Збагачення в струмені води на похилій площині

Якщо , то збагачення на столах ефективне, якщо ефективне збагачення можливе тільки при крупності матеріалу не більше 0,07 - 0,15 мм, а при збагачення на столах ускладнене або взагалі неможливе.

Форма зерен має важливе значення при збагаченні на столах. Зерна важких мінералів кубічної форми розташовуються у верхній частині віяла продуктів і виділяються в концентрат, а зерна плоскі або витягнуті (тієї ж густини) розташовуються у віялі ближче до промпродукту. Видовжені або плоскі зерна краще зважуються у турбулентному потоці і тому виносяться або в промпродукт, або у відходи.

Вміст твердого в живленні коливається від 15 до 40 % . Оптимальним є вміст твердого 20-25%. При надмірній розрідженості живлення збільшується розпушеність матеріалу і значно зростає швидкість транспортування в поперечному напрямку, що приводить до виносу важких мінералів в легкий продукт. Для зниження цих втрат зменшують поперечний кут нахилу деки. При недостатній розрідженості живлення зменшується розпушеність матеріалу, що перешкоджає проходженню частинок важких мінералів в нижні шари, при цьому смуга важких мінералів у віялі продуктів виділяється нечітко.

Підготовка матеріалу перед збагаченням на столах полягає в його класифікації за крупністю. Крупність рудного матеріалу, що збагачується на концентраційних столах повинна бути в межах 0,04-3 мм. Тому первинна підготовка матеріалу зводиться до дроблення і подрібнення з метою одержання продуктів саме такої крупності.

Збагачення ширококласифікованого матеріалу крупністю 0,04 - 3 мм можливе тільки в тих випадках, коли з економічних міркувань допускається невисока ефективність збагачення або коли в матеріалі немає зростків, а крупність важких зерен суттєво відрізняється від легких. В більшості випадків, особливо при збагаченні корінних олов'яних, вольфрамових руд і руд рідкісних металів, матеріал перед збагаченням на столах класифікують на гідравлічних класифікаторах з одержанням 4 - 6 класів. Чим менша різниця в густині розділюваних мінералів і чим більше зростків у вихідному продукті, тим вужчою повинна бути шкала класифікації. Іноді для підвищення ефективності класифікації вихідний матеріал перед подачею в гідравлічний класифікатор знешламлюють в гідроциклонах, механічних класифікаторах або в конусах.

Підготовка тонкозернистих і шламистих матеріалів крупністю дрібніше 0,02 мм до збагачення на столах полягає в їх знешламленні (відділення класу менше 15 мкм) і згущенні.

Змивна вода необхідна для видалення частинок легких мінералів в кінці деки. При невеликих витратах змивної води і малому поперечному нахилі деки матеріал верхніх шарів, що складається з частинок малої густини, може вилучатися у важкий продукт. Надмірний поперечний нахил деки, великі витрати змивної води і нерівномірний її розподіл приводять до виносу частинок великої густини з каналів між рифлями і втрат важких мінералів. Нестача змивної води приводить до засмічення важкого продукту легкими частинками.

Продуктивність концентраційних столів залежить від крупності живлення, різниці в густині розділюваних мінералів і вимог до якості продуктів збагачення. Для операцій первинного збагачення руд з одержанням чорнових концентратів, проміжного продукту і відвальних відходів продуктивність концентраційного стола може бути розрахована за формулою:

, т/год, (8.31)

де - число дек; - густина вихідного матеріалу, важкого і легкого мінералів, т/м3; - площа деки стола, м2; - середньоарифметична крупність зерен у вихідному живленні, мм.

При збагаченні і знесірченні вугілля і антрацитів продуктивність концентраційних столів визначається за формулою:

, т/год, (8.32)

де - розмір максимального зерна в живленні, м; - коефіцієнт, що залежить від (при = 1 мм = 6, при = 10 мм = 1,5); - середня швидкість руху матеріалу по деці, м/год; - густина збагачуваного матеріалу, т/м3; - периметр розвантаження продуктів, м.

За формулами (8.31) і (8.32) розраховують продуктивність концентраційного стола, на якому здійснюють операцію основної концентрації. В операціях перечищення промпродуктів продуктивність столів зменшують на 20 - 40 %, а в операціях доведення концентратів - на 50 % у порівнянні з продуктивністю операції основної концентрації.

