Збагачення в струмені води на похилій площині

Збагачення в струмені води на похилій площині

1. Теоретичні основи процесів розділення

Розділення частинок у потоці води, що тече по похилій площині, здійснюється в шлюзах, гвинтових сепараторах і на концентраційних столах.

Пульпа в цих апаратах рухається по похилій площині під дією сили ваги. Струмінь води, що тече по похилій площині, зі зваженими в ньому частинками, зазнає при цьому опір, створюваний шорсткістю поверхні, рифлями, осілими частинками. Таким чином, на частинку, що рухається в потоці, діють такі сили (рис. 8.1):

– гравітаційна:

; (8.1)

– динамічного тиску потоку:

; (8.2)

– динамічного впливу вертикальної складової швидкості вихрових водних потоків, що утворюються при турбулентних режимах:

; (8.3)

– тертя:

; (8.4)

де - маса частинки, кг; , - густина частинки і середовища, кг/м3; - розмір частинки, м; - прискорення вільного падіння, м/с2; - коефіцієнт гідродинамічного опору середовища; - середня швидкість потоку, її вертикальна складова і швидкість руху частинки у потоці, м/с; - коефіцієнт тертя ковзання; - кут нахилу поверхні, град.

Середня швидкість потоку визначається в залежності від поверхні і з урахуванням режиму руху:

, (8.5)

де - швидкість руху поверхневого шару води, м/с; - коефіцієнт врахування режиму руху води по похилій площині (для руху в ламінарному режимі =2/3; в перехідному режимі =2/3 - 3/4; в турбулентному режимі =3/4 - 7/8).

Мінеральні зерна залежно від їхньої форми під дією сукупності сил сковзають або перекочуються по дну, періодично піднімаються вихровими струменями і переміщаються водяним потоком у зваженому стані, потім знову торкаються дна і т.д.

При сталому русі сума сил, під дією яких частинка переміщується, дорівнює силі тертя:

.

З умови рівноваги сил швидкість переміщення частинок:

- у потоці:

, м/с; (8.6)

по дну ():

, м/с, (8.7)

де кінцева швидкість падіння частинки, м/с.

Рис. 8.1 - Схема сил, діючих на мінеральну частинку у струмені води, яка тече по похилій поверхні

При малих кутах нахилу робочої поверхні можна прийняти і, якщо знехтувати вертикальною складовою швидкості потоку, величина якої дуже мала, то вирази (8.6) і (8.7) спростяться і набудуть вигляду:

, м/с. (8.8)

З виразу (8.8) видно, що при частинки будуть переміщатися водним струменем, при - ні. Швидкість подовжнього переміщення частинки потоком буде тим більша, чим менша швидкість її падіння . З цієї причини дрібні і легкі частинки будуть переміщатися водяним потоком по похилій площині з більшою швидкістю, ніж великі і важкі, тому що швидкість падіння частинки залежить від її розміру і густини.

2. ЗБАГАЧЕННЯ НА ШЛЮЗАХ

2.1 Розділення матеріалу на шлюзі

Шлюзи застосовуються для збагачення корисних копалин зі значною контрастністю густини складових компонентів (напр., золото- і олововмісні розсипи). Умовою ефективного збагачення на шлюзах є значна різниця між густиною корисних і породних мінералів:

, (8.9)

де - відповідно густина важкого і легкого мінералів, т/м3.

На шлюзах, як правило, збагачують бідні за вмістом корисного компонента матеріали крупністю до 300 мм.

У найбільш простому виконанні шлюз являє собою нерухомий жолоб прямокутного перетину, установлений з нахилом 5 - 8о (рис. 8.2). На його дно укладаються трафарети, виготовлені з матеріалів, уступчаста або шорсткувата поверхня яких сприяє утриманню осілих частинок важких мінералів.

Наявність трафаретів на днищі шлюзу сприяє як збільшенню сил тертя частинок об їхню поверхню (за рахунок підвищення коефіцієнта тертя), так і утворенню вихрових потоків. Як трафарети використовують крупногрудкову галю, решітчасті дерев'яні конструкції, ґумові килими з чарунками різної глибини і форми. При збагаченні дрібних розсипів і тонкоподрібнених руд застосовують ворсисті покриття у вигляді матів з рослинних або штучних волокон, плюшу, повсті, полотна, вовни й ін.

На шлюзах звичайно здійснюється первинна обробка корисної копалини. Вихідний продукт і вода у вигляді пульпи з розрідженістю не менше 5 - 6 м3/т подаються в завантажувальний кінець шлюзу. При переміщенні мінеральних частинок у потоці відбувається їхнє розшаровування за густиною і крупністю внаслідок утворення придонних вихрових зон і наявності комплексу сил, що діють на частинку (рис. 8.1).

Завдяки наявності трафаретів на дні шлюзу утворюється постіль. Розпушення постелі досягається необхідною швидкістю потоку і шорсткістю дна жолобу. Мінеральна постіль звичайно представлена середньозернистим матеріалом і на початку роботи за складом мало відрізняється від вихідного матеріалу. Але в процесі проходження пульпи по шлюзу склад постелі змінюється. Крупні важкі зерна випадають з потоку на шар розпушеної мінеральної постелі і поступово проникають на дно жолоба шлюзу. Таким чином, вміст важких зерен в постелі збільшується, легких - зменшується. Якщо на шлюзі уже утворилася постіль достатньої висоти (на рівні трафаретів) і вона насичена важкими зернами, то важкі зерна постіллю не утримуються і транспортуються по поверхні постелі.

Вихідна пульпа подається на шлюз безупинно доти, доки чарунки трафаретів не заповняться зернами важких мінералів, після чого завантаження припиняється і виконується споліскування, що полягає у видаленні зі шлюзу важкого продукту (концентрату). В залежності від конструкції шлюзу споліскування може бути зроблене вручну (зняття трафарету і змив важкого продукту у відповідний приймач), механічно або автоматично. Залежно від властивостей збагачуваного матеріалу, вмісту в ньому важкої фракції і його крупності інтервал між споліскуваннями може складати від декількох годин до 10 - 15 діб. Вихід концентрату на шлюзі складає десяті і соті частки відсотка, однак при збагаченні бідних розсипних руд шлюз характеризується високим ступенем концентрації.

2.2 Конструкції шлюзів

Відповідно від умов роботи шлюзи підрозділяють на такі групи:

шлюзи глибокого наповнення - працюють на рядових не підготовлених до збагачення матеріалах, в них одночасно виконується дві операції - дезинтеграцї і концентрації;

ѕ шлюзи неглибокого (дрібного) наповнення - працюють на попередньо дезінтегрованому і класифікованому за крупністю матеріалі;

ѕ ворсисті шлюзи - працюють на тонкозернистому матеріалі крупністю до 1 мм, вони армуються лише м'яким уловлюючим покриттям і не мають трафарета;

ѕ рухомі шлюзи і шлюзи з рухомим уловлюючим покриттям - за характером процесу концентрації належать до шлюзів другої і третьої груп, але за конструктивними особливостями виділені в самостійну групу.

