/
Text
И Н ИСАЕВ
КОНЦЕНТРАЦИОННЫЕ
СТОЛЫ
Государственное научно техническое издательство
ЛИТЕРАТУРЫ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ
Москва — 1962
АННОТАЦИЯ
В книге описаны процесс разделения минеральных
зерен по . удельным весам на концентрационных столах
и история развития их конструкций.
Изложены основные параметры, влияющие на про-
цесс концентрации, и даны эмпирические формулы, таб-
лицы и графики для их выбора, а также приведены
краткие сведения по проектированию отделений кон-
центрационных столов на обогатительных фабриках.
Книга предназначена для широкого круга работни-
ков обогатительной промышленности и может быть по-
лезна студентам горных вузов и учащимся техникумов.
Исаев Иван Николаевич
КОНЦЕНТРАЦИОННЫЕ СТОЛЫ
Отв. редактор В. П. Куник
Техн, редакторы Л Н. Ломилина, С. Я. Шкляр
Корректоры Н. И. Меренкова, Р. fl. Ускова
Сдано в набор 3/XI 1961 г. Подписано в печать 31/V 1962 г. Формат бумаги 60x90Vle
Печ. л. 6,25. Уч.-нзд.-л. 5,92. Тираж 1600 экз. Т-08605. Изд. № 339. Инд. 5/3.
Цена 30 к. Заказ № 2191
Государственное научно-техническое издательство литературы по горному делу
ГОСГОРТЕХИЗДАТ
Москва, Грузинский вал, д. 35.
Харьковская типография Госгортехиздата, Харьков, ул. Энгельса, Ц
ПРЕДИСЛОВИЕ
Потребности народного хозяйства Советского Союза в раз-
личных металлах и в неметаллических полезных ископаемых из
года в год увеличиваются.
Трудоемкость работ по обогащению непрерывно возрастает,
так как поступающая в переработку руда становится более тон-
ковкрапленной и бедной по содержанию полезных минералов,
а также более сложной по вещественному составу. Переработка
трудно обогатимой руды усложняется и тем, что в настоящее
время ставится задача комплексного использования полезных
минералов, входящих в состав перерабатываемой руды.
Для выполнения указанных выше задач нельзя идти только
путем увеличения строительства больших обогатительных фаб-
рик, так как это требует огромных капиталовложений. Следует
прежде всего использовать те производственные резервы, кото-
рые имеются в существующем оборудовании, а затем реконст-
руировать и усовершенствовать технологические схемы обогаще-
ния и обогатительное оборудование, чтобы оно давало повышен-
ную производительность и хорошие технологические показатели.
Это может быть достигнуто только в результате всестороннего
исследования процесса обогащения и изучения работы каждой
обогатительной машины.
Среди гравитационных способов обогащения материала
крупностью менее 1 мм одним из наиболее широко и часто при-
меняемых в настоящее время является способ обогащения на
^концентрационных столах.
В последние годы институтом Механобр проводились иссле!
дования по изучению теории процесса разделения минеральным
зерен по удельным весам на концентрационных столах, а также
установлению влияния основных параметров и факторов на эфЛ
фективность этого процесса обогащения. I
Параллельно с этими работами проводились изыскания и
конструирование новых, более высокопроизводительных концен,
трацИонных столов и модернизация столов СС 2.
Результаты проведенных исследований в сочетании с анали,
зом ранее опубликованных работ различных авторов и данны?
по работе концентрационных столов в промышленных условия?
позволили установить некоторые зависимости и закономерности
как в самом процессе, так и в отношении влияния основные
параметров на эффективность работы концентрационных столов
а также создать ряд столов новых конструкций со значительна
большей производительностью по сравнению с ранее применяв*
шимися столами СС-2.
Главк I
ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ОБОГАЩЕНИЯ ПОЛЕЗНЫХ
ИСКОПАЕМЫХ НА КОНЦЕНТРАЦИОННЫХ СТОЛАХ
В современной практике при гравитационном обогащении
мелких классов рудных и нерудных минералов крупностью от
0,02 до 3 (6) мм применяются концентрационные столы, на ко-
торых под действием потока воды, текущей по наклонной плос-
кости деки, силы тяжести и асимметричных возвратно-поступа-
тельных движений деки происходит разделение минералов по
удельному весу.
Процесс концентрации ранее осуществлялся на неподвижных
и подвижных (круглых и ленточных) столах, которые в настоя-
щее время полностью вышли из употребления ввиду их малой
производительности и заменены качающимися столами.
Качающиеся концентрационные столы состоят из следую-
щих основных деталей:
1) деки (плоскости) с прикрепленными на ней рейками (ри-
флями), питающими и распределительными устройствами; на
деке происходит разделение материала по удельным весам;
2) опорного устройства и механизма, регулирующего попе-
речный наклон деки;
3) приемных устройств для разгружаемых с деки продуктов
обогащения;
4) приводного механизма, сообщающего деке непрерывное
асимметричное возвратно-поступательное движение.
Концентрационные столы монтируются на раме и опорных
фундаментах.
Дека столов имеет прямоугольную или ромбическую форму.
У одних столов загрузка материала осуществляется с пра-
вой стороны (смотря на деку со стороны привода), у других —
с левой. Первые называются правосторонними, вторые — лево-
сторонними.
Столы бывают однодечные и двухдечные, но в большин-
стве случаев их изготовляют однодечными.
Концентрационные столы можно разделить на три основных
тйпа: песковые, мелкопесковые и шламовые. ервые применяя
ются для пескового материала крупностью от 0,5 до 3 (6) лиц!
вторые — для мелкопескового материала крупностью менее 0,Я
(1) мм, а третьи — для тонкозернистого материала и шламо®
крупностью ниже 0,2 (0,3) мм. На практике песковые столы часЦ
то используют для обработки мелкопескового материала и дажи
шламов, что приводит к значительному снижению технологичен
ских показателей обогащения.
При обогащении материала крупностью от 40 мк до 2 мм
концентрационные столы дают наилучшие технологические по-
казатели по сравнению со всеми другими аппаратами гравита-*
ционного обогащения. )
На концентрационных столах можно легко и быстро измй$
нять степень концентрации и выдавать концентраты высокогб|
содержания. Процесс концентрации на столах легко регулирует-;;
ся, позволяет визуально оценивать характер и качество постук
пающей руды и выделяемых концентратов. '
Концентрация на столах применяется не только как основной
процесс обогащения, но и как дополнительный процесс при фло,
тации, отсадке, магнитной сепарации, после шлюзов, спираль,
ных сепараторов и т. д. ,
Часто технологические показатели обогащения, получаемы^
на отсадочных машинах, спиральных сепараторах и шлюзах:
сравнивают с показателями, получаемыми на концентрационные
столах, как аппаратах, более надежно обеспечивающих высокий
показатели обогащения. ’
На концентрационных столах можно применять флотогравиг
тацию для удаления крупных зерен сульфидов и других флоти-
руемых минералов из черновых концентратов крупностью от 0,2
до 3 мм, которые одним флотационным способом выделит!
нельзя. ’
Концентрационные столы являются одним из наиболее эф-
фективных аппаратов, применяемых при доводке черновых кон-
центратов, получаемых с других обогатительных аппаратов, длй
удаления вредных примесей и повышения содержания в них
полезных минералов. ;
Процесс обогащения на столах происходит в следующей по-
следовательности. В приемный ящик, расположенный на деке
стола, поступает пульпа, которая благодаря наклону и асиммет:
ричным возвратно-поступательным движениям деки течет по ней^
Минеральные зерна в зависимости от их удельного веса и круп-
ности расслаиваются и движутся по деке с разными скоростями
в различных направлениях (рис. 1). '
Каждая частица, находящаяся в движущемся водном потоку
пульпы, будет испытывать действие трех основных взаимно пер-
пендикулярных сил: (
1) силы тяжести Q, направленной вертикально вниз; ;
2) силы гидродинамического воздействия поперечного пото-
ка воды и пульпы Р, направленной поперек наклонной деки;
3) силы N, вызванной асимметричными возвратно-поступа-
тельными движениями деки; эта сила направлена вдоль деки
стола.
От воздействия этих сил каждая минеральная частица в за-
висимости от ее удельного веса и крупности будет продвигаться
со своей равнодействующей силой R.
Рис. 1. Схема движения тяжелых (di) и легких (d2) минеральных зереи
по наклонной деке концентрационного стола
Минеральные зерна тяжелой фракции, проникая в нижние
слои, движутся вдоль деки от воздействия асимметричных воз-
вратно-поступательных движений деки, но несколько отклоняют-
ся вниз от воздействия поперечного потока пульпы и смывной
воды.
Общее направление движения тяжелых зерен будет к краю
стола АВ (см,- частицу
Минеральные зерна легкой фракции (обычно более крупные,
чем зерна тяжелых минералов) движутся в основном поперек
деки от воздействия поперечного потока пульпы и смывной воды,
одновременно продвигаясь вперед под воздействием асиммет-
ричных возвратно-поступательных движений деки. Общее на-
правление движения легких зерен будет к краю стола АС (см.
частицу d2).
В результате многих исследований установлено, что водные
струи воздействуют на зерна материала с различной силой.
Она изменяется в зависимости от высоты рассматриваемого
слоя воды.
Скорость потока воды на дне деки незначительна (близкая
к нулевым значениям), но по мере удаления от дна скорость
течения воды быстро возрастает, достигая максимальной вели-
чины в верхней части слоя.
В действительности максимальную скорость вследствие тре-
ния о воздух и поверхностного натяжения имеют частицы жид-
кости, расположенные несколько ниже поверхности воды, но
этим обстоятельством можно пренебречь.
Рис. 2. Скорость движения воды в зависи-
мости от глубины потока
На рис. 2 представлено изменение скорости движения воды
на различных глубинах двух слоев при одинаковых углах на-
клона деки, равных 5°, и температуре 20°, по данным Годена [12].
Кривая 1 характеризует изменение скорости течения в по-
перечном сечении при общей толщине слоя воды 1 мм, а кри-
вая 2 — при толщине слоя воды 0,5 мм. Они показывают, что
частицы, расположенные на дне потока, будут передвигаться
(поперек деки) значительно медленнее по сравнению с части-
цами, расположенными в верхних слоях потока. Поэтому верх-
ний слой материала перемещается вниз по уклону значительно
быстрее, чем нижний слой.
Несмотря на то, что сотрясательные столы существуют и
применяются с начала прошлого столетия, первое описание сущ-
ности процесса обогащения на таких столах появилось только
в конце прошлого столетия в работах Роберта и Ричардса.
[79—81].
Движение минеральных частиц в слое воды, текущей по на-,
клонной плоскости, было исследовано Риттингером. Шпаре
[39, 57], а также Саймонсом [85], но теоретическое обоснование
8
этого процесса было дано впервые И. Финкеем [65]. Он считает,
что скорость частицы, движущейся в наклонной струе воды на
плоской твердой поверхности, будет тем больше, чем больше
диаметр частицы и угол наклона поверхности и чем меньше
удельный вес частицы. Этот же вопрос изучал В. Г. Деркач [20],
который указал на некоторые ошибочные допущения, сделан-
ные в работе И. Финкея. Так, например, Финкей исходит из того,
Рис. 3. Расслоение по удельным весам и крупности
тяжелых и легких шариков при сотрясательных
движениях по Ф. С. Дайеру:
а — до встряхивания; б —• после встряхивания
что сила внутреннего трения жидкости пропорциональна нор-
мальному давлению, т. е. он применяет закон трения между
твердыми телами к внутреннему трению жидкости.
Процесс расслаивания по удельным весам и крупности впер-
вые был экспериментально изучен Ф. С. Дайером [19] на дере-
вянных и металлических шариках различной величины
(рис. 3, а), которые он подвергал сотрясательным движениям
в стеклянном сосуде. В результате вибраций и встряхиваний
нижний слой оказался состоящим из мелких металлических ша-
риков(рис, 3,6). Над ним расположился слой крупных метал-
лических шариков, промежутки между которыми заполнили
мелкие деревянные шарики. Выше расположился слой только
мелких деревянных, а еще выше — слой крупных деревянных
шариков. В той же работе Ф. С. Дайер указывал на эффектив-
ность расслоения материала различной крупности в зависимо-
сти от горизонтальной агитации или разрыхления. Подобное
явление должно иметь место и на сотрясательных столах, что
подтверждается распределением зерен по удельному весу, круп-
ности и форме по поверхности деки в виде веера. Более легкие,
крупные и продолговатые зерна располагаются в верхних слоях,
а более тяжелые и мелкие минеральные зерна занимают нижний
слой.
Такое расслоение обусловливается не только разностью
удельных весов, но и разностью диаметров зерен. Зерна тяжело-
го минерала по объему меньше и они как бы просеиваются
в промежутках между более крупными зернами легкого мате-
риала. Это расслаивание происходит от сотрясательных воз-
вратно-поступательных движений деки стола, от смывающего
действия поперечной струи воды и турбулентного движения вод-
ного потока в желобках между нарифлениями.
Особенностью турбулентного движения потока является пе-
ремешивание объемов жидкости и взвешивание твердых частиц
с удельным весом большим, чем удельный вес воды. Это явле-
ние обусловлено восходящими пульсационными течениями, свя-
занными с направленными вверх вертикальными составляющи-
ми скоростей. Основным условием взвешивания является обя-
зательное превышение вертикальной составляющей скорости
над гидравлической крупностью *. Величина вертикальной со-
ставляющей скорости зависит от скорости потока, угла наклона
деки и шероховатости стенок. П. В. Лященко [39] и М. А. Вели-
канов [8] считают эту составляющую скорости линейной функ-
цией средней скорости потока и принимают ее равной от 0,1 до
0,05 продольной скорости потока.
Окончательное расслоение материала по удельным весам
происходит в желобках между нарифлениями, в которых проис-
ходит накопление минералов тяжелой фракции. Характерно, что
заполнение желобков наступает с первыми же порциями мате-
риала. При дальнейшей работе стола материал в желобках
превращается в разрыхленную постель, способствующую рас-
слаиванию минеральных зерен по удельным весам.
В движении минеральных частиц, находящихся в текущей
струе, различают:
* Разнообразие минеральных зерен, участвующих в процессе разделения
как по геометрическим размерам, так и по удельным весам определило необ
ходимость введения одноразмерной характеристики для зерен любой круп
ности любого минерала. Такой характеристикой явилась скорость свободног
падения зерна в воде. Последняя в гидротехнике названа гидравлическо
крупностью, в противоположность геометрическому размеру.
i) движение ио дну деки или отложившимся зернам,
2) движение прерывисто-взвешенное и скачкообразное;
3) движение непрерывно-взвешенное.
Указанные выше три вида движения вызываются силами
гидродинамического происхождения: одной, направленной вдоль
течения (влекущей), другой, направленной снизу вверх (взве-
шивающей), и силой тяжести частицы, направленной сверху
вниз.
Помимо указанных выше сил весьма существенное значение
имеет то, что частицы двигаются не индивидуально, а массой,
и в этом отношении условия движения будут в известной степе-
ни напоминать стесненное падение.
Явления турбулентности, имеющие место при движении
пульпы по деке стола, связаны с возникновением восходящих
потоков в виде нерегулярного выбрасывания масс жидкости
в тех местах, где скорости резко замедляются. Этим явлениям
особенно способствуют нарифления на деке.
Большое количество разнообразных факторов, влияющих на
скорости и направление движения минеральных зерен по деке,
обусловило трудность их определения. В литературе имеется
много самых разнообразных формул для приблизительной
оценки средней скорости в желобах, промывочных колодах, лот-
ках, земляных каналах, руслах рек, шлюзах и т. д., например
формулы Базена, Великанова, Котляра, Лонгриджа, Прандля,
Шези и многих других, но для определения средней скорости
потока на концентрационных столах они не могут быть исполь-
зованы, так как не учитывают влияние многих факторов.
Сложная совокупность явлений, сопровождающих попереч-
ное движение материала на деке стола, затрудняет нахождение
теоретических решений и побуждает рассматривать этот про-
цесс в более упрощенном виде. К числу таковых относится изу-
чение процесса движения частиц в струе воды на наклонной
плоскости, без учета явлений, происходящих в желобках между
нарифлениями, и возвратно-поступательных движений деки. Си-
лами, действующими в этом случае на крупные и легкие зерна
и перемещающими их поперек наклонной деки, являются сле-
дующие (рис. 4):
1) собственный вес массы зерен в воде G;
2) динамическое давление воды на зерно в направлении
движения ее по наклонной плоскости деки Ра;
3) динамическое действие вертикальной составляющей ско-
»рости Рс;
" 4) сила трения, направленная в сторону, противоположную
относительному перемещению, и пропорциональная нормально-
му давлению зерна на плоскость деки Т.
Дифференциальное уравнение по II. В. ященко [39] с уче-
том всех сил может быть составлено в следующем виде:
ну
—= mg0 sin а ф ф (Uc — V)2 d2 — (mg0 cos а — ф C2d2) tg <p,
где: V — скорость движения зерна по наклонной деке;
Рис. 4. Силы, действующие на зерно в струе
воды, текущей по наклонной плоскости
Uc— средняя ско-
рость движе-
ния воды на
уровне зерна;
ф— коэффициент
сопротивления
среды;
Uc—V— относительная
скорость дви-
жения воды
и зерна;
а— угол наклона
деки;
f =tg<p — коэффициент трения зерна о деку;
С—вертикальная составляющая скорости зерна;
d — диаметр зерна;
й0—конечная скорость свободного падения зерна;
т — масса зерна.
Принимая, что V — const и = V2, получим после
преобразований.
V = Uc — ]/ Vq (cos a. tg ср — sin а) — С2 tg <р.
Из этой формулы видно, что минеральное зерно при своем
движении остановится на наклонной плоскости, если
Vo]/c°s а Ш ~ sin « — С2 tg <р > Uс,
а скорость продольного перемещения зерна будет тем больше,
чем меньше Йо. Следовательно, легкие по удельному весу зерна
минералов будут сноситься струей, текущей по наклонной плос-
кости, легче и быстрей, чем зерна тяжелых минералов.
Продольное движение тяжелых минеральных зерен будет
происходить тогда, когда сила инерции зерна превзойдет силу
трения между зерном и поверхностью деки.
Если т — масса тела (масса минеральных зерен); а — уско-
рение зерна относительно деки стола; G — вес зерна; f — коэф-
фициент трения зерна по поверхности деки стола, то имеет место
следующее условие:
та > fG.
Критическое ускорение, при котором минеральные зерна бу-
дут выведены из относительного покоя и начнут двигаться по
деке стола,равно
G ,
йо = -Л
Обозначим W— объем зерна, 8 —его удельный вес и g—
ускорение силы тяжести, тогда
G = W (8 — 1) g и т = F8.
Подставляя значения G и т в формулу критического ускоре-
ния, получим
1Г(8 — l)g, 8—1 .
а° = Ш f= ~gf-
Это выражение указывает, что критическое ускорение зави-
сит от коэффициента трения и удельного веса зерна и будет тем
больше, чем больше удельный вес данного зерна и чем выше
коэффициент трения зерна по поверхности деки.
Для упрощения рассматривалась неподвижная гладкая на-
клонная поверхность. В действительности на деке концентраци-
онного стола имеются нарифления, нарушающие ламинарный
поток движения, кроме того, дека совершает сотрясательные
асимметричные возвратно-поступательные движения. Поэтому
по приведенным формулам нельзя правильно подсчитывать
действительные скорости движения различных по удельному
весу, форме и крупности минеральных зерен. Эти формулы дают
только некоторое представление о движении минеральных зерен
по деке и указывают отдельные факторы, влияющие на движе-
ние этих зерен.
Обобщение теоретических обоснований процесса обогаще-
ния на концентрационных столах было сделано П. В. Лященко
[39], А. М. Годеном [12] и А. Ф. Таггартом [57], но специальные
исследования на столах ими не проводились. Их объяснения
процесса концентрации на столах основывались на изучении
движения минеральных зерен по наклонной поверхности, в же-
лобе, шлюзе, отсадочных и других аппаратах, а также на основе
теоретических предположений.
Обогащением на концентрационных столах занимались
Н. П. Титков [59—63], И. М. Абрамович [1—2], Т. Г. Фоменко
[66—67], Н. Г. Копылов (30—34] и другие. В их работе в основ-
ном изучались кинематика движения механизма, конструкция
привода, конструкция отдельных узлов и деталей стола и влия-
ние некоторых отдельных параметров.
Глава II
ИСТОРИЯ РАЗВИТИЯ КОНСТРУКЦИЙ
КОНЦЕНТРАЦИОННЫХ СТОЛОВ
Столы подразделяются на неподвижные (прямоугольные
и круглые) и подвижные. К последним относятся ленточные,
круглые и качающиеся.
Неподвижные прямоугольного сечения столы имели распро-
странение при обработке золотоносных, вольфрамовых, оловян-
ных и других россыпных руд, в которых разделяемые минералы
имеют большую разницу в удельных весах. Эти столы (вашгер-
ды) — периодического действия, поэтому производительность их
небольшая.
Круглые неподвижные столы (немецкие герды) применялись
больше при обогащении тонкозернистых и шламистых материа-
лов руд цветных, редких и благородных металлов. Хотя техно-
логические показатели обогащения были хорошими, столы не
имели широкого и длительного применения ввиду очень низкой
производительности.
Ленточные столы (ваннеры) появились в половине прошлого
столетия и применялись для обогащения тонких песков и шла-
мов руд цветных, редких и благородных металлов. На обогати-
тельных фабриках Урала и Сибири и россыпных месторожде-
ниях они применялись под названием ленточных шлюзов.
