виносяться на лекцію: Виборче дроблення. Виборче подрібнення.
До цього виду збагачення відносяться наступні процеси:
10 Зміна форми часток різної пластичності при дробленні і подрібненні.
Ряд гірських порід володіє властивістю контрастної зміни розмірів компонентів при руйнуванні. Для таких гірських порід збагачення може бути зведене до розділення по розмірах часток. Розмір часток стає непрямою ознакою їх речовинного складу.
Особливістю даної групи збагачувальних процесів є необхідність проведення двох послідовних операцій:
Задача вибірквої зміни розмірів вирішується традиційним дробленням і подрібненням при цілеспрямованому виборі режимів.
Операція виділення заданого класу крупності здійснюється звичайним грохоченням, тонким грохоченням і класифікацією.
У ряді випадків виділення заданого класу здійснюється флотацiєю або магнітною сепарацією.
Відмінності в розмірах часток компонентів досягають при використанні відмінностей в міцності, твердості, пластичності, температурі плавлення.
1 Вибіркове дроблення
Застосовується для корисних копалин, що мають крупні агрегати цінного компонента, які відрізняються по міцності від вмісних порід (вугілля, бурозалiзняковi руди, залізняк КМА, азбестовi руди, калійні руди і інш.)
Дроблення частинок визначається кінетичною енергією, що перетворюється в роботу руйнування при зіткненні матеріалу з перешкодою.
Е = m V2/2, де m - маса частинки, V - швидкість рушення.
Руйнування починається, коли кінетична енергія куска перевищує роботу його пружної деформації. Мінімальну швидкість, при якій кусок починає руйнуватися при ударі об перегородку, називають критичною.
Вибіркове руйнування протікає за умови Vк1 > Vм > Vк2
Де Vк1; Vк2 - критичні швидкості руйнування компонентів корисної копалини; Vм - швидкість зiткнення матеріалу з робочим органом дробарки.
Характерною особливістю дробарок вибіркового дроблення є поєднання операцій дроблення і грохочення (класифікації) в одному апараті.
Існує декілька різновидів дробарок вибіркового дроблення:
Дробарки ударної дії являють собою конічний грохот, по центру якого встановлений вал з молотками (рис. 9.1). Частота обертання вала в і грохоту г встановлюється в залежності від властивостей матеріалу, що дробиться. Матеріал (порода, дерево, метал), що не дробиться, йде в надрешiтний продукт, дроблений - в підрешiтний.
Рисунок 9.1 - Дробарка ударної дії
Дробарка цього типу застосовується для дроблення вугілля. Руйнування відбувається при вільному (еластичному) ударі по зернах вугілля, що падають під дією сили тяжіння.
Рисунок 9.2 - Дробарка еластичного дроблення
Початковий матеріал надходить на диск розкидувача 5 і далі на обертові молотки. Дроблення здійснюється багато разів по мірі переміщення матеріалу зверху вниз. Подрібнений матеріал крупнiстю 2 - 4 мм виводиться з барабана через конічні сита. Висхідним потоком повітря з простору між кожухом і барабаном виносяться тонкі частки фюзену. Більш міцні частинки вiтрену (матовий) видаляються через патрубок 9. Наiбільш міцне вугілля дюрен розвантажується через патрубок 6.
Особливістю дробарки еластичного дроблення є застосування двох типів класифікації - повітряної і грохочення. Частота обертання вала дробарки від 200 до 1400 мін - 1. Продуктивнiсть - 20 т/г.
Ця дробарка застосовується для попереднього відділення вугілля від твердих порід, а також для очищення рядового вугілля від сторонніх предметів: дерева, металу (рис. 9.3).
Рисунок 9.3 - Дробарка напівжорсткого дроблення
Початкове вугілля надходить у середину барабана 1. З допомогою спірально розташованих лопатей 7 воно піднімається і падає вниз. При цьому більш міцна порода практично не руйнується. Крихке вугілля руйнується і проходить через отвори барабанного грохоту. Транспортування матеріалу здійснюється за рахунок спірального розташування лопатей.
Барабанні грохоти - дробарки випускаються в Росії Карагандінським машинобудівним заводом № 2. Моделі ДБ - 22; ДБ - 28; ДБ - 35 мають відповідно діаметри 2.2; 2.8; 3.5 м.
Ефект вибіркового дроблення досягається тільки при значній відмінності в міцності(твердості, тривкості тощо) вугілля і породи.
Вибiрковiсть дроблення визначається співвідношенням ступенiв дроблення вугілля і породи. У залежності від значення цього відношення прийнято розрізняти вибiрковiсть дроблення вугілля:
Вугілля Донбасу марок П, ПС, Д, Ж має яскраво виражену схильність до вибіркового дроблення.
Вугілля марок Г, Д, а також антрацити, мають слабко виражену схильність до вибіркового дроблення.
Вибіркове дроблення вугілля широко застосовується в Англії, США, Японії, Франції, ФРН. У СНД вибіркове дроблення застосовується в Карагандинському і Челябінському басейнах Росії. Схема установки вибіркового дроблення показана на рисунку 9.4
Рисунок 9.4 - Схема установки вибіркового дроблення
Крім вугілля вибіркове дроблення може застосовуватися для попереднього збагачення залізняку.
2 Вибіркове подрібнення
Процес вибіркового подрібнення аналогічний вибірковому дробленню. Як правило, вибіркове подрібнення здiйснюють у барабанних млинах спільно з гідравлічною (повітряною) класифікацією. Для ряду родовищ залізняку (Коршунівське, Дніпровське) встановлено, що в тонких класах спостерігається підвищений вміст заліза. У зв'язку з цим звичайна класифікація була замінена тонким грохоченням, що дозволило підвищити якість концентрату.
У технологічних схемах (рис. 9.5) тонкому грохоченню піддають звичайно промпродукти магнітного збагачення в стадії доведення концентрату.
Крім залізняку явище вибіркового подрібнення спостерігається в рудах, що містять алмази. Для виділення чорнового алмазного концентрату застосовують млини самоподрiбнення.
За допомогою вибіркового подрібнення можливе збагачення графітових руд, компоненти яких мають різну твердість. Твердість графіту по площинах спайностi 1 - 2, перпендикулярно ним - 5, кварцу - 7, кальцита - 3. Прі подрібненні стиранням графіт концентрується в тонких класах, які можна виділити з допомогою грохочення.
Рисунок 9.5 - Вузол доведення магнетитового концентрату із застосуванням тонкого грохочення
Вибіркове подрібнення може бути використане для попередньої концентрації при м'якому стиранні дроблених до крупностi 1 - 5 мм марганцевих, фосфатних, бокситових, талькових руд, пов'язаних з більш міцними породами.
Є дослідження по вибірковому подрібненню руд, що містять золото, олов'яних і руд гірничо-хімічної сировини.
У промисловості застосовується сухе і мокре тонке грохочення. Недоліком мокрого грохочення на вiброгрохотах є видалення води в подрешiтний продукт на початку грохота. У цьому випадку збезводнений матеріал грудкується і погано класифікується.
Значний ефект дає грохочення тонких класів у водному середовищі на гiдрогрохотi з водяною подушкою (рис. 9.6).
Розділення здійснюється в потоці пульпи, в середині якого міститься нерухоме сито. Вивантаження підрешiтного продукту у пульпі створює ефект її підсмоктування і поліпшує виділення тонких класів. Використання жолоба, що звужується, дозволяє розділяти надрешiтний продукт за густиною.
Промислова модель - гідравлічний плоский вібраційний грохот ГПГ 0.75 (F = 0.75 м2) забезпечує виділення класу 0 - 0.4 мм з питомою продуктивністю 34 т/год.м2. Грохот розроблений інститутом Механобр.