Стаціонарні шлюзи

Нерухомі гідравлічні шлюзи (шлюзи глибокого наповнення) призначені для переробки великих обсягів розсипів без попередньої дезінтеграції матеріалу. Вони мають великий поперечний перетин (від 500х500 до 1500х1270 мм), який розрахований на транспортування великого об'єму розрідженої пульпи (розрідженість від 25 до 60 м3/т) з дуже крупними (іноді до 300 - 500 мм) валунами. Похил жолоба шлюзу складає 0,05 - 0,12 і лімітується похилом місцевості, а також умовами складування відходів збагачення. Шлюзи збирають з 6-метрових ланок при спільній довжині до 50 м і укладають безпосередньо на ґрунт, якщо дозволяє рельєф, або установлюють на естакаді. Режим роботи гідравлічних шлюзів із-за великих витрат води регулювати важко, тому для додаткового уловлювання дрібних важких частинок цінного компоненту, які знесені потоком, за шлюзом глибокого наповнення установлюють підшлюзки (шлюзи дрібного наповнення). Для цього з відходів шлюзу глибокого наповнення виділяють клас - 10 (16) мм і направляють на збагачення у більш тонкому і спокійному потоці в шлюзах дрібного наповнення. Підшлюзки мають довжину до 6 м і ширину 0,7 - 0,8 м, звичайно спільна ширина підшлюзків в 4 - 10 разів перевищує ширину основного гідравлічного шлюзу, що сприяє роботі при знижених питомих навантаженнях.

Дражні стаціонарні шлюзи являють собою шлюзи дрібного наповнення, на які матеріал подається після класифікації за крупністю. Дражні шлюзи мають довжину 3 - 6 м при ширині 0,8 м, похил жолоба шлюзу складає 0,10 - 0,12.

Одним з різновидів доводочних шлюзів є вашгерд (рис.8.3). Це короткий широкий шлюз, що установлюється з похилом 0,01 - 0,02.

Рис. 8.3 - Схема гідравлічного вашгерду. 1 - перегородка; 2 - жолоб

В головній частині вашгерду є дві перегородки, одна з яких не торкається дна, а друга - не доходить до верха бортів. У проміжок між першою перегородкою і стінкою вашгерду подають воду, що переливається через другу перегородку і рівномірно розтікається по днищу жолоба. Матеріал завантажується в головну частину жолоба і перемішується вручну.

Серед спеціальних шлюзів для збагачення дрібних матеріалів найчастіше застосовуються ворсисті шлюзи, що являють собою короткі (2 - 3 м) широкі (0,8 - 1,2 м) жолоби з дном покритим сукном або іншим ворсистим матеріалом, іноді ґумовими килимками. Пульпа на ворсисті шлюзи подається шаром 3 - 5 мм. Коли тканина заповниться концентратом, її знімають зі шлюзу і старанно промивають. З 1 м2 різних покрить за одне споліскування знімають від 0,5 до 3 кг концентрату.

Технічна характеристика стаціонарних шлюзів наведена в табл. 8.1.

Таблиця 8.1 - Технічна характеристика стаціонарних шлюзів

Тип шлюзу	Призначення	Довжина, м	Ширина, м	Похил	Висота потоку, м
Гідравлічний Приладний Головний Підшлюзок Дражний Доводочний	Гідравлічна розробка розсипів Механічна розробка розсипів Уловлювання самородків і крупного золота Збагачення дрібних фракцій пісків Збагачення матеріалів на драгах Обробка концентратів основних шлюзів	100 - 150 25 - 30 2 - 10 До 10 4,5 - 6,5 До 3	0,4 - 0,8 0,7 - 1,0 0,7 - 1,0 0,6 - 0,8 0,6 0,4 - 0,6	0,05 - 0,12 0,08 - 0,12 0,12 - 0,20 0,10 - 0,12 0,10 -0,12 0,06 - 0,12	0,40 - 0,50 0,03 - 0,12 0,10 - 0,15 0,03 0,03 - 0,12 0,01 - 0,03

На основі стаціонарних шлюзів для збагачення розсипів створені і застосовуються два види промивних приладів: скруберні і гідроелеваторні (землесосні).

Основними апаратами в скруберних промивних пристроях є скрубер-бутари і шлюзи. В скрубер-бутарах матеріал розпушується і розділяється на класи +30 і -30 мм. Крупний клас направляється у відвал, а клас 0 - 30 мм - на шлюзи.

Гідроелеваторні промивні пристрої характеризуються гідравлічним способом дезінтеграції і подачі матеріалу на шлюзи. Гірнича маса розмивається на грохоті, після чого підрешітний продукт крупністю до 120 мм землесосом подається на збагачення на шлюзи. Гідроелеваторні промивні пристрої можуть бути як з одностадіальною схемою збагачення, так і з двостадіальною, яка складається з шлюзів глибокого наповнення і підшлюзків.

Рухомі шлюзи.

Застосування шлюзів з рухомим уловлюючим покриттям дозволяє підвищити продуктивність збагачувальної установки в 3 рази за рахунок скорочення часу технологічного циклу - споліскування здійснюється безупинно без демонтажа трафаретів і вловлюючих покрить.

Шлюзи з рухомою робочою поверхнею ділять на три види: шлюзи, що періодично обертаються (металевий секційний і перекидний); шлюзи з рухомим ґумовим покриттям; вібраційні шлюзи.

Перші два види шлюзів застосовуються на драгах.

Шлюз металічний секційний ШМС (рис. 8.4) складається з декількох стаціонарних жолобів 1 з нерухомою поверхнею. Число жолобів залежить від необхідної потужності драги, на якій встановлюють шлюз. Жолоби 1 змонтовані на двох нескінчених ланцюгах 2, що натягнуті на зірочки 3, які обертаються за допомогою електродвигуна. Уловлююче покриття жолобів аналогічне тому, що застосовується на стаціонарних шлюзах. Вода для споліскування подається зі зрошувача 4 при огинанні кожним жолобом зірочки. Для збору і транспортування концентрату (важкий продукт) на подальшу переробку під шлюзовим конвеєром установлені збірник з трубопроводами 5.



Недоліками металевих рухомих шлюзів є велика металоємність і неможливість розміщення жолобів в два яруси.

Перекидний шлюз ШОМ (рис.8.5) складається з двох жолобів, що розташовані симетрично відносно горизонтальної площини і періодично обертаються навколо осі. Верхній шлюз - робочий, в той час як з нижнього здійснюється змив концентрату. Перекидні шлюзи застосовуються на драгах як доводочні.

Рис. 8.5 - Схема перекидного шлюзу. 1 - робочий жолоб; 2 - жолоб повернутий на споліскування; 3 - обертова ось; 4 - зрошувач

Шлюз з рухомим уловлюючим покриттям ШПРП (рис. 8.6) являє собою нескінченну ґумову стрічку 1 коробчатого перетину з покриттям у вигляді нарифлень.