Конструктивні параметри

Частота коливань і хід деки визначають за емпіричними формулами:

– частота коливань:

, хв-1 (8.33)

– хід деки:

, м, (8.34)

де - максимальний розмір зерен збагачуваного матеріалу, м.

У формулах (8.33) і (8.34) не враховано багато факторів процесу концентрації на столі, тому результати одержані при розрахунках слід розглядати тільки як приблизні і уточнювати при експлуатації.

Як свідчить практика, зі збільшенням крупності збагачуваного матеріалу довжину ходу деки слід збільшувати, а частоту коливань - зменшувати.

Кут поперечного нахилу деки визначає швидкість руху водного потоку. Великі швидкості (при великих кутах поперечного нахилу) сприяють турбулізації потоку і знесенню дрібних зерен. Це приводить до втрат зерен важкого мінералу і зниження якості продуктів збагачення. Тому при збагаченні дрібнозернистих матеріалів кут поперечного нахилу складає 1,5 - 2,5?, при збагаченні грубозернистих - 4 - 8?, а для особливо крупних і важких мінералів він може бути збільшений до 10?.

Кут поперечного нахилу деки і витрати змивної води взаємопов'язані і є основними регулюючими параметрами при експлуатації концентраційних столів.

Кут подовжнього нахилу деки невеликий за величиною - від - 0,003? до + 0,4? (знак «-» означає опускання розвантажувального кінця деки, знак «+» - його підйом). Подовжній нахил деки за ходом руху матеріалу при переробці тонкозернистих і шламистих продуктів збільшує транспортуючу здатність, а нахил деки в протилежному напрямку при переробці крупнозернистих продуктів, навпаки, зменшує транспортуючу здатність.

Типи нарифлення, що застосовуються на практиці (рис. 8.20), підрозділяють в основному на піскові (для матеріалів крупністю +0,2 мм) і шламові (для матеріалів крупністю - 0,2 мм).

В поперечному перетині піскові рифлі являють собою прямокутник (рис. 8.20 а). На деках столів для збагачення шламистих матеріалів, крім прямокутних рифлів малої висоти, є високі трикутні рифлі, перед якими утворюються спокійні зони, де відбувається осадження шламистих частинок важких мінералів (рис. 8.20 б).

Подовжній перетин рифлі - прямокутна трапеція з верхньою основою рівною 3/4 нижньої. Максимальну висоту рифлі мають біля завантажувального кінця деки. Найбільшу довжину і висоту має рифля, що проходить через кут деки, який створений боком розвантаження легких продуктів і завантажувальним торцем. Кут зрізу рифлів складає 30 - 55?. У діагональних дек вздовж боку розвантаження легких продуктів установлюється додаткова «запірна» рифля висотою 20 - 25 мм, яка перешкоджає виносу важких мінералів в легкий продукт. Вибір висоти рифлів визначається крупністю і густиною збагачуваного матеріалу, а також вмістом важких компонентів.

У сучасних шламових столах (напр., СКОШ-7,5) поверхня деки має хвилястий характер і рифлями є гребені хвиль (рис. 8.20 в). Такі рифлі суттєво знижують збурення потоку, що сприяє підвищенню ефективності збагачення шламів.

Концентраційні столи мають малу питому продуктивність і вимагають для своєї установки великих виробничих площ. Тому на фабриках для збагачення корінних і розсипних руд рідкісних металів концентраційні столи використовують головним чином для перечищення концентратів.

5. ГВИНТОВА СЕПАРАЦІЯ

Гвинтові сепаратори і шлюзи - це різновид апаратів, в яких розділення матеріалу відбувається в безнапірному нахиленому потоці малої глибини в гладкому спіральному жолобі.

Гвинтові сепаратори і шлюзи застосовують для вилучення питомо-важких мінералів з корінних і розсипних руд і додаткового вилучення коштовних мінералів з високою густиною з відходів флотаційного або магнітного збагачення. Вони знайшли широке застосування для збагачення дрібнозернистих пісків, що містять ільменіт, циркон, рутил і інші корисні копалини, а також для збагачення корінних руд рідкісних і благородних металів, залізних руд, фосфоритів, хромітів, кам'яного вугілля і алмазів.

Галузь застосування того або іншого типу ґвинтового апарата визначається крупністю цінних мінералів. При крупності цінних мінералів 0,1 - 3 мм застосовують ґвинтові сепаратори, для дрібнішого матеріалу 0,05 - 0,2 мм використовують ґвинтові шлюзи. Принцип дії ґвинтових апаратів однаковий, вони відрізняються лише за формою жолоба: жолоб сепаратора - частина круга або еліпса, жолоб шлюзу - прямокутний і ширший ніж у сепаратора.