Лекція № 10
Питання, що виносяться на лекцію: Промивка корисних копалин. Вiдтiрка корисних копалин. Декрипітацiя. Термохімічне руйнування.
3 Промивка корисних копалин
Промивка використовується при збагаченні розсипних родовищ рідких і благородних металів, руд чорних металів (Fe, Mn), фосфоритiв, каолінiв, будматеріалів (піску, щебеню), флюсів. Промивка корисних копалин є збагачувальною операцією. Вона застосовується або для попереднього, або остаточного збагачення.
Промивці звичайно зазнають корисні копалини з повторних (перевідкладених) родовищ. Особливість їх в тому, що цінний компонент або зцементований, або забруднений глиною (піщано-глинистою породою).
До глинистих відносяться породи, що містять біля 3 % часток менше за 5 мкм. Глини містять більше за 30 % цих часток. До глин відносяться монтмориллонiти, іллiти, каолинiти.
Основна властивість глин - розмокання (розкисання). На відміну від глин інші компоненти не поглинають воду і не розбухають. Гидронестійкість глин, тобто здатність розпускатися у воді на первинні частки, покладена в основу дезинтеграції перевідкладених корисних копалин.
Дезинтеграція глинистих порід (руйнування, диспергyвання) відбувається за рахунок механічного впливу робочих органів апаратів і води. При цьому тонкі частки переходять у воду, оголяючи нові поверхні, взаємодіючі з водою. Вода розчиняє клейкі плівки гелів, що цементують частинки мінералів.
Таким чином, основна властивість, що визначає ефективність процесу дезинтеграції, є міцність компонентів при руйнуванні у водному середовищі.
У залежності від крупностi міцного компонента для відділення його від глини використовують або грохочення, або класифікацію.
Процес, що об'єднує операції дезинтеграції, грохочення або класифікації називається промивкою.
Для руд, зцементованих глиною, дезинтеграція протікає без попереднього дроблення (титано-цирконiєві піски). Для руд, забруднених глиною (вапняк), перед дезинтеграцієюё здійснюється дроблення. Процес дезинтеграції, в основному, визначається властивостями глини.
Фізичні властивості глин. Промивна здатність
Розрізнюють дві групи властивостей:
Основною властивістю першої групи є пластичність - здатність змінювати форму під дією зовнішніх сил без розривів суцільності і зберігати залишкову деформацію після зняття сил.
Пластичність характеризується числом пластичності Р = Wв - Wн, %, де Wв - вогкість на верхній межі, коли глина переходить з пластичного в рідкий стан, %;
Wн - вогкість на нижній межі, коли глина втрачає пластичність, %.
Основними властивостями другої групи, що визначають гiдростiйкiсть, є розмокання та набухання.
Розмокання оцінюється часом повного руйнування зразка глини у воді tр при dm/dt = 0.
Питоме набухання (Н) характеризує зміну висоти зразка по відношенню до його первинного значення, в % (рис. 10.1).
Рисунок 10.1 - Схема набухання глини
Комплексною оцінкою процесу промивки є промивність - здатність руд промиватися водою до повного звільнення зерен між собою і від глини.
За промивністю руди поділяють на 4 категорії, які характеризуються числом пластичностi:
Промивальні (промивні) машини
Промивальні машини класифікуються на наступні типи:
1 Барабанні промивальні машини мають обертову ванну, дезинтеграція в якій протікає за рахунок взаємного тертя кускiв, а також їх тертя об робочу поверхню машини. Барабан обертається на опорних котках і має нахил у бік розвантаження.
У залежності від характеру робочої поверхні (перфорована, суцільна) виділяють:
На рисунках 10.2 приведені схеми бутари і скруббер-бутари.
а б
Рисунок 10.2 - Схеми бутари (а) і скруббер-бутари (б)
Бутари, що встановлюються на драгах, називаються дражними бочками. Вони мають довжину до 16 м і виконуються з декількох ставiв, що мають різний розмір отворів (від меншого до більшого у напрямку розвантаження).
2 Коритнi промивальні машини застосовують для середньо і важкопромивних матеріалів крупнiстю до 100 мм. Вони являють собою корито прямокутне в плані і овальне в розрізі (рис. 10.3). В середині корита встановлений один або два вали зі спірально закріпленими елементами (бичі, мечі, шаблі).
Рисунок 10.3 - Горизонтальна коритна промивальна машина
Рисунок 10.4 - Похила коритна промивальна машина
Диспергированi у процесі дезинтеграцiї частки глини виносяться потоком води, рухомим назустріч потоку матеріалу, що промивається.
3 Струминнi машини. Промивка здійснюється за допомогою високонапорних струменів води. До них відносяться гiдровашгерди, що застосовуються для промивки золотоносних пісків (рис. 10.5). Натиск води, що подається з монітора 400 кПа.
Рисунок 10.5 - Гiдровашгерд
4 Вібраційний промивальні машини диспергують глиністий матеріал за рахунок вібраційного впливу робочих органів на частки. Застосовуються для промивки грубозернистого матеріалу різної промивiстостi. Являють собою вiброгрохоти. Вібрації накладаються перпендикулярно рушенню матеріалу. Днище заповнюється водою. Міра дезинтеграції підвищується при збільшенні амплітуди і установці на грохот дезинтегруючих елементів.
5 Ультразвуковий дезинтегратор диспергує глину при впливі на неї ультразвукових хвиль. Застосовується для мінералів з дрібними включеннями корисних компонентів.
6 Промивні башти застосовуються для промивки бурозалiзнякових руд. Дезинтеграція здійснюється за рахунок розмокання глин. Промивні башти являють собою цилiндроконичну місткість діаметром 5 - 10м, загальною висотою до 20 м. Завантаження здійснюється зверху. Розвантаження проводиться з допомогою ерлiфта через сепаратор.
4 Вiдтирання корисних копалин
Вiдтирання застосовується при переробці скляних пісків, гірського кришталя, польових шпатiв, хромiтових концентратiв, при підготовці до флотацiї вугілля. При відтиранні відбувається інтенсивний знос поверхні часток, внаслідок чого видаляються плівки, які погіршують процес збагачення або якість мінералу.
Відтирання мінералів від забруднюючих плівок проводять механічним, ультразвуковим і комбінованими способами.
Механічним способом можна очищати тільки відкриту поверхню мінерала. Ультразвуковий спосіб відтирання дозволяє видаляти плівки з мiкротріщiн. Комбінація цих двох способів дозволяє досягати високої міри очищення. Інтенсифікація процесів відтирання може бути досягнута хімічним розчиненням плівок. Найбільш широко відтирання застосовується при збагаченні кварцу.
Вiдтирання може здійснюватися у флотацiйних машинах або у вiдтиральних машинах ОМ-1220/2.4, ОМ-1000/1, ОМ-600/0.28.
Для зниження микротвердості кварцу і лимонiту при вiдтиранні застосовують поверхово активні речовини (ПАР): хлористий натрій, кальциновану соду. На рисунку 10.6 приведена схема збагачення кварцового піску, де вiдтирання є основною збагачувальною операцією. Збагачення полягає в зниженні вмісту окислу заліза на поверхні зерен кварцу від 0.13 до 0.08 % (1-й сорт). Отримання кварцового піску вищого сорту вимагає застосування флотацiї, магнітної сепарації, хімічного збагачення. (Киштимський ГЗК).
Рисунок 10.6 - Схема збагачення кварцового піску
5 Декрипітацiя
Це вибіркове розкриття, засноване на здатності окремих мінералів руйнуватися по площинах спайностi при нагріванні і подальшому швидкому охолоджуванні або тільки при нагріванні. Причина цього явища - наявність газово-рідинних включень, низька теплопровідність окремих мінералів.