Стрічка натягнута між двома барабанами 2 (приводним і натяжним) закріпленими на рамі. Конструкцією передбачена можливість регулювання кута нахилу робочої поверхні. Вихідний матеріал завантажується на верхню (робочу) гілку стрічки, що рухається назустріч потоку пульпи. Легкі фракції змиваються водою і розвантажуються з нижнього барабану, а осілі на стрічку важкі фракції змиваються за допомогою зрошувача 3 після огинання стрічкою ведучого барабана.

Недоліками шлюзів з рухомим покриттям є висока вартість виготовлення, складність заміни ґумової стрічки, неповний змив важких зерен при споліскуванні, але вони мають високу продуктивність, великий ступінь концентрації і найбільш економічні при збагаченні розсипів.

Вібраційні багатодечні шлюзи з орбітальним рухом дек КШМ-72 і «Бартлез-Мозлі» (рис. 8.7) застосовуються для вилучення важких мінералів із тонкоподрібнених продуктів (- 0,071 мм).



Шлюз складається з двох пакетів (по 20 шт.) паралельних гладких дек розміром 1,5х1,2 м, виготовлених зі скловолокна і поліефірних смол. Деки розташовані на невеликій відстані одна від одної і в робочому положенні нахилені під кутом до 3? до горизонту. Декам надають орбітальних коливань у своїй площині під дією дебалансного вібратора, який розташований між пакетами. Кругові коливання дек з похилим потоком сприяють кращому і більш селективному просуванню зерен в потоці: рух важких осілих зерен сповільнюється, що сприяє змиву легких зерен.

Живлення з вмістом твердого біля 10 % системою трубопроводів рівномірно розподіляється на всі 40 дек. Тривалість циклу набору концентрату регулюється і залежно від умов процесу збагачення може бути до 36 хв. По закінченні циклу подача живлення припиняється і виконується споліскування концентрату, що осів на деках. Тривалість споліскування також регулюється і максимально складає 72 с. При споліскуванні кут нахилу дек збільшується до 45? і на кожну з них подається змивна вода (приблизно 0,3 м3/год). Після споліскування шлюз автоматично повертається в вихідне положення і починається новий цикл збагачення.

Для надійної експлуатації орбітальних шлюзів необхідна досить ретельна підготовка збагачуваного матеріалу, яка полягає в видаленні з нього зерен крупніше 100 мкм, трісок, волокон, а в ряді випадків і знешламлювання по класу 5 - 10 мкм.

Технічна характеристика шлюзу «Бартлез-Мозлі» наведена в табл. 8.2

Таблиця 8.2 - Технічна характеристика шлюзу «Бартлез-Мозлі»

Параметр	Величина
Матеріал дек Число дек Розмір деки (довжина х ширина), мм Товщина листа деки, мм Відстань між деками, мм Спільна площа дек, м2 Амплітуда коливань дек, мм Частота коливань дек, хв- 1 Маса дебалансних вантажів, кг Кут нахилу дек, град.: при концентрації при споліскуванні Тривалість концентрації, хв. Тривалість споліскування, с Вміст твердого в живленні, % Продуктивність шлюзу: по пульпі, м3/год по твердому, т/год Потужність електродвигуна, кВт Габарити (довжина х ширина х висота), мм	Скловолокно 40 1500х1200 1,5 12,7 72 0,4 - 0,8 200 - 250 1 - 7 0 - 3 45 0 - 36 0 - 72 3 - 10 До 27 До 2,5 0,5 2527х1829х2820

Переваги орбітальних шлюзів полягають у простоті конструкції, малій металоємності, повній автоматизації процесу і високій (з урахуванням крупності збагачуваного матеріалу) продуктивності, що складає 2,2 - 2,5 т/год. Ступінь концентрації на шлюзі складає 2,5 - 4,0, тому вони застосовуються тільки для попередньої концентрації матеріалу.

2.3 Технологічні і конструктивні параметри шлюзів

До основних технологічних і конструктивних параметрів шлюзів належать параметри потоку, жолоба і вловлюючих покрить. Вони визначаються в основному за практичними даними і напівемпіричними формулами.

Параметри потоку

Швидкість, розрідженість і висота потоку визначаються залежно від максимальної крупності грудок збагачуваного матеріалу (табл. 8.3).

Мінімальна висота потоку на шлюзах визначається за формулою:

, мм 8.10)

де - коефіцієнт, що залежить від розміру частинок збагачуваного матеріалу (табл. 8.3); - максимальний розмір частинок, мм.

Таблиця 8.3 - Параметри для розрахунку шлюзів

Параметри	Максимальна крупність матеріалу, мм
	6 - 12	12 - 25	25 - 50	50 - 100	100 - 200	Більше 200
Співвідно- шення Z * Швидкість потоку ,м/с Коефіцієнт а	8 - 10 1,2 - 1, 6 2,0 - 2,2	10 -12 1,4 - 1, 8 1,7 - 2,0	12 - 14 1,6 - 2,0 1,5 - 1,7	14 - 16 1,8 - 2,2 1,3 - 1,5	16 - 20 2,0 - 2,5 1,2 - 1,3	16 - 20 2,5 - 3,0 1,0 - 1,2

Примітка. Співвідношення між об'ємами рідкої і твердої фаз пульпи (розрідженість) R=Р:Т - при розрахунку шлюзів величина безрозмірна.

Об'ємна продуктивність шлюзу залежить від розрідженості пульпи, вмісту і густини твердої фази в живленні і розраховується за формулою:

, м3/с, (8.11)

де - продуктивність шлюзу по твердій фазі, т/с; - густина твердої фази, т/м3; - розрідженість пульпи.

Параметри жолоба

Ширина шлюзу залежить головним чином від об'ємної продуктивності і визначається із співвідношення:

, м,(8.12)

де - об'ємна продуктивність шлюзу, м3/с; - швидкість потоку пульпи, м/с; - висота потоку, м.

Практично ширина шлюзу коливається від 0,4 до 1,5 м (частіше 0,6 - 0,8 м). Якщо розрахована величина перевищує зазначений діапазон, установлюють декілька шлюзів, що функціонують паралельно.

Довжина жолоба визначається умовами осадження в донний шар між трафаретами важких частинок і утримання їх. Зі збільшенням довжини шлюзу вилучення важкого компоненту збільшується за експоненціальною залежністю:

, м, (8.13)

де - коефіцієнт, що зменшується зі зменшенням гідравлічної крупності (швидкості падіння) частинок і визначається експериментально. Для дрібних частинок цей коефіцієнт приблизно дорівнює:

, (8.14)

де - швидкість вільного падіння частинок в воді, м/с; - розмір частинок, м.

Максимальна довжина шлюзів глибокого наповнення для збагачення золотовмісних пісків складає 20 м, шлюзів дрібного наповнення - 6 м, для олововмісних пісків - відповідно 30 і 10 м.

Нахил жолоба визначають за формулою Шезі:

, (8.15)

де - середня швидкість потоку в жолобі, м/с; - коефіцієнт, що враховує стан стінок і дна жолобу (м0,5•с-1) і визначається за формулою:

,(8.16)

де - коефіцієнт шорсткості; - гідравлічний радіус (м), який визначається за формулою:

, м,(8.17)

де - висота потоку, м; - ширина жолобу, м.