Круглый вращающийся стол отличался от немецкого кругло-
го неподвижного тем, что он вращался, а загрузочное устрой-
ство было неподвижным. Вращающиеся столы делались с одной
или несколькими деками, расположенными одна над другой для
последовательной обработки промежуточных продуктов, выде-
ляемых на верхних деках.
Неподвижные ленточные и круглые столы в настоящее вре-
мя практически вышли из употребления вследствие малой их
производительности и низких технологических показателей обо-
гащения.
Стремление обогатителей и конструкторов к осуществлению
непрерывного съема концентрата и других продуктов обогаще-
ния с работающего аппарата привело к мысли о сообщении не-
подвижным столам качательных движений в поперечном на-
правлении.
В результате такого рода движений значительная длина
деки столов, применявшаяся ранее на неподвижных столах, ока-
залась ненужной и ее уменьшили, а ширину деки увеличили.
Такая конструкция стола с движущейся декой позволила по-
высить производительность его и эффективность обогащения.
Обслуживание стола стало более легким.
j. Зарубежные концентрационные столы
Первый сотрясательный стол непрерывного действия был
изобретен Менде (Германия) в 1797 г. В нем направление ка-
чательного движения было па-
раллельно направлению струи
воды и потока материала.
Прототипом современных
качающихся столов является
стол Риттенгера, применяв-
шийся в Германии. Он имел
наклонную деку четырехуголь-
ной формы, длиной 1220 мм в
направлении движения и ши-
риной от 1830 до 2440 мм. Де-
ка стола подвешивалась при
помощи тяг и имела наклон от
3 до 6°. Движение вперед она
получала от кулачка при про-
тиводействии пружины, кото-
рая осуществляла возвратное
^движение деки. В этих столах
было использовано действие
асимметричного характера ус-
корения деки. Комбинация дей-
ствия силы инерции с действи-
ем движущегося потока воды
давала более совершенное раз-
деление минералов.
Число качаний деки было от
70 до 200 в минуту, длина хода
25 мм. Производительность
стола была очень низкая (от
0,03 до 0,09 т/ч), а расход воды
очень большой (до 30 м3/т ру-
ды). Стол требовал значитель-
ных и частых ремонтов, поэто-
му давно вышел из употреб-
ления.
В 1895—1896 гг. в США
появился стол Вильфлея (рис.
5), представлявший собой усо-
вершенствованный стол Рит-
тенгера. На этом столе впер-
Рис. 5. Концентрационный стол Вильфлея
вые применили нарифления, что позволило резко увеличить про-
изводительность, обрабатывать более крупный материал и по-
высить технологические показатели обогащения. Трапецеидаль-
пая дека столов Вильфлея имела следующие промышлении
размеры:' длина 4,83 м, ширина со стороны привода 1,83
а со стороны разгрузки концентрата 1,53 м.
Дека стола обычно покрывается линолеумом, а поверх не
закрепляются деревянные планки (рифли) прямоугольного с
чения шириной 6 мм, высотой 12 мм, скошенные по длине н
нет. Расположение их параллельно движению деки с промежу
ками примерно 28 мм. Длина самой нижней рифли 4250 м
Рис. 6. Прнводиой механизм стола Вильфлея
а самой верхней (у загрузочного желоба) — 1200 м. Длин
и высота промежуточных рифлей, начиная с верхней, посте
пенно увеличивается. Высота верхних рифлей составляет 6 мм
а нижних— 12 мм. Концы планок со стороны разгрузки распо
лагались по диагонали, направленной от угла стола, где раз
гружается концентрат, к концу загрузочного желоба.
Приводной механизм стола Вильфлея состоит из шатуна
качательного механизма кривошипно-шатунного типа и пружи
ны (рис. 6).
Движение шатуна 1 вверх и вниз производится от вала с экс
центриком 2 и передается на распорные плиты (сухари) <3, а че
рез них на подвижную скобу (ползун) 4 с приливом 5.
Подвижная скоба 4 жестко связана с декой 9 болтом 7. Пр
опускании шатуна вниз распорные плиты принимают горизо
тальное положение и надавливают на подвижную скобу, созд
вая обратный ход деке, при этом одновременно прилив 5 сж
мает пружину 6. При обратном ходе шатуна вверх начинает де”
ствовать пружина 6, которая разжимаясь сообщает деке движ
ние вперед и одновременно удерживает распорные плиты и ша
тун в сцеплении.
Величину длины хода деки регулируют с помощью мах
вика 8.
Длина хода может изменяться от 12 до 26 мм, а число кача-
ний деки от 230 до 275 в минуту.
Симметричное движение шатуна превращается в асиммет-
ричное у конца распорных плит, которое и передается деке сто-
ла, следовательно, такой привод обеспечивает энергичное сотря-
сательное возвратно-поступательное движение деки со значи-
тельным асимметричным ускорением.
Расход электроэнергии 0,7 к.вт(ч.
Производительность стола Вильфлея при крупности исход-
ного материала от 0,8 до 2,5 мм колебалась от 0,6 до 3 т/ч.
После появления столов Вильфлея разные фирмы в различ-
ных странах стали выпускать как варианты столов Вильфлея,
так и столы новых конструкций.
Ниже приводится краткое описание концентрационных сто-
лов, имевших в свое время применение.
Стол Бусса имеет деку, укрепленную на нескольких эластич-
ных деревянных рычагах, устанавливаемых наклонно в направ-
лении приводного конца стола под углом 15° к вертикали. В ка-
честве привода служит простой эксцентрик. Нарифления распо-
ложены по всей длине деки и слегка сходятся в направлении
хвостовой стороны стола. Высота нарифлений, число и длина
ходов деки, расход энергии, а равно и производительность при-
мерно такие же, как и для стола Вильфлея.
Стол Феррариса отличается от стола Бусса тем, что число
поддерживающих рычагов у него меньше и нарифления дела-
ются не по всей длине деки, а примерно на 2/3 длины ее, считая
от приводного механизма в сторону разгрузки концентратов.
Стол получает качания от эксцентрикового или кривошипного
механизма, сообщающего ему возвратно-поступательные уско-
ренные движения.
Стол Маско предназначается для обработки угля и является
видоизменением стола Вильфлея. Он имеет прямоугольную деку
длиной 4,5 м и шириной 2,1 м. Вся дека покрыта нарифлениями,
которые на отдельных участках имеют высоту от 9 до 15 мм,
уменьшающуюся до 3 мм. Расстояние между нарифлениями
27 мм. Работа столов Маско сходна с работой столов Вильфлея.
Столы Бьютчарта имеют прямоугольную деку и отличаются
тем, что нарифления расположены по всей длине деки со свое-
образным изгибом вверх. Столы Бьютчарта делались с особым
качательным механизмом, но в большинстве случаев их дека
устанавливалась на шасси стола Вильфлея. В остальном стол
Бьютчарта схож со столом Вильфлея.
Эти столы применяли для обогащения руды и угля, но ши-
рокого распространения они не получили ввиду сложности из-
готовления нарифлений и пониженных технологических показа-
телей обогащения.
2 и. Н. Исаев , 17
Стол Карда HMeet ту Особенность, Что нарифлеиия у него зй
менены желобками, вырезанными параллельно направлению ка
чания непосредственно в деревянной деке, которая для предо
хранения от загнивания покрывалась специальным составом
Иногда желобки делались в линолеуме или резине, служащим
покрытием деки. Желобки в поперечном сечении имели треу
гольную форму с крутой стенкой, поставленной против стекани
материала. Такая форма желобков уменьшает вихревое движе
ние воды, благодаря чему мелкие зерна тяжелого минерала луч
ше удерживаются в желобках и не выносятся вместе с хвостами
Рис. 7. Концентрационный стол Дейстера
а движутся вдоль деки стола по направлению к стороне раз
грузки концентрата. Максимальная глубина желобков для обра
ботки крупнозернистого материала принималась 15,8 мм, мини
мальная 1,6 мм, расстояние между желобками 63,5 мм.
Желобки вырезались таким образом, что их глубокие част!
совпадали с диагональю стола, по которой вытягивается вее
продуктов и где, как указывает Ричардс [80 и 81], наблюдаете -
максимальное скопление материала. Длина деки 4,8 м, ширин
1,7 м. Дека устанавливается на шести скользящих опорах и при
водится в качательное движение от механизма, очень схожег
с приводом стола Вильфлея, но дающего более резкий обратны
ход, что обеспечивает большую производительность стола Кар
да. Число ходов деки в среднем 250 в минуту, длина хода 20 мм
Несмотря на ряд преимуществ, стол Карда не получил распро
18
странения, вероятно, вследствие трудности изготовления и сме-
ны деки.
Стол Эйч-Эйч отличается формой деки, имеющей вид тра-
пеции, прямоугольной со стороны загрузки и срезанной наискось
с противоположной стороны, так что нарифления, покрывающие
всю деку, уменьшаются по длине с этой стороны. Размер деки
при обработке угля 4,5X2 м, а при обработке руд 5,64X1,83
(1,52) м. Механизм качания стола — типа Феррариса. Движения
стола осуществляются по тому же принципу, как и в инерцион-
ных грохотах. Результаты работы этого стола не выше, чем
стола Вильфлея.
Рис. 8. Концентрационный стол Дейстер-Плат-0
Столы Дейстера (рис. 7) и Дейстера—Оверстрома снабже-
ны приводом несколько иного устройства, чем столы Вильфлея.
Форма деки у них близка к ромбической, что способствует за-
полнению материалом большей площади деки. Рифли распо-
ложены параллельно направлению качания деки, но с разным
расстоянием между ними, в зависимости от крупности и харак-
тера руд. К недостаткам этих столов следует отнести неко-
торую сложность в изготовлении, большую площадь пола, зани-
маемую ими, и требующийся более внимательный уход.
Стол Дейстер-Плат-О (рис. 8) имеет почти прямоугольную
деку длиной 4,27 м, шириной со стороны привода 1,83 м, а со
стороны разгрузки концентрата 1,52 м. Особенность стола в том,
что его дека состоит из двух-трех плоскостей, соединенных меж-
2* 19
Ду собой пологими уступами, приблизительно параллельными
срезу нарифлений. В продольном разрезе поверхность деки
представляет ломаную линию. Угол подъема соединительных
уступов .около 5°, считая в направлении нарифлений, которые
расположены на деке параллельно длинной стороне ее. Верхние
кромки нарифлений находятся в одной плоскости. Их высота со
стороны привода 9 мм, а со стороны концентрата 3 мм. Ширина
нарифлений около 30 мм, расстояние между ними 18 мм. В се-
чении они имеют форму трапеции и немного скошены в направ-
лении стекания воды.
Рис. 9. Приводной механизм стола Дейстер-Плат-0
Приводной механизм стола Дейстер-Плат-0 является кулач-
ково-рычажным, конструкция его наиболее совершенна по срав-
нению со всеми ранее применявшимися. Привод (рис. 9) имеет
эксцентриковый вал 1, на котором свободно насажен ролик 2.
При вращении эксцентрикового вала ролик нажимает на коро-
мысло 3, которое через серьгу 4 передает качания коленчатому
рычагу 5, имеющему ось качания у сгиба. При нажиме на ниж-
нее плечо коленчатого рычага верхнее плечо его получает дви-
жение вправо, а так как оно связано с тягой 6 деки стола по-
средством хомута 7, то дека также начинает двигаться вправо'
(обратный ход). В это время пружина, укрепленная под декой
стола, будет сжиматься, а когда эксцентриковый вал начнет по-
ворачиваться в сторону уменьшения давления на коромысло
и коленчатый рычаг, то пружина будет разжиматься и толкать
деку стола влево (вперед).
Ось коромысла 3 делается эксцентричной, что позволяет из-
менять асимметричность движения деки в зависимости от харак-
тера обрабатываемой руды.
Величину хода деки регулируют установочным винтом 8, ко-
торый передвигает скользящий хомут 7.
Столы Дейстер-Плат-0 иногда делают двухдечными. Деки
устанавливаются одна над другой (рис. 10). Качательный и по-
воротный механизмы — общие. Исходное питание поступает на
каждую деку в отдельности, но обрабатываемый материал дол-
жен иметь одинаковый гранулометрический и минералогиче-
ский состав. Производительность двухдечного стола в два раза
больше.
Шламовый стол Дейстера (рис. 11) предназначен специаль-
но для обработки шламов. Дека стола гладкая с низкими на-
рифлениями. Размер деки в продольном направлении 2,6 м,
в поперечном 3 м.
Поверхность деки состоит из двух плоскостей, причем плос-
кость со стороны подачи материала выше плоскости хвостовой
стороны стола. Плоскости разделены несколькими нарифления-
ми высотой около 13 мм, остальные нарифлеиия имеют различ-
ную высоту. Расположение нарифлений на деке совершенно
иное, чем на всех других столах. При обработке шламов процесс
разделения минералов заканчивается на большом расстоянии
от места загрузки, поэтому ширина деки значительно увеличена
по сравнению с песковыми столами, что повышает эффектив-
ность обогащения. Про-
изводительность шла-
мовых столов колеб-
лется в пределах 0,2—
0,8 т/ч, извлечение
обычно не превышает
50%. Шламовый стол
работает на разжи-
женной пульпе с соот-
ношением жидкого к
твердому 6 : 1 или 8:1.
Стол Эмпайра пред-
назначался для обра-
ботки материала круп-
ностью до 14 мм. Его
Рис. 10. Двухдечный стол Дейстер-Плат-0
Дека прямоугольной формы (1,22 X 3,05 ж) с диагональным на-
рифлением. Она поддерживается стержнями, укрепленными на
раме. Угол отклонения тяг от вертикали 15°. Привод — простой
эксцентрик. Длина хода 50—125 мм, число ходов деки 135—
160 в минуту.
Стол Гарфильда очень схож со столом Вильфлея и приме-
няется для получения чернового концентрата. Дека размеров
1,22X3,66 м имеет нарифления по всей длине, но шире и выше
чем у стола Вильфлея; расстояние между ними также значи
тельно шире. Стол иногда делается двухдечным, поэтому приво;
его более массивный. Производительность стола несколько
больше, а эффективность обогащения значительно ниже, чек
у стола Вильфлея.
Рис. 11. Шламовый стол Дейстера
Стол Оверстрома универсальный, имеет деку прямоугольной
формы размером 5,64X1,52 м или 5,64X1,83 м с диагональным
нарифлением; при обработке угля размер деки 5,10X2,54 я
Дека поддерживается на рессорах из американского орехового
дерева. Рессоры наклонены в сторону привода, как у столов
Феррариса и Бусса. Нарифления изогнуты в сторону желоба для
смывной воды.
Дека получает дифференциальное возвратно-поступательное
движение благодаря эксцентрично насаженному шкиву.
Стол Грузонверка отличается тем, что его дека покрывается
бетоном, а вместо нарифлений в бетоне делаются желобки тре-
угольного сечения. Дека устанавливается на деревянных рессо-
22
pax, наклоненных в сторону привода, как у стола Феррарисй,
в результате чего при возвратно-поступательном движении дека
изменяет продольный наклон. При движении вперед дека подни-
мается вверх вместе с материалом, а при обратном движении
она как бы отрывается от материала, опускаясь вниз из-за на-
клонного расположения деревянных рессор. Такое движение
деки создает подбрасывание материала вперед, что способству-
ет большому разрыхлению и скорости транспортирования ма-
териала. Размер деки несколько меньше, чем на столах Вильф-
лея, но удельная производительность стола примерно такая же.
Рис. 12. Двойной концентрационный стол
Привод у стола Грузонверка — неуравновешенный шкив с де-
балансом. вал которого установлен на деревянных рессорах.
Недостатком стола является очень тяжелая дека, а следователь-
но увеличение расхода электроэнергии, быстрое изнашивание
всех трущихся деталей и невозможность изготовления ярусных
и многодечных столов.
Стол Гумбольдта отличается от стола Вильфлея приводным
механизмом, опорно-креновым устройством, незначительным
размером деки и расположением парифлений. Дека стола опи-
рается на ролики клиновидными подушками, в результате чего
движение деки и материала по ней происходит примерно так
же, как и на столах Грузонверка и Феррариса, т. е. с подбрасы-
ванием материала.
Кривошипно-шатунный приводной механизм стола Гум-
больдта подобен кривошипно-коленчатому механизму отсадоч-
ных машин. За последние годы столы Гумбольдта подвергались
значительному конструктивному изменению в отношении при-
водного механизма, опорно-кренового устройства и нарифлений.
В США был сконструирован двойной концентрационный
стол (рис. 12), в котором деки расположены рядом на одной
раме и приводятся в движение от одного приводного механизма.
Такой стол предназначался для обогащения угля, гравия и дру-
гих подобных крупных материалов.
ОдгГако, по нашему мнению, такой стол следует применять
для обогащения шламов, так как в такой конструкции более
удобно иметь деки с отношением длины к ее ширине менее 1,5.
Это обеспечит более высокую эффективность обогащения тон-
ких и шламистых минеральных частичек.
Из приведенного краткого описания различных типов кон-
центрационных столов, применяемых на зарубежных обогати-
тельных фабриках, видно, что они весьма разнообразны. В ос-
новном они различаются формой и размерами деки, характером
нарифлений, опорными устройствами деки и приводными меха-
низмами. Все эти различия вызваны стремлением к увеличению
производительности и эффективности работы столов, а главным
образом, постоянной конкуренцией между фирмами, выпускаю-
щими горно-обогатительное оборудование.
2. Отечественные концентрационные столы
В дореволюционной России ни один из машиностроительных
заводов не занимался производством концентрационных столов.
• В 1934 г. Новосибирский завод «Труд» приступил к произ-
водству отечественных концентрационных столов, которые по
своей конструкции соответствовали столам Вильфлея.
Завод «Труд» изготавливал концентрационно-песковые сто-
лы трех размеров: К.СВ-6 — промышленных размеров, КСВ-12—
для полупромышленных испытаний и доводки небольших коли-
честв черновых концентратов, КСВ-13— для лабораторных ра-
бот. Основные данные по этим столам приведены в табл. 1.
Концентрационные столы промышленных размеров, как и
столы Вильфлея (см. рис. 5), имеют деревянную неправильной
четырехугольной формы деку, покрытую линолеумом, с деревян-
ными нарифлениями, расположенными параллельно движению
деки.
В зависимости от крупности обрабатываемого материала по:
перечный угол наклона деки изменяется от 0 до 10°.
Дека делается из узких досок, расположенных по диагонали,
на прочной обвязке, скрепленной продольными металлическими
тягами и двумя поперечными связями, на которых имеется по
два выпуклых клиновидной формы ползуна, опирающихся на
скользящие опоры. Скользящие опоры укреплены в поперечных
рамах, а последние — на основной раме стола, состоящей из
двух продольных швеллеров высотой 300 мм и длиной 4570 мм,
связанных между собой чугунными коробками (седловинами).
24
Основные данные об отечественных концентрационных столах
Таблица 1
( Год выпуска Марка Назначение стола Длина деки» мм Ширина деки, мм Длина хода деки, мм Число ходов деки в минуту Произво- дитель- ность, т/ч Габариты стола, мм Вес, кг 1
у за- грузоч- ного конца у раз- грузоч- ного конца длина шири- на высота
1. Однодечные столы завода «Труд»
1934 КСВ-б Промышленный 4500 1815 1535 12—30 230—280 0,6—4,0 5420 1815 945 1500
1934 КСВ-12 Полупромышлен- 2000 1000 850 12—25 250—280 0,2—0,8 3000 1000 500 365
ный
1934 КСВ-13 Лабораторный 1000 450 350 6—25 250—320 0,02—0,08 1500 450 360 90
1955 СКМ-1 Промышленный 4500 1800 1500 8—30 230—300 0,6—5,0 Г Р'уп _ '•'ОТпГТГ 1800 - ООО'
ЯК
2. /7 « М • ** *‘“•и Однодечные столы завода им. 2/** /М» /л Котлякова1 it-25 аЗ^Ча» в,1 -<6>' за»» !»f> 41»
1937 СС-1 Полупромышлен- 2100 1050 910 13—28 230—300 0,7—1,14 3279 1050 620 385
НЫЙ
1938 СС-2 Промышленный 4500 1800 1500 8—30 230—300 2,5-5,0 6110 1920 770 120
3. Трехъярусные сдвоенные СТОЛЫ завода «Т руд»
1958 ЯСК-1 Промышленный Верхняя 2120 Средняя 3160 800 800 10—26 300 1-^0- 55Ю 2100 /ГЙЭ 1500 1675
Нижняя 4200
4. Государственные стандарты на столы концентрационные песковые
1959 П4500Х1800 4500 1800 1500 12—25 240—350 0,7—2,0 5700 1800 1200 1200
1959 П2100Х1000 2100 1000 850 12—25 240—350 0,2—0,6 3000 1000 500 400
1959 П 1000x450 1000 450 350 6—12 250—400 — 1500 450 350 100
1 С 1942 г. завод «Труд» также начал выпускать столы марки СС-1 и СС-2.
Для регулирования наклона деки имеется специальное ус
ройство, состоящее из чугунной подушки с закраинами, обт
ценными по шару и лежащими на сферических опорах чугунны
седловин. Подушка имеет выступающий прилив с бронзово
втулкой, в которой закрепляется регулировочный винт. С и
мощью штурвала и.конических шестерен этот винт может пов
рачиваться в любую сторону, в результате чего деке придаете
требуемый наклон.
Нарифлёние деки представляет собой деревянные планк
с прямоугольным поперечным сечением. Ширина планок 7 мл
высота у одного конца (со стороны привода) от 12 до 6 м
у другого она сходит на нет. Расстояние между планками с
ставляет 28—30 мм.
Самая короткая планка (1200 мм) расположена в верхне
части деки у загрузочного ящика, а самая длинная (4250 мм)
в нижней части деки (в стороне разгрузки хвостов).