До мінералів, схильних до декрипiтації відносяться: барит, кальцит, кам'яна сіль, кiанiт, сiлiманiт, сподумен, флюорит, слюда. Температура нагріву цих мінералів знаходиться в межах 400 - 1100 оС і залежить від взаємопроростання. У результаті декрипiтації відбувається концентрація компонентів у вузьких класах.
Декрипiтацiя найбільш широко застосовується при переробці сподуменових (лiтiєвих) руд. У цих рудах цінний компонент представлений - сподуменом. При температурі 1100-1200 оС -сподумен переходить в -сподумен із зміною щільності від 3150 до 2400 кг/м3. При цьому він розсипається в порошок крупнiстю до 0.15 мм. Порода (кварц, польовий шпат, слюда) не змінюються. На рисунку 10.7 приведена схема переробки сподуменовой руди родовища Кет-Лейк (Канада).
Рисунок 10.7 - Схема переробки сподуменовой руди
Схема включає:
t =1100 оС;
Основні операції декрипiтацiйного руйнування: випалення, охолоджування, подрібнення.
Вибіркове термохiмiчне руйнування застосовують для руд, породна частина яких представлена карбонатами: кальцитом, магнезитом, сидеритом. Цінний компонент представлений термостiйкими мінералами пiрохлором, фторапатiтом і інш.
Збагачення з використанням виборкової зміни розмірів компонентів іде за схемою: термічне розкладання, гасіння у воді недопалу, класифікація, при якій в мінусовий продукт виводять гiдрооксиди кальцію, магнію або заліза.
Термічна дисоціація карбонатiв протікає за реакцією:
MeCO3 MeO + CO2
Процес супроводжується поглинанням тепла. Температура розкладання кальциту 900-910 оС, магнезиту - 670 оС, сидериту - 400 оС. Гасіння продукту випалення протікає за реакцією:
MeO + Н2О = Me(ОН)2 + Q
Гасіння супроводжується значним виділенням тепла. Частина води переходить в пару. Шматки недопалу розсипаються в крихку масу гідрооксиду металу, яка при перемішуванні переводиться в тонкодисперсний стан.
На процес термохiмiчного руйнування впливає: температура, час випалення, крупність початкового матеріалу.
При t = 1000 оС і часу випалення 2 години досягається переведення 90 % кальциту в тонкодисперсний стан з карбонатної руди, що містить пірохлор і апатит.
При t = 900 оС і часу випалення 2 години тільки 58 % кальциту переводиться в тонкодисперсну фракцію. Для досягнення 90 % цього показника потрібний час випалення 8 годин.
Лекція №11
Питання, що виносяться на лекцію: Руйнування стиснутим середовищем. Руйнування за допомогою електрогідравлічного ефекту. Зміна розмірів часток за допомогою термообробки. Зміна форми часток різної пластичності при дробленні і подрібненні
7 Руйнування стиснутим середовищем
Процес може бути використаний для подрібнення залізистих кварцитів Південного ГЗК, Качканарської титано-магнетитовой руди, азбестових руд, при вилученні смарагдів з вмісних порід.
Процес запропоновано в 1932 році. Суть процесу полягає в створенні надмірного тиску в кусках матеріалу, що руйнуються, витримці матеріалу під надмірним тиском і різкого скидання тиску. При цьому відбувається вибухове руйнування матеріалу.
При високому тиску газоподібна середа проникає по тріщинах в кусок. При різкому скиданні тиску газ розширяється і руйнує куски матеріалу за рахунок різниці тиску всередині куска і на його поверхні.
У 1934 році Тімрот (СРСР) запропонував використати пару як руйнуюче середовище. Експериментальна установка наведена на рисунку 11.1.
Рисунок 11.1 - Руйнування стиснутим середовищем. Установка Тімрота
При досягненні певної температури тиск пари в ампулі досягає максимального значення. При скиненні ампули на пластину 7 тиск на поверхні куска різко падає. Всередині куска тиск ще залишається високим. Різниця тиску і визначає процес вибухового руйнування куска.
Снайдер запропонував більш довершену установку для руйнування стиснутим середовищем (рис. 11.2)
Рисунок 11.2 - Схема установки Снайдера
Процес вибухового руйнування в установці Снайдера включає 4 стадії:
У перших двох стадіях забезпечується розміцнення матеріалу за рахунок попадання газу в тріщини. У подальших - руйнування за рахунок внутрішнього надмірного тиску газу і удару куска об відбійну плиту. Міра дроблення за одну стадію становить 1.5 - 3.
Процес руйнування за рахунок чистого скидання тиску пари знайшов промислове застосування для виколювання смарагдів з вміщаючих порід.
При подрібненні залізняку в установці Снайдера ефективність збагачення зростає на 2 - 4 %. Для мідних руд - на 1- 3 %. При обробці азбесту стиснутим середовищем також підвищується вилучення азбесту в концентрат.
Для підвищення продуктивності установки Снайдера (до 90 т/г) можлива організація циклічної роботи декількох (2-8) камер високого тиску. Крупність матеріалу до 50 мм.
8 Руйнування за допомогою електрогідравлічного ефекту
(ефект Л.А. Юткіна)
Спосіб ЕГЕ запропонований в 1950 році Л.А. Юткіним. Ефект руйнування заснований на високовольтному розряді в рідині. Застосовується при дробленні гірських порід, в металообробці, бурінні, в процесах хімічної технології і інших галузях промисловості.
При електричному розряді в рідині виділяють 3 основні стадії:
Стрімерна стадія триває від моменту подачі напруження на електроди до завершення пробою проміжку (декілька мкс).
З закінченням стрімерної стадії опір робочого проміжку різко падає, а струм в ньому різко зростає (на 3-4 порядки вище, ніж в стрімерній стадії) і досягає сотень кА. При цьому канал розряду яскраво світить, звідси назва стадія яскравого спалаху.
При значних потужностях джерела енергії розряд з стадії яскравого спалаху переходить в дуговий.
Руйнування при високовольтному розряді в рідині йде за рахунок:
Для дроблення гірських порід Юткін розробив електрогідравлічну дробарку (рис. 11.3).
Рисунок 11.3 - Схема електрогідравлічної дробарки
Дробарка показала високу селективність при дробленні кімберлітів (руд, що містять алмази) і шлаків металургійного виробництва. У першому випадку досягалося повне подрібнення вміщаючих порід без пошкодження алмазів.
Широке застосування дробарок цього типу обмежене високою витратою електроенергії, малим терміном служби енергоустаткування, підвищеної небезпекою при обслуговуванні дробарок.
9 Зміна розмірів часток за допомогою термообробки
Метод застосовується для переробки сірчаних руд з важкою збагачуваністю, коли флотацією не досягається високого вилучення сірки в концентрат і частина її втрачається зі зростками.
Для розкриття зростків їх піддають термообробці. Різна температура плавлення сірки і породи дозволяє відділити корисний компонент від вмісного мінерала (кальцита). Нагріву піддають пульпу, що містить 40-50 % твердого. Час нагріву біля 30 хвилин. Температура нагріву 120-135 оС. Виплавлена сірка утворює водну емульсію. При слабому перемішуванні частинки сіркі коалесціюють. Швидкість охолоджування пульпи 2 оС в хвилину. На рисунку 11.3 приведена комбінована схема переробки сірчаної руди за допомогою термообробки і флотації.
Рисунок 11.4 - Комбінована схема переробки тонковкрапленої сірчаної руди
10 Зміна форми часток руди різної пластичності при дробленні і подрібненні
Метод застосовується для переробки шлаків металургійного виробництва. Метали, що містяться в шлаках, при дробленні у валкових дробарках набувають плоску форму, оскільки володіють певною пластичністю. Відділення металу від мінеральних часток здійснюється на грохотах.
Подрібнення шлаків може здійснюватися в млинах. У цьому випадку для розділення застосовують тонке грохочення.