Потік може транспортувати тільки визначену кількість твердого. При насиченні потоку твердою фазою відбувається зниження його швидкості і починається випадіння твердої фази на дно. Для підвищення транспортуючої здатності потоку необхідно змінювати його режим або збільшувати в ньому вміст води, або збільшувати кут нахилу шлюзу.

В середньому при збагаченні золотих розсипів нахил шлюзів складає 0,10 - 0,12, при збагаченні олов'яних розсипів - 0,08 - 0,10.

Частота споліскування залежить від вмісту важкої фракції, що вилучається, і об'єму постелі між трафаретами. Частота споліскувань орієнтовно визначається за формулою:

, (8.18)

де - об'ємна продуктивність шлюзу за добу, м3/доб.; - вміст важкої фракції в збагачуваному матеріалі, % ; - ширина шлюзу, м; - висота, довжина, товщина і число планок трафаретів.

За даними практики на стаціонарних шлюзах кращі результати одержують при роздільному споліскуванні: споліскування головних частин шлюзів довжиною 3 - 6 м роблять частіше (напр., через 4 - 8 год.), а інших частин шлюзів - рідше (напр., через 8 - 24 год.). В шлюзах глибокого наповнення інтервали між споліскуваннями складають від 3 до 15 діб.

Кращим являється принцип безперервного розвантаження концентрату (важкої фракції), що реалізується в шлюзах з рухомим покриттям. Але при безперервному розвантаженні одержують занадто бідні концентрати, що суттєво здорожує послідовні процеси їх доводки. Тому шлюзи з рухомим покриттям працюють не в режимі безперервного розвантаження, а з визначеними інтервалами для механізованих споліскувань.

Своєчасне споліскування шлюзів дозволяє уникнути утрат цінних компонентів. Для кожного конкретного випадку частота споліскувань установлюється експериментально.

Параметри уловлюючих покрить.

Залежно від призначення уловлюючі покриття бувають двох видів:

ѕ покриття для створення нерухомої постелі і дезінтеграції матеріалу, для виготовлення яких застосовують рейки, великі валуні і т.п. Такі трафарети мають високу зносостійкість, але вимагають і великих витрат часу на установку і знімання при споліскуванні. Звичайно вони установлюються в хвостовій частині гідравлічних шлюзів, де споліскування здійснюється рідко;

ѕ покриття для створення нерухомої постелі, для виготовлення яких застосовують металічні сітки, гумові килимки, циновки і т.п. У ворсистих шлюзах застосовують покриття у вигляді матів з рослинних волокон, плюшу, повсті, сукна і т.д.

Основні параметри, що характеризують уловлюючі покриття, обох видів - висота трафаретів і відстань між ними.

Висота трафаретів розраховується з умови висоти зважування частинок різної густини у відповідності з нерівністю:

, (8.19)

де - висота трафаретів; - висота зважування важких (корисних) і легких (породних) частинок.

Висота зважування частинок потоком води визначається як відстань від дна, на якій значення середньої вертикальної складової потоку, що зменшується після досягнення максимуму, дорівнює гідравлічній крупності частинок. Для частинок визначеної крупності висота зважування становить:

 , м, (8.20)

де - максимальне значення середньої вертикальної складової пульсаційної швидкості, м/с; - швидкість вільного падіння частинки у воді, м/с; - коефіцієнт, що враховує шорсткість.

Звичайно висота планок трафаретів на шлюзах складає 50 - 55 мм, на підшлюзках - 25 - 30 мм.

Відстань між планками трафаретів визначається з умови створення режиму, при якому на дні шлюзу створюються піщані хвилі, що повільно переміщаються поздовж шлюзу. Відстань між планками повинна бути рівною довжині хвилі. Вона знаходиться за формулою:

, м, (8.21)

де - висота планок трафаретів, м; - середня швидкість потоку, при якій добре створюються хвилі, м/с; - середня швидкість потоку, при якій відбувається зникнення хвиль, м/с; - середня швидкість потоку, при якій піски нерухомі, м/с.

Відстань між планками трафаретів звичайно для шлюзів складає 90 - 150 мм, для підшлюзків - 25 - 30 мм.

Шлюзи є простим і дешевим, але відносно малоефективним обладнанням. Однак вони використовуються для попередньої концентрації вільних тонких частинок золота, олова і деяких інших мінералів при переробці розсипів.

3. ЗБАГАЧЕННЯ НА СТРУМИННИХ ЖОЛОБАХ

3.1 Характеристика процесу

Струминні жолоби відрізняються від шлюзів гладким дном і способом видалення концентрату. В шлюзах важкі частинки осідають між рифлями покриття і видаляються періодично, а в струминних жолобах завдяки режиму потоку вони видаляються постійно.

Струминні жолоби - пристрої безперервної дії для гравітаційного збагачення в струмені води, що тече по похилій площині.

Струминний жолоб (рис. 8.8) має плоске днище і бокові стінки, що сходяться під деяким кутом. Найбільше розповсюджені жолоби таких розмірів: довжина 610 - 1200 мм, ширина біля завантажувального кінця 230 мм, біля розвантажувального - 25 мм, кут нахилу 15 - 20?.

Пульпа з великим вмістом твердого (50-60 % за масою) завантажується з верхнього широкого кінця жолоба і тече до вузького розвантажувального кінця. Завдяки звуженню жолоба висота потоку збільшується від 1,5-2 мм біля завантажувального кінця до 7-12 мм біля розвантажувального. Середня швидкість руху пульпи струминним жолобом залежить від об'ємної продуктивності і знаходиться в межах 0,3-1 м/с, при цьому характер руху пульпи змінюється від ламінарного на початку жолоба до турбулентного в його кінці.



Рис. 8.8 - Схема струминного жолоба. 1 - живильник; 2 - жолоб; 3 - роздільники

Внаслідок високого вмісту твердого в живленні основним процесом, що визначає розділення частинок, є сегрегація. Вона доповнюється процесом каламучення (захоплення) частинок турбулентними вихорами, які піднімають крупні легкі частинки, що розташовані в придонному шарі зверху, а також виносять з придонного шару частинки малої гідравлічної крупності. В результаті взаємодії цих процесів в кінці жолоба в нижніх шарах розташовуються частинки великої густини, а в верхніх - малої. Тому середня швидкість руху важких частинок менша середньої швидкості руху легких. Дрібні частинки (менше 0,05 мм для мінералів густиною 2,6 - 2,7 т/м3) захоплюються турбулентним потоком і рівномірно розподіляються по висоті потоку, тому такі частинки погано збагачуються на струминних жолобах.

Днище розвантажувального кінця жолоба закруглене, внаслідок чого нижні шари потоку, що мають невелику швидкість, відхиляються вниз, а верхні з більшою швидкістю руху - по інерції спрямовуються вперед. Установка роздільників дозволяє розсікти потік на окремі струминки з різним вмістом важких мінералів (концентрат, промпродукт, відходи).