Ґвинтовий сепаратор (рис. 8.21) являє собою нерухомий спіральний жолоб 1 з вертикальною віссю 2, яка служить йому опорою. У завантажувальний пристрій 3, що знаходиться в верхній частині жолоба подається попередньо класифікована руда разом із водою (пульпа).

Рис. 8.21 - Схема ґвинтового сепаратора. 1 - ґвинтовий жолоб; 2 - опора; 3 - завантажувальний пристрій; 4 - розвантажувальний пристрій.

Під дією сили ваги пульпа стікає вниз в вигляді тонкого потоку різної глибини. При цьому на мінеральні частинки діють гравітаційні, гідродинамічні і відцентрові сили. Взаємодія зазначених сил призводить до розділення матеріалу за густиною: зерна важких мінералів концентруються в придонній частині біля внутрішнього борту жолоба, а зерна легких мінералів виносяться у верхні шари потоку і зносяться до зовнішнього борту.

5.1 Процес збагачення у ґвинтових сепараторах

Рух потоку пульпи у ґвинтовому жолобі носить складний характер і відрізняється такими особливостями:

– під впливом відцентрових сил потік приймає нахилене до горизонту положення з характерним серпоподібним профілем (рис. 8.22). Форма поперечного перетину потоку обумовлюється витратою води, при цьому зі збільшенням витрати води глибина потоку в зоні А практично не змінюється, в той час як в зоні Б зростає і глибина потоку і його турбулентність;

Рис. 8.22 - Циркуляція у ґвинтовому жолобі. R - радіус жолоба; r - радіус обертання частинки

ѕ глибина потоку в різних зонах поперечного перетину різна: мала - в зонах біля внутрішнього борту, максимальна - в середній частині біля зовнішнього борту. Зі збільшенням витрат пульпи збільшуються глибина потоку в середній частині жолоба і змочений периметр жолоба, при цьому товщина і форма потоку біля внутрішнього борту практично не змінюються;

ѕ швидкість ґвинтового потоку в різних зонах поперечного перетину також різна і вона змінюється за параболічним законом (при ламінарному русі в тонких внутрішніх шарах) або за логарифмічним законом (при турбулентному русі в глибокій зовнішній частині потоку). Крім того, у ґвинтовому жолобі швидкості розрізняються не тільки за глибиною (на поверхні потоку вони більші), але й за радіусом (збільшуються в напрямку від внутрішнього борту до зовнішнього). Максимальна подовжня швидкість потоку біля зовнішнього борту сепаратора досягає 1,5 - 2 м/с, а мінімальна - біля внутрішнього борту - 0,1 - 0,2 м/с. Залежно від радіусу обертання середня подовжня складова швидкості ґвинтового потоку може бути приблизно визначена за формулою:

, м/с, (8.35)

де - відстань від осі обертання, м; - прискорення вільного падіння, м/с2; - кут поперечного нахилу жолоба сепаратора до горизонту, град.

Середня швидкість потоку по жолобу сепаратора визначається за формулою Шезі (8.15);

- внаслідок розходження швидкостей по глибині потоку в ньому виникають циркуляційні течії: верхні шари потоку віддаляються від осі обертання до зовнішнього борту, а внутрішні шари переміщаються в напрямку найбільшого нахилу ґвинтової поверхні - до осі обертання і внутрішнього борту (рис. 8.22). Це явище називають поперечною циркуляцією потоку, її характер залежить від витрат води. Швидкість циркуляційної течії вздовж дотичної до поперечного перетину жолоба визначається за формулою:

, м/с, (8.36)

де - подовжня швидкість потоку (8.35), м/с; - кут між горизонтальними проекціями радіальної і тангенціальної складових швидкості елементу потоку, град; - подовжній і поперечний кути нахилу жолоба, град.

Швидкість циркуляційної течії у 3-5 разів менша подовжньої швидкості потоку, але максимальна циркуляція має місце лише у граничних шарах, середні шари в циркуляції участі не беруть (для них ).

Довжина пробігу елементів потоку від зовнішнього борту до внутрішнього в ґвинтових апаратах складає від 0,7 до 1,5 витків.