Література
Лекція № 12
IV Збагачення з використанням виборчого характеру фазових переходів компонентів корисної копалини (комбіновані методи збагачення і переробки корисних копалин)
Питання, що виносяться на лекцію: Загальні відомості. Бактерійна інтенсифікація процесів переводу твердої фази в розчин. Витягання міді із забалансових руд і відвалів. Купчасте вилуговуння. Витягання міді з розчинів після вилуговування
У традиційних методах збагачення компоненти, що розділяються знаходяться в твердому стані.
Обов'язковою умовою комбінованих методів є:
Можливі наступні поєднання фаз:
2.1 Рідкої і твердої;
2.2 Твердої і газоподібної;
2.3 Рідкої і газоподібної.
У практиці широко застосовуються процеси з використанням рідкої і твердої фаз, так як потрібна менша витрата енергії і легше їх розділяти. Загальна схема комбінованих методів збагачення корисних копалин включає наступні операції:
У цей час комбіновані методи збагачення використовуються при переробці окислених руд, промпродуктів, які мають трудну збагачуваність, руд в старих відвалах, при доведенні концентратів, переробці легкорозчинних руд.
Широке застосування цих методів стримується низькими швидкостями фазових переходів.
Основною операцією комбінованих методів збагачення є перевод компонентів в рухливий фазовий стан: рідкий (розчин, розплав), газоподібний, пульпоподібний.
Перевод твердої фази в розчин є найбільш характерним методом забезпечення рухливості компонента.
Розрізнюють фізичне і хімічне розчинення. У першому випадку компонент не міняє склад (KCl, NaCl), у другому - міняє. При цьому розчинниками можуть бути кислоти, луги.
Хімічне розчинення відбувається внаслідок обмінних реакцій, окислювально-відновних і реакцій комплексоутворення.
Перевод твердої фази в розплав здійснюється за рахунок термічного впливу на корисну копалину шляхом підведення до нього теплоносіїв (гаряча вода, пара, газ) або ж його окислення з виділенням тепла (горіння).
Перевод твердого компонента в газ. У газоподібній формі відділення корисного компонента значно полегшується. Однак перевод компонента в газоподібний стан вимагає додаткових витрат. Процес застосовується при підземному спаленні сірки, газифікації вугілля і сланців.
При підземному спаленні сірки утвориться сірчастий ангідрид (SO2), необхідний для виробництва сірчаної кислоти. Технологія газифікації сірки складається в розігріванні частини пласта до температури плавлення і випаровування. Пара змішується з окислювачем і прогрівається до температури запалення сірки (465 оС). Температуру регулюють швидкістю підведення окислювача, так щоб вона не перевищувала 700 оС (температура розкладання вміщаючих вапнякових порід).
Підземна газифікація вугілля служить для перетворення вугілля в горючі гази, що використовуються для енергетичних цілей. Підземна газифікація проводиться в частині пласта, який називається підземний газогенератор. Основний елемент газогенератора - канал газифікації, що включає наступні зони: розігрівання, горіння, коксування, сушки. Розрізнюють 3 основних фази газифікації вугілля:
Бактерійна інтенсифікація процесів переводу твердої фази в розчин (витягання міді із забалансових руд і відвалів)
Сучасні гідрометалургійні методи, зокрема, хімічне, бактерійно-хімічне, купчасте, підземне і чанове вилуговування дозволяють переробляти з високим економічним ефектом бідні забалансові руди, а в ряді випадків і хвости мідних збагачувальних фабрик. До бідних забалансових відносяться руди, що містять 0.3-0.5 %, а іноді 0.1-0.15 % міді. Суть гідрометалургійного методу полягає в наступному:
Застосування мікроорганізмів - тіонових бактерій «тіобацілус феррооксіданс» (Thiobacillus ferrooxidans) і «тіобацiлус тіооксіданс» (Thiobacillus thiooxidans) збільшує швидкість окислення сульфідів в певних умовах в десятки, сотні і навіть тисячі разів.
Бактерії, адсорбуючись на поверхні сульфіду, сприяють утворенню окислу сірнокислого заліза Fe2(SO4)3 - найсильнішого окислювача сульфідів. Процес вилуговування можна представити в наступному вигляді:
Th. fer.
4 FeSO4 + 2 H2SO4 + O2 2 Fe2(SO4)3 + 2H2O
3. Fe2(SO4)3 + MeS MeSO4 + 2 FeSO4 + So
4. Сірку, що утворюється, мікроорганізми окисляють до сірчаної кислоти
Th.thio
So +H2O +3/2 O2 H2SO4
Мідні сульфідні руди під дією Fe2(SO4)3 розчиняються з отриманням в розчині CuSO4 по наступній реакції:
2CuS + 2 Fe2(SO4)3 + 2 H2O +3O2 2CuSO4 + 4FeSO4 + H2SO4
Розчини, що містять мідь прямують на цементацію залізом з отриманням цементної міді:
CuSO4 + Fe Cu + FeSO4
Цементні розчини після регенерації за допомогою бактерій знов подаються на вилуговування.
FeSO4 + бактерії (Thiobacillus ferrooxidans) Fe2(SO4)3
Схематично процес вилуговування представлений на рисунку 12.1
Рисунок 12.1 - Схема вилуговування мідних руд
Купчасте вилуговування
Купчастому вилуговуванню звичайно піддають бідні забалансові руди або старі відвали, що утворилися внаслідок складування забалансової руди, що добувалася з кар'єрів або підземних шахт. Бажано, щоб основа відвала або купи була щільною. На підготовлений майданчик в перші шари укладаються більш великі куски руди (200 - 300 мм) для кращої аерації купи. Вся купа закладається більш дрібним дробленим матеріалом.
На поверхні відвала бульдозером роблять канави глибиною до 0.5 - 1.2 м, через які купа зрошується бактерійними розчинами, що містять 105 - 106 кліток бактерій в одному мл. Туди ж додають сірнокисле окісне залізо і сірчану кислоту для підтримки рН 1.9 - 2.5.
Навколо купи роблять канави, куди стікає розчин, який містить мідь, що пройшов через відвал. З канави розчин насосом подається в басейн з відстійником для осадження глини і шламів, після чого він поступає на цементаційну установку для витягання міді. Цементна мідь прямує на міделиварний завод.
Купи зрошують з інтервалом 7 - 15 днів. Для кращої аерації і окислення сульфідів у відвалах пробурюються отвори, куди вставляються перфоровані труби діаметром 100 мм.
Відроблення купи при бактерійно-хімічному методі вилуговування становить 4 - 5 років. Цементна мідь містить 70 - 80 % міді. Витягання міді з розчину становить 95 - 99 %.
Собівартість міді в 2 - 5 раз нижче в порівнянні з міддю, що отримується по традиційній технології. Схема купчастого вилуговування приведена на малюнку 12.2.
Рисунок 12.2 - Схема купчастого вилуговування
Схема містить наступні елементи: 1 - відвал; 2 - дренажна канава;
Головний ставок глибиною до 2 метрів, об'ємом 5 тис. м3 має запас розчину на 2 доби. Розчин після вилуговування прямує в ставок-відстійник, а після відстоювання на цементацію. Витрата залізного скрапа становить 1.3 - 1.5 кг на 1 кг цементній міді. Тривалість контакту розчину зі скрапом 5 - 6 хвилин. Витягання міді з розчину при цементації становить 95 % і більш. Розчин після вилуговування містить біля 1.5 г/л міді, а після цементації - 0.02 г/л міді, 3 - 4 г/л двовалентного заліза.
Витягання міді з розчинів після вилуговування
Розчини, отримані після купчастого або підземного вилуговування забалансових руд і відвалів містять незначну кількість міді (0.3 - 3 г/л). Витягання міді з розчинів можливе: цементацією, сорбцієй, електролітичним осадженням.