Приводной механизм столов КСВ-6, КСВ-12 и КСВ-13 тако
же, как и на столах Вильфлея.
Столы предназначались для обработки крупно- и среднезе
чистого материала, но лучшие показатели работы их имел
место при обработке материала крупностью от 2,5 до 0,5 м
поэтому эти столы следует отнести к группе песковых.
В 1938 г. появился стол инж. Сироткина, отличавшийся
стола СКВ-6 тем, что приводной механизм его сообщал де
кроме продольных возвратно-поступательных качательных дв
жений, еще и поперечные движения. Число продольных качан
270, поперечных—135 в минуту, амплитуда первых 23, вт
рых 10 мм.
Поперечные качания получались от двух эксцентриков, н
саженных на оси, идущей параллельно длинной стороне сто
и вынесенной назад. Дека стола установлена на четырех выс
ких стойках, изменяя длину которых можно регулировать уг
наклона деки. Испытания этого стола показали хорошие техн
логические результаты, превосходящие в некоторых случаях р
зультаты работы стола Вильфлея.
Однако из-за сложности конструкции стол инж. Сиротки
не был внедрен в промышленность.
В 1937 г. ленинградский завод им. Котлякова приступ
к производству полупромышленных концентрационных стол
марки СС-1, а в 1938 г. — промышленных столов марки СС
(см. табл. 1). Эти столы отличались от столов, выпускаемых з
водом «Труд», только приводном механизмом.
Дека стола СС-2 (рис. 13) получает возвратно-поступател
ные асимметричные движения от эксцентрико-рычажного пр
водного механизма, конструкция которого такая же, как и у ст
лов Дейстер-Плат-О.
В 1939 г. был утвержден общесоюзный стандарт на концен-
трационные столы, в котором предусматривалось два типа
приводных механизмов: шатунно-рычажный и кулачково-ры-
чажный. Столы по конструкции могли быть* однодечными или
двухдечными, а по загрузке материала — правосторонними
и левосторонними.
Рис. 13. Концентрационный стол СС-2:
/ — дека; 2 — рама поперечного наклона деки; <3— штурвал для регулировки наклона
деки; 4 — тяга, соединяющая деку с приводом; 5 — привод; б — натяжная пружина;
/—-электродвигатель привода; 8— сварная рама стола; 9— чугунная подушка с за-
краинами, обточенными по шару; 10 — сферическая чуг>ниая опора (седловина)
Размеры столов по общесоюзному стандарту соответствова-
ли размерам столов, выпускаемых заводом «Труд». .
Изготавливаемые концентрационные столы СС-2 имели ря;
существенных недостатков: отсутствие возможности регулирб
вать угол наклона деки (из-за неудачной конструкции креновог
механизма) прогиб, перекашивание и вибрация деки во врем
работы (из-за неудачной конструкции опор и недостаточно
жесткости деки), попадание внутрь корпуса приводного механиз
ма грязи и выплескивание из него масла (из-за недостаточно
герметичности корпуса).
Институтом Механобр [1] была проведена модернизация кон
центрационных столов СС-2, в результате чего был сконструи
рован и изготовлен новый стол марки СКМ-1 (см. табл,
и рис. 14).
В новом столе СКМ-1 были устранены следующие недостачи
стола СС-2:
1. Трение скольжения клинообразных опор заменено трение?
качения роликовых опор, чем достигнуто значительное упроще
ние конструкции и создана плавность движения деки.
2. Изменено регулирование наклона деки. Постоянные за-
грязнения и корродирования поверхностей сектора, смещающе-
гося по направляющим цилиндрической формы нижней поддер-
живающей отливки (см. рис. 13), приводили к тому, что махови-
чок регулирующего винта переставал проворачиваться и крепо-
вый механизм стола СС-2 выходил из строя.
Регулирование наклона деки осуществлено путем поднятия
и опускания направляющих роликов.
Вращением маховичка 1 через тягу 2 изменяется положение
коленчатых рычагов 3, на другом конце которых имеются роли-
ки 4 (см. рис. 14). Эти ролики соприкасаются с опорной пластин;
кой 7 и при своем поднятии или опускании изменяют угол накло
на деки.
Благодаря новой конструкции опорного и кренового механиз-
ма появилась возможность: легко регулировать продольный
и поперечный наклон деки во время работы стола; распределять
нагрузки на ролики; исправлять неровности поверхности деки
путем поднятия или опускания отдельных роликов.
3. Увеличено число продольных балок с 2 до 4 и опор с 4 до 6,
причем третья пара опор установлена в средней части деки. Это
придало деке необходимую жесткость и создало хорошие усло-
вия для правильного распределения по ней веера материала.
4. Упрощен приводной механизм стола СС-2 (см. рис. 9 и 15)
путем удаления промежуточного рычага (серьги 4) и трех шар-
ниров, а также объединения коромысла 3 и коленчатого рыча
га 5 в одну деталь. Улучшена конструкция некоторых узлов:
вертикальная прорезь для тяги в стенке корпуса привода гер-
метизирована манжетой Из маслостойкой резины; значительш
облегчена крышка корпуса и изменена форма корпуса, что
устранило утечки и разбрызгивание масла.
28 ’
Ж1 est
/ — маховичок; 2—тяга; 3 — рычаги с загрузочной стороны; 4—ролики; 5 — подрегулировочные гайки;
6 — натяжная пружина, 7 — опорные пластины
Приводной механизм (рис. 15) состоит из эксцентрикового
вала 1 с роликом 2 и коленчатого рычага (коромысла) 3. При
вращении эксцентрикового вала 1 ролик 2 нажимает на горизон-
тальную поверхность нижнего плеча коромысла 3, вследствие
чего верхнее вертикальное плечо получает движение вправо и,
будучи связанным с декой стола через тягу 4, заставляет деку
Рис. 15. Приводной механизм 339РМ для стола
СКМ-1 и ЯСК-1:
1 — эксцентриковый вал; 2 — ролик; 3 — коленчатый ры-
чаг-коромысло, 4 — тяга, 5— регулировочный винг;
6 — эксцентриковый вал коромысла; 7,8 — пробка к кон-
трольному отверстию; 9 — крышка корпуса; 10 — отвер-
стие для слива отработанного масла, 11 — крышка для
герметизации щели в стенке корпуса; 12 — манжета
из маслостойкой резины
двигаться назад (вправо). В это время пружина, укрепленная
под декой (см. рис. 14, поз. 6), будет сжиматься. Когда эксцен
триковый вал начнет поворачиваться в сторону уменьшения
давления на коромысло 3, пружина будет разжиматься и тол
кат.ь деку влево, т. е. вперед. Величина хода деки изменяется
с помощью винта 5.
Концентрационный стол СКМ-1 в эксплуатации более надеж-
ный и лучше регулируемый, чем стол СС-2, а поэтому он дает
более высокие технологические показатели обогащения.
Для увеличения производительности стола с единицы зани-
маемой им площади в институте Механобр был сконструирован
трехъярусный концентрационный стол [2].
В отличие от обычных многодечных столов, где деки имеют
отдельное питание и работают параллельно, в ярусных столах
деки работают последовательно, питание поступает только на
верхнюю деку (рис. 16). Верхняя и нижняя деки наклонены
вправо, а средняя влево. С верхней деки пульпа плодкой струен
сливается на среднюю деку, а со средней на нижнюю, где про-
исходит разделение материала, как и на обычном столе, на кон-
центрат, цромпродукт, хвосты и шлам.
Ё 19ЙЙ г. институтом Л4еханобр были изготовлены промыш-
ленные сдвоенные трехъярусные столы с площадью дек 20 .м2.
После проведения промышленных испытаний столы начал вы-
пускать новосибирский завод «Труд» под маркой ЯСК-1 (см.
табл. 1 и рис. 17).
Верхние деки 1 опираются па балки 4, средние деки 2 — па
балки 5, а нижние деки 3 — па балки 6.
Все балки крепятся к качающейся раме 7. На балках мон-
тируются резино-металлические втулки 8, на которые устанав-
ливаются деки благодаря наличию у последних снизу специаль-
ных обойм. На концах балок 4, 5 и 6 со стороны привода имеют-
ся специальные приливы 9, 10, 11, к которым монтируются кор-
пуса червячных редукторов 12.
Наклон дек осуществляется поворотом маховичка червячно-
го редуктора. Через червячную пару движение передается на
валы 13, на которых смонтированы подъемные ролики 14. Шесть
дек имеют индивидуальные креповые механизмы.
Вся конструкция трехъярусного стола опирается на фунда-
ментную сварную раму 15, на которой размещены четыре пло-
щадки для установки опорных роликов 16, на ролики опираются
крайние нижние балки 6 (первая и пятая).
На одной из площадок устанавливается электродвигатель 17.
На раме 15 монтируются на одном конце корпус натяжного
устройства 18, а на другом — приводной механизм 19. На той
же раме устанавливаются стойки 20, поддерживающие желоба
(распределители пульпы и воды).
Эти желоба сварной конструкции
и монтируются над деками. Пита-
ние поступает сверху в приемную
часть желоба 21, откуда через от-
верстия в боковых стенках желоба
оно попадает на верхние деки. Ре-
гулирование питания дек произво-
дится с помощью деревянных за-
движек, установленных на некото-
рых отверстиях желоба. В конце
желоба 21 имеется желоб 22 для
подачи смывной воды, часть кото-
рой попадает на верхние деки, а
остальная — на средние и нижние.
Кроме того на средних деках уста-
навливаются дополнительные же-
лоба 23.
Применяемый для трехъярусных
ной механизм тот же, что и для концентрационных столов мар-
ки скм-1.
Рис. 16. Схема работы трехъ-
ярусного стола ЯСК-1
сдвоенных столов привод-
Деки трехъярусного стола выполняются Из алюминиевого
листа толщиной 5 мм. Нарифления делаются из резины и при-
клеиваются к декам клеем № 88.
Число ходов дек может изменяться от 220 до 380 в минуту.
При обработке шламов и мелкого материала число ходов дек
следует принимать от 300 до 380, а при обработке более круп-
ного — от 220 до 280.
Длину хода дек принимают также в зависимости от крупно-
сти материала: для мелкого — от 8 до 15 мм, для крупного —
от 16 до 26 мм.
Наклон дек при обработке мелкого материала устанавливают
в пределах от 2 до 4°, а при более крупном и с большим удельным
весом — от 5 до 10°.
Расход смывной воды и ее распределение по деке стола яв-
ляется важным фактором регулирования. Более высокий расход
смывной воды имеет место при обработке тонких материалов,
при доводочных операциях и получении богатых концентратов.
При первичном обогащении материала он обычно меньше.
Производительность трехъярусных сдвоенных столов ЯСК-1
колеблется от 1 до 10 т/ч в зависимости от крупности, минерало-
гического состава обрабатываемого материала и назначения опе-
рации.
Площадь, занимаемая столом, равна 11,34 ж2. Примерно та-
кую же площадь занимает однодечный стандартный концентра-
ционный стол.
В 1959 г. был утвержден ГОСТ 9037—59 на концентрацион-
ные песковые столы взамен ОСТ ЦМ 778—39 (см. табл. 1).
Результаты испытаний промышленных трехъярусных сдвоен-
ных столов на ряде обогатительных фабрик, перерабатывающих
руды различного вещественного состава, подтвердили, что их
производительность на единицу площади пола, занимаемой сто-
лом, в 2—2,5 раза больше по сравнению со столами СС-2 и
СКМ-1, что в основном достигается за счет трехъярусного рас-
положения дек.
Для дальнейшего увеличения производительности концентра-
ционных столов институтом Механобр разрабатываются и дру-
гие конструкции столов, при этом используются:
1) более высокая удельная производительность столов с де-
ками малых размеров по сравнению с деками больших размеров
(см. главу V);
2) расположение дек в несколько рядов по высоте.
В 1960 г. вместо трехъярусных столов ЯСК-1 институт Меха-
нобр сконструировал двухдечный трехъярусный стол ЯСК-2
(рис. 18) без изменения общей площади пола, занимаемой сто-
лом СС-2.
Габариты по площади сохранены для того, чтобы на любой
$ И. Н. Исаев 33
фабрике вместо старых, изношенных и мало производительны
столов СС-2 можно было на том же фундаменте установить но
вый, высокопроизводительный стол занимающий нескольк
большую высоту.
Рис. 18 Общий вид двухдечного сдвоенного трехъ-
ярусного стола Механобра
Во вновь сконструированном столе вместо шести дек па
сдвоенных трехъярусных столах установлено 12 дек с таким же
расположением. Рабочая площадь дек увеличена примерно до
40 м2. Несколько усилена прочность приводного механизма. Рас-
ход электроэнергии увеличился на 0,2 кет.
Для облегчения веса стола дека и большинство движущих
ся деталей изготавливаются из алюминия.
В результате проводимых конструктивных разработок произ
водительность новых столов предполагается увеличить в 4
5 раз по сравнению со столом СС-2 и в 2 раза по сравнению с
столом ЯСК-1.
Глава III
ОСНОВНЫЕ ФАЗЫ ПРОЦЕССА РАЗДЕЛЕНИЯ
МИНЕРАЛЬНЫХ ЗЕРЕН НА ДЕКЕ
КОНЦЕНТРАЦИОННОГО СТОЛА
Как было отмечено, минеральные зерна на деке концентра-
ционного стола испытывают действие трех взаимно-перпенди-
кулярных сил:
1. Силы тяжести минеральных зерен;
2. Гидродинамического воздействия, оказываемого попереч-
ным потоком воды и пульпы;
3. Динамических усилий со стороны деки стола, движущейся
возвратно-поступательно.
От действия этих сил процесс разделения минеральных зе-
рен по удельным весам на концентрационных столах происхо-
дит в три непрерывно протекающие фазы:
1) разрыхление всей массы минеральных зерен;
2) расслоение минеральных зерен по удельным весам и круп-
ности;
3) избирательное транспортирование по наклонной деке рас-
слоившихся минеральных зерен в различных направлениях
и с различными скоростями.
1. Разрыхление массы минеральных зерен
Разрыхление всей массы минеральных зерен происходит от
сотрясательных возвратно-поступательных движений деки и воз-
действия поперечного потока пульпы и воды.
Степень разрыхления зависит также от процентного содержа-
ния твердого в пульпе, от гранулометрического состава мине-
ральных зерен и их удельного веса.
Во время работы стола материал находится в разрыхленном
состоянии, причем слои легких и тяжелых минералов разрыхле-
ны и взвешены в разной степени. Зерна тяжелого минерала, рас-
полагаясь в нижних слоях на деке, разрыхлены в меньшей сте-
пени, а зерна легкого минерала в большей степени и чем выше
от деки, тем разрыхленность их больше.
При разрыхлении материал, находящийся между рифлями,
займет больший объем и поэтому, поднявшись выше рифлей,
будет свободно передвигаться вниз по уклону деки под воздей-
ствием поперечной скорости воды и пульпы.
Скорость передвижения материала по деке в поперечном на-
правлении возрастает с увеличением степени разрыхления до
тех пор, пока материал не приобретет наибольшую текучесть.
С этого момента горизонтальная составляющая скорости и про-
изводительность будут возрастать и стремиться к максимуму.
Однако расслаивание и избирательное транспортирование
материала происходят только в период разрыхления и взвеши-
вания минеральных зерен.
Скорость расслоения и транспортирования будет возрастать
до возникновения определенной величины разрыхления, после
чего горизонтальная скорость перемещения материала с увели-
чением разрыхления будет возрастать, а расслоение — нару-
шаться.
При очень сильном разрыхлении и больших восходящих по-
токах создается большой объем взвешенной массы зерен, в ко-
торой мелкие частицы будут отталкиваться крупными и нахо-
3* 35
диться большее время во взвешенном состоянии, а крупные зер-
на будут опускаться на дно.
Расслоившиеся в какой-то момент минеральные зерна будут
перемешиваться с нерасслоившимися зернами, т. е. будет нару-
шаться закономерность расслоения как по крупности, так и по
удельному весу. Поэтому оптимальная производительность сто-
ла ограничивается моментом нарушения процесса расслоения
до наступления максимальной транспортирующей способности
стола.
Это происходит и потому, что при очень большой поперечной
скорости потока зерна тяжелых минералов не успевают осесть
на дно деки и сносятся в хвосты.
При недостаточном разрыхлении материала восходящая
сила потока может быть недостаточной для подъема крупных
частиц, поэтому как расслоение, так и транспортирование будут
замедленными. В этом случае производительность стола значи-
тельно уменьшится и технологические показатели обогащения
также понизятся.
2. Расслоение минеральных зерен по удельным весам
и крупности
Смесь минеральных зерен, поступающая на деку стола в пе-
риод повторяющихся циклов процесса концентрации, расслаи-
вается постепенно. Основная масса тяжелых минеральных зе-
рен быстро осаждается в нижние слои желобков (в первой
трети ширины деки) благодаря большей силе тяжести этих зе-
рен по сравнению с зернами легких фракций и относительно
небольшому сопротивлению в верхних достаточно разрыхлен-
ных слоях. Осаждение менее тяжелых зерен происходит на
большей площади деки и значительно медленнее. Одновременно
происходит и расслоение по крупности, которое также способ-
ствует быстрому осаждению на дно деки тяжелых минералов,
так как обычно зерна тяжелой фракции имеют значительно
меньшую крупность, чем легкие зерна, и особенно когда исход-
ный материал перед концентрацией подготовляется гидравли-
ческой классификацией.
В большинстве случаев расслоение минералов по удель-
ным весам происходит более эффективно, чем по крупности, за
исключением отдельных редких случаев, когда разница в удель-
ных весах между разделяемыми минералами небольшая, а раз-
личие в крупности — большое.
Расслоившиеся минералы тяжелой и легкой фракций непре-
рывно удаляются, т. е. избирательно транспортируются по деке
в различных направлениях в соответствии с их удельным весом
и крупностью.
Время расслоения смеси минералов на деке стола сокра-
щается по сравнению с расслоением в каком-либо сосуде,
имеющем боковые стенки, за счет поперечного движения пуль-
пы и воды по наклонной плоскости деки и непрерывного изби-
рательного транспортирования расслоившихся минеральных зе-
рен. Вода, смывая верхние легкие и крупные зерна разрыхлен-
ного материала, освобождает место для вытеснения из нижних
слоев в верхние таких же легких и крупных зерен подобно тому,
как на неподвижных столах, в шлюзах, желобах и других грави-
тационных обогатительных аппаратах, но в большей степени,
так как здесь материал более разрыхлен за счет сотрясатель-
ных движений деки. Образование между нарифлениями турбу-
лентных потоков также способствует расслаиванию материала,
так как последние поднимают и вымывают наверх более легкие
и крупные зерна пустой породы, тем самым облегчая прохож-
дение вниз более тяжелых и мелких зерен минералов.
Нижние более тяжелые зерна все время транспортируются
вдоль деки, поэтому в нижней части слоев все время освобож-
дается место и уменьшается сопротивление при прохождении
из верхних слоев вниз новых порций зерен тяжелых минералов,
что ускоряет процесс разделения минералов по удельным весам.
На скорость расслоения оказывает влияние относитель-
ная толщина слоя материала. Обычно толщина слоя материала
при расслоении крупных зерен равна примерно 5—10-кратно-
му размеру их, а при расслаивании мелких зерен 20—40-кратно-
му размеру их. Естественно, что сопротивление слоя смеси зе-
рен передвигающимся в нем зернам будет значительно большим
при расслоении тонких зерен, несмотря на меньшую высоту
всего слоя материала. Следовательно, количество элементарных
циклов, необходимых для расслоения, будет возрастать от
крупных классов к мелким. Практически это выражается в уве-
личении числа ходов деки, ширины деки и уменьшении толщи-
ны слоя материала, наклона деки и скорости движения мате-
риала поперек деки. Поэтому производительность концентра-
ционных столов при обработке мелкого и особенно тонкого
материала значительно уменьшается.
При подготовленном (по равнопадаемости) материале раз-
деление по удельным весам и крупности происходит быстрей
и эффективнее, так как зерна тяжелого материала имеют зна-
чительно меньшие размеры, чем зерна легкого минерала, что
в большей степени ускоряет процесс расслоения и облегчает
проникновение более тяжелых и мелких зерен в нижние слои
через крупные и легкие зерна.
Проведенные нами исследования, а также анализ других ра-
бот, относящихся к гравитационному обогащению, позволяют
сделать некоторые выводы по расслоению:
1) при расслоении материала как по крупности, так и по
37
удельному весу, с водой и без воды, более эффективное рас-
слоение происходит с водой;
2) расслоение материала по удельным весам происходи!
тем быстрее, чем больше разница в удельных весах разделяемых
минералов, чем больше разрыхлен материал, чем меньше по вы-
соте слой материала, чем больше крупность обогащаемого ма-
териала и чем меньше вязкость среды, в которой происходи!
расслоение;
3) расслоение материала на деке стола происходит как пс
удельным весам, так и по крупности;
4) расслаивание материала на деке стола происходит в усло-
виях стесненного падения так же, как на отсадочных машинах,
но стесненность падения на деке стола больше, так как в отса-
дочных машинах обогащаемый материал получает большее раз-
рыхление и большие восходящие потоки от действия поршня
(или диафрагмы) и подрешетной воды.
3. Избирательное транспортирование расслоившихся
минеральных зерен по деке стола
Заключительной фазой процесса концентрации является из-
бирательное транспортирование по деке стола расслоившихся
минеральных зерен в различных
Крупные
легкие
частицы
Средние
легкие
Крупные
тяжелые
Мелкие
легкие
Средние
тяжелые
направлениях и с различными
скоростями движения, зависящее
от удельного веса и крупности
разделяемых минералов. Чем
больше угол между направления-
ми движения зерен разделяемых
минералов и чем больше разница
в скоростях их транспортирова-
ния, тем выше эффективность
обогащения.