Струминні жолоби застосовують при збагаченні пісків розсипних родовищ, в яких корисні мінерали представлені дрібними вільними частинками, що суттєво відрізняються за густиною від частинок породи. Їх застосовують також на залізорудних збагачувальних фабриках і деяких фабриках, що переробляють корінні руди олова і рідкісних металів. На струминних жолобах, як правило, одержують чорнові концентрати.

Переваги струминних жолобів перед іншими апаратами гравітаційного збагачення полягають у високій питомій продуктивності, низьких капітальних витратах і відсутності рухомих вузлів.

Недоліки струминних жолобів - малий ступінь концентрації, можливість обробки тільки густої вихідної пульпи, різке погіршення показників роботи при коливаннях обсягу і густини живлення.

3.2 Конструкції струминних апаратів

Апарати, конструкції яких основані на використанні струминних жолобів, можна розділити на дві групи:

ѕ струминні концентратори - апарати, що складаються з набору окремих жолобів в різних компонувальних варіантах;

ѕ конусні сепаратори - апарати, що складаються з одного або декількох конусів, кожний з яких являє собою набір радіально установлених струминних жолобів зі спільним днищем.

Струминний концентратор СКГ-2М (рис. 8.9) складається з 24 струминних жолобів. На 12 жолобах верхнього каскаду, які розташовані в два ряди по 6 жолобів з кожного боку, здійснюється основна концентрація, на жолобах нижнього каскаду - перечистка концентрату і відходів.

Живлення жолобів верхнього каскаду здійснюється через пульпорозділювач 1 типу сегнерового колеса, а жолобів нижнього каскаду - самопливом з жолобів верхнього каскаду через збірні коробки. Застосування гнучких шлангів для живлення і розвантаження продуктів дозволяє змінювати кут нахилу жолобів в межах 15 - 20? за допомогою гвинтових механізмів 5. Зниження швидкості потоку і рівномірне розподілення пульпи по ширині жолобу здійснюється пристроєм 4.

Розвантажувальні кінці жолобів закруглені, що дозволяє збільшити висоту віяла продуктів розділення, які відсікаються роздільниками і направляються у відповідні збірники продуктів.

Особливістю жолобів струминного концентратора Гіредмету - наявність в днищі поперечних щілин розміром 0,5 - 2 мм для виділення концентрату з придонного шару потоку. Наявність щілин забезпечує зниження втрат цінних мінералів у відходах. В процесі експлуатації щілини періодично прочищаються за допомогою вібратора.

Рис.8.9 - Схема струминного концентратора. 1 - пульпорозділювач; 2 - розподільний жолоб; 3 - струминний жолоб; 4 - заспокоювач пульпи; 5 - гвинтовий механізм регулювання нахилу жолоба; 6 - приймач концентрату; 7 - приймач відходів; 8 - роздільники

В концентраторі СКГ-3М число жолобів знижено до 12, але розміри їх більші.

Технічні характеристики струминних концентраторів наведені в табл. 8.4.

Таблиця 8.4 - Технічні характеристики струминних концентраторів

Параметри	СКГ-2М	СКГ-3М
		А*	Б**
Число жолобів Розміри жолобів, мм: довжина ширина завантажувального кінця ширина розвантажувального кінця Число щілин в днищі жолоба	24 1000 250 20 5	8 1400 750 60 7	4 1090 400 30 5
Спільна площа жолобів, м2 Кут нахилу жолобів, градус Вміст твердого у живленні, % Продуктивність, т/год Потужність вібратора, кВт Габарити, мм: довжина ширина висота Маса, т	3,24 15 - 20 45 - 60 3 - 10 0,25 2400 1420 4065 1,32	5,47 15 - 20 50 - 60 8 - 25 0,25 2500 2050 4275 2,08
* А - жолоби для основної і перечисної концентрацій;
** Б - жолоби для перечищення відходів.

Конусний сепаратор (рис. 8.10) являє собою перевернутий усічений конус з діаметром основи 2 - 3 м.



Рис. 8.10 - Схема конусного струминного сепаратора. 1 - пульпорозділювач; 2 - розподільний конус; 3 - робочий конус; 4 - звужувальні клини; 5 - роздільники

Для рівномірної подачі живлення над конусом змонтований пульпороздільник 1 типу сегнерового колеса. Вихідна пульпа подається по периферії розподільного конуса 2, а розвантаження продуктів здійснюється в центрі. Усередині сепаратора в нижній частині днища робочого конуса 3 радіально установлені звужувальні клини 4. При виході зі щілин між клинами потік пульпи циліндроконічними роздільниками 5 ділиться на концентрат, промпродукт і відходи, які направляються у відповідні збірники.

Конусні сепаратори виготовлюються одно-, дво-, три- і шестиярусними.

Технічні характеристики конусних сепараторів наведені в табл. 8.5.

Таблиця 8.5 - Технічні характеристики конусних сепараторів

Параметр	Одноярусні	Двоярусні	Три- ярусні	Шести- ярусні
	СК2-М	СК-3	СК2-2	СК3-2	СК2-3	СК3,6/3-6
Діаметр основи конуса, мм: верхнього середнього нижнього Довжина твірної, мм Кут твірної конуса з горизон- тальною площиною, градус Площа робочої поверхні, м2: одного конуса загальна Вміст твердого у живленні, % Продуктивність, т/год Габарити, мм: довжина ширина висота Маса сепаратора з конусами, т: із чавуну із алюмінієвого сплаву із склопластику	2000 - - 800 14 - 20 2,95 2,95 45 - 60 20 - 40 2160 2160 2290 1,46 1,04 -	2880 - - 1190 14 - 20 6,40 6,40 45 - 60 40 - 80 3060 3060 2800 2,50 1,80 -	2000 - 2000 770 14 - 20 2,90 5,70 45 - 60 25 - 45 2500 2480 2650 2,90 2,10 -	2880 - 2880 1100 14 - 20 6,00 11,88 45 - 60 45 - 90 3350 3100 3250 5,00 3,20 -	2000 2000 2000 770 14 - 20 2,85 8,55 45 - 60 20 - 40 2160 2250 3450 3,30 - -	3600 3000 3000 1650-1350 16 - 18 10,2 - 7,0 45,20 45 - 60 80 - 120 5300 5300 9150 - - 7,74

У дво-, три- і шестиярусних конусних сепараторах основну концентрацію проводять на верхньому конусі, а продукти, для перечистки, надходять самопливом на нижні конуси.

3.3 Технологічні і конструктивні параметри струминних жолобів

До основних технологічних і конструктивних параметрів струминних апаратів, що впливають на ефективність їх роботи, належать характеристика живлення, а також розміри апарата, характер і стан робочої поверхні.

Технологічні параметри.

Чим більше різниця в густині і формі зерен розділюваних мінералів, тим ефективніше відбувається розділення мінералів у струминних апаратах.

Сферична обкатана форма зерен легких мінералів (в пісках розсипів морського походження) і витягнута форма зерен важких мінералів сприяє кращому розділенню матеріалу.