З перерахованих методів економічно виправдане витягання міді з розчинів цементацією залізом. Для цементації використовують залізний лом, консервну жерсть, обрізання жерсті.
Цементація може здійснюватися в:
1 цементаційних жолобах;
2 барабанних цементаторах;
3 цементаційних ваннах;
4 цементаційних чанах;
5 конусних цементаторах.
Лекція № 13
Технологія купчастого вилуговування золота
Купчасте вилуговування золота застосовується при розробці невеликих родовищ, переробці старих відвалів, бідних забалансових руд. Вилуговування ведеться ціанистими розчинами. У руді не повинно бути надлишку тонких фракцій, а також глини, перешкоджаючих просоченню розчину. Оптимальною вважається крупність руди до 5 мм.
Вміст золота в початковій руді 0.5 - 10 г/т. Куча повинна бути відносно невеликої місткості - біля 10000 т руди. Основа купи повинна бути заасфальтована або покрита полімерною плівкою.
Технологія вилуговування золота включає наступні операції:
Ціанисті розчини готують змішуючи воду з NaCN (0.5 - 1 г/л). рН підтримують 10 - 10.5, регулюючи подачею вапна. Тривалість вилуговування становить 30 - 80 діб. Промивають руду 10 - 20 діб. Витягання золота становить 60 - 80 %. Процес використовується в США, Канаді, Африці і інших країнах.
Купчасте вилуговування уранових руд (U3O8)
Процес застосовується з 1963 року у Франції, Іспанії, Мексіці. До кондиційних відносяться руди, що містять 0.02 % урану. До бідних відносяться руди із вмістом урану від 0.02 до 0.01 %. Маса купи коливається від 1000 до 16000 т. Крупність матеріалу 0 - 120 (400) мм. Вилуговування проводять сірчаною кислотою при рН 1.6. Основа майданчика і резервуари виконані з полівініла. Вилуговування триває 7 - 9 місяців. Витрата кислоти 10.5 - 12.5 кг/т і більш. Витягання урану становить 68 - 80 %.
У Іспанії ведуть роздільне вилуговування багатої (0.07 % U3O8) і бідної (0.07 - 0.02 % U3O8) руд. Обробку ведуть розчином, що містить 28 г/л сірчаної кислоти H2SO4. Уранові розчини екстрагують аніліном 336.
У Мексіці багаті уранові руди (0.28 % U3O8) крупністю до 38 мм вилуговують 45 діб і досягають витягання 80 - 85 %. Витрата H2SO4 становить 25 кг/т. Вміст U3O8 в продуктивному розчині 7 г/л.
Чанове вилуговування застосовується для окислених мідних руд, уранових, руд, що містять золото. Відмінності чанового вилуговування від купчастого:
Розрізнюють два вида чанового вилуговування:
Чанове вилуговування відрізняється від купчастого відсутністю аерації руди повітрям.
За способом подачі розчинника і руди, що вилуговується, виділяють: прямоточний, протиточний і полупротиточний способи вилуговування.
Для чанового вилуговування застосовують чани місткістю 5 - 10 тис. тонн. Довжина чана 50 м, ширина 30 - 33 м і глибина 5.5 м. Виготовляють чани з бетону. Внутрішню поверхню покривають асфальтом, смолою, полімерним матеріалом з метою захисту від кислоти.
Чани невеликих розмірів виготовляють з дерева і покривають кислотостійким матеріалом.
На відстані 100 - 200 мм від днища чана споруджують помилкове дно (грати). Через простір, що утворився відводять розчин. Грати покривають захисною тканиною, кусковою рудою. Повний цикл (завантаження, вилуговування, промивка, вивантаження) становлять 8 - 13 діб.
Перколяційний процес вилуговування в чанах без перемішування застосовується в основному для мідних окислених руд. Продуктивний розчин містить 10 - 26 г/л міді. Мідь виділяється електролізом. Витрата кислоти 10 - 55 кг/т руди. Витягання міді досягає 75 - 90 %.
Чановий процес з перемішуванням здійснюється в апаратах 2-х типів:
Інтенсивність розчинення руди в чанах з перемішуванням вище, ніж в перколяторах. Схеми чанів з перемішуючим пристроєм приведені на рисунку 13.1
Рисунок 13.1 - Схема чанів з перемішуючим пристроєм вертикального (а), горизонтального типу (б), пневматичного (в) типів:
1 - футерований корпус; 2 - мішалка (шнек), 3 - перфорована труба; 4 -збезводнюючий елеватор
У чанах з вертикальним перемішуючим пристроєм (а) гвинт підіймає пульпу в середній частині, по периферії спостерігаються низхідні потоки. Відбувається активне контактування часток з розчином. Чан служить тільки для вилуговування. Розділення твердої і рідкої фаз, відмивання твердої фази проводиться в інших апаратах.
Чан з горизонтальним перемішуючим пристроєм (б) (шнековий розчинник) обладнаний элеватором для виведення руди після вилуговування. Шнек виконує дві функції: перемішує пульпу і транспортує руду до розвантаження. Розчин для вилуговування можна подавати як прямоточним, так і протиточним способом.
Чан з перемішуванням стислим повітрям (в) (пачук) має циліндричну форму з ерліфтом по центру. Пульпа в трубі аерирується і підіймається вгору. За межами труби вона опускається. Відбувається перемішування пульпи.
Чановий процес широко застосовується при збагаченні сильвінітових руд (в шнекових розчинниках).
У пачуках вилуговують переважно тонкодисперсні продукти (колективні концентрати, подрібнену уранову руду, руди, що містять золото). Ефективність підвищується при використанні бактерій.
Як приклад на рисунку приведена схема (США) для селективного витягання міді з молібденових концентратів.
Рисунок 13.2 - Схема вилуговування міді з молібденового концентрату
Лекція № 14
Технологія автоклавного вилуговування
Загальні відомості
Процес проводять під тиском і при перемішуванні гострою парою в закритій судині - автоклаві. Автоклавным вилуговуванням переробляють боксити з метою отримання глинозему, а також вольфрамові руди з отриманням вольфрамата натрію. Достоїнства процесу:
Автоклавне вилуговування протікає за рахунок простого обміну іонами реагуючих компонентів.
Технологія автоклавного вилуговування при отриманні глинозему
Отримання алюмінію включає дві основні стадії:
Глинозем отримують методом сплавлення або автоклавного вилуговування за способом Байера.
Алюміній в природі зустрічається тільки в пов'язаному стані в формі власне алюмінієвих мінералів і силікатних порід. Характеристика основних мінералів алюмінію, що використовуються в автоклавном процесі, приведена в таблиці 14.1.
Таблиця 14.1 - Характеристика основних мінералів алюмінію
|
Наймен. мінерала |
Хим. формула |
Вміст Al2O3, % |
|
Корунд |
Al2O3 |
100 |
|
Діаспор, беміт |
Al2O3H2O |
85 |
|
Гідраргіліт |
Al2O33H2O |
64.5 |
|
Каолініт |
Al4Si4O10(OH) 8 |
39.5 |
|
Алуніт |
KAl3(SiO42 (OH)6 |
37 -39 |
|
Нефелін |
KNa3 Al Si4O44 |
32 -36 |
Переробці, як правило, зазнають боксити, що містять, в основному, діаспор, беміт, гідраргіліт.
Якість бокситів визначається ваговим співвідношенням окислу алюмінію до двоокису кремнію, яке називається кремнієвий модуль (Si).
Al2O3/ SiO2 = Si. Чим вище модуль (менше кремнію), тим краще йде процес. Звичайно модуль знаходиться в межах від 22.5 до 5.6.