Рис. 19. Вертикаль-
ное расслаивание
минеральных ча-
стиц разного удель-
ного веса и круп-
ности между на-
рифлениями деки
и относительные
Мелкие
тяжелые
скорости их про-
дольных переме-
щений
Минеральные зерна тяжелой фракции, проникая 8 нижние
слои, движутся вдоль деки от воздействия асимметричных воз-
вратно-поступательных движений последней, несколько откло-
няясь вниз от воздействия поперечного потока пульпы, смывной
воды и наклона деки.
Минеральные зерна легкой фракции от воздействия попереч-
ного потока пульпы и смывной воды движутся поперек де-
ки, одновременно незначительно продвигаясь вперед от воз-
действия асимметричных возвратно-поступательных движе-
ний ее.
Скорости продольных и поперечных перемещений зерен по
деке изучались А. М. Годеном [12], который приводит две на-
глядные схемы (рис. 19 и 20), показывающие изменение скоро-
сти перемещения минеральных зерен в зависимости от их круп-
ности и удельного веса. По А. М. Годену, движение частип
происходит со скоростью,
пропорциональной dn, где
d — крупность частиц, а п—
показатель степени, кото-
рый при движении вдоль
деки колеблется от единицы
до двух, а при движении
поперек деки примерно ра-
вен двум.
Для определения на-
правлений и скоростей дви-
жения минеральных зерен,
различных по удельному ве-
су и крупности, поперек и
вдоль деки стола были про-
ведены опыты [27] на ла-
бораторном концентраци-
онном столе. Над декой сто-
ла, выше слоя материала,
устанавливалась металличе-
ская сетка из тонкой про-
волоки, с размерами отвер-
стий вдоль деки 100 мм, а
поперек — 20 мм. Эта сетка
облегчала наблюдение за
Тяжелые
Рис. 20. Поперечные скорости передви-
жения минеральных зерен различных
размеров и удельных весов под дей-
ствием движущегося потока воды
движением зерен материа-
ла, так как по ней отмечали направление и пройденный путь
за определенное время.
Опыты проводились на лабораторном столе с приводом
Вильфлея при следующих условиях: число ходов деки 310 в ми-
нуту, длина хода 15 мм, неравномерность движения деки при-
мерно 1,2.
Рис. 21. Схема пути и времени движения различных минеральных эерен по деке
лабораторного стола
(Цифры на кривых обозначают общее время движения зерен в секундах)
у: При обработке крупного материала конец деки был припод-
нят примерно на 4—5 мм, а при мелком материале дека по дли-
йе была горизонтальной.
Вначале стол был отрегулирован на оптимальную произ-
водительность, равную 2—2,5 кг]мин, при поперечном угле на-
клона деки около 2—3° и оптимальном отношении Ж : Т
(4 : 1; 3 : 1) в питании. Смывная вода подавалась по вееру мате-
риала на деке.
После 5—7 мин работы стола, когда образовался устойчи-
вый веер продуктов, производили загрузку испытываемого ма-
териала. Затем по секундомеру отмечали время прохождения
зерен по наклонной деке стола, а, пользуясь сеткой, определяли
координаты путей, проходимых зернами.
Зерна вольфрамита, касситерита, пирита и гематита (тяже-
лые фракции) пропускались в естественном виде, а зерна кварца
подкрашивались, чтобы можно было проследить движение их
по деке.
Ориентировочно скорость движения минеральных зерен тя-
желых фракций вдоль деки (например, касситерита крупностью
0,25—0,07 мм) колебалась в пределах 2—4 см!сек, а ско-
рость движения легкой фракции в поперечном направлении
деки (например, кварца крупностью 0,5 мм) — в пределах
1,5—2,5 см!сек.
По диагональным прямым скорость движения зерен касси-
терита составляла 3—3,5 см!сек, а зерен кварца — 2—2,5 см]сек,,
т. е. примерно в 1,5 раза меньше, чем скорость зерен тяжелых
минералов.
На рис. 21 схематично показаны пути и время движения зе-
рен различного удельного веса и крупности, а также веер рас-
пределения минералов на деке стола.
Основной задачей при обогащении материала на деке кон-
центрационного стола является разделение материала по удель-
ному весу. Однако одновременно происходит расслоение ма-
териала по крупности, которое способствует более лучшему
разделению минеральных зерен по удельному весу, так как рас-
слоение и особенно избирательное транспортирование в этом
случае происходит более эффективно.
При обработке экспериментальных данных не удалось уста-
новить постоянной закономерности в скоростях движения ми-
неральных зерен по деке. Однако анализ этих данных и данных
Других работ, относящихся к этому вопросу, позволяет сделать
некоторые выводы:
1. Скорость движения материала вдоль деки стола возра-
стает от увеличения удельного веса и коэффициента трения ми-
неральных зерен, нагрузки на стол, длины и числа ходов деки,
а также от степени асимметричности движения последней. Дли-
41
на пути и относительные скорости движения зависят также от
поперечного и продольного наклонов деки, количества смывной
и поступающей с питанием воды и расположения рифлей.
2. Скорость движения материала поперек деки возрастает
с увеличенйем разрыхления его и уменьшением вязкости среды,
с увеличением крупности и уменьшением удельного веса мате-
риала, с увеличением поперечного наклона деки, количества
воды, поступающей на деку, и нагрузки на стол. Она зависит от
размеров и расположения нарифлений, длины и числа ходов
деки.
3. Избирательность транспортирования материала на деке
зависит от эффективности разрыхления и расслаивания мате-
риала по удельным весам и крупности, способа подготовки ру-
ды перед концентрацией, длины и числа ходов деки, наклона
деки, разжижения пульпы и количества смывной воды, величи-
ны загрузки материала, расположения и размеров рифлей.
Глава IV
ЗАКОНОМЕРНОСТЬ РАСПРЕДЕЛЕНИЯ
МИНЕРАЛЬНЫХ ЗЕРЕН ПО УДЕЛЬНЫМ ВЕСАМ
И КРУПНОСТИ НА ДЕКЕ КОНЦЕНТРАЦИОННОГО СТОЛ^
1. Общая картина распределения материала по высоте
слоя по площади веера
Изучение закономерности распределения минеральных зерен
по высоте слоя материала и площади деки стола должно помочь
лучше и полнее познать отдельные фазы процесса и установить
влияние основных параметров и факторов на производитель-
ность и технологические показатели обогащения концентрацион-
ных столов.
Проведенные Ричардсом [79—81] исследования распределения
зерен кварца и свинцового блеска по удельному весу и крупно-
сти на поверхности деки лабораторного стола Вильфлея в месте
разгрузки продуктов (в нижнем углу деки, противолежащем
загрузочному ящику) дали некоторое представление о распре-
делении материала на деке (рис. 22).
Работа Ф. Дайера [19], А. Ф. Таггарта [57—58], П. В. Лященко
[39], А. М. Годена [12] и др. несколько дополнили общую картину
этого процесса, однако, полного и истинного представления
о процессе разделения минеральных зерен и происходящих при.
этом физических явлениях на деке стола до сих пор не имелось.
Обычно высота слоя материала на деке очень небольшая, на-
пример, в зоне питания (со стороны привода) она составляет 6—
12 мм, а внизу деки, в зоне разгрузки хвостов, доходит до 12—
15 мм, в зоне разгрузки концентрата высота слоя материала
резко снижается и составляет только доли миллиметра..
Последнее объясняется тем, что на гладкой части деки
42
Рис. 22. Схема распределения частиц на деке стола Виль-
флея по Ричардсу
Рис. 23. Распределение зерен по удельному весу и крупности
между нарифлениями деки по А. Ф. Таггарту
Рис. 24. Распределение зерен по удельному весу
между рифлями по М. А. Певзнеру и А. А. Пла-
тунову:
/ — свободные тяжелые зерна; 2 — сростки. Содержание ме-
талла в условных единицах: в 1-й зоне — 280, во 2-й зо-
не — 26
материал, состоящий из зерен тяжелой фракции, располагается
по высоте примерно в одно зерно.
Для изучения характера распределения зерен на деке
Н. П. Титков разделил всю площадь деки концентрационного
стола на мелкие квадраты (примерно 100 квадратов) и сверху
производил замеры высоты слоя всего материала делительной
иглой, а потом отбирал пробы для ситового и химического ана-
лизов. Этот метод не давал возможности определить высоту,
длину и ширину полос расслаивающихся минералов легкой
и особенно тяжелой фракции, так как высота слоя минералов
тяжелой фракции очень небольшая, примерно от 3—5 мм в на-
чале деки (со стороны питания), до 0,005—0,5 мм в месте раз-
грузки концентрата и этот материал сверху закрыт большим
слоем зерен легких фракций, а с боков рифлями. Поэтому
при обычном расположении материала на деке непосред-
ственное наблюдение за распределением минеральных зерен
невозможно.
Все попытки установить характер распределения минераль-
ных зерен (как по всей площади деки, так и по высоте слоя ма-
териала) замерами сверху или другими способами не дали
удовлетворительных результатов.
Между тем некоторые авторы и исследователи на основе,
очевидно, интуитивных соображений дают свои схемы распре-
деления минеральных зерен. Так, А. Ф. Таггарт [58] показывает,
что тяжелые минералы распределяются между рифлями ровны-
ми слоями параллельно плоскости деки (рис. 23).
Другую схему распределения зерен между рифлями приво-
дят М. А. Певзнер и А. А. Платунов [50]. По этой схеме (рис. 24)
минералы тяжелой фракции располагаются в верхнем углу же-
лоба (в первой зоне) за рифлями.
В целях установления фактического распределения мине-
ральных зерен на деке, после длительных поисков и соответ-
ствующего подбора различных условий был применен следу-
ющий метод исследований.
После образования на деке устойчивого веера продуктов
стол останавливался и одновременно прекращались питание
и подача смывной воды.
Затем вся поверхность материала заливалась горячим рас-
твором желатина, который наиболее прозрачен по сравнению
с другими скрепляющими веществами. Желатин, остывая, за-
твердевал и скреплял все минеральные зерна, находившиеся на
деке. Удалив из рифлей все гвозди, деку вместе с материалом
поворачивали на 180° и укладывали на ровную поверхность, на
которую и отпадал весь материал вместе с рифлями. Затем
деку аккуратно снимали, поливали материал горячим рас-
твором желатина и помещали в холодное место для остывания
и затвердения. После удаления рифлей получали отдельные
44
Рис. 25. Места взятия проб для исследования распределения минеральных зерен по удельным весам
и крупности на деке лабораторного стола. Кривые показывают примерные границы одинакового распределения
материала по удельному весу
полосы материала, в которых распределение всех минеральных
зерен соответствовало таковому в момент остановки стола.
Такие скрепленные полосы материала дали возможность
произвести необходимые замеры и определения в любом месте
веера материала, анализировать отдельные участки по круп-
ности и удельному весу или по содержанию полезных минера-
лов, а также определить раздельно высоту, ширину и длину
полос зерен тяжелой и легкой фракций.
Весь веер закрепленного материала делился на квадраты
и отбирались пробы через одну поперечную полосу в шахматном
порядке. Где было возможно, там по высоте слоя отбирались
две пробы для того, чтобы проследить расслоение материала по
удельному весу и крупности как в верхней, так и в нижней ча-
стях слоя.
Результаты исследования показаны на рис. 25.
Цифры в кружках обозначают номера отобранных проб.
В каждой клетке, где отбиралась проба, нанесены целые и
2 4
дробные числа, например р = 4,6 и 0=^.
В первом случае показано среднее содержание трехокиси
вольфрама во всей пробе, во втором случае цифра в числителе
показывает содержание трехокиси вольфрама в верхней части,
а цифра в знаменателе — в нижней части слоя.
Все отобранные пробы анализировались как по содержа-
нию трехокиси вольфрама, так и по крупности.
На основе данных анализов всех проб представилось воз-
можным наметить границы полос веера материала, а на основе
нескольких таких опытов дать общую схему распределения его
по деке (рис. 26).
Она показывает, что в верхней части полосы А располага-
ются самые тонкие зерна тяжелых минералов (богатый концен-
трат), в нижней части — концентрат несколько большей круп-
ности. Обычно весь материал полосы А направляется в товар-
ный концентрат, иногда подвергаясь доводке для удаления
вредных примесей и оставшихся зерен пустой породы.
В полосе В располагается промпродукт I, состоящий из бо-
гатых сростков пустой породы с полезным минералом, а также
из свободных зерен полезного минерала. Этот продукт рацио-
нальнее подвергать перечистке без додрабливания сростков,
для извлечения свободных зерен и очень богатых сростков.
В полосе С располагается промпродукт II, состоящий из
сростков, бедных по содержанию полезного минерала. Этот про-
дукт должен подвергаться доизмельчению (для освобождения
полезного минерала) и последующей доработке на других
столах.
В полосу D идут хвосты, состоящие в основном из материала
небольшого удельного веса (пустой породы) и незначительного
46
количества бедных сростков. Этот продукт подлежит доизмель-
мению и последующей доработке; иногда его объединяют с пром-
(дродуктом // для совместной доработки или присоединяют к от-
вальным хвостам.
i В полосу Е идут отвальные хвосты, состоящие из пустой по-
воды, которые не подлежат доработке.
В полосу F идут вода и шламы, если последние перед обога-
щением на столах не были удалены, для отдельной их дора-
ботки.
Если полезный минерал (уголь) имеет меньший удельный
вес, чем пустая порода (сланцы), распределение материала на
-роду™»
Рис. 26. Схема распределения материала по удельному весу и круп-
ности на деке
Участки в углах деки, т. е. левый верхний (выше поло-
сы Л) и правый нижний (полоса F) в большинстве случаев
не загружаются материалом. На деках промышленных сто-
лов эти «пустые» участки значительно больше, чем показан-
ные на рис. 26, поэтому деки ромбической формы в отношении
полноты загрузки материалом являются более рациональ-
ными.
Примерная схема расположения минералов только тяжелых
фракций по ширине деки между рифлями показана на рис. 27.
Особый интерес представляет расположение минеральных
зерен тяжелой и легкой фракций между рифлями по высоте слоя
и в разных сечениях деки.
На рис. 28 показана схема распределения минеральных зе-
рен между рифлями по сечению а—b (см. рис. 26).
Тяжелые минералы концентрируются в нижних углах же-
лобков и занимаемый ими объем имеет в поперечном сечении
вид треугольников. Над тяжелыми минералами располагаются
зерна легких минералов, примерно так же, как это имеет место
в отсадочной машине.
В верхней части деки площадь поперечных сечений слоев тя-
желых минералов значительно больше, чем в нижней части,
Рис. 27. Примерная схема расположения минералов тяжелой фракции
по площади деки
а в конце деки (в зоне разгрузки хвостов) тяжелые минералы
почти совсем отсутствуют.
По высоте слоя минералы распределяются следующим обра-
зом: в нижней части располагаются самые мелкие зерна тяже-
лых минералов, над ними — средние по размерам и тяжелые
зерна, затем крупные тяжелые, в промежутках между которы-
ми находятся мелкие зерна легких минералов. В верхней части
48
слоя в таком же порядке
располагаются зерна лег-
ких минералов, т. е. внизу
мелкие легкие, затем
средние по размерам и
вверху наиболее крупные
зерна самых легких ми-
нералов.
Расположение тяже-
лых минералов в нижних
углау каждого желобка
в виде полос треугольно-
го сечения объясняется
тем, что зти минералы
вместе со всем потоком
' пульпы движутся вниз
по уклону деки и, дой-
дя до нарифлений, оста-
навливаются, концентри-
руясь в углах (в мертвых
пространствах), где они в
меньшей мере подвергают-
ся смыву поперечным по-
током воды и пульпы по
сравнению с верхними слоя-
ми материала, имеющего
меньший удельный вес.
При сопоставлении ре-
зультатов описанных вы-
ше опытов (рис. 28) с ра-
нее приведенными схема-
ми (рис. 23 и 24) можно
видеть, что минералы тя-
желых фракций концен-
трируются в нижних уг-
лах желобков (в мерт-
вых пространствах), а не
сверху желобков за риф-
лями, как считают М. А.
Певзнер и А. А. Платунов
[50], и занимаемый ими
объем имеет в попереч-
ном сечении вид треуголь-
ников, а не ровных’ слоев.
Параллельных деке стола,
как показывает А. Ф. Таг-
гарт [57—58].
Рис. 28. Схема распределения минеральных зерен тяжелой п легкой фрак
по высоте слоя между рифлями на деке по сечению я—6 (ем. рис 26)
СП
о
Рис. 29. Распределение материала
по крупности в поперечном направле-
нии деки по сечению /—/ (см. рис 26)
Рис. 30. Распределение материала по
крупности в поперечном направлении
деки по сечению II—II (см. рис. 26)
2. Распределение материала на деке по крупности
Проведенные институтом Механобр и описанные выше опыты
позволили установить характер распределения минеральных зе-
рен по крупности в различных поперечных и продольных сече-
ниях деки.
Рис. 31. Распределение материала крупностью +0,25 мм
вдоль деки по сечению III—III (см. рис. 26)
На рис. 29 и 30 построены кривые, наглядно показывающие
распределение материала по крупности в поперечных сечениях
I—I и II—II, проведенных в первой и второй трети длины деки
(см. рис. 26). На рис. 31 построена кривая изменения крупности
материала по классу +0,25 мм в продольном сечении III—III.
Приведенные кривые показывают, что крупность материала
в поперечном направлении деки увеличивается, а в продоль-
ном — уменьшается.
3. Распределение материала на деке стола по удельному весу
О характере распределения минералов на деке по удельному
весу можно судить по содержанию полезного компонента в про-
бах, отобранных в разных местах деки.
На рис. 32 и 33 показано содержание трехокиси вольфрама
в пробах, отобранных по сечениям I—I, II—II, III—III (см.
рис. 26).
Как показывают прямые этих рисунков, в характере распре-
деления точек на логарифмической сетке для каждого сечения
деки имеется некоторая закономерность.
На основании полученных прямых составлена табл. 2, дан-
ные которой определяют характер распределения минералов
4* 51
Таблица 2
Примерное распределение содержания трехокиси вольфрама
в поперечном и продольном сечениях деки
Расстояние но ширине деки, м Содержание WO3, % Расстояние по длине деки, м Содержание WO3, в продольном сечении деки HI—III, %
Поперечное сечение деки
1-1 11—11
0,08 1,45 4,3 0,2 0,15
0,1 1,2 3,5 0,3 0,6
0,15 0,48 1,5 0,4 1,5
0,2 0,27 0,85 0,5 3,2
0,25 0,17 0,54 0,6 6,0
0,30 0,13 0,37 0,7 9,2
0,40 0,07 0,22 0,8 15,0
0,50 0,043 0,14 0,9 22,0
Рис. 32. Примерное распределение минеральных
зерен по удельному весу (содержанию трехокиси
вольфрама) в поперечных сечениях деки /—/
и II—II (см. рис. 26)
тяжелой фракции в поперечном и продольном направлениях
деки лабораторного концентрационного стола. Они показывают;
что процентное содержание минералов тяжелой фракции в обо-
их поперечных сечениях снижается весьма значительно по мере-
удаления места отбора пробы от верхнего края деки, а в про-
дольном сечении увеличивается по мере удаления места отбора
пробы от стороны привода стола.
Рис. 33. Примерное
распределение ми-
неральных зерен
по удельному весу
(содержанию трех-
окиси ^вольфрама)
в продольном сече-
нии деки III—III
(см. рис. 26)
Изучение закономерности распределения минеральных зерен
по удельным весам и крупности позволяет сделать следующие
выводы.
В верхней части деки, где материал начинает более интен-
сивно расслаиваться по удельному весу, желобки заполняются
минералами тяжелой фракции в большей степени, чем в нижней
части деки. Это имеет место как по ширине желобка, так и по
высоте слоя.
По длине деки удельный вес материала увеличивается, а
крупность уменьшается.
По ширине деки удельный вес материала уменьшается, а
крупность увеличивается.
По высоте слоя, материала (считая от плоскости деки) удель-
ный вес материала уменьшается, а крупность увеличивается.
Глава V
ВЛИЯНИЕ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ И ФАКТОРОВ
НА ПРОЦЕСС РАЗДЕЛЕНИЯ МИНЕРАЛЬНЫХ ЗЕРЕН
ПО УДЕЛЬНЫМ ВЕСАМ
Изучение процесса разделения минеральных зерен по удель-
ным весам и установление закономерности распределения их по
высоте слоя материала и площади деки, а также анализ работы
лабораторных и промышленных концентрационных столов пока-
зывают, что на процесс разделения минеральных зерен оказы-
вают влияние следующие основные факторы:
1. Крупность, минералогический состав, способ подготовки
обогащаемой руды.
2. Параметры конструктивных элементов концентрационных
столов. Основными являются: форма, размеры, приводной меха-
низм и кинематика движения деки, а также форма, размеры и
расположение рифлей.
3. Факторы технологического режима. Основные из них: дли-
на хода и число ходов деки, углы поперечного и продольного на-
клона деки, разжижение пульпы в питании, количество смывной
воды и количество питания.
1. Крупность, минералогический состав и способ подготовки
обогащаемой руды
Гравитационное обогащение основано на разделении мине-
ралов по удельным весам, поэтому чем больше разница в удель-
ных весах разделяемых минералов и чем больше вкрапленность
и содержание полезного минерала, тем выше извлечение и дру-
гие показатели обогащения.
С уменьшением крупности и разницы в удельных весах раз-
деляемых минералов высота нарифлений, а следовательно, тол-
щина слоя материала на деке и поперечная скорость движения
его уменьшаются, а необходимая ширина деки возрастает.