Мінеральне зерно, що рухається в потоці пульпи по ґвинтовому жолобу, зазнає одночасно впливів різних за величиною і напрямком сил, рівнодіюча яких визначає його траєкторію і положення у потоці (рис. 8.23). У ґвинтовому потоці мінеральні зерна переміщаються не тільки вздовж жолоба, як в шлюзах, але й в поперечному напрямку. В результаті цього легкі зерна, що мають більшу швидкість переміщення в потоці, не тільки обганяють зерна придонного шару, але й зміщаються під дією більшої відцентрової сили і поперечної циркуляції до зовнішнього борту. Таким чином, при русі зерен в ґвинтовому потоці можливі два випадки: зерно рухається у зваженому стані (легкий мінерал) і зерно рухається по дну ґвинтового жолоба (важкий мінерал).

Основні сили, що діють на мінеральну частинку, що рухається в ґвинтовому жолобі, такі:

- гравітаційна сила (8.1). Нормальна складова гравітаційної сили визначає величину сили тертя (8.4), а тангенціальна - величину тягнучої сили в напрямку найбільшого нахилу дна жолоба (вздовж жолоба вниз за потоком і в бік внутрішнього борту в поперечному напрямку). Зерно, що лежить на дні, має більшу можливість попасти у внутрішню зону потоку, в той час як зважене зерно прагне переміститься у зовнішню зону;

ѕ гідродинамічна сила (8.2). Величина гідродинамічної сили залежить від положення зерна по висоті потоку. Наявність поперечної циркуляції створює додатковий гідродинамічний тиск. Гідродинамічні сили діють разом з вертикальними складовими швидкості (8.3), що виникають при турбулентній течії потоку, і створюють підвищену підіймальну силу, яка сприяє підтримці зерен у зваженому стані (в глибокій частині потоку);

ѕ відцентрова сила мало впливає на швидкість руху зерна вздовж жолоба, але вона є однією з основних сил, що визначають поперечний рух зерен (особливо зважених):

, Н,(8.37)

де - маса зерна, кг; - швидкість зерна в напрямку дії відцентрової сили, м/с; - радіус обертання зерна, м.

При швидкостях потоку до 1 м/с величина відцентрового прискорення звичайно мала - (0,1-1,0)g. Максимальні значення відцентрового прискорення спостерігаються в зонах біля зовнішнього борту, а в придонних шарах відцентрові складові значно менші;

ѕ сила тертя (8.4) виникає при контакті зерна з поверхнею жолоба або з іншими зернами. Ця сила завжди орієнтована в напрямку протилежному руху зерна. Зі збільшенням швидкості руху і розмірів зерен коефіцієнт тертя і сила тертя зменшуються. Дрібні зерна при малих швидкостях рухаються переважно ковзанням по поверхні, а крупні - перекочуються по поверхні.

Для одиничного зерна, що знаходиться у зваженому стані, рівнодіюча швидкостей на напрям дотичної до лінії перетину жолоба при сталому режимі руху дорівнює:

, м/с, (8.38)

де - швидкість падіння зерна у воді, м/с; інші позначення попередні.

Результати розрахунків швидкості частинок за формулою (8.38) показали, що зерна важких мінералів (т/м3) крупністю 0,074 - 2,5 мм рухаються в напрямку до осі сепаратора () і можуть потрапити в концентрат. Зерна поза цією крупністю відкидаються до периферії і потрапляють у відходи. Оптимальніша крупність важких мінералів, що збагачуються гвинтовою сепарацією, складає 0,2 - 2 мм, але для легких мінералів верхня межа крупності може бути збільшена до 12 мм, тому що крупні зерна будуть змиватися водою і в концентрат не потраплять.

Процес розділення зернистого матеріалу в жолобі гвинтового сепаратора здійснюється в два етапи:

1-й етап полягає в розшаруванні матеріалу по вертикалі і переході важких мінералів в придонний шар. Цей етап спільний для всіх процесів розділення в тонкому шарі пульпи, що рухається по похилій поверхні. Для процесу розшарування важливе значення мають турбулентні пульсації потоку і явища сегрегації при русі зімкненого придонного шару. На першому етапі в придонний шар вибірково переходять крупні важкі зерна і менш вибірково - дрібні важкі зерна. Основні фактори розділення на цьому етапі - крупність і густина зерен.