Вилуговування бокситів ведуть лужними розчинами. Процес Байєра представляє замкнений цикл, суть якого визначається оборотною хімічною реакцією: Al2O3nH2O + 2 NaOH 2NaAlO2 + (n + 1) H2O
У автоклавах при температурі t = 130 - 240 оС реакція протікає праворуч, при цьому відбувається вилуговування. Їдкий натр розчиняє глинозем бокситу, утворюються алюмінат натрію і вода. Потім розчин розбавляють оборотною промивною водою, відділяють і промивають осадок, що не розчинився. Освітлений розчин охолоджують. При цьому реакція протікає в зворотну сторону, тобто утворюються гідрат глинозему і їдкий натр. Процес називається викручування або декомпозиція. Продукти розділяють в згущувачах і на фільтрах. Розбавлений розчин їдкого натра має низьку концентрацію. Його випаровують і направляють на вилуговування. Цикл замикається.
Для остаточного доведення глинозему його піддають розжарюванню (кальцинації) при температурі 1200 оС. При підвищенні температури спочатку видаляється зовнішня волога, потім при 250 оС гиббсит втрачає 2 молекули зв'язаної вологи і переходить в беміт. При температурі 500 - 550 оС беміт перетворюється в безводний - Al2O3, при температурі 850 - 1200 оС відбувається перетворення - Al2O3 в практично негігроскопічний - Al2O3.
На рисунку 14.1 приведена спрощена схема отримання глинозему за способом Байєра.
Рисунок 14.1 - Спрощена схема отримання глинозему способом Байєра
Основним обладнанням в технологічних схемах отримання глинозему є автоклави (рис. 14.2), які встановлюються батареями по 8 - 10 штук в кожній.
Технологія автоклавного вилуговування вольфраму
Промислові мінерали вольфраму:
Основні типи вольфрамових родовищ - вольфраміт - кварцові жили і скарнові шеєлітові родовища. Вміст вольфраму в рудах від десятих часток до 1.5 %. Складність складу і невисокий вміст утрудняють отримання кондиційних концентратів з високим витяганням. Застосування автоклавного вилуговування дозволяє підвищити ефективність процесу. Цей процес уперше розроблений в СРСР Масленицьким і Сирокомським.
Перевод вольфраму з концентрату в розчин здійснюється в результаті взаємодії розчину соди з вольфраматом кальцію CaWO4 (шеєлітом) при температурі 170 - 250 оС.
CaWO4 + Na2CO3 Na2WO4 + Ca CO3
розчин
На рисунку 14.3 приведена схема автоклавного вилуговування вольфрамових продуктів.
Рисунок 14.3 - Схема вилуговування вольфрамових продуктів
Лекція № 15
Геотехнологічні методи здобичі і переробки корисних копалин
Геотехнологічні методи базуються на переходах твердої корисної копалини в рухомий стан безпосередньо на місці залягання за допомогою хімічних, фізичних, теплових, гідродинамічних процесів.
Головні особливості геотехнологічних методів:
Для отримання солей використовують природні і штучно отримані розсоли. Штучні розсоли отримують шляхом розчинення кам'яної солі після здобичі або розчиненням через свердловини.
Сировиною для отримання розсолів служать: хлориди, сульфати і хлоридосульфати.
По концентрації розсолів (г/л) виділяють наступні:
Основним мінералом в кам'яній солі є галіт. Домішки - ангідрит, полігаліт, глина, мул і інші. Калійні солі (сильвініти) як головні мінерали містять галіт, сильвін і нерозчинні домішки.
Форма залягання солей може бути пластообразной, куполо- і штокообразной, лінзообразной.
Проходка свердловин включає буріння до продуктивної товщі, установку труб для подачі робочого агента, нерозчинника і відведення корисного компонента. Діаметр свердловин 93 - 112 мм.
Розрізнюють некероване і кероване розчинення солей. Некероване розчинення здійснюється прямоточним і протиточним способами (рис. 15.1 а, б).
Рисунок 15.1 - Схеми розчинення солей: а - прямоточний метод;
б - протиточний метод
Прямоточний метод має наступні недоліки:
Достоїнством методу є швидка підготовка свердловини (1 місяць).
Протиточний метод розчинення дозволяє витягувати до 10 % корисної копалини. Термін служби свердловини 10 років. Протиточний метод володіє недоліками прямоточного, крім того, з'являється небезпека закупорки шламами розсоловидачної труби.
До керованих способів розчинення відноситься гідровруб, запропонований Тремпом (США) в 1936 році.
Гідровруб - це виробка в нижній частині пласта, утворена одночасною подачею нерозчинника (повітря) і води (рис. 15.2 а). Повітря концентрується у стелини, не даючи їй розчинитися. З допомогою гідровруба утворюється камера діаметром около100 м і висотою 1 - 1.5 м. Експлуатація камери ведеться при випущеному нерозчиннику. Розчинення йде дуже інтенсивно, оскільки свіжа вода контактує з великою поверхнею стелини. Гідровруб дозволяє витягувати до 15 % солі.
Вода поступає по міжтрубному простору. Башмак водопостачальної труби підіймається від грунту пласта на 1.5 - 2 м. Забір розсолу ведеться на висоті 0.3 - 0.5 м від грунту пласта.
Рисунок 15.2 - Схема розчинення солей: а - гідровруб; б - суцільна розробка
Підвищення витягання досягається при суцільній розробці за допомогою двох свердловин. Через одну йде закачка води, через іншу - видача розсолу (рис. 15.2 б).
Вартість розсолів на розсолопромислі в 3 рази нижче за вартість розсолів, що отримуються при шахтному способі здобичі.
Здобич і переробка корисних копалин підземним вилуговуванням
Промислове вилуговування мідних руд ведеться з 1924 року в Мексіці. У цей час цей метод отримує розвиток в зв'язку із зменшенням запасів руд. Перспективними об'єктами для підземного вилуговування вважаються окислені руди; забалансові дільниці відпрацьованих родовищ; бідні, глибоко залягаючі родовища.У залежності від проникності руд застосовують систему подачі розчинника під тиском (рис. 15.3) або без тиску (перколяція).
Рисунок 15.3 - Схема розкриття родовища з нагнітальними свердловинами і дренажной виробкою
Первинне заповнення пласта розчинником проводиться одним із засобів:
У СНД (СССР) перша дослідно-промислова установка підземного бактерійно-хімічного вилуговування пущена в 1964 році на Дегтярськом руднику. Вартість міді, отриманої підземним вилуговуванням, в 3-4 рази нижче за вартість при традиційній здобичі і переробці.
При підземній газифікації йде процес термохімічного перетворення вугілля в горючі гази. При цьому на поверхню видаються феноли, бензоли, пірідіни, жирні кислоти, сірка і т. д. Прі підземній газифікації отримують в 1.5 - 3 рази більше аміаку, в 1.5 - 10 раз більше пірідінових основ, ніж при коксуванні в коксових батареях.
Процес газифікації ведеться в підземних газогенераторах. Для горіння вугілля подають повітря або його суміш, збагачену киснем (рис. 15.4)
Рисунок 15.4 - Схема газогенератора (для похилих пластів)
Газ, що отримується очищають від пилу в циклонах. Охолоджування газу ведуть в скруберах, потім його очищають в електрофільтрах, після чого направляють в скрубери сіркоочистки, де витягують сірководень. Аналогічно газифікують горючі сланці.
У основу методу встановлена відмінність в температурі плавлення сірки і вміщаючих порід. Сірка плавиться при температурі 119 оС, щільність її 1.8 т/м3. Розігрівання ведеться теплоносієм (гарячою водою). Подача води і видача сірки ведеться за допомогою сірковидобувної свердловини (рис. 15.5).