При малой разнице в удельных весах разделяемых минера-
лов и тонкой вкрапленности полезных минералов обогащение
на концентрационных столах менее эффективно, так как рассла-
ивание по удельным весам проходит медленно и не полно, веер
54
материала на деке стола узкий и нечеткий. Из такого исходного
материала очень трудно получить чистый, богатый концентрат
и бедные хвосты. Извлечение з концентрат и эффективность
обогащения получаются низкими, относительные потери полезно-
го минерала с хвостами — большими.
Поэтому производительность и все технологические показате-
ли обогащения при обработке оловянных, вольфрамовых, золотых
и других руд, имеющих большую разницу в удельных весах раз-
деляемых минералов, значительно выше по сравнению с показа-
телями обогащения гематитовых, пирохлоровых (ниобиевых),
цинковых и других руд, имеющих меньшую разницу в удельных
весах разделяемых минералов.
Важное значение имеют пустая порода и те минералы, в ко-
торые вкраплены полезные минералы. Благоприятным счита-
ется, когда сопутствующей породой (основной минерал, который
следует выделять в хвосты) является кварц, так как он имеет
относительно небольшой вес, небольшой коэффициент трения,
не пластинчатый, легко измельчается и отделяется от полезных
минералов. Хуже, когда пустая порода состоит из гранатов, тя-
желых шпатов, большого количества гидроокислов, различных
тонковкрапленных сульфидов, глинистых вяжущих веществ, ми-
нералов пластинчатой формы и относительно большого удель-
ного веса.
Почти на всех обогатительных аппаратах гравитационного
метода обогащения в том числе и на концентрационных столах
россыпные руды обогащаются значительно лучше, чем коренные.
Это следует объяснить тем, что обычно пески россыпей пред-
ставляют собой естественно дезинтегрированный материал, не
имеющий в заметных количествах ни сростков ценных минера-
лов с породой, ни ошламованных минералов. В песках все зерна
ценных минералов освобождены от породы и имеют окатанный
зернистый вид.
В зависимости от характера и свойств обрабатываемого ма-
териала изменяются оптимальные отношения длины деки к ее
ширине, длина и число ходов деки, поперечный и продольный
наклон ее, количество смывной и поступающей с питанием воды,
расположение и высота рифлей, расстояние между ними, произ-
водительность стола и другие факторы, влияющие на процесс
концентрации.
Надлежащая подготовка исходной руды перед обогащением
дает увеличение производительности концентрационных столов
и улучшение технологических показателей обогащения. Эта под-
готовка заключается в классификации исходной руды на раз-
личные классы и достигается:
1) стратификацией (разделение исходной руды на классы
по скоростям свободного падения);
2) сегрегацией (разделение по крупности);
3) обесшламливанием (удаление шламов крупностью мень-
ше 40 мк для отдельной обработки).
Обычно стратификация производится в гидравлических клас-
сификаторах, состоящих (в большинстве случаев) из четырех
спиготов (конусов), различных по площади, или в штромаппа-
ратах. Сегрегация производится на грохотах различных типов
и с различным размером отверстий, а обесшламливание —
в гидроциклонах, механических и гидравлических классифика-
торах, конусах или сгустителях.
Какой из этих способов имеет преимущества, до сих пор не
установлено.
И. Финкей [65] и Саймонс [85] указывали, что для эффектив-
ного разделения минералов на деке стола предварительная под-
готовка материала должна производиться путем стратификации,
так как в этом случае тяжелые мелкие зерна и легкие крупные
зерна являются равнопадающими. В материале, получаемом
в виде отдельных фракций, зерна тяжелого минерала по объему
меньше, они быстрей расслаиваются и просеиваются в проме-
жутках между более крупными зернами легкого минерала и
меньше подвергаются смыву поперечным потоком воды и
пульпы.
Шкала классификации минералов тем уже, чем меньше раз-
ница в удельных весах.
В работах Н. П. Титкова [60] указывается, что подготовка
материала путем сегрегации дает лучшие результаты только для
материала крупнее 0,5 мм, когда доминирующим является про-
цесс расслаивания зерен по крупности. При обогащении мате-
риала менее 0,5 мм явления расслаивания материала по круп-
ности и разница в гидродинамическом давлении становятся
незначительными и доминирующим является процесс расслаива-
ния по скорости падения зерен. Поэтому при обработке матери-
ала крупнее 0,5 мм следует применять гидравлическую класси-
фикацию, а для материала менее 0,5 мм — грохочение. Однако,
учитывая, что подготовка материала крупностью менее 0,5 мм
путем грохочения вызывает большие трудности, в промышлен-
ности применяют гидравлическую классификацию.
А. Ф. Таггарт [57] указывает на целесообразность обесшлам-
ливания тонкопесковых продуктов. По его мнению взвешенные
шламы увеличивают плотность среды и ухудшают этим условия
разделения минералов.
На основании исследований, проведенных институтом Меха-
нобр, можно сделать следующие выводы:
1. При разделении материала, предварительно подготовлен-
ного, получаются лучшие технологические показатели и значи-
тельно большая производительность концентрационных столов,
чем на неклассифицированной руде.
56 /
2. При обогащении на столах материала крупностью менее
jl мм рационально вместо предварительного грохочения приме-
нять гидравлическую классификацию, так как в последнем слу-
чае при обогащении происходит более быстрое расслаивание по
удельным весам и лучшее избирательное транспортирование
расслоившихся минеральных зерен. При больших мас-
штабах производства грохочение тонкого материала практиче-
ски неприемлемо из-за малой производительности грохотов, низ-
кой эффективности грохочения и быстрого износа тонких сит.
3. При подготовке исходного материала гидравлической
Классификацией большая часть мелких легких зерен удаляется;
Следовательно, концентрат будет чище.
Кроме того, различие в крупности легких и тяжелых мине-
ралов будет значительно больше, чем при грохочении, соответст-
венно коэффициенту равнопадаемости.
[ Для материала, подготовленного гидравлической классифи-
'Цацией, наблюдается более полное и эффективное расслоение,,
гак как для прохождения мелких тяжелых минералов между
Крупными легкими создается большая пористость и меньшее со-
противление.
4. Скорость движения минералов легкой фракции в попереч-
ном направлении деки возрастает с увеличением крупности ма-
териала и уменьшением его удельного веса, а вдоль деки сто-
ла— наоборот. Следовательно, избирательное транспортирова-
йие расслоившихся минеральных зерен при гидравлической,
классификации будет более эффективным, чем для материала,
подготовленного грохочением.
2. Параметры конструктивных элементов столов
а) Форма и размеры деки
Рациональной геометрической формой деки является ромби-
ческая, так как в этом случае площадь, занимаемая материа-
лом, больше, чем при трапецеидальной или прямоугольной деке.
Первые опыты по определению влияния размеров деки на
эффективность процесса обогащения на концентрационных сто-
лах были проведены в институте Механобр проф. Н. Н. Чинки-
ным и канд. техн, наук Н. П. Титковым [23, 27].
Обогащение тонкого материала и шламов, согласно данным
П. В. Лященко [39], должно производиться на шламовых столах,
имеющих значительно большую ширину деки. Так, дека кон-
центрационного шламового стола Дейстера имеет длину 2,6 м,
а ширину 3,03 м, т. е. отношение длины деки к ее ширине мень-
ше единицы. П. В. Лященко считает, что увеличение ширины
деки приводит к удлинению пути прохождения тонкого материа-
ла и более полному улавливанию тяжелых зерен.
С целью нахождения оптимальных размеров деки для обыч-
но обогащаемых на концентрационных столах руд крупностью
0,5 мм * институтом Механобр в 1956—1957 гг. были проведены
специальные исследования [23,24]. Опыты проводились на лабора-
торном столе с деревянными деками длиной 1 м и шириной 0,3;
0,4; 0,55; 0,8 м и на полупромышленном- столе с деками длиной
2 м и шириной 0,65; 0,8; 1,0; 1,2; 1,4; 1,6 м. Производительность
каждой деки изменялась от 100 до 500 кг/ч на 1 м2 площади ее.
Опыты проводились с оловянной рудой Хинганского место-
рождения крупностью 0,3 мм, с содержанием олова в среднем
0,25%.
Лучшие технологические результаты (табл. 3 и 4) и наиболь-
шие удельные производительности получены на лабораторных де-
ках длиной 1 м, шириной 0,55 м (отношение длины деки к ее
ширине равно 1,8) и на полупромышленных деках длиной 2 .it,
шириной 1 —1,2 м (отношен-йе длины деки к ее ширине равно 2
и 1,67). .
Таблица 3
Эффективность обогащения в зависимости от размеров деки лабораторного
стола и его удельной производительности
Удельная Ширина деки, м
производи- тельность деки, ке/ч 0,3 0,4 0,55 0,65 | 0,8
на 1 л«2 Эффективность обогаще ния, %
100 68,6 78,2 84,4 82,6 85,5
150 78.3 79,5 86,2 84,5 83,6
200 80,6 80,4 87,1 84,9 82,7
250 80,5 80,8 87,0 84,0 82,0
300 80,1 80,5 86,6 82,3 81,3
350 79,7 80,0 85,6 81,6 80,7
400 79,0 78,4 84,3 81,0 80.0
450 77,7 75,4 83,9 80,5 79,3
500 75,8 73,2 81,4 79,9 78,6
Эффектив-
ность обога- Удельная производительность деки, кг!ч на 1 .w‘-
щения, %
80,0 330 350 525 490 400
85,0 — 395 180 ПО
* Руды крупностью более 0,5 мм целесообразнее обогащать на отсадочные
машинах, имеющих большую производительность по сравнению с концентра-
ционными столами.
Размеры дек и оптимальное отношение длины деки к ее ши-
рине должны выбираться в зависимости от крупности зерен обо-
гащаемых руд.
Таблица 4
Эффективность обогащения в зависимости от размеров деки по-
лупромышленного стола и его удельной производительности
Удельные производи- лтельности деки, сг/ч на 1 м2 Ширина деки, м
0.65 0.8 1.0 1,2 1.4 1.6
Эффективность обогащения, %
100 150 200 250 : 300 1 350 400 ' 450 500 72,0 81,0 81,7 81,2 80,4 79,2 76,8 74,7 67,0 83,7 85,3 84,4 82,7 81,0 79,4 77,8 76,0 74,2 84,7 86,0 86,4 86,4 85,4 82,8 79,0 74,0 68,6 92,3 91,9 90,6 87,8 82.3 77,3 73.4 71,0 69,7 90,4 87,3 83,0 79,5 76,8 75.4 73,8 71,8 70,0 87,8 85,6 82,4 77,4 71,9 68,0 64,3 60,0
Эффекта в - ость обога- щения, % Удельная производительность деки, кг/ч на 1 м2
80,0 85,0 320 330 175 386 310 325 275 240 175 225 160
При обогащении материала крупностью менее 1 мм наиболее
)ациональным отношением длины деки к ее ширине яв-
1яется 1,8.
При обогащении тонких материалов и шламов ширина деки
Юлжна быть увеличена и оптимальным отношением длины деки
£ ее ширине следует считать не более 1,5. При обработке круп-
гой руды это отношение может быть увеличено до 2,5—2,7.
Для столов завода им. Котлякова отношение длины деки
к ее ширине равно в среднем 2,73, а для столов завода
Пруд» — около 2,65. Следовательно, эти столы дают оптималь-
£ую производительность только при обогащении крупной руды
(больше 1 мм).
Для обогащения на столах руды различной крупности сле-
дует изготавливать деки трех типов:
1) песковые деки с отношением длины к ширине примерно
2,5 (для материала крупностью более 1 мм);
2) мелкопесковые деки с отношением длины к ширине 1,8
(для материала крупностью 0,2—1 мм);
3) шламовые деки с отношением длины к ширине не бо-
пее 1,5 (для тонкого материала и шламов крупностью менее
),2 мм).
В трехъярусных столах, изготовляемых новосибирским заво-
дом «Труд», отношение длины деки к ее ширине принято рав-
ным 1,75, что полностью согласуется с изложенными выше вы-
водами.
В табл. 5 приведена удельная производительность столов
с деками различных размеров при переработке оловянной руды
средней крупностью 0,3 мм при эффективности обогащения 80—-
85%.
Таблица 5
Сравнительные данные для столов с деками трех различных размеров
Разме- ры декиф» м Пло- щадь деки, ма Площадь пола,зани- маемая столом, •• мв Отношение площади деки к площади пола Удельная произво- дитель- ность сто- лов на 1м* площади Деки, кг/ч, ма Производи- тельность столов, кг/ч Необходи- мое коли- чество сто- лов на 10 т/ч Необходимая । площадь по- : ла, № Удельная производи- тельность иа 1 м* площади пола фа брики, кг/ч, л*
1X0,55 0,55 2,45 22,4 360 200 50 123,0 81,5
2X1,1 2,20 6,60 36,0 212 470 22 132,0 76,0
4,5x25 11,25 24,50 46,0 111 1250 8 192,0 52,0
* Размеры и площадь деки взяты из расчета отношения длины последней
к ее ширине, равного 1,8.
’* Площадь пола, занимаемая столом, приведена с учетом привода, жело-
бов и необходимых проходов.
Данные таблицы дают возможность сделать следующие вы-
воды:
1. Удельная производительность столов с малыми размера-
ми дек в два-три раза больше, чем столов с большими размера-
ми дек. Это объясняется неравномерностью распределения ма-
териала по площади деки и особенно по высоте слоя. На деках
промышленных размеров из-за большой длины их неравномер-
ность распределения материала значительно больше, чем на де-
ках малых размеров, что и влечет к снижению удельной произ-
водительности.
2. Удельная производительность на единицу площади пола
фабрики при малых столах, примерно в 1,5 раза больше, чем
при больших. Однако устанавливать на фабрике маленькие сто-
лы нерационально, так как потребное их количество возрастает
примерно в 6 раз. Более рационально на раме большого про-
мышленного стола устанавливать несколько дек малых разме-
ров и не в один, а в несколько рядов. В результате уменьшения
размера дек и увеличения их количества до 6—30 на той же пло-
щади пола следует ожидать повышение производительности та-
ких столов с единицы занимаемой ими площади пола фабрики
в несколько раз по сравнению со столами СС-2.
i) Приводной механизм и кинематика движения
• деки концентрационного стола
Приводной механизм стола должен сообщать деке сотряса-
ельные, асимметричные, возвратно-поступательные движения,
1тобы обеспечить необходимое разрыхление, эффективное рас-
слаивание материала по удельным весам и избирательное транс-
юртирование расслоившихся минеральных зерен.
От приводного механизма дека стола получает дифференци-
зльное движение такого рода, при котором скорость переднего
сода постепенно нарастает, достигая максимальной величины
тезадолго до конца его, а затем резко убывает до нуля. При об-
эатном ходе скорость движения деки резко нарастает до макси-
мальной величины, а затем медленно убывает до нуля.
Ускорение деки имеет также асимметричный характер, в ре-
зультате чего минеральные зерна получают ускорение в .направ-
лении движения ее.
При движении вперед минеральные зерна силой трения удер-
живаются на деке и перемещаются вместе с ней. В конце перед-
гего хода деки зерна начинают скользить по поверхности ее
з направлении движения за счет силы инерции. Трение между
зернами и декой становится недостаточным для того, чтобы
зерна могли удерживаться на деке и двигаться вместе с ней об-
ратно.
Скольжение зерен вперед (под действием приобретенной
лнерции) при движении деки назад происходит до тех пор, пока
кинетическая энергия зерна не будет израсходована на преодо-
ление сил сопротивления.
При следующем ходе деки вперед зерна снова перемещаются
вместе с нею почти до конца переднего хода.
Таким образом, в результате асимметричного характера ус-
сорения деки имеет место прерывистое движение всех зерен
з направлении от приводного механизма в сторону разгрузки
гяжелой фракции (концентрата).
В тех случаях, когда з^рна получат ускорение меньшее, чем
гребуется для их скольжения, они станут двигаться синхронно
г декой и не будут продвигаться вперед по поверхности деки
:тола. И наоборот, при чрезмерном увеличении ускорения вместе
: тяжелыми минеральными зернами могут очень быстро продви-
гаться вперед и легкие, в результате чего их расслаивание, смыв
л избирательное транспортирование в поперечном направлении
з;еки будут нарушаться. В том и другом случае эффективность
эазделения минералов по удельным весам значительно пони-
Исходя из этого целесообразно, чтобы диаграмма скоростей
d ускорений движения деки была асимметричной в тех пределах,
хоторые позволили бы иметь наибольшую скорость движения
материала при условии получения оптимальных технологиче-
ских показателей разделения минералов и сохранения механи-
ческой прочности приводного механизма и стола.
На рис. 34 приведена диаграмма скоростей и ускорений, сня-
тая с натуры [2]. Она показывает, что время движения деки впе-
ред больше времени движения ее назад. Эта разница во време-
ни движения деки называется коэффициентом неравномерности
движения. Установлено, что оптимальное значение коэффициен-
та неравномерности движения деки К равно 1,2—1,5 [2].
Рис. 34. Диаграмма скоростей и ускорений деки концентра-
ционного стола х
в) Размеры и расположение рифлей
Применение рифлей на деке стола улучшило процесс разде-
ления минеральных зерен и позволило значительно увеличить
производительность столов.
Кроме того, применение рифлей позволило обрабатывать
материал более крупных размеров, что в значительной сте-
пени способствовало применению концентрационных столов для
обогащения различных полезных ископаемых.
А. М. Годен [12] считает, что наличие рифлей нарушает
ламинарное течение жидкости по деке и вызывает появление
двух потоков: верхнего, более или менее ламинарного, и ниж-
него — турбулентного.
Турбулентный характер движения жидкости при наличии
разрыхленного материала создает восходящие потоки, которые
рособствуют лучшему расслаиванию материала по удельным
1есам и удаляют из слоя тяжелых минералов оставшиеся легкие
[астицы.
Рифли предохраняют зерна тяжелых минералов от действия
мывной воды, допускают более сильный поперечный поток,
обеспечивая этим быстрое удаление хвостов с поверхности деки
I тем самым значительно увеличивая производительность кон-
1ентрационных столов.
Наличие рифлей способствует образованию постели, которая
улучшает разделение рудных зерен по удельным весам, так как
з каждом желобке между рифлями происходит стесненное
гадение тяжелых минералов, как это имеет место и'на отсадоч-
ных машинах.
Высота и расположение рифлей и расстояние между ними,
Г. е. глубина и ширина желобков, должны увязываться с крупно-
стью и удельным весом минеральных зерен тяжелой и легкой
фракции, а также с углом наклона деки, с количеством
и скоростью смывной струи воды и производительностью стола.
Однако вопрос о взаимной связи вышеуказанных факторов тео-
ретически изучен недостаточно, и поэтому высота рифлей
и расстояния между ними подбираются практически на основе
работы промышленных столов. Некоторые авторы [67, 39] высо-
ту нижних рифлей в 12 мм, а верхних — в 6 мм (часто
встречающиеся в литературе) пытаются обосновать максималь-
ной высотой взвешенности зерен минералов, относя это к усло-
виям неподвижных столов и шлюзов. Ими не учитывается влия-
ние сотрясения и асимметричных возвратно-поступательных
движений деки, а также непрерывности разгрузки минералов
тяжелой и легкой фракций и других факторов, которые отлича-
ют концентрационные столы от шлюзов или подобных им
аппаратов.
На некоторых обогатительных фабриках высота нижних
рифлей берется не 12 мм, а 25—30 мм. Превышение нижних
рифлей относительно верхних делается для удержания верхних
слоев материала от быстрого смывания и более равномерного
распределения материала на большей площади деки. В верхней
части деки, ближе к загрузочному ящику, частицы тяжелых
минералов быстро расслаиваются по удельному весу и удержи-
ваются между рифлями даже при небольшой высоте- По мере
передвижения слоя материала и приближения его к нижнему
краю стола между рифлями должны удерживаться все более
легкие по удельному весу минеральные частицы, для чего тре-
буется больйгая высота рифлей.
Постель между нижними рифлями более разрыхлена, состоит
из более крупных частиц и меньшего удельного веса по сравне-
63-
икто с постелью между верхними нарифлениями, что и способст- '
вует улавливанию полезных минералов, находящихся в сростках. ;
Для обработки крупнозернистого материала применяют |
большей 'частью высокие рифли и отношение ширины же-
лобков к средней высоте рифлей берется небольшое, около
1,5—2,0. Для обработки мелкозернистого материала рифли
делаются ниже, а отношение ширины желобков к высоте рифлей
берется 3—4. При обработке тонкого материала и шламов риф-
ли делаются еще ниже, а отношение ширины желобков к средней
высоте рифлей берется около 5—6.
На основании исследований [27], проведенных институтом
Механобр, можно принять следующие ориентировочные высоты
нижних рифлей (со стороны привода).
Крупность материала, мм Высота нижни рифлей,
мм
Более 1,5 25
1,5—1,0 18—20
1,0—0,5 15—18
0,5—0,2 12—15
Для материала крупностью менее 0,2 мм и для шламов вы-
сота нижних рифлей принимается равной 10 мм, но в промежут-
ках между ними через четыре-пять рифлей устанавливаются
высокие и широкие рифли с пологими краями. Это делается для
того, чтобы между высокими рифлями задерживались вода
и материал; образовывая более спокойные зоны (лужицы), в ко-
торых могли бы осесть наиболее мелкие и тяжелые зерна.
При изготовлении все рифли должны быть одинаковой длины
и высоты, скошенные на нет, начиная с 3/4 длины их, т. е. должны
иметь в продольном разрезе в нескошенной части вид прямо-
угольника, а в скошенной—вид треугольника с острым углом.
Расположение и установка рифлей на деке, пескового стола
СС-2 показаны на рис. 35.