2-й етап полягає в перерозподілі зерен у радіальному напрямку зі створенням мінерального віяла продуктів сепарації. В результаті поперечного перерозподілу зерна формують окремі шари потоку (концентрат, промпродукт, відходи) і набувають сталого характеру руху. Перерозподіл зерен закінчується в основному після проходження двох-трьох витків, далі зерна рухаються на постійних радіусах по гвинтовим траєкторіям. Зерна, що потрапили випадково в «чужу» зону, перерозподіляються далі завдяки подачі змивної води в зону внутрішнього борту жолоба.

Швидкість розшарування зерен у гвинтовому сепараторі є експоненціальною функцією від часу (або від довжини пробігу пульпи по жолобу). Високій швидкості розшарування в початковий період сприяє те, що пульпа має високий ступінь розпушення. Швидкість розділення зерен по висоті потоку характеризується створенням донного шару важких мінералів на етапі формування потоку в гвинтовому жолобі, отже на перших двох витках, де швидкості потоку і зерен ще не встановилися.

Оптимальна довжина жолоба для зерен різної крупності різна. Для виділення крупних зерен в сепараторі достатньо двох витків, в той час, як для виділення дрібних (- 0,1 мм) - необхідно чотири витка. Якщо цінні важкі мінерали представлені зернами різної крупності, розвантаження концентрату необхідно здійснювати не одноразово в кінці жолоба, а розосереджено - на другому, третьому, четвертому витках. Але в кожному конкретному випадку довжина жолоба повинна бути оптимальною, тому що зі збільшенням довжини жолоба відбувається перемішування шарів пульпи і знижуються технологічні показники процесу.

5.2 Конструкції гвинтових апаратів

Гвинтові апарати розділяють на сепаратори (для збагачення некласифікованих і ширококласифікованих матеріалів крупністю 0,1 - 3 мм) і шлюзи (для збагачення тонкозернистих матеріалів крупністю 0,02 - 0,5 мм).

Гвинтові сепаратори виготовляють з регульованим і нерегульованим кроком витків. В практиці збагачення корисних копалин застосовують сепаратори з нерегульованим кроком витків. Сепаратори з регульованим кроком витків випускають в обмеженій кількості і використовують для досліджень в лабораторному і напівпромисловому масштабах.

Гвинтовий сепаратор (рис. 8.21) складається із завантажувального пристрою, гвинтового жолоба, розподільника змивної води, пристрою для розділення і розвантаження продуктів збагачення, опорного каркасу.

Завантажувальний пристрій (рис. 8.24), встановлений на вході апарата, служить для зменшення швидкості потоку вихідної пульпи, формування потоку і плавного вводу його в гвинтовий жолоб.

Рис. 8.24 - Схема завантажувального пристрою равликового типу.

Частіше використовують завантажувальний пристрій равликового типу, що являє собою спіральний жолоб зі зростаючим радіусом кривизни.

Гвинтовий жолоб виготовлюють з чавуну, силуміну, полімерних матеріалів, або залізобетону. Кожний виток жолоба складається з двох секцій - напіввитків. Робочу поверхню жолобів футерують зносостійкими матеріалами: гумою, кам'яним литвом або полімерами. Гвинтовий жолоб характеризується довжиною, діаметром, шагом, формою і розмірами поперечного перетину. Число жолобів в сепараторі може бути від 1 до 4, а в шлюзі від 1 до 5.

Розподільники змивної води забезпечують її рівномірну подачу по усьому периметру внутрішнього борту жолоба. Вони встановлюються в кількох місцях по висоті жолоба. Найпростішими є розподільники жолобчастого типу, які являють собою маленький жолобок, що примикає до робочого жолоба з внутрішнього або зовнішнього боку. За допомогою трубок вода подається до внутрішнього борту назустріч потоку пульпи.

Пристрій для розділення і розвантаження продуктів збагачення (рис. 8.25) складається з порожньої трубки 1 з боковим вирізом 2 і відсікача 3, що фіксується затискачем 4. Трубка угвинчується в отвір в днищі жолоба 5.

Рис. 8.25 - Схема пристрою для розділення і розвантаження продуктів збагачення. 1 - порожня трубка; 2 - боковий виріз; 3 - відсікач; 4 - затискач; 5 - днище робочого гвинтового жолоба

Відсікачем регулюється ширина смуги пульпи, яка видаляється і направляється в порожню трубку і далі по гумовим шлангам в збірник для готового продукту. Зміною положення відсікачів можна одержувати продукти збагачення з необхідними виходами і якістю.