Рисунок 15.5 - Підземна виплавка сірки
Свердловина обсаджується обсадной трубою 1 до сірчаного пласта. Затрубний простір ретельно цементують. У свердловину опускають став із 3 труб: для подачі гарячої води 2, сірки 3 і повітря 4. Вода через перфорацію в трубі 2 поступає в пласт 9, розплавляє сірку, яка стікає в нижню частину пласта 6. Через перфорацію сірка поступає в нижню частину труби 2, відгородену пакером 5. Под дією пластового тиску розплавлена сірка поступає в трубу 3 і при подачі повітря ерліфтом подається на поверхню.
Необхідною умовою для процесу є низька водопроникність надстилаючих і підстилаючих порід.
Спосіб запропонований в 1936 році М.П. Тупіциним. При свердловинній гідроздобичі використовують перехід руди в рухомий пульпоподібний стан. Спосіб заснований на руйнуванні руди гідромонітором і подальшої видачі пульпи насосом.
Конструкція свердловини для гідроздобичі показана на рисунку 15.6. Свердловину проходять через надстилаючі породи 1, поклад 6 і закінчують в підстилаючих породах 7, де формують воронку для збору зруйнованої руди.
У свердловину опускають став з трьох концентрично розташованих труб: для подачі води 2 і установці на ній гідромонітора 5, для подачі повітря 3, для підйому на поверхню пульпи 4.
Малюнок 15.6 - Схема свердловинної гідроздобичі корисних копалин
Література
Регенерація
Цементація
Фільтрування
Мо к-т
Розчин
Мідь цементна
Розчин
2
1
4
б
руда після вилуговування
Продуктивний розчин
Розчинник
Руда
2
а
Пульпа
Руда
Розчинник
Пульпа
Руда
Растворитель
1
1
3
в
Повітря
Пульпа
Руда
Розчинник
9
8
7
6
4
3
2
1
Вода
H2SO4
5
CuSO4
Fe2+ Fe3+
Thiobacil. ferrooxid.
CuSO4 + Fe
Cu + FeSO4
Мідні руди
Бактеріі
концентрат
Хвости
Сірка
Хв.
Дроблення
Подрібнення
Класифікація
+
-
Термообробка 120-135оС
Грохочення d = 0.8
+
-
Осн. флотація
Перечистка
Згущення
Згущення
Злив
Плавка
Фільтр. розплаву
Фільтрування
В оборот
Вихідна руда
Вода
Вихідний матеріал
Дроблений матеріал
4
3
2
1
4- завантажувальний пристрій;
3- розвантажувальний пристрій;
2- решітка-електрод;
1- електрод;
5- відбійна плита;
4- трубопровід;
3- камера руйнування;
2- швидкодіючий клапан;
5
4
3
2
1
камера;
До вакуум -насоса
Газ
Завантаження матеріалу
Розвантаження матеріалу
7– пластина;
6
1
1 – нитка;
6– мішок;
5– термометр;
4– електропіч;
3 – кусок;
2 – скляна ампула;
5– пластина;
4– мешок;
3 – термометр;
2 – электропечь;
1 – ампула с материалом и водой;
4
5
3
2
7
Тверде
Тверде
Газ
0 – 0.2
Лiтiєвий
концентрат
+ 0.2
Хвости
Грохочення
Подрiбнення
Охолодженняие
У відвал
Випал
0.2 - 19
0 – 0.2
Грохочення d = 0.2
+ 19
Грохочення d = 19
Дроблення
Вих. руда
0 - 19
Хвости
0-2
+ 2
К-т
Fe2O3 0.08
Зневоднення
+ 0.063
Злив
- 0.063
NaCl
1 кг/т
Пiсок
+ 0.063
Злив
- 0.063
Дезинтеграцiя i грохочення
Пiсок
Fe2O3 = 0.13
Знешламлювання
У.З. вiдтирання
Згущення
Вода
5– піддон;
4– борта;
3 – грохот;
2 – вихiдний матерiал;
1 – монiтор;
5
4
3
2
Галя
Пульпа
1
4 –рiвень пульпи;
4
3 – вал;
2 – лопасті;
1 – корито;
3
2
1
Вода
Вихiдний матерiал
Злив
Мита руда
7-12о
4 – ківшовий элеватор;
3 – вал;
2 – лопаті;
1 – корпус;
3
4
2
1
Вода
Мита руда
Шлам
Вихiдна руда
Мита руда
Шлам
Мита руда
Вода
Вихiдна руда
Шлам
Вода
Вихiдна руда
H = 100 (h1- ho)/ ho= 100 h/ ho, %, де h1 i ho – кiнцева и початкова висота зразка
h
h1
ho
Рисунок 9.6 - Гiдрогрохот
3 - сито
2 – розподiлова пластина;
2 – распределительная пластина;
1 - звужуючийся жолоб;
підрешiт.
надрешiт.
3
2
1
На подрiбнення
К – т = 66.4
= 55.9
+ 0.1
0 – 0.1
II тонке грохочення
+ 0.1
0 – 0.1
= 66.4
I тонке грохочення
розмагнiчування
Хвости = 8.5
= 61.2
Перечищення
Магнітна сепарація
= 50.7
8 – бункер породи;
7 – бункер вугiлля;
6 – конвейєр породи;
5 – конвеєр вугiлля;
4 – грохот–дробарка ДБ - 28;
3 – колосниковий грохот;
2 – вiброживильник;
1 – прийомний бункер;
8
7
6
5
4
3
2
1
Розгрузка скипів
порода
вугілля
Вих. вугілля
7 - лопаті
6 - патрубок живлення;
4- 5 - шестернi привода;
3- корпус;
2- опорні котки;
1- барабанний грохот;
к-т
порода
к-т
7
5
4
3
2
2
1
6
9–патрубок виходу вiтрену
9
8– повiтряний патрубок;
8
7– грохот;
6– патрубок барабана;
5 – диск розкидувача;
4 – герметичний корпус;
3 – конiчнi сита;
2 – ротор з молотками;
1 – барабан;
Вихiдне вугiлля
7
6
5
4
3
2
1
дрiбнозернистий продукт (вiтрен, кларен)
дюрен
Тонкозернистий продукт (фюзен)
повiтря
4 – збiрник концентрату;
3 – молотки;
2 – вал;
1 – конічний грохот;
Концентрат
Порода
4
3
2
1
г
в
Рисунок 8.9 – Термоадгезiйний сепаратор ЄГІ
5 - щiтка
4 – барабан;
3 – вертикальна проходна муфiльна пiч;
2 – вiброживильник;
1 – бункер;
5
4
3
Концентрат
Хвости
2
1
Рисунок 8.8 - Схема термоадгезiйного сепаратора
6
5
4
3
2
1
Конц-т
Хвости
0-6 мм вiдсiв
Плоскi частки
Округлi частки
2 1
2 - кiльце
1 – диск;
2
1
2
1
7 – розвантажувальний пристрiй
6 – вентилятор;
5 – вентиляційний канал;
4 – розвантажувальна щiлина;
3 – вiдбивний виступ;
2 - перфорований майданчик;
1 - розгінний майданчик;
7
6
5
4
3
2
1
Вих. мат-л
Хвости
К-т
Рисунок 8.5 – поличний сепаратор
3- прийомнi бункера продуктiв;
2- трамплiн;
1- похила полка;
EMBED PBrush
Порода у вiдвал
Забійний сирець
слюда
Ручне сорт-ня по формi
дрiбязок
к-т
пп
Механiчне сорт-ня по формi
Вих. руда
Порода у вiдвал
Слюда (забійний сирець)
Вих. руда
Ручне сорт- ня по формi
Дроблення
б
а
Рисунок 8.3 - а- дахоподібдний грохот; б- дахоподібдний грохот з вертикальними перегородками
dc
h
hmax
7- бункер концентрату;
6- бункер хвостiв;
5- похила площина; плоскость;
4- зубчастий барабан;
3- стабiлiзатор;
2- вiброживильник;
1- бункер;
Хвости
Тальковий концентрат
7
6
5
4
3
2
1
- глина
- вапняк;
4- барабан;
3- стабiлiзатор траєкторії;
2- живильник;
1- бункер;
Хвости (глина)
Мiцний щебінь
4
3
2
1
а
Вих. м-л
Порода (змiйовик)
К-т (азбест)
Вих. м-л
Гранiт
Слюда
- порода
- вугiлля
3- щiлина;
2- вiдбивач;
1- наклонна площина;
3
2
1
Вих. вугiлля
Порода
К-т
Порода (змiйовик)
А
Б
В
Промпрод.I
Промпрод.II
К-т (азбест)
- Концентрат
- Промпродукт
- Порода
Вих. руда
Qt= Qsin, Qn= Qcos.