Длина загрузочного ящика равна— ‘/г длины деки.
Укладку рифлей на деку производят так, чтобы получить
две линии среза. Одна из них должна начинаться вверху деки
примерно с ‘/з—72 ее длины.
Вторая линия среза образуется выступающими по длине,
через две на третью, концами рифлей. Эта линия среза спо-
собствует лучшей очистке концентрата и уменьшает потери по-
лезных минералов.
Нижние две-три рифли имеют длину, равную длине деки,
и служат для улавливания богатых сростков. Остальные рифли
соответственно линии среза обрезают со стороны толстого конца
(сторона привода), в результате чего верхние нарифления
уменьшаются по высоте.
I
£ Скашивание рифлей в продольном направлении и укорачи-
вание их длины необходимы для избирательного смыва ми-
неральных зерен. Материал, расслоившийся по удельному весу
№ крупности, двигаясь по деке в диагональном направлении,
рудет постепенно выходить из желобков. Сначала появятся са-
|мые верхние слои, несущие легкие и крупные частицы, которые
-'будут сразу смываться водой. Затем появится следующий слой
^среднего удельного веса, который будет смыт позднее, и, нако;
щец, тяжелый минерал, который будет смыт позднее и медленнее
.остальных.
--------------------— ------------------------------
Рис. 35. Расположение рифлей на деке пескового стола СС-2
После того, как тяжелые минеральные зерна выйдут из же-
лобков, окончательное удаление зерен пустой породы (более
легких фракций) будет происходить на гладкой (нерифленой)
поверхности деки. Очень тонкие зерна, особенно легкой фрак-
ции, и шламы (если они перед концентрацией на столах не были
удалены) смываются поперечным потоком воды в голове деки
стола.
Рифли при обычном* их расположении срезаются под углом
30—45° в зависимости от ширины деки. При отношении длины
деки к ее ширине, равной 1,5 (обогащение тонкого и шла-
мистого материала), линия среза должна проходить под углом
40—-.45°, а при отношении длины деки к ее ширине, равном 2,5—
2,7 (обогащение крупного материала), — под углом'30—35°. На
деках с промежуточным значением отношения длины деки к ее
ширине линия среза проходит под углом 35—40°.
Расстояния между рифлями для промышленных столов
делаются в пределах 20—45 мм, в среднем около 30 мм, в зави-
симости от высоты рифлей, назначения операций и характера
обрабатываемой руды.
Для труднообогатимых руд и при доводке черновых концент-
ратов, когда разница в удельных весах разделяемых минералов
5 2191 ' 65
небольшая, целесообразно рифли на деке устанавливать под
углом 4—15° к направлению движения деки, что и применяется
на Ловозерской и других обогатительных фабриках. Располо-
жение рифлей под углом более 15° к направлению движения
деки нерационально, так как технологические результаты
обогащения снижаются вследствие появления большого сопро-
тивления продвижению материала (особенно тяжелой фракции)
вдоль деки. Тяжелые зерна минералов, не успев пройти до конца
рифлей, начинают смываться в промпродуктовую и хвостовую
части веера.
С. А. Хомченко [71, 72] указывает, что путем изменения си-
стемы нарифлений на 60 концентрационных столах СС-2 было
достигнуто увеличение производительности столов более чем
в два раза. Усовершенствование поверхности деки заключалось
в увеличении высоты рифлей до 40 мм и расположении их по
диагонали, а не параллельно длине деки.
Увеличение высоты рифлей вызывает необходимость подня-
тия разгрузочной части деки стола на 70—80 мм вместо обычно
применяемых 10—30 мм.
Кроме описанных выше нарифлений испытывались нарифле-
ния, рекомендуемые А. К- Кузовлевым [36], М. Л. Певзнером,
А. А. Платуновым [50] и С. И. Полькиным [52]. Они предлагают
расположение рифлей с разрывом в продольном направле-
нии и с различными уклонами их на отдельных участках. Испы-
тания такого расположения рифлей на вольфрамовых сме-
сях дали хорошие технологические результаты обогащения. Од-
нако для руд, имеющих небольшую разницу в удельных весах
разделяемых минералов, технологические результаты обогаще-
ния ниже, чем при обычных рифлях. Это, вероятно, можно
объяснить тем, что полезные минералы, имеющие небольшой
удельный вес (немного превышающий удельный вес пустой по-
роды), выносятся потоком воды и пульпы в местах разрыва
рифлей в промпродуктовый и хвостовой продукт.
Такие нарифления в промышленных условиях еще не опро-
бованы. Они несколько сложней в изготовлении и установке по
сравнению с обычно применяемыми.
Анализ работы концентрационных столов в промышленных
условиях и результаты проведенных испытаний позволяют сде-
лать следующие выводы:
1) чем больше крупность обрабатываемого материала, тем
выше должна быть высота рифлей;
2) для тонкого материала установка высоких рифлей резко
понижает технологические показатели, увеличивая содержание
полезного минерала в хвостах;
3) при обработке материала крупностью 0,5—0,2 мм и осо-
бенно крупностью 0,2—0,07 мм установка нижних рифлей
^высотой более 20 мм резко снижает эффективность и все техно-
логические показатели обогащения, поэтому высота нижних
^рифлей не должна превышать 16—20 мм.
'3. Факторы технологического режима работы концентрационных
столов
't
а) Длина и число ходов деки
Разрыхление материала, расслоение минеральных зерен по
: удельному весу и крупности, а также избирательное транспорти-
рование расслоившихся минеральных зерен по деке стола зави-
сят в основном от сотрясательных возвратно-поступательных
движений деки, т. е. от длины и числа ходов деки и асимметрич-
ности ее движения.
Наибольшее разрыхление материала на деке происходит
в период максимального ускорения, т. е. в конце переднего и на-
чале обратного хода деки.
С увеличением длины хода деки увеличиваются восходящая
струя потока и подъемная сила, которая способна взвешивать
более крупные и тяжелые минеральные частицы на большую вы-
соту. С увеличением числа ходов деки увеличивается число ко-
лебаний потока в единицу времени, но подъемная сила может
быть небольшой. Поэтому при обработке крупного материала,
когда высота нарифлений, а следовательно, и высота слоя мате-
риала на деке большая, требуется значительная подъемная сила
восходящего потока, для чего применяют увеличенную длину
хода деки, но так как крупных зерен меньше (в том же объеме
пульпы) по сравнению с мелкими зернами, то число колебаний
сокращается путем уменьшения числа ходов деки.
При обработке мелкого и тонкого материала высота нариф-
лений, а следовательно, и высота слоя материала на деке не-
большая. В этих случаях не требуется поднимать (взвешивать)
материал на большую высоту, но так как количество мелких зе-
рен больше по сравнению с крупными, то для обеспечения необ-
ходимого расслаивания материала количество колебаний следу-
ет увеличить, что и осуществляется путем увеличения числа ка-
чаний деки, но при этом длину хода деки необходимо уменьшить.
Сопротивление слоя рудной смеси передвигающимся в нем зер-
нам будет больше при расслаивании тонких зерен, несмотря на
меньшую абсолютную высоту всего слоя материала. Следова-
тельно, количество элементарных циклов, необходимых для
расслаивания тонких зерен, будет возрастать от крупных к мел-
ким классам. Поэтому производительность столов при обработке
мелкого и тонкого материала сильно уменьшается по сравнению
с обработкой крупной руды.
Проведенные нами исследования [24—27], а также исследо-
вания И. М. Абрамовича и Е. Н. Вишневского [1] показали, что
8* 2191 67
крупность зерен обрабогпыОаенюго нотериалоМгкы)
Рис. 36. Зависимость длины хода деки от круп-
ности Обрабатываемого материала
Рис 37. Зависимость числа ходов деки от круп-
ности обрабатываемого материала (условные обо-
--tm я ч<'И ч я см. рис 3G)
нельзя принимать прямую зависимость между степенью расслое-
ния и скоростью транспортирования материала, обогащаемого на
деке стола, с одной стороны, и числом хода деки, с другой сто-
роны. Для каждой крупности и удельного веса обрабатываемого
материала существует оптимальное значение длины и числа
ходов деки стола. Различные отклонения от оптимальных значе-
ний снижают эффективность и технологические показатели обо-
гащения.
Рис. 38. Зависимость длины хода деки от крупности обрабатываемого мате-
риала в логарифмических координатах (условные обозначения см. рис. 36)
Рис. 39. Зависимость числа ходов деки ’от крупности обрабатываемого мате-
риала в логарифмических координатах (условные обозначения см. рис. 36)
Для нахождения оптимального значения длины и числа хо-
дов деки были проанализированы данные работы столов на мно-
гих отечественных и зарубежных обогатительных фабриках,
а также полупромышленных и лабораторных столов при обога-
щении вольфрамовых, оловянных руд и гематитовой смеси [23,
24, 27].
На рис. 36 и 37 показана зависимость длины и числа ходов
деки от максимального размера зерен обрабатываемой руды.
Все точки на графиках отвечают опытным данным. Большин-
ство из них расположилось в пределах довольно узкой заштри-
хованной полосы, что говорит о наличии закономерной зависи-
мости между длиной и числом ходов деки, с одной стороны, и
максимальной крупностью зерен — с другой. Для нахождения
этой зависимости все опытные данные были нанесены на двух
логарифмических сетках (рис. 38 и 39).
Считают, что прямые, построенные на логарифмических
сетках, достаточно точно отражают обе изучаемые зависи-
мости.
В результате проведенных вычислений были найдены эмпи-
рические формулы:
а) длина хода деки
4 ____
/ — 18 "К^тах> ММ,
б) число ходов деки в минуту
Т^^тах
На основании этих формул составлена табл. 6, по которой
могут быть найдены значения длины и числа ходов деки при
крупности зерен от 0,04 до 3 мм.
Таблица 6
Длина и число ходов деки стола в минуту в зависимости от крупности зерен
обрабатываемой руды
Максималь- ный размер зерен dmax> ММ Длина хода 1, мм Число ходов п в минуту Максималь- ный размер зерен dmaX( ММ Длина хода 1, ММ Число ходов п в минуту
з,о 24 200 0,8 17 262
2,5 23 208 0,6 16 277
2,36 22 210 0,5 15 287
2,15 22 215 0,4 14 300
2,0 21,5 217 0,3 13 319
1,5 20 230 0,2 12 345
1,4 20 234 0,1 10 396
1,2 19 239 0,07 9 . 426
1,0 18 250 0,04 8 470
б) Углы поперечного и продольного наклона
деки
Скорость движения минеральных зерен по деке в поперечном
направлении зависит в основном от скорости движения воды
и пульпы, которая должна быть достаточной для транспортиро-
вания материала и создания турбулентных потоков, поддержи-
вающих в состоянии разрыхления постель из тяжелых минера-
лов и в состоянии взвеси легкие минеральные зерна.
Скорость поперечного потока в то же время должна быть
такой, чтобы не нарушилось расслаивание материала по удель-
ным весам и в поперечном направлении транспортировались
в основном минералы легкой фракции.
Если дека установлена горизонтально, то направления ско-
ростей движения минералов легкой и тяжелой фракций совпа-
дают, образование веера, а следовательно, и разделение минера-
лов по удельным весам не происходит.
При очень большом угле поперечного наклона деки скорость
потока воды и пульпы будет очень большая, минералы легкой
и тяжелой фракций будут смываться вместе, так как направле-
ния и скорость движения их совпадут, а веер материала станет
очень узким, что отрицательно скажется на эффективности рас-
слоения и извлечении полезных компонентов. Таким образом,
для различного характера и крупности обогащаемой руды необ-
ходим выбор оптимального угла поперечного наклона деки. На
практике поперечный наклон деки принимается от 1,5 до 10°. Чем
крупней материал, тем больше поперечный наклон деки.
Можно рекомендовать следующую величину угла поперечно-
го наклона деки:
Для особо крупных и тяжелых материалов..................... 6—10°
Для пескового материала.................................... 4—8°
Для мелкопескового материала...............................2,5—3,5°
Для тонкого материала и шламов............................. 1—2,5°
Для улучшения показателей процесса разделения деке при-
дают продольный подъем. Этот подъем должен быть тем больше,
чем крупнее обрабатываемый материал и чем больше высота
рифлей. Для самого крупного материала рекомендуется
подъем разгрузочного конца деки в пределах 20—30 мм.
С. А. Хомченко [71, 72] рекомендует подъем конца деки до 70—
80 мм. При обработке самых тонких материалов и шламов необ-
ходим уклон в связи с большим коэффициентом трения его деки
в сторону разгрузки, обеспечивающий большую скорость транс-
портирования тонкого концентрата.
в) Разжижение пульпы и количество смывной
воды
Изменять скорость поперечного потока пульпы можно ие
только наклоном деки, но и количеством смывной воды и воды,
поступающей на деку с питанием. Поперечный наклон деки и
расход воды — факторы взаимно связанные. Одновременно они
являются функцией крупности и вещественного состава исход-
ной руды.
Как правило, вся дека должна омываться водным потоком,
чтобы самые крупные зерна были покрыты водой.
Наиболее удобным показателем, позволяющим характеризо-
вать расход воды, является отношение жидкого к твердому.
ОбычнсГ оптимальным разжижением пульпы считается Ж : Т =
= 3(4) : 1. Нижним пределом отношения Ж : Т в питании явля-
ется 2 (3) : 1, а верхним—-6 : 1. Переход за указанные пределы
приводит к нарушению процесса разделения.
При чрезмерном разжижении питания увеличивается раз-
рыхление материала и особенно сильно возрастает скорость
транспортирования материала в поперечном направлении деки,
в результате чего время для расслаивания материала по удель-
ным весам уменьшается, а турбулентность потока и вынос тон-
ких тяжелых минералов увеличивается, что снижает извлечение
полезного минерала в концентрат.
Недостаточная разжиженность пульпы ухудшает процесс
расслаивания и избирательность транспортирования, так как
уменьшается разрыхление материала, повышается плотность
пульпы и создаются большие сопротивления прохождению тя-
желых минералов вниз. В веере материала полоса тяжелых ми-
нералов выделяется плохо и нечетко. Скорость транспортирова-
ния материала, особенно в поперечном направлении, уменьша-
ется. В целом процесс концентрации проходит неудовлетвори-
тельно.
Вследствие поперечного наклона деки часть воды уходит
в полосу F (см. рис. 26), часть — с хвостами, поэтому для нор-
мального разделения материала по удельным весам в конце
деки воды становится недостаточно. Для удаления легких мине-
ралов требуется дополнительная смывная вода, которая и пода-
ется, начиная со второй трети длины деки, где кончаются верх-
ние нарифления.
Количество смывной воды зависит от наклона деки. Чем
больше наклон деки, тем меньше требуется смывной воды.
Избыток смывной воды ухудшает разделение материала на
деке, так как создает большую скорость поперечного потока,
в результате чего веер сужается и усложняется разделение по
фракциям. Избыток смывной воды особенно вреден, так как он
смывает часть полезного минерала в промпродукты и хвосты.
Недостаток смывной воды ухудшает четкость разделения ми-
нералов по фракциям. Выход концентрата значительно увеличи-
вается за счет его разубоживания оставшимися зернами мине-
ралов легкой фракции.
Увеличение скорости транспортирования материала путем
увеличения наклона деки более экономично, чем увеличение
расхода воды, особенно если расход воды на обогатительной
фабрике ограничен.
При обработке тонких материалов и шламов общий расход
воды на тонну обрабатываемой руды увеличивается, так как
производительность столов на таком материале низкая, а для
72
нормальной работы необходимо создание постоянно движуще-
гося слоя воды, который смывал бы тонкие частицы с гладкой
Поверхности деки. Поэтому расход смывной воды при обработке
’тонкого материала несколько увеличивается по сравнению с рас-
ходом воды при обработке крупной руды.
В табл. 7 приведены рекомендуемые параметры при обога-
щении на концентрационных столах руд средней обогатимости
крупностью 3—1, 1—0,2 и менее 0,2 мм.
Таблица 7
Примерные параметры, рекомендуемые прн обработке
оловянно-вольфрамовых и других руд средней обогатимости
Параметры Песковые сто- лы для обра- ботки руды крупностью 3—1 мм Мелкопесковые столы для об- работки руды крупностью 1—0,2 мм Шламовые столы для обработки тонкозернистых материалов и шла- мов крупностью < 0,2 мм
Отношение длины деки к ее ши- рине -—2,5 —1,8 <1,5
Длина хода деки, мм 16-26 12—18 6—12
Число ходов деки в минуту . . . 200—270 270—320 320—420
Поперечный наклон декн стола, град 4—10 От 2 до 4 От 1 до 2,5
Продольный подъем или наклон деки, мм .......... Подъем кон- Подъем 10— Понижение
ца деки 20 1-10
Разжижение питания (Ж : Т) . . 20—30 3,5 : 1 до 5 : 1 3,5 : 1 до 4 : 1 3,5 : 1 до 4 : 1
Относительное количество смыв- ной воды (Ж : Т) 1 : 1 до 1,5 : 1 1,5: 1 2: 1
Высота нижних нарифлений со стороны привода, мм 26—18 18—12 12—8
Расстояние между нарифлениями, мм 30—45 25—40 30—45
Производительность промышлен- ного стола, т/ч 4-2 2—0,9 0,8-0,3
Глава VI
ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ КОНЦЕНТРАЦИОННЫХ столов
1. Общие сведения
В промышленных условиях производительность концентраци-
онных столов обычно не замеряют. Часто вместе с исходной ру-
дой на столы поступают различные промпродукты и хвосты, т. е.
имеется циркуляционная нагрузка.
По характеру и крупности руды, по плотности (Ж Т) как
исходный продукт, так и циркуляционная нагрузка резко изме-
няются. Распределители пульпы не всегда правильно делят на-
грузку по столам.
Нй некоторых столах не выдаются ни товарные концентраты,
ни отвальное хвосты, так как все получаемые продукты направ-
ляются на последующую доработку.
Все вышеуказанное усложняет правильность оценки работы
промышленных концентрационных столов по производитель-
ности.
При соблюдении всех оптимальных условий работы стола от-
клонение производительности от оптимальной снижает эффек-
тивность обогащения.
В случае превышения оптимальной производительности вы-
сота слоя материала на деке и скорости движения минеральных
зерен, особенно в поперечном направлении, возрастают. Воз-
можность нормального расслаивания материала по удельным
весам и крупности нарушается, так как зерна тяжелых фракций
не успевают осесть на дно деки из-за увеличения высоты слоя,
большого уплотнения в нижней части слоя и увеличения скоро-
сти поперечного движения потока.
При уменьшении производительности ниже оптимальной вы-
сота слоя материала будет недостаточной для создания необхо-
димой высоты и плотности постели. Скорости продвижения ма-
териала значительно уменьшатся, так как давление потока в по-
перечном направлении деки будет недостаточным. В результате
этого эффективность обогащения снижается.
Ввиду сложности и недостаточной изученности процесса кон-
центрации на столах до сих пор отсутствуют формулы для опре-
деления отдельных параметров и факторов, влияющих на него,
и подсчета производительности столов. х
Некоторые авторы [66, 67] рекомендуют очень упрощенную
формулу для подсчета производительности стола, учитывающую
только площадь деки и крупность обрабатываемой руды.
Q = 0,2Fd, т/ч,
где F — площадь деки стола, м2;
d— максимальный диаметр зерна руды, мм.
При исследовании закономерности распределения материала
на деке, определении оптимальных размеров ее и других факто-
ров( влияющих на процесс концентрации, а также при анализе
работы в промышленности и лабораторных столов установлено,
что удельная производительность на единицу площади деки малых
лабораторных столов больше в два-три раза, чем промышленных.
Прямую пропорциональную зависимость производительно-
сти от площади аппарата можно принимать только на отсадоч-
7.4
ных машинах, шлюзах, желобах и других аппаратах, где мате-
риал располагается равномерным слоем как по высоте, так и по
площади. На деках концентрационных столов обогащаемый ма-
териал располагается веером и занимает не всю площадь деки.
Наибольшую высоту имеет слой материала, находящийся
в первой трети длины веера (10—20 лея), на остальных двух тре-
тях высота слоя снижается до крупности одного зерна тяжелой
фракции, т. е. снижение высоты слоя материала происходит от
10—20 мм в начале деки до долей миллиметра к концу деки.
Неравномерность распределения материала по высоте слоя и
площади деки имеет место в большей степени на столах про-
мышленных размеров по сравнению с полупромышленными и
лабораторными столами.
Площадь, занимаемая материалом на малых столах, состав-
ляет примерно 75%, на полупромышленных — около 65%, а на
промышленных — не более 60%.
Установлено также, что производительность стола изменяет-
ся не прямо пропорционально размеру зерен. Примерно такая
же зависимость производительности от крупности руды может
быть прослежена и при анализе данных о работе отсадочных
машин, шлюзов, винтовых сепараторов и других гравитационных
обогатительных аппаратов. Поэтому рекомендуемую формулу
нельзя считать правильной. Кроме того в этой формуле не учи-
тываются разница в удельном весе разделяемых минералов
и другие факторы, влияющие на процесс концентрации.
2. Зависимость производительности концентрационного
стола от крупности обрабатываемой руды
При исследовании влияния способа подготовки руды перед
обогащением на концентрационных столах установлено, что про-
изводительность столов увеличивается при работе на классифи-
цированной руде. Чтобы учесть этот фактор в формуле произво-
дительности концентрационного стола следует определять вели-
'чину крупности зерен не по их максимальному размеру, как при-
нимают в большинстве случаев, а по среднему диаметру.
Влияние крупности обрабатываемой руды на производитель-
ность гравитационных обогатительных аппаратов давно извест-
но, и принято считать, что чем крупней исходная руда, тем боль-
ше производительность. Одни авторы [67] принимали изменение
производительности стола прямо пропорционально изменению
максимального диаметра зерна, другие [12] считали, что измене-
ние производительности пропорционально квадрату и даже кубу
диаметра зерен. Как показали последние исследования [24], та-
кой зависимости в действительности не существует.