Гвинтові шлюзи за конструкцією подібні до гвинтових сепараторів. Основною особливістю їх конструкції є прямокутна форма поперечного перетину жолоба. Жолоби шлюзів виготовляються з силуміну і футеруються гумою. Днище жолоба (пряма лінія) нахилене до горизонту під кутом 5?.

Технічні характеристики гвинтових апаратів наведені в табл. 8.7.

Таблиця 8.7 - Технічні характеристики гвинтових сепараторів і шлюзів

5.3 Конструктивні і технологічні параметри процесу гвинтової сепарації

Основні технологічні і конструктивні параметрі, що впливають на ефективність процесу гвинтової сепарації підрозділяють на дві групи: конструктивні і технологічні.

Конструктивні параметри.

До основних конструктивних параметрів відносять: діаметр і крок гвинтового жолоба, профіль його поперечного перетину, число витків, число відсікачів і місце їх установки.

Діаметр гвинтового жолоба є основним конструктивним параметром сепаратора і визначає його розміри, масу і продуктивність. Гвинтові сепаратори, що застосовуються в практиці збагачення корисних копалин, мають жолоби діаметром 600 - 2000 мм. Вибір діаметра сепаратора залежить від продуктивності по твердому, крупності і густини збагачуваного матеріалу. Матеріали, що містять крупнозернисті (1 - 2 мм) цінні компоненти, ефективніше збагачуються в сепараторах великого діаметра (1000 мм і більше), тонкозернисті матеріали (менше 0,5 мм) - в сепараторах малих діаметрів (500 - 750 мм), матеріали середньої крупності (0,074 - 1 мм) - в сепараторах будь якого розміру.

Профіль поперечного перетину жолоба може являти собою елемент еліпса (рис.8.26 а1, а2), кола (рис.8.26 а3, а4), пряму лінію (рис.8.26 а5, а62). Найбільш доцільним профілем для збагачення матеріалу крупністю менше 2 мм є горизонтальний еліпс, більша піввісь якого складає 1/3 діаметра сепаратора, а співвідношення довжин осей - 2 : 1. Для збагачення дрібних матеріалів (- 0,2 мм) рекомендується пологий профіль у вигляді кубічної параболи, а для збагачення крупних матеріалів (2 - 12 мм) - випуклий профіль у вигляді двох відрізків прямих: нахиленого до горизонтальної площини під кутом 17? в зоні виділення концентрату і горизонтального - біля зовнішнього борту. Вплив профілю поперечного перетину жолоба на показники збагачення матеріалу крупністю менше 2 мм показано на рис 8.26 б.

Число витків жолоба залежить від фізичних властивостей збагачуваного матеріалу. Воно збільшується зі зменшенням різниці в густині розділюваних мінералів і їх крупності. Число витків жолоба в промислових сепараторах складає 4 - 6. У п'ятивиткових сепараторах звичайно здійснюють першу стадію збагачення корінних руд, а в трьох- і чотирьохвиткових - перечищають чорновий концентрат. При збагаченні пісків розсипних родовищ застосовують три- і чотиривиткові сепаратори, що значно зменшує висоту апарата.

Крок гвинтового жолоба визначає кут нахилу його гвинтової лінії до горизонту і впливає на гідродинамічну характеристику потоку і умови транспортування матеріалу. Крок гвинтової лінії визначається зі співвідношення:

, м, (8.39)

де - радіус гвинтової лінії, м; - кут нахилу гвинтової лінії жолоба до горизонту, град.

Зі збільшенням відносного кроку гвинтового жолоба (відношення кроку до діаметра) показники збагачення матеріалів крупністю більше 0,2 мм погіршуються, а матеріалів крупністю менше 0,2 мм - поліпшуються. Відносний крок для промислових гвинтових сепараторів приймається рівним 0,4 - 0,6 м, для гвинтових шлюзів - 0,5 - 0,6 м. Менше значення кроку приймається для сепараторів більшого діаметра, а більше значення - для сепараторів меншого діаметра.

Вивід продуктів збагачення здійснюється відсікачами, що встановлені на сепараторах в кінці останнього витка або на кожному витку жолоба. Остаточний (кінцевий) концентрат одержують, як правило, після декількох перечисток чорнового концентрату. В окремих випадках перечищення концентрату гвинтових сепараторів здійснюється іншими методами (напр., флотацією).

Положення ножів відсікачів визначається в кожному конкретному випадку дослідним шляхом і зберігається постійним в процесі роботи.