Зниження крупності розділюваного матеріалу тягне за собою зниження продуктивності і ефективності розділення. На струминних апаратах збагачують матеріал крупністю від 0,5 до 2,5 мм.

Переробка матеріалів з різним вмістом важких мінералів вимагає коректування режимів збагачення. Тому що, чим менше вміст важкої фракції в живленні, тим менше повинен бути кут нахилу жолобів струминного апарату.

Оптимальна густина пульпи при збагаченні тонкозернистих матеріалів складає 40-45 % твердого, а при збагаченні ширококласифікованих матеріалів з високим вмістом важкої фракції - 55 - 65 % .

Продуктивність конусних сепараторів визначається за формулою (8.22) залежно від крупності живлення, площі робочої поверхні верхнього конуса і відмінності в густині розділюваних мінералів:

т/год, (8.22)

де - коефіцієнт, що залежить від крупності матеріалу (для крупного живлення = 14; для дрібного - = 10); - густина важкого і легкого мінералів, т/м3; - площа робочої поверхні верхнього конуса, м2; - середньоарифметичний розмір зерен у живленні, мм.

Недостатня продуктивність приводить до зменшення висоти стікаючого потоку. Дуже висока продуктивність обумовлює, з одного боку, зростання швидкості потоку і скорочення часу розшарування, а з другого, - турбулізацію потоку і надмірне перемішування шарів у розвантажувальному кінці жолоба.

Конструктивні параметри.

Характер робочої поверхні помітно впливає на технологічні показники роботи струминних апаратів. Кращі результати спостерігаються при роботі з гладкими поверхнями, тому що наявність шорсткості приводить до додаткової турбулізації і порушення процесу розділення. Найвищі показники одержують на поверхнях зі склопластику, вініпласту, алюмінієвих сплавів, найнижчі - на дешевших чавунних поверхнях. Тому частіше застосовують чавунні поверхні футеровані пластиком.

Співвідношення ширини завантажувального і розвантажувального кінців жолоба звичайно коливається від 1:0,06 до 1:0,12. Одержання вузького розвантаження пояснюється бажанням мати широке віяло продуктів і, отже, більш чітко розділити потік. Але при цьому розвивається турбулентність, яка веде до порушення процесу розшарування. Широкий розвантажувальний кінець мають жолоби для збагачення грубозернистих матеріалів і при великій продуктивності апарату.

Кут нахилу жолоба впливає на швидкість руху матеріалу. Він вибирається таким чином, щоб швидкість потоку була мінімальною, але достатньою для запобігання замулювання робочої поверхні. Для матеріалів крупністю до 2 мм кут нахилу жолоба звичайно складає 15 - 20?. Відхилення від оптимального на 1 - 2? в той або інший бік на результатах розділення практично не позначається.

Основна галузь застосування струминних апаратів - переробка мінеральних пісків. Але вони можуть бути встановлені й для уловлювання тонких важких частинок в основних і перечисних операціях, а також для вилучення низькоякісних додаткових мінеральних продуктів. Крім того, для запобігання переподрібнення і втрат вільних важких мінералів, які більш крихкі, ніж породні, струминні апарати можуть бути використані в циклах подрібнення корінних руд для своєчасного вилучення важких мінералів (напр., каситериту, вольфраміту та ін.).

4. ЗБАГАЧЕННЯ НА КОНЦЕНТРАЦІЙНИХ СТОЛАХ

4.1 Процес концентрації на столах

Концентрація на столах - процес розділення рудних частинок за густиною в тонкому шарі води, що тече по слабко нахиленій деці, яка виконує зворотно-поступальні рухи в горизонтальній площині перпендикулярно до напряму руху води.

Концентрація на столах використовується для розділення руд олова, вольфраму, рідкісних, благородних і чорних металів та інших корисних копалин при крупності матеріалу 0,01 - 3 мм. Концентраційні столи можуть бути використані для збагачення і знесірчування вугілля крупністю до 13 мм, а також для процесу флотогравітації.

Схема найпростішого за конструкцією однодечного концентраційного стола показана на рис. 8.11.

Концентраційний стіл складається з приводного механізму 1, деки 2 і допоміжних пристроїв (опор 3, жолоба змивної води 4, приймального лотка 5).

Робочою поверхнею концентраційного стола служить дека виготовлена з дерева або з алюмінієвого сплаву і покрита лінолеумом, гумою чи склопластиком. Вздовж деки закріплені рифлі - рейки прямокутної форми, висота яких зменшується в напрямку до торцевої концентратної частини столу.

За час перебування матеріалу на деці концентраційного столу відбувається розпушення шару, розшарування і транспортування частинок в подовжньому (вздовж рифлів) і поперечному (потоком води) напрямках відповідно з їх густиною і крупністю.



Процес розділення матеріалу на концентраційному столі відбувається під дією сил: гравітаційної (8.1), динамічного тиску (8.2), динамічного впливу вертикальної складової швидкості вихрових водних потоків (8.3), тертя (8.4), а також інерційної сили:

, Н, (8.23)

де - маса частинки, кг; - прискорення руху частинки, м/с2.

Розпушення шару частинок створюється коливаннями деки і турбулентними вертикальними пульсаціями, що відбуваються в потоці води. Основним засобом розпушення шару в просторі між рифлями є коливання деки, частота коливань якої значно вища частоти вертикальних пульсацій потоку води. Найбільшу розпушеність мають нижні шари, що розташовані поблизу деки, найменшу - середні шари. Додаткове розпушення верхніх шарів, що розташовані над рифлями, відбувається під дією збурень, які створюються турбулентними пульсаціями, а також хвилями на поверхні розділу пульпа-повітря.

Зважування частинок по глибині потоку в різних зонах простору між рифлями нерівномірне, що спричиняє різний характер розшарування зависі. При прямокутній формі рифлів найбільш інтенсивне зважування відбувається в зоні безпосередньо за виступом рифлі, а мінімальне - в зоні лобової напірної стінки рифлі. Зворотно-поступальні рухи деки не змінюють спільного характеру розподілу енергії по перетину каналу. Зі збільшенням амплітуди коливань деки столу підсилюється висхідний струмінь водного потоку і його підіймальна сила, що здатна підняти на більшу висоту крупні і важкі зерна. Зі збільшенням числа ходів деки стола підіймальна сила збільшується значно менше.

Середнє розпушення постелі в просторі між рифлями досягає 0,55 - 0,60. Тривалість дії сили збурення від коливань деки (зворотний хід) і тривалість паузи (прямий хід) повинні знаходиться в такому співвідношенні, щоб зважена при зворотному ході суміш мінеральних зерен могла б достатньо щільно зімкнутися при прямому ході. В протилежному випадку може бути порушено транспортування зерен вздовж рифлів, що призведе до накопичення важких зерен в каналах між рифлями і зносу їх разом з легкими зернами, що знаходяться зверху, у відходи. Тривалість цих циклів залежить від закону коливань деки стола. Сучасні концентраційні столи оснащені приводами з бігармонічними коливаннями. Діаграма руху деки стола показана на рис. 8.12.