На производительность столов влияет много различных па-,
раметров и факторов, поэтому выводы следует делать только по
одному кдкому-либо изменяющемуся фактору, оставляя осталь-
ные постоянными.
Рис. 40. Зависимость производительности промышленных кон-
центрационных столов от среднего диаметра зерен обрабаты-
ваемых руд с удельным весом полезного минерала от 6 до 7,5
Учитывая эти обстоятельства, из различных литературных
источников, технических отчетов института Механобр и отчетов
по работе промышленных столов на разных обогатительных
фабриках были подобраны данные, которые относятся к рудам
различной крупности, но с примерно одинаковыми удельными
весами полезного минерала (от 6 до 7,5) и примерно одинаковой
разницей в удельных весах разделяемых минералов, которые
обрабатывались на деках одинаковых размеров [5, 23, 24, 27, 57,
66, 67].
В результате проведенного подбора вышеуказанных данных
построен график (рис. 40), где на оси абсцисс отложены средние
диаметры зерен обрабатываемых руд dcp мм, а на оси орди-
нат— средние производительности столов в т/ч. Расположе-
76
ние всех точек промышленных данных в узкой полосе, ограни-
ченной крайними пунктирными кривыми, говорит о наличии
закономерной зависимости между производительностью стола
и средним размером зерен.
Для определения этой зависимости все точки были перенесе-
ны на логарифмическую сетку (рис. 41). Прямая, проведенная
через эти точки, отражает характер их распределения.
В результате обработки опытных данных была найдена сле-
дующая эмпирическая формула
Q = 2,2d0-6
где Q — производительность, т/ч;
dcp— средний диаметр зерен обрабатываемой руды, мм.
Для определения производительности полупромышленного
и лабораторного столов, обогащающих аналогичные руды, эта
формула непригодна, что указывает на влияние площади деки
на производительность стола.
3. Зависимость производительности концентрационного стола
от размера деки
В табл. 8 приведены данные (усредненные) производитель-
ности столов со следующими площадями дек: промышленный
стол — 8 лг2; полупромышленный стол — 2 ж2; лабораторный
стол — 0,4 м2.
По данным табл. 8 на логарифмических сетках построены
прямые (рис. 42, а и б). Параметром принята средняя круп-
ность, dop.
На рис. 42, а к семейству параллельных линий проведена
нормаль, на которой построена логарифмическая шкала для зна-
чений dcp по двум крайним пометкам на нормали (dcp = 2,0 и
dcP = 0,04).
Таблица 8
Зависимость производительности концентрационных столов от площади дек
при различном размере зерен обрабатываемых руд
Средняя крупность зерен dCp, мм Производительность столов» т/ч
промышленных полупромышленных лабораторных
2,0 3,2
1,25 2,5 0,9 —
0,75 1,8 0,69 0,23
0,54 1,5 0,55 0,19
0,35 1,2 0,44 0,16
0,28 1,1 0,4 0,14
0,19 0,9 0,3 0,12
0,14 0,75 0,265 0,095
0,08 0,55 0,2 0,07
0,04 0,36 0,14 0,047
Сопоставляя пометки на параллельных линиях с пометками
логарифмической шкалы для cfcp, видим, что совпадение доста-
точно точное. Это говорит о том, что семейство параллельных
линий расположено по логарифмическому закону.
Рис. 41. Зависимость производительности промышленных концентрационных
столов от среднего диаметра зерен обрабатываемых руд в логарифмических
координатах
Следовательно, зависимость между производительностью
концентрационных столов, площадью деки и средним дйамет-
ром зерен может быть выражена эмпирической формулой сле-
дующего вида:
Q = KFmd"P.
Путем обработки данных табл. 8 получены значения показа-
телей степени т и п, а также коэффициента К.
Эмпирическая формула приняла следующий вид:
Q = 0,55F°-6d°;6, т/ч.
Для руд удельным весом полезного минерала от 6 до 7,5 эта
формула дает ошибку не более 10%.
4. Влияние удельных весов полезного минерала и пустой
породы на производительность концентрационного стола
Скорость расслоения материала по удельным весам и круп-
ности зависит от разницы в удельных весах разделяемых мине-
ралов. Чем эта разница больше, тем расслоение происходит
быстрее, тем большее различие создается в направлениях и ско-
78
79
ростях движения материала по деке, т. е. под большим углом
отделяются одни минеральные зерна от других. Следовательно,
чем больше разница в удельных весах разделяемых минералов,
тем больше должна быть производительность стола и лучше тех-
нологические показатели обогащения.
Для нахождения характера зависимости производительности
стола от удельных весов полезного минерала и пустой породы
из литературных источников и отчетов о работе обогатительных
фабрик были подобраны данные производительности концент-
рационных столов при обогащении руд с разными удельными
весами полезного минерала (тяжелая фракция) при прочих оди-
наковых условиях.
Для промышленных столов, обрабатывающих руды с удель-
ным весом полезного минерала от 6 до 7,5, данные взяты из
табл. 8, причем принято, что удельный вес полезного минерала
равняется в среднем 7,2 (так как большинство данных относится
к вольфрамовым и оловянным рудам), а удельный вес пустой
породы — 2,65 (удельный вес кварца), тогда
Д-1 7,2-1
Д - 1 ~ 2,65—1 —
где Si—удельный вес полезного минерала (тяжелая фракция);
62 — удельный вес пустой породы.
Из работ Г. И. Юденича, Г. П. Быкова, П. Н. Яшина и др.
[76] взяты данные для железных руд, для которых
Д — 1_. 5,0 — 1 _п ло
Д- 1 — 2,65—1 —
Для цинковых и пирохлоровых (ниобиевых) руд данные взя-
ты у А. Ф. Таггарта [58] и из работ И. Н. Коковина [27] и получено
следующее соотношение:
Д — 1 _ 4,0 — 1 _ . „
Д—.1 —2,65 — 1
Все данные нанесены на логарифмической сетке (рис. 43),
параметр —dcp.
Проведя, пользуясь построенными точками, прямые равных
значений dcp, видим, что их можно считать параллельными. Да-
лее проводим нормаль к семейству параллельных линий и стро-
им на ней логарифмическую шкалу для переменной Др и убеж-
даемся, что семейство параллельных линий расположилось при-
мерно по логарифмическому закону.
Следовательно, зависимость между производительностью сто-
ла, отношением удельных весов полезного минерала и пустой
породы (в воде) и средним диаметром зерен может быть выра-
жена следующей эмпирической формулой:
т/ч.
Подставляя в эту формулу значения р = 0,6, q 0,6 и К = 1,
получим
<0,6 Лц — И0,6 ,
Q = dep Г-----i > т/ч-
Формула может быть использована при обогащении на про-
мышленных столах руд с удельным весом б ~ 2,75.
5. Вывод обобщающей эмпирической формулы для определения
производительности концентрационных столов
Для определения производительности концентрационных сто-
лов можно рекомендовать следующую эмпирическую формулу:
/ а ________________________________ 1 \0,6
Q = 0,1.8 4 ,т!ч,
где Q — производительность концентрационного стола, г/ч;
6 2191 81
6 — удельный вес руды;
F — площадь деки при оптимальном отношении длины деки
, к ее ширине мг;
dcp— средний диаметр обрабатываемой руды, мм;
61 — удельный вес полезного минерала (тяжелая фракция);
62 — удельный вес пустой породы (легкая фракция).
Эта формула может быть использована для определения про-
изводительности столов любых размеров, при любых условиях
работы только по основной операции, но с оптимальным отно-
шением длины деки к ширине ее.
Чтобы учесть этот фактор и внести его в формулу, заменим
площадь F на равную ей величину
Z.2
F = LB = -—,
*опт
где '
I — —
*ОПТ - 2^’
тогда получим
/ £2 й — 1\0,6
Q =0,181 — б/ср -1—- , т!ч,
\ *ОПТ F $2 - 1/
где L — длина деки, м;
I— отношение длины деки к ее ширине.
Для сравнения работы концентрационных стволов с деками
разных размеров удобнее использовать удельные производитель-
ности, которые определяются по формуле
о 0,1b [. bi—ЦО,6
q = р- = , т/ч-мг.
Эта форула показывает, что чем меньше площадь деки стола,
тем больше будет его удельная производительность. Этим объ-
ясняется выгодность применения многодечных и этажерочных
столов с малыми размерами дек.
6. Номограммы и расчетные таблицы для определения
производительности концентрационных столов
Определение производительности концентрационного стола
по вышеприведенной формуле довольно сложно и требует при-
менения логарифмов. На рис. 44 приведена номограмма [26],
пользуясь которой, можно без всяких вычислений найти значе-
ния производительности стола при различных условиях ра-
боты его.
Способ пользования ею показан на следующем примере.
На промышленном концентрационном столе обогащается ру-
да удельного веса 2,75, средней крупностью зерен 0,75 мм, при
длине деки 4,5 м, оптимальном отношении длины деки к ширине
82
ее 2,5, удельном весе полезного минерала 7,2 и удельном весе
пустой породы 2,65.
В левом верхнем квадрате сетки через точку 0,75 шкалы dcp
лроводят горизонталь до прямой с пометкой 2,75 (удельный вес
Рис. 44. Номограмма для определения производительности концентра-
ционных столов в зависимости от крупности обрабатываемого материа-
ла (dcp), удельного веса материала (8), длины деки (£), оптимального
отношения длины деки к ее ширине (/) и отношения удельных весов
8г-1
полезного минерала и пустой породы в воде ’
руды). Из полученной точки проводят вертикаль в нижний левый
квадрат сетки до пересечения с прямой, отвечающей значению
L — 4,5 м. Через полученную точку проводят горизонталь до пе-
ресечения в нижнем правом квадрате сетки с прямой, соответст-
вующей значению I опт = 2,5. Затем через эту точку проводят
вертикаль в верхний правый квадрат сетки до пересечения с поя-
мой, соответствующей значению ——=—=3,75, и, наконец, че-
рез полученную точку проводят горизонталь до пересечения со
шкалой производительности Q, где находят значение Q= 1,8 т/ч,
Рис. 45. Номограмма для определения производительности песко-
вых, мелкопесковых и шламовых концентрационных столов в за-
висимости от крупности зерен оловянно-вольфрамовых и других
руд, при оптимальных размерах дек
При .пользовании номограммой погрешность определения не
превышает 5%, что для практических целей вполне допустимо.
Для удобства сравнения производительности концентрацион-
ных столов различных типов составлена табл. 9. и приведена
номограмма (рис. 45). Таблица 9
Расчетная производительность концентрационных столов
для руд различной крупности с удельным весом полезного минерала
(тяжелая фракция) от 6 до 7,5
Показатели Типы столов
шламовый мелкопесковый песковый
Оптимальное отношение длины деки
к ее ширине Средняя крупность обогащаемого 1,5 1,8 2,5 1 J
материала, мм 84 0,1 0,2 | 0,3 ( 0,5 1,0 | 1,5 | 2,О’
Показатели Типы столов
шламовый мелкопесковый песковый
1. Промышленные столы (длина деки L = 4,5)
Ширина деки, м....................
Площадь деки, .и2.................
Производительность, т/ч..........
Удельная производительность,
кг/ч-м2...........................
3,0 2,5 1,8
13,5 11,25 8,1
0,7 0,98 1,25 1,65 2,25 2,75 3,25
51,5 87 111 146 278 338 400
2. Полупромышленные столы (длина
Ширина деки, м....................
Площадь деки, .и2.................
Производительность, т/ч...........
Удельная производительность,
кг/ч-м2.........................
деки L = 2,0 м)
1,33 2,67 0,27 0,37 1,11 2,22 0,47 0,62 0,85 0,8 1,6 1,05 —
101 166 212 279 530 650 —
Лабораторные столы
(длина деки L = 1,0 л)
Ширина деки, м 0,67 0,55 0,4
Площадь деки, м- 0,67 0,55 0,4
Производительность, т/ч 0,11 0,16 0,2 0,25 — —
Удельная производительность,
кг/ч-м? 164 290 360 450 — —
Необходимо помнить, что применение формулы, номограммы,
графиков и таблицы для определения общей и удельной произ-
водительности различных концентрационных столов возможно
при работе столов только на основной операции пе обработке
исходной руды.
На перечистных операциях и обработке промпродуктов про-
изводительность столов снижается на 20—40%.
При доводке грубых концентратов до товарных кондиций
производительность столов должна быть снижена в 1,5—2 раза.
Пользуясь эмпирической формулой, номограммами и табл. 9,
можно производить пересчет производительности лабораторных
или полупромышленных столов на производительность промыш-
ленных, а также произвести пересчет производительности для
различных крупностей обрабатываемого материала.
2191
85
Глава VII
ПРОЕКТИРОВАНИЕ ОТДЕЛЕНИЙ
КОНЦЕНТРАЦИОННЫХ СТОЛОВ
НА ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИКАХ
1. Общие сведения
Проектирование любого отделения обогатительной фабрики
производится на основе выбранной технологической схемы обо-
гащения, которая должна обеспечить высокую производитель-
ность и получение требуемых технологических показателей обо-
гащения.
Проект каждого отделения обогатительной фабрики должен
удовлетворять следующим требованиям:
^предусмотренные в проекте основные машины и аппара-
ты должны быть высокопроизводительными, достаточно надеж-
ными и наиболее эффективными;
2) расположение основных вспомогательных машин и раз-
личных устройств должно быть наивыгоднейшим как в отношении
последовательности производственных процессов, так и в отно-
шении использования площади, удобства обслуживания, усло-
вий транспортирования исходной руды и продуктов обогащения;
3) должны быть предусмотрены механизация и автоматиза-
ция процессов, а также возможность опробования продуктов
обогащения и контроль процессов обогащения;
4) оборудование для транспортирования всех материалов
должно быть современным и эффективным;
5) проект должен содержать данные о необходимом расходе
электроэнергии, воды и основных материалов, об обслуживаю-
щем персонале и себестоимости обогащения.
Выбор технологического процесса и схемы обогащения про-
изводят исходя из вещественного состава руды и предъявляемых
требований к качеству концентратов, на основании предвари-
тельно проведенных исследовательских работ.
При выборе технологической схемы следует учитывать прак-
тику работы обогатительных фабрик на аналогичных рудах или
с аналогичными процессами.
Расчет качественных и количественных показателей работы
фибрики или любого ее отделения по выбранной технологической
схеме производится по формулам.
Основными данными, определяющими размеры проектируе-
мого отделения, являются: производительность всего отделения,
производительность выбранных аппаратов, характер вкраплен-
ности полезных минералов и минералогический состав обогащае-
мой руды, т. е. необходимое число стадий обогащения, крупность,
при которой можно получать отвальные хвосты, количество пе-
речистных операций отдельных продуктов обогащения.
86 .
2. Выбор и описание технологической схемы
Качественный проект фабрики и хорошие технологические
показатели обогащения могут быть обеспечены лишь на основе
полноценных технологических испытаний обогатимости руды,
для которой проектируется обогатительная фабрика. Для этого
с месторождения отбираются представительные пробы руды, от-
ражающие основной характер всей руды, подлежащей обогаще-
нию. Эти пробы подвергают всестороннему исследованию, т. е.
производят гранулометрический, химический, минералогический,
спектральный, рациональный и другие анализы, а затем испы-
тывают на обогатимость по развернутой стадиальной схеме.
Испытания на обогатимость проводят в аппаратах лабора-
торного типа теми способами, от которых можно ожидать наи-
лучших технологических показателей, учитывая вещественный
состав руды.
На основе результатов лабораторных испытаний устанавли-
вают рациональную схему обработки и указывают возможные
технологические показатели обогащения, причем в схеме пре-
дусматривают несколько вариантов обогащения.
Для уточнения показателей обогащения лабораторных испы-
таний и установления производительности обогатительных аппа-
ратов проводят испытания обогатимости больших количеств,
больших проб на полупромышленных аппаратах, в большинстве
случаев в замкнутом цикле.
Промышленные испытания на обогатимость отдельных проб
руды проводят редко. Если они оказываются необходимыми, то
их проводят на специальной опытной фабрике или на одной из
секций работающей фабрики. Испытания проводят по схеме, ре-
комендованной на основании лабораторных: и полупромышлен-
ных испытаний.
Выбранная технологическая схема должна быть наиболее
эффективной и удобной, без излишних усложнений. Необходи-
мо предусматривать возможность некоторого изменения схемы
при внедрении новой техники и различных усовершенствований.
Выбираемое оборудование должно быть надежным в работе,
удобным в обслуживании, не требовать частых ремонтов, а глав-
ное высокопроизводительным и высокоэффективным в техноло-
гическом отношении.
Оборудование выбирается и рассчитывается на основе иссле-
довательских работ, каталожных данных и имеющегося опыта
работы обогатительных фабрик.
На рис. 46 показана технологическая количественная схема
обогащения оловянной руды и на примере показано, как, поль-
зуясь ею, определить потребное количество столов. Схема вы-
брана на основе данных испытаний многих оловянно-вольфрамо-
вых руд, имеющих тонкую вкрапленность полезного минерала.
Исходная руда
Дробление до 75 мм
Дробление до 25мм
Измельчение в стержневой мельнице до 2мм
}--/56 7.
Г1дравлическая классификация
И
Отсадка
#1 х] к
3'235% 3'220%
Песковые концен- j
трационные сто^ы
к пп\ X
}-О57.
Перечистка
Г/т/тТ"
J
% L
„’-та
1-0,5 мм
З‘‘зт
0.5 0.2 мм
Концентрация на стала х
г~---------------;---------
Песковые концентра- мелкопескавые концен
ционные столь/ трационные столы
/7/7 [
i
Перечистка
х| К
1=пп
/7/71 xl
1-5Р7. Г11.П
^2д07о
Пром продукты
К
/7/7 ( XI X
j--«3X j’W%
Перечистка
/7/71 XI
j-40% у-m.
Ъ-Х*
Концентрат
Г5-3^
3'51,5%
♦
Обезвоживание
J‘672%
Измельчение до 02 мм
3'4.20%
zr
>0,2 мм
3'3.52°%
Нелкопсскосие кснцен
трациопные столы
ПП ,
^•гкг
3-157'
^005°/о
-Г~.
। Конце/ трот
I вЗоЗо-Зу
0,2-007мм
•Х-- W>7o
♦
007 мм
у 310%
Шламовые концентра
ционные столь/
~апГ“
i’767.
гидроциклов
‘I -оогмн
1-157. '-----1
Перечистка
"П
ног
l-^o
К
^0.5%
I-62JZ
♦
2-й гидравлическая классификация
Д? -0.07 мн.
Г/7/7.
i
концентрация на столах
“—-----------
Шламовые концентра •
ционные столы
к
пп I “
№
J-
Перечистка
пп\
1-3.25
у-20% $-5,5%
fr15,07o
шломовые концентра
ционные столы
XI ПП' XI
j-7«% g^Z
Перечистка
К\ ПЛ\ ' X]
1 i-ZOZ l-m
I I I
хвосты
]-29.2 %,
3*ШХ
0.07-000 мм
О 04 мм
t
Гидроциклон
0.02 мм
1
Шламовые концентра-
ционные столы
Г к
З-яог.
X
fr-13,15%
пп\ , Л
i-&87. 1-9.07.
Перечистка
dM\
3*о.м%
X
3-12.62%
К
Шламовые конценгпра.-
ционные столы
пп\ л
^20Z
Перечистка
к Г“7’7/’| л I
□ L
Рис. 46. Технологическая количественная схема
J=M77% (
обогащения оловянной руды. Условные обозначе-
ния: 7—выход продуктов обогащения; К — кон- хвосты I
центрат, ПП—промпродукт; X — хвосты 6отвал ♦
Таблица 10
Характеристика материала по крупности после измельчения в стержневой
мельнице
Крупность материала, мм Выход, % Количество перерабатывае- мой руды, т
от операции ОТ исходного в час в сутки
4-1,0 38,0 38,0 7,9 190,0
1—0,5 22,0 60,0 4,6 110,0
0,5—0,2 18,0 78,0 3,8 90,0
0,2—0,07 11,0 89,0 2,3 55,0
0,07—0,04 4,0 93,0 0,8 20,0
0,04—0,02 3,5 96,5 0,7 17,5
—0,02 3,5 100,0 0,7 17,5
Итого . . . 100,0 21,0 500,0
Таблица 11
X арактеристика материала по крупности после доизмельчения в шарово й
мельнице
Крупность материала, мм Выход, % Количество перерабатыва- емой руды, т
от операции от исходного в час в сутки
4-0,2 3,5 1,8 0,37 9,0
0,2—0,07 27,0 14,0 2,92 70,0
0,07—0,04 16,5 8,5 1,77 42,5
0,04—0,02 14,0 7,2 1,50 36,0
-0,2 39,0 20,0 4,16 100,0
Итого . . . 100,0 51,5 10,73 257,5
Таблица 12
Количественный расчет схемы гравитационного отделения обогатительно
фабрики для оловянной руды производительностью до 500 т/сутки
Показатели Крупность материала по фракциям, мм
+ 1.0 1-0,5 (о,5—0,2 0,2—0,07 1 0,07 —0,04| +0,2 — ,02
Выход фракций после первой гидравлической классификации*, % . 45,5 34,3 27,7 17,5 17,0 14,0
23,5**
Количество, т/ч .... Производительность сто- лов на основной опе- рации обогащения, т]ч 4,9 6Л 2,3 7,15 2,0 5,77 1,3 3,65 0,9 3,54 0,48 2,92
Показатели Крупность материала по фракциям, мм
1—0,5 |о,5—0,2 0,2 — 0,07 | 0,07—0,04 | +0,02 | — 0,02
Потребное количество столов Принятое к установке количество столов . . 2,0 2,13 2 2 3,5 4 4,5 5 4,05 4 7,4 8
Выход промпродуктов для перечистных сто- лов, % Количество, т/ч .... Производительность сто- лов на перечистных операциях, т/ч .... Потребное количество столов для перечист- ки Принятое к установке количество столов для перечистки Выход фракций после доизмельчения и вто- рой гидравлической классификации, % . . Количество, т/ч .... Потребное количество . Принятое к установке количество столов . . Выход промпродуктов во второй стадии обога- щения для перечист- ных столов, % . . . . Количество, т/ч .... Потребное количество столов Принятое к установке количество столов . . Общее количество требу- емых столов 13,5 2,8 1,5 1,86 2 4 16,4 3,4 1,3 2,6 3 7 13,3 2,77 0,87 3,2 3 3,52 0,73 0,84 1 2,88 0,6 0,6 1 10 7,6 1,58 0,6 2,64 3 17,1 3,54 5,9 6 7.6 1,58 2,63 3 7, 1, 4, 5 16,2 3,38 9,76 10 6,8 1,41 3,53 4 39 4 54 8 11,0 2,29 8,8 9 3,8 0,79 3,15 3 14,68 3,06
* Выход (%) и количество (т/ч) как в первой, так к во второй стадии обогащения
подсчитаны с учетом циркуляционных нагрузок.