Qt
Qn
Q
Cилу ваги частинки Q можно розкласти на двi складовi: Qt- повздовжню (скочуючу) і Qn- нормальну.
Вихiдний м-л
Рисунок 7.3 – Технологiчна схема збагачення гравiя на кар`єрі «Сойо» США
Збаг-й гравiй
Вiдходи
Збагачення
Збагачення
- Збагач. гравiй
- Промпродукт
відх. пп к-т
1
2
2
3
1
2
3
4
- Вiдходи
Рисунок 7.1 – Траєкторія руху частки
u1, u2 - скорость падіння i пiдйома частки;
1 – бункер;
5
4
3
2
1
2 – вiброживильник;
3 – джерело випромiнювання;
4 – приймач випромiнювання;
5 – конвейєр;
К-т
Вiдходи
fа = 0.86
fз = 0.30
fа ,,fз – коефiцiєнти тертя азбеста і змійовика
- змійовик
- азбест
Вих. руда
1
2
3
4
1- бункер;
2- вiброживильник;
3- плита;
4- прийомні бункера;
- глина;
- щебiнь;
Концентрат
Вiдходи
г
в
Вихiдне вугiлля
Порода
1
2
3
4
1- конічний грохот;
2- вал;
3- молотки;
4- збірник концентрату
Концентрат
h1, h2 - высота падіння i пiдйома частки;
Ф- частина випромiнювання, яка розсiяна гiрською породой;
Фп -, частина випромiнювання, яка пройшла у гiрську породу;
Фr - частина випромiнювання, яка вiдобразилась від поверхнi куска;
Фо – вихiдне випромiнювання ;
Фп
Фt Фt
Ф
Ф
Фr
Фо
Ф -, частина випромiнювання, яка поглинена гирською породой;
Фt - частина випромiнювання, яка пройшла через гiрську породу.
1
2
3
2
4
2
5
6
7
хвосты
матерiал
хвости
конц-т
3
3
3
1
3
1
1
2
2
2
2
Фо
Фо
Фо
Фр
Фt
Фr
Ф
u2
хвости
концентрат
концентрат
хвости
концентрат
хвости
концентрат
хвости
хвости
концентрат
u1
Відмінність у відбивнiй
здатностi
Відмінність у формi зeрен
Відмінність у крупностi частинок
Комбiнацiя способiв
1-1.5 м
1-1.5 м
1-1.5 м
EMBED PBrush
1. Бункер
2. Вiброживильник
3. Барабан з чарунками
4. Зона визначення сорту грудки
5. Зона видiлення грудок
5. Зона видiлення кускiв
1
2
3
4
5
хвости
концентрат
1. Бункер
2. Вiброживильник
3. Конвеєр
4. Зона визначення сорту
1
2
3
4
5
6
7
Вода
Шламова вода
Хвости
Концентрат
1
2
3
а
б
в
г
1
2
3
4
5
7
6
випромінювання;
2- контейнер джерела;
3- кришка контейнера;
4- грудка;
5- стрiчка конвеєра;
6- приймач
випромінювання;
7- екран
Рисунок 5.5 – Визначення сорту грудки (шматка) за коефiцiєнтом поглинання
1
3
4
5
1
3
5
4
6
3
2
а
б
1
2
3
1 – стрічка конвеєра;
2 – приймач випромiнювання;
3 – грудка (шматок)
Підсилювач
Формуючий каскад
Вимiрювач
швидкості
рахунку
Лiнiя затримання
Пороговий каскад
Блок живлення
До виконавчого механiзму
4
Концентрат
Вiдходи
Вiдходи
Вiд ЛУ
Вiд ЛУ
1
2
3
1
3
2
3
Стиснуте повiтря
а
б
h2
Грохотiння d = 25
Порода у вiдвал
Некондицiйна руда на склад
Рядова руда
Багата
руда
0-250
0-25
25-250
Грохотiння d = 80;50
80-250
50-80
25-50
Радiометричне сортування
Концентрат на переробку
1
2
3
4
5
6
1- бункер;
2- лотковий живильник;
3- фотопомножувач;
4- рентгенiвська трубка;
5- воронка вiдсiкача;
6- електромагнiт
Руда 0-250 мм = 53.25
Грохотiння d=100; 50
Грохотiння d =25; 8
100-250
50-100
0-50
25-50
8-25
0-8
Гамма – абсорбцiйне сортування
Гамма – абсорбцiйне сортування
Грудкова руда =25.2 = 49.6
Аґлоруда
= 66 = 55.13
Мартенiвська руда =1.3, = 61.2
Хвости
= 5.5
= 29.9
0-10
Руда
0-300
Грохотiння
75-100
50-75
35-50
10-35
Грохотiння d = 5
100
5-25
0-5
I Конц-т
II Конц-т
h1
Молібден. к-т
Бактеріальне вилуговування міди
Алюмінат натрію
упарювання
Гідроокис алюмінію
Розкладання розчину і відділення гідроокісі
Розбавлення і відділення шлама
Вилуговування
Красний шлам у відвал
Розжарювання (кальцинація)
Маточний розчин
Боксит 0 – 0.061 мм
Розвантаження
Завантаження
Рисунок 14.2 - Автоклав
Н =13.5 м, D = 1.6 м;
5 – кріплення
4 – розвантажувальна труба;
3 – завантажувальна труба;
2 – сопло для подачі пари;
1 – циліндрична судина: V = 24 м3,
5
4
3
2
1
Пара
Фільтрування
Репульпація
Репульпація
Осадження кремнезема
Фільтрування
Вилуговування в автоклаві
Приготування пульпи
Фільтрування
осадок
розчин
Фільтрування
Осадок в
Осадок в
Осадок
розчин
осадок
розчин
На осадження CaWO4
У відвал
Горяча вода
Хвости
Вольфрамова сировина
сіль
соль
розсіл
вода
а
сіль
соль
вода
розсіл
б
сіль
соль
розсіл
вода
а
вода
повітря
1.5м м
розсіл
вода
розсіл
вода
б
4
1
2
3
2
5
6
1- надстилаюча порода;
2- водоносний шар;
3- поклад;
4- підстилаюча порода;
6- дренажна свердловина;
5- нагнітальна свердловина;
повітря
газ
1
2
3
4
5
1- надстилаюча порода;
3- розжигова свердловина;
4- пласт вугілля;
5- підстилаюча порода;
2- повітряпостачальна свердловина;
повітря
сірка
9
9- пласт;
8- підстилаюча порода;
7- надстилаюча порода;
6- розплавлена сірка;
5- пакер (перегородка);
4- труба для подачi повітря;
3- труба для подачi сiрки;
2- труба для подачi води;
1- обсадна труба;
8
4
6
5
3
2
1
7
вода
вода
вода
повітря
пульпа
вода
1
2
3
4
5
6
7
1- надстилаюча порода;
2- труба для подачі воды;
3- труба для подачі повітря;
4- труба для видачі пульпи;
5- гідромонітор;
6- поклад;
7- підстилаюча порода;