Рис. 8.12 - Діаграма руху деки стола. 1 - швидкість V; 2 - прискорення a; 3 - переміщення S

Рівняння руху деки мають такий вигляд:

; (8.24)

; (8.25)

;(8.26)

,(8.27)

де - швидкість, прискорення і переміщення деки, відповідно; - розмах і частота коливань, відповідно; - час від початку руху деки (з крайнього положення); - відношення амплітуди другої гармоніки до амплітуди першої гармоніки (звичайно ) і при цьому абсолютне значення максимального прискорення при зворотному ході в 2 рази більше максимального прискорення при прямому ході.

Розпушення шару частинок є обов'язковою умовою ефективного розшарування на деці стола.

Розшарування на концентраційному столі має значною мірою характер сегрегації. В нижніх шарах потоку розташовуються найтонші частинки великої густини, над ними - більш крупні частинки тієї ж густини в суміші з дрібними частинкам меншої густини, ще вище - послідовно дрібні і крупні частинки меншої густини (тонші частинки - менше 0,01 мм - рухаються разом з потоком води). Однак, в результаті дії турбулентних вихорів тонкі частинки більшої і меншої густини частково вимиваються у верхні шари.

Швидкість розшарування збільшується зі збільшенням густини і зменшенням крупності осідаючих частинок, при зміні частоти і розмаху коливань, що спрямовані на підвищення розпушеності шару.

Швидкість розшарування складає частки міліметра за секунду.

Транспортування частинок в подовжньому напрямку здійснюється в результаті зворотно-поступального руху деки, в поперечному - потоком води.

Швидкість подовжнього переміщення частинок залежить від закону руху деки (конструкції привідного механізму), абсолютного значення прискорення, розміру і густини частинок, коефіцієнтів тертя мінералів об поверхню деки, опору середовища переміщенню в ньому частинок, а також від подовжнього нахилу деки.

Подовжнє переміщення частинки, що знаходиться у відносному спокої на рухомій з перемінною швидкістю деці столу, починається в той момент, коли сила інерції (8.23) частинки перевищить силу тертя (8.4), яка утримує її у спокої:

. (8.28)

З цієї нерівності при малих кутах нахилу дек концентраційних столів () критичне прискорення, що виведе частинку з стану спокою визначається як:

, м/с. (8.29)

Частинка, що почала рухатись по деці стола, витрачає свою кінетичну енергію на подолання опору тертя і гідродинамічного опору. З рівняння (8.29) витікає, що критичне прискорення частинки залежить від двох факторів - коефіцієнта тертя і густини. Тому при дії коливального механізму стола зі змінним прискоренням частинки різної густини, що знаходяться на деці, будуть рухатись рівномірно, але з різними швидкостями.

В середньому швидкість подовжнього переміщення частинок знаходиться в межах 1,5 - 3 см/с.

В поперечному напрямку частинки переміщуються нерівномірно. Швидкість поперечного переміщення частинок, що знаходяться в просторі між рифлями незначна. Тільки при виході на поверхню вони захоплюються потоком води і зносяться в поперечному напрямку. Тому середня швидкість руху частинок в поперечному напрямку на порядок менша швидкості їх транспортування потоком води. Вона збільшується зі збільшенням поперечного нахилу деки, витрат змивної води, розрідженості живлення і складає 0,7 - 1,2 см/с.

Таким чином, кінцева швидкість переміщення частинки по деці стола залежить від двох складових: інерційної і гідродинамічної . Частинки більшої густини ( ), що знаходяться в нижніх шарах, зазнають більшого впливу від інерційних сил, частинки меншої густини ( ) - більшого впливу від гідродинамічних сил (рис. 8.13).



Рис. 8.13 - Схема руху частинок різ-ної густини () по деці стола

В результаті неоднакового впливу інерційних і гідродинамічних сил на мінеральні частинки різної густини вони розділяються за густиною і крупністю і на деці стола утвориться своєрідне віяло продуктів розділення (рис. 8.14).

Рис. 8.14 - Схема розподілу продуктів на деці концентраційного стола () .

При цьому спостерігається така спільна закономірність розташування частинок на деці стола:

ѕ по довжині деки - збільшення густини і зменшення крупності частинок;

ѕ по ширині деки - зменшення густини і збільшення крупності частинок;

ѕ по висоті шару матеріалу - зменшення густини і збільшення крупності частинок.

4.2 Конструкції концентраційних столів

Концентраційні столи, що застосовуються при збагаченні корисних копалин, можуть бути одно-, дво-, три- і багатодечними. Форма дек може бути прямокутною, трапецієподібною і діагональною (рис. 8.15).

Залежно від характеру збагачуваного матеріалу концентраційні столи розрізняються на піскові (для збагачення матеріалу крупністю 0,2-3 мм) і шламові (для збагачення матеріалу крупністю 0,02-0,2 мм). Крупність збагачуваного матеріалу визначає співвідношення між довжиною і шириною деки (для піскових L:B ? 2,5; для шламових L:B ? 1,5), а також форму рифлів.

За способом встановлення столи можуть бути опорними (дека опирається на ресори чи пружинні опори) або підвісними (дека підвішена до опорної рами).

Далі розглянемо характеристики найбільш розповсюджених концентраційних столів.

Концентраційний однодечний стіл СКМ-1 (рис.8.16) призначений для збагачення матеріалів крупністю 0,1-3 мм. Стіл має одну дерев'яну деку 1 трапецієподібної форми. Поверхня деки покрита лінолеумом, на якому закріплені рифлі 2 прямокутного перетину шириною 7 см, але довжина і висота рифлів - змінна. Найкоротші рифлі (1200 мм) закріплені біля приймального лотка, найдовші (4500 мм) - в нижній частині деки. Найбільшу висоту рифлі мають біля завантажувального торця деки. Приймальний лотік, що встановлений на деці, має два відділення: одне (3) - для прийому і розподілу пульпи, друге (4) - для змивної води. Подача пульпи і води регулюється зміною розміру отворів лотка і рухомими планками 5.

Дека спирається на шість роликових опор ковзання 6. Регулювання кута поперечного нахилу деки здійснюється креновим механізмом 7, 8. Зворотно-поступальний рух в площині деки здійснюються від ексцентрикового приводу через тягу 10 (при прямому ході) і пружину 9 (при зворотному ході).

Концентраційний ярусний здвоєний стіл ЯСК-1 (рис. 8.17) має шість дек, що приводяться в рух від одного приводного механізму 1. Деки розташовані в три яруси двома паралельними секціями (по три з кожного боку).

Матеріал надходить на дві верхні деки 2, з яких переходить на середні 3, а потім на нижні 4. Збір остаточних продуктів збагачення здійснюється з нижніх дек, але іноді (напр., при збагаченні залізних руд) і з середніх дек. Всі шість дек змонтовано на осях 5 рухомої рами стола за допомогою кронштейнів і ґумо-металевих втулок.