** Дробные числа показывают в числителе выход для двухкамерных отсадочных
.машин площадью решета 2 л2, а в знаменателе — для песковых концентрационных столов.
Производительность фабрики условно принята 500 т/сутки.
Концентрационные столы согласно этой схеме предназнача-
ются для выполнения как основных, так и перечистных операций.
Для обеспечения более эффективной работы концентрацион-
ных столов необходима предварительная классификация. Как
• ранее указывалось (глава V), наиболее рациональной является
классификация по равнопадаемости в гидравлическом класси-
фикаторе.
fZ-Омм
I
Грохочение
I
tZ-Онн
Рис. 48. Схема гравитационного обогащения оловянно-
вольфрамовых россыпей
В соответствии с этим в технологической схеме предусмот-
рена первая гидравлическая классификация после измельчения
в стержневой мельнице до 2 мм, . вторая — после измельчения
в шаровой мельнице до 0,2 мм.
Характеристика материала по крупности после измельчения
в стержневой и доизмельчения в шаровой мельницах приведена
в табл. 10 и 11.
Ввиду тонкой вкрапленности полезного минерала крупность-
отвальных хвостов принимается равной менее 0,2 мм.
Выход чернового концентрата, направляемого на доводку для
удаления вредных примесей и повышения содержания кассите-
рита до товарной кондиции, составляет 6,95%, что соответствует
34,75 т!сутки или 11,58 Демену.
На основании технологической схемы (рис. 46) и приведен-
ных в ней данных по выходам продуктов обогащения составле-
на табл. 12, в которой приведены результаты подсчета необ-
ходимого количества концентрационных столов СС-2.
На рис. 47 показана другая технологическая схема гравита-
ционного обогащения с применением концентрационных столов.
Эта схема, предназначенная для обогащения оловянно-воль-
фрамовых руд, предусматривает обогащение на отсадочных ма-
шинах материала крупностью более 1 мм и на концентрацион-
ных столах материала крупностью менее 1 мм.
Разделение на оловянные и вольфрамовые концентраты про-
изводится в доводочном отделении с применением магнитных
сепараторов для слабомагнитных руд.
При обогащении оловянно-вольфрамовых песков россыпи тех-
нологическая схема гравитационного обогащения будет другой..
На рис. 48 приведена соответствующая схема с применением
отсадки для материала крупностью более 6 мм, спиральных се-
параторов для материала крупностью более 0,5 мм, концент-
рационных столов для материала крупностью 0,5—0,07 мм и
шлюзов для материала крупностью менее 0,07 мм с перечисткой
концентратов их на концентрационных столах. Концентраты
после спиральных сепараторов также подвергаются перечистке:
на концентрационных столах.
3. Выбор типа концентрационных столов
Для обеспечения повышенной эффективности обогащения на
концентрационных столах необходимо применять: песковые сто-
лы для материала крупностью более 1 мм, мелкопесковые — для.
материала крупностью 1—0,2 мм и шламовые — для материала
крупностью меньше 0,2 мм. Эти столы отличаются отношением
длины деки к ее ширине, размером и расположением нарифлений,.
длиной и числом ходов деки.
Для наибольшей пропускной способности гравитационного
•отделения необходимо устанавливать столы высокой производи-
тельности с единицы занимаемой ими площади пола здания.
При установке высокопроизводительных столов потребуется
значительно меньшее количество их, что сократит потребную пло-
щадь здания, количество вспомогательного оборудования, элект-
ромоторов, насосов, трубопровода, уменьшит расход электро-
энергии и различных материалов, а также сократит количество
обслуживающего персонала.
В настоящее время на обогатительных фабриках установле-
ны столы СС-2, модернизированные столы СКМ-1 и трехъярус-
ные столы ЯСК-1 и испытываются:
а) многодечные —этажерочные;
б) двухдечные — трехъярусные.
4. Стоимость обогащения руд на концентрационных столах
Основные производственные расходы при обогащении руд
на концентрационных столах слагаются из заработной платы
рабочих и служащих, обслуживающих отделение столов, стои-
мости воды, электроэнергии, различных материалов и ремонта.
Простои в работе концентрационных столов, вызываемые их
ремонтом, небольшие, поэтому при калькуляции себестоимости
обработки руды их можно не учитывать.
В табл. 13, по данным института Механобр [76], приведена
примерная калькуляция себестоимости обработки 1 т руды при
обогащении на однодечных концентрационных столах СС-2 при
разных производительностях фабрики.
Производительность концентрационных столов для руды
крупностью 2—0 мм принята равной 2 т/ч, а для руды круп-
ностью 0,2—0 мм 0,4 т/ч.
Таблица 13
Себестоимость обогащения 1 m руды на концентрационных столах СС-2,
в копейках*
Статьи расхода** Производительность фабрики, гп/Сутки
5000 2000 500
'Заработная плата I. к 2,5—3,0 щупность 2— 3,0-3,3 0 мм 3,6—4,0
Вода 4,8—6,0 6,0—6,6 6,8—8,0
Электроэнергия 0,8—1,0 1,0—1,1 1,2—1,4
Прочие расходы 3,3—4,0 4,0—4,3 4,8-5,5
Всего 11,4—14,0 14,0—15,3 16,8—19,0
Продолжение табл. 13
Статьи расхода Производительность фабрики, т/сутки
5000 2000 500
Капитальные затраты на 1 m произ-
водительности в год 16,0—19,5 18,5—22,5 22,0—26,0
II. Крупность 0,2 —0 мм
Заработная плата 12,6—14,3 14,4—15,8 17,0—19,5
Вода 4,8—6,0 6,0—6,6 7,0—8,0
Электроэнергия 4,0—4,6 4,6—5,1 5,0—5,7
Прочие расходы 16,0—18,2 18,0—20,2 22,5—25,8
Всего 37,4—43,1 43,0—47,3 51,5—59,0
Капитальные затраты на 1 m произ-
водительности в год 80,0—100,0 92,0—115,0 120,0—150,0
* В ценах 1961 г.
** В статьи расхода входит только стоимость обработки на столах без уче-
та стоимости добычи руды, транспорта, дробления, измельчения и других
операции.
Расход воды на 1 т руды принят 4—5 м3, электроэнергии —
0,7 кет • ч, стоимость 1 ж3 воды 1,2 коп., 1 кет ч электроэнер-
гии — 1 коп. и среднемесячная заработная плата одного рабоче-
го 100 руб.
Если вместо концентрационных столов СС-2, для которых
составлена таблица 14, будут установлены сдвоенные трехъ-
ярусные столы ЯСК-1, то стоимость обогащения руды умень-
шится примерно в полтора-два раза.
Можно считать, что применение новых двухдечных трехъ-
ярусных и многодечных этажерочных концентрационных столов
даст уменьшение стоимости обогащения руд в три-четыре раза
против указанных в табл. 13.
5. Учет и отчетность работы обогатительных фабрик
Правильное ведение учета работы каждого отделения и фаб-
рики в целом является обязательным требованием для обеспе-
чения непрерывного повышения количественных и качественных
технологических показателей и снижения себестоимости обра-
ботки руды.
Все отделения обогатительных фабрик должны быть обору-
дованы автоматическими приборами для контроля технологи-
ческого процесса и регулировки его. Контроль заключается в не-
прерывном (или прерывном) наблюдении за технологическим
процессом и работой машин. Он осуществляется путем взвеши-
вания исходной руды и концентратов, проведения химических и
минералогических анализов всех или отдельных продуктов обо-
гащения, проведения ситовых анализов, определения плотности
пульп, влажности исходной руды и продуктов обогащения, опре-
деления извлечения металлов в концентрат и потерь его в хво-
стах. Определяется также расход воды, электроэнергии, шаров
и футеровки,, изнашиваемых деталей, запасных частей и различ-
ных вспомогательных материалов.
Производительность фабрики учитывается непрерывным взве-
шиванием перерабатываемой руды. Выход концентрата может
быть определен по общеизвестной формуле, если известно содер-
жание металла в исходной руде, концентрате и хвостах.
Выход хвостов обычно определяется по разности весов пере-
рабатываемой руды и полученного концентрата, но может опре-
деляться и путем непосредственного взвешивания. Это делается
в очень редких случаях, когда хвосты подвергаются дополни-
тельной переработке для извлечения других полезных минера-
лов или используются в другой отрасли промышленности.
Содержание металла в исходной руде, концентрате и хвостах
определяется химическим анализом, но в отдельных случаях
применяют спектральный, минералогический и другие анализы.
По каждой обогатительной фабрике за установленный пери-
од времени (смену, сутки, декаду, месяц, квартал или год) со-
ставляется отчет по качественным и количественным показате-
лям работы.
В отчете должно быть указано:
а) количество перерабатываемой руды и содержание в ней
полезного металла;
б) вес полученного товарного концентрата и содержание
в нем металла;
в) выход концентрата и хвостов и содержание в них металла;
г) извлечение 1металла в концентрат и потери его в хвостах.
Указывается время работы и время простоев с объяснением
причин их, а также время, затраченное на плановые и внепла-
новые ремонты.
В отчете указывается расход электроэнергии, воды, изнаши-
ваемых деталей и различных материалов.
Такой отчет, составленный по определенной форме, является
основным документом технического и бухгалтерского отчетов
о работе фабрики и ее отделений.
На основании всех данных, полученных при учете, выявляет-
ся характер технико-экономических показателей, что позволяет
сделать определенные выводы по улучшению работы фабрики
в целом, и ее отдельных секций и аппаратов.
ЛИТЕРАТУ РА
1. Абрамович И. М. Модернизация концентрационного стола. «Цвет-
ные металлы», 1955, № 4.
2. Абрамович И. М., Евсиович Р. В. Трехъярусные концентра-
ционные столы Механобра. «Обогащение руд», 1958, № 5.
^З.^ндреев С. Е. О формулах среднего диаметра. «Горный журнал»,
4. Арашкевич В. М. Основы обогащения руд. Металлургнздат, 1959.
5. Боденштейн П. Критическое исследование возможности примене-
ния вибрационных и резонансных приводов для концентрационных и [ударных
быстроходных столов, 1947.
6. Бочковскнй В. М. Расслаивание как наиболее важный раздел
теории и практики гравитации. «Горный журнал», 1954, № 1.
7. Бранд В. Ю. Усовершенствование аппаратов для гравитационного
обогащения. Бюллетень Центрального института информации цветной метал-
лургии, 1955, № 8/42.
8. Великанов М. А. Движение наносов. Речиздат, 1948.
9. В ери го К- Н. Извлечение олова и вольфрама из шламовых про-
дуктов. Бюллетень Центрального института информации цветной металлургии,
10. В е р х о в с к и й И. М. Основы проектирования и оценка процессов
обогащения полезных ископаемых. Углетехиздат, 1949.
И. Глущенко В. П. Новая конструкция концентрационного стола
для флотационного обогащения. Бюллетень центрального института информа-
ции цветных металлов, 1956, № 1/54.
12. Годен А. М. Основы обогащения полезных ископаемых. Метал-
лургиздат, 1946.
13. Гончаров В. Н. Основы динамики русловых потоков. Гидроме-
теоиздат, Л., 1954.
14. Гравитационные методы обогащения. Под редакцией В. А. Рундквиста,
Металлургнздат, 1953.
15. Вопросы теории гравитационных методов обогащения полезных иско-
паемых. (Сборник статей). Госгортехиздат, 1960.
16. Гришаев А. Д. О гравитационной теории движения взвешенных
наносов. Известия АН СССР, 1952, № 6.
17. Гуляев С. И. О внедрении шламовых столов на обогатительных
фабриках руд редких металлов. «Цветная металлургия», 1938, № 12.
18. Гуляев С. И. Извлечение шеелита на шламовых столах Дейстера.
«Цветная металлургия», 1941, № 2—3.
19. Дайер Ф. С. О расслоении металлических и деревянных шариков
по удельному весу и крупности. Engineering and Mining Journal, 1929, № 26.
20. Деркач В. Г. Динамика водного потока (движущегося равномерно
по наклонной плоскости) и анализ процесса разделения в этом потоке. «Гор-
ный журнал», 1938, № 7.
21. Ев с и ев и ч С. Г. Обогащение руд в тяжелых суспензиях. Госгор-
техиздат, 1959.
22. 3 а в ь я л о в Н. С. О нарифлениях для концентрационных столов.
«Горнообогатительный журнал», 1936, № 8.
23. Исаев И. Н. Факторы, влияющие на процесс разделения минера-
лов, и выбор оптимальных размеров деки концентрационного стола. «Обога-
щение руд», 1957, № 6.
24. Исаев И. Н. Параметры и производительность концентрационных
столов. «Обогащение руд», 1959, № 1.
25. И с а е в И. Н. Распределение минеральных зерен на деке концен-
трационного стола. «Обогащение руд», 1959, № 2.
26. Исаев И. Н. Построение номограммы для определения производи-
тельности концентрационных столов. «Обогащение руд», 1959, № 6.
27. Исаев И. Н. Исследование процесса разделения минеральных
зерен по удельным весам на концентрационных столах. Диссертация и авто-
реферат. Механобр, 1959.
28. К а р п е и к о Н. В. Исследование закономерности движения и осаж-
дения.. зерен в шлюзах малого наполнения. Диссертация и автореферат. Ленин-
градский горный институт, 1955.
29. Кар^ушев А. В. Сравнение гравитационной и диффузионной
теории движения взвешенных наносов применительно к практическим задачам.
Известия АН СССР, 1954, № 6.
30. К о п ы л о в Н. Г. К оценке транспортирующей способности кон-
центрационного стола. «Колыма», 1956, № 4.
31. Копылов Н. Г. Законы движения деки концентрационного стола.
«Колыма», 1955, № И.
32. Копылов Н. Г. Концентрационный стол типа СС-2 и перспективы
повышения его производительности. Труды Ленинградского политехнического
института, 1954, № 3.
33. Копылов Н. Г. Особенности регулирования механизма стола
СС-2. «Горный журнал», 1954, № 5.
34. Копылов Н. Г. Принципы регулирования приводного механизма
концентрационного стола типа СС-2. Бюллетень Центрального института
информации цветных металлов, 1954, № 8/37.
35. Корольков А. К. К расчету скорости свободного падения зе-
рен. Записки Ленинградского горного института, том XVII—XVIII, 1948,
стр. 235—244.
36. Кузовлев А. К- Усовершенствование поверхности концентрацион-
ного стола. «Цветные металлы», 1951, № 2.
37. Л и с о в с к и й А. Н. Концентрация тонких классов по удельному
весу. «Цветные металлы», 1944, № 6.
38. Литовко В. И. Эксплуатация и регулировка концентрационных
столов. «Колыма», 1951, № 3.
39. Л я щ е н к о П. В. Гравитационные методы обогащения ОНТИ, 1940.
40. Маккавеев В. М. О теориях движения турбулентных потоков,
содержащих взвешенные наносы. Известия АН СССР, 1952, № 2.
41. Марголин И. 3. Утяжеление как основной фактор процесса от-
садки. «Горный журнал», 1954, № 3.
42. Мацуев Л. П. Теоретические основы разделения на шлюзах.
«Колыма», 1956, № 1.
43. Митрофанов С. И. Исследование руд на обогатимость. Метал-
лурги здат, 1954.
44. Невский В. В. Обогащение россыпей. Металлургиздат, 1947.
45. Невский В. В. Извлечение золота из руд гравитационными мето-
дами, 1947.
46. Недоговорен Д. И. Флотация на столах. «Цветные металлы»
1954, № 3.
47. Одинцов Д. Я. Исследование процесса обогащения золотосодер-
жащих песков на шлюзах. Диссертация н автореферат. Институт цветных
металлов и золота им. Калинина, 1950.
48. Одинцов Д. Я. Уточнение параметров потока на шлюзах. «Ко-
лыма», 1951, № 1.
49. Ортнн М. Ф. Механическое обогащение руд. ОНТИ, 1937.
50. Певзнер М. Л., Платунов А. А. Повышение эффективности
работы концентрационных столов. «Колыма», 1954, № 4.
51. Плаксин И. И., Руденко К. Г. и др. Технологическое обо-
рудование обогатительных фабрик. Углетехиздат, 1955.
52. Полькин С. И. Обогащение руд- Металлургиздат, 1953.
53. Проценко И. А. Гравитационные методы обогащения угля. Учеб-
ное пособие для горных техникумов, 1954.
В 54. Р а з у м о в К- А. Проектирование обогатительных фабрик. Метал-
Лургиздат, 1952.
В 55. Руденко К. И. Основы обогащения угля. Углетехиздат, 1950.
В 56. Соломин К- В. Винтовые сепараторы. Металлургиздат, М., 1956.
В 57. Т а г г а р т А. Ф. Справочник по обогащению полезных ископаемых,
том III. Металлургиздат, 1952.
В 58. Т а г г а р т А. Ф. Основы обогащения руд. Металлургиздат, 1958.
В 59. Титков Н. П. Один из факторов, влияющих на эффективную ра-
боту концентрационных столов. «В помощь обогатителю», 1935, № 3—4.
В 60. Т и т к о в Н. П. Подготовка материала перед концентрацией на сто-
Впях. ОНТИ, 1938.
В 61. Титков Н. П. Рациональный тип концентрационного стола. «Гор-
иый журнал», 1945, № 11—12.
В 62. Т и т к о в Н. П. Опыт интенсификации работы концентрационного
Взтола. «Горный журнал», 1949, № 9.
В 63. Т и т к о в Н. П. О нарифлениях на концентрационных столах.
Цветные металлы», 1953, № 2.
В 64. Т р о и ц к и й А. В., У шеров А. П. Обогащение руд цветных
.геталлов, Металлургиздат, 1940.
В 65. ФинкейИ. Научные основы мокрого обогащения, часть I. ОНТИ, 1932.
В 66. Ф о м е н к о Т. Г. О концентрационных столах. Труды ВНИИ-1,
Магадан, 1954—1958.
В 67. Фоменко Т. Г. Основы обогащения на концентрационных столах.
Груды ВНИИ-I, Магадан, 1958.
I 68. Ф о м и н Я. И. Основные параметры отсадки. «Горный журнал», 1954, №6.
I 69. Фомин Я- И. Производительность отсадочной машины. «Горный
курнал», 1955, № 7.
70. Ф и ш м а н М. А. Основы обогащения полезных ископаемых. Метал-
лургиздат, М., 1956.
I 71, Хомченко С. А. Опыт модернизации концентрационного стола.
«Цветные металлы», 1956, № 7.
V, 72. Хомченко С. А. Повышение производительности концентрацион-
ных столов. «Горный журнал», 1960, № 4.
К 73. Чечотт Г. Ф. Обогащение полезных ископаемых. 1924—1929.
I’ 74. Ш о р ш е р И. Н. К вопросу гравитационного обогащения оловянно-
юольфрамовых руд. «Цветные металлы», 1950, № 6.
I 75. Ш о р ш е р И. Н., Лифлянд Д. Н. Гравитационное обогащение
ипламов и пути повышения извлечения металлов на оловянных и вольфрамо-
пвых фабриках. Труды III научно-технической сессии института Механобр, 1955.
76. Ю д е и и ч Г. И. Обогащение железных и марганцевых руд. Метал-
у|ургиздат, 1955. Г'Ж
г 77. Я с юк ев и ч С. М. Обогащение руд. Металлургиздат, 1953.
78. Э й г е л е с М. А. Обогащение неметаллических полезных ископае-
мых. Промстройиздат, 1952.
79. Richards, Robert Н. Sorting before Sizing, Trans. Am. Ins.
Min. Engrs., 1897. 27, 26, 76—106.
80. Richards, Robert H. The Anaconda Round Table, thd Wilfley
table and the Ten—Spigot Classifier. Min. Met. 1934. 15, 342—343.
81. Richards, Robert H. The Wilfley Table. Trans. Am. Ins. Min.
Engrs. J907. Part 1 38, 556—580 1908. Part 11. 39, 303.
827 R ichardsonD. R. High-grade WO3 .Concentrate from Complex Low-
grade Ore. Min. World, 1955, V, vol. 17. No. 6, p. 50—51.
83. Ni, T. T., Shion —Chuan — Sun. Concentrating Operation of the Yun-
nan Consolidated Tin Corporation, Kochiu, Yunnan, China. Canad. Min.
Viet. Bull., 1951