Залежно від виконання гвинтові апарати можуть мати 2-5 гвинтових жолобів, що функціонують паралельно.

Технологічні параметри.

До технологічних параметрів належать: густина, крупність і форма мінеральних зерен у живленні, вміст твердого у живленні і продуктивність. На результати збагачення суттєво впливають також підготовчі операції.

Склад вихідного матеріалу за густиною розділюваних мінералів характеризує можливість ефективного застосування процесу гвинтової сепарації. Оцінка можливості збагачення визначається за величиною критерію Мейстера:

, (8.39)

де - густина вихідного матеріалу і легкого мінералу, т/м3.

Якщо збагачення гвинтовою сепарацією буде ефективним, якщо збагачення ще можливе, а при розділення не відбудеться (збагачення неможливе).

Крупність мінеральних зерен характеризується верхньою і нижньою межами. Верхня межа крупності зерен при гвинтовій сепарації залежить від їх густини: для кварцу ( т/м3) вона досягає 12 мм, для важких мінералів ( т/м3) - 2-3 мм. Нижня межа крупності зерен визначається умовами їх зважування і розподілення по висоті потоку в жолобі сепаратора: для кварцу вона рівна 0,074 мм, для важких мінералів - ще нижче.

На гвинтових сепараторах ефективніше вилучаються зерна крупністю понад 0,2 мм, дрібніші зерна (до 0,02 мм) - на гвинтових шлюзах, де менша турбулентність потоку.

Бажано щоб форма зерен, розділюваних мінералів була різною. Сприятливішими для збагачення випадками будуть такі, коли зерна пустої породи представлені округлими зернами (коефіцієнт сферичності великий), а зерна корисного мінералу - плоскі (коефіцієнт сферичності малий).

Підготовка матеріалу до збагачення полягає в його класифікації і знешламлюванні. Класифікація може здійснюватись на грохотах і гідравлічних класифікаторах. Оптимальним є варіант з використанням гідравлічної класифікації, який сприяє підвищенню результатів збагачення і продуктивності процесу. В окремих випадках при попередньому або контрольному збагаченні можлива сепарація некласифікованого матеріалу. Але якщо в живленні сепарації міститься 30 - 40 % класу - 0,074 мм знешламлення робиться обов'язково (для зниження в'язкості пульпи).

Вміст твердого в живленні при збагаченні розсипних руд складає звичайно 15 - 25 % (за масою), при збагаченні корінних руд - 30 - 40 %. При густині пульпи, що перевищує вказані межі, збільшується її в'язкість і виділення важких мінералів сповільнюється. Мінімальний вміст твердого в живленні складає 6 - 8 %. При більшій розрідженості пульпи важкі і легкі зерна рухаються разом біля внутрішнього борту і не забезпечують утворення віяла продуктів розділення.

Витрата змивної води повинна бути оптимальною. При оптимальних витратах змивної води підвищується ступінь концентрації матеріалу, зменшується замулювання робочої поверхні жолоба в концентратній зоні, поліпшується транспортування важких мінералів, збільшується розрідженість матеріалу біля внутрішнього борту і підсилюється поперечна циркуляція потоку. Надлишок змивної води приводить до зносу важких мінералів в зону промпродукту, а недостача - до одержання бідних концентратів. Звичайно витрата змивної води складає 0,3 - 0,6 л/с на один жолоб сепаратора діаметром 600 мм.

Продуктивність гвинтових апаратів залежить від діаметра витків жолоба, кута підйому гвинтової лінії, речовинного складу і крупності збагачуваного матеріалу. Зменшення крупності живлення, а також підвищений вміст у ньому глини і шламів приводить до зниження продуктивності.

Продуктивність гвинтових апаратів визначається за формулою:

, т/год, (8.40)

де - коефіцієнт, що залежить від збагачуваності матеріалу (для важкозбагачуваних руд = 0,4; для легкозбагачуваних - = 0,7); двих, дт, дл - густина вихідного матеріалу, важкого і легкого мінералів, т/м3; D - діаметр спіралі жолоба, м; m - число жолобів; dmax - максимальна крупність питомо-важких зерен в живленні, мм.

Гвинтова сепарація застосовується в технологічних схемах збагачення вугілля, залізних, хромових, танталових, золотовмісних і інших руд. Але головним чином гвинтова сепарація використовується при переробці розсипів, які є ідеальним живленням для гвинтових сепараторів.