Деки стола виготовляються з алюмінієвого сплаву з ґумовим покриттям або без нього. Ґумові рифлі наклеюють на поверхню дек. Форма рифлів і їх розташування такі ж, як у стола СКМ-1.

Рухома рама стола разом зі змонтованими на ній деками опирається чотирма роликовими опорами 9 на фундаментну раму 10.

Пульпу подають зверху в приймальну частину жолоба 7, звідки вона через вікна в бокових стінках потрапляє на верхні деки. Деякі вікна мають дерев'яні засувки, що дозволяє регулювати навантаження на ліву і праву половини стола. Однак стіл функціонує найбільш ефективно при рівномірному навантаженні на обидві половини. В кінці жолоба 7 є відсік для змивної води, з якого одна частина її подається на верхні деки, а друга - в жолоби над нижніми деками. На середні деки змивна вода подається по спеціальним жолобам установленим на них.

Столи ЯСК-1 рекомендується застосовувати для збагачення матеріалів крупніше 0,2 мм.

Концентраційні столи опорного типу бувають однодечними і багатодечними.

Однодечні концентраційні столи опорного типу СКО-0,5; СКО-2; СКО-7,5 мають одну деку діагонального типу з пісковим або шламовим нарифленням і жолобами для прийому і розподілу живлення і змивної води. Дека опирається на жорсткі коливальні опори і приводиться в рух інерційним механізмом. Частота коливань регулюється зміною шківів на валу електродвигуна, а розмах коливань (хід деки) - масою дебалансних вантажів. Регулювання поперечного кута нахилу здійснюється креновим механізмом, а подовжнього - зміною довжини опор.

Однодечний концентраційний стіл СКОШ-7,5 призначений для збагачення шламів. Дека стола являє собою настил з нарифленнями відлитий зі склопластику. Змонтований над декою жолоб для прийому живлення і змивної води виконаний у вигляді труби з отворами. Других відмінностей у порівнянні з іншими однодечними столами опорного типу немає.

Багатодечні концентраційні столи опорного типу СКО-15; СКО-22; СКО-30 мають відповідно дві, три і чотири діагональні деки 1, які розташовані паралельно одна над одною і встановлені разом з приводним механізмом 2 інерційного типу на жорстких опорах 3, що коливаються (рис. 8.18). Відстань між деками по вертикалі складає 500 мм. Кожна дека оснащена жолобами для прийому і розподілу живлення 5 і води 6, а також має індивідуальний креновий механізм 4.

Багатодечні концентраційні столи опорного типу СКО-37; СКО-45 за конструкцією являють собою установку з двох багатодечних столів, які розташовані один над одним і мають індивідуальні приводні механізми.

Концентраційний стіл СКО-37 являє собою конструкцію з двох столів: СКО-22 і змонтованого над ним на спеціальній рамі СКО-15.

Концентраційний стіл СКО-45 являє собою конструкцію з двох столів СКО-22 змонтованих один над одним на опорній рамі.

Конструкція кожного з таких столів і принципи їх регулювання ті ж самі, що й столів з яких вони змонтовані.



Багатодечний підвісний концентраційний стіл СКПМ-6 (рис. 8.19) являє собою підвісну конструкцію етажеркового типу, що складається з шести алюмінієвих діагональних дек 1, розташованих одна над одною і скріплених чотирма вертикальними планками-підвісками 2. На деку перпендикулярно до її короткого боку наклеєні рифлі 5, висота яких зменшується з віддаленням від вібратора 3.

Деки обладнані лотками 6 для прийому пульпи і жолобами 7 для змивної води, в які вона надходить по патрубках 8. Стіл має живильник, що розподіляє вихідну пульпу рівномірними потоками по деках. Видалення продуктів збагачення здійснюється в алюмінієві збірники 9, які розділені на дев'ять відсіків. В днищі кожного відсіку є циліндричні отвори 10 і патрубки 11, по яким за допомогою ґумових шлангів продукти збагачення з верхніх дек потрапляють у відповідні відсіки нижніх дек і далі в спільні збірники продуктів.

Бігармонічний самобалансний вібратор 3, що створює коливання деки, зв'язаний з електродвигуном 4 клиноремінною передачею. Для регулювання кута нахилу деки служать маховички 12. Концентраційний стіл підвішується до перекриття будови збагачувальної фабрики за верхні кінці планок 2 системою тросів 13. Вібратор також підвішується до перекриття системою тросів.

Концентраційний стіл СКПМ-6 розроблений спеціально для збагачення вугілля крупністю до 6 мм з метою одержання низькозольних концентратів, його застосування також ефективне для знесірчування корисної копалини, що має значний вміст піриту.

Технічні характеристики концентраційних столів наведені в табл. 8.6.

Таблиця 8.6 - Технічні характеристики концентраційних столів

Параметр	СКМ-1	ЯСК-1	СКОШ-7,5	СКО-7,5	СКО-5	СКО-22	СКО-30	СКПМ-6
Характеристика дек: площа однієї, м2 число дек загальна площа, м2 Коливання деки: частота, хв-1 довжина ходу, мм Кут нахилу, град.: поперечний подовжній Крупність живлення, мм Продуктивність, т/год Потужність електро- двигуна, кВт Габарити, мм: довжина ширина висота Маса, т	7,5 1 7,5 230- 300 12-26 0-8 0±2 0,04-3 0,3-3,0 1,7 5715 1800 1200 1,20	1,7 2,5 3,4 6 15,2 300 12-26 0-8 0±2 0,07-3 1,0-6,0 2,2 5510 2100 1550 1,67	7,5 1 7,5 280 6-14 0-8 0±2 0,01-0,1 0,3-1,0 0,8 5160 2120 1610 1,30	7,5 1 7,5 280- 350 10-20 0-8 0±2 0,04-3 0,3-3,5 1,1 5030 2100 1380 1,50	7,5 2 15 280- 350 10-20 0-8 0±2 0,04-3 0,6-7,0 2,2 5240 2110 1480 2,26	7,5 3 22,5 280- 350 10-20 0-8 0±2 0,04-3 1,0-10,0 2,2 5350 2110 1860 2,93	7,5 4 30,0 280- 350 10-20 0-8 0±2 0,04-3 1,2-14,0 2,2 5380 2180 2384 5,70	6,1 6 36,5 280- 350 10-20 0-8 0±3 0,2-6 5,0-40,0 2,8 5100 2400 3800 3,30

4.3 Технологічні і конструктивні параметри процесу концентрації на столах

Технологічні параметри.

До головних технологічних і конструктивних параметрів, що впливають на ефективність процесу концентрації на столах, належать речовинний склад вихідного матеріалу і його підготовка до процесу, вміст твердого в живленні і витрати змивної води, частота коливань і хід деки, кут її нахилу і тип нарифлень.

Речовинний склад вихідного матеріалу характеризує можливість ефективного застосування процесу концентрації. Оцінка можливості здійснюється за величиною співвідношення:

, (8.30)

де - середня густина збагачуваного матеріалу, густина легкого мінералу і густина рідини (звичайно води), кг/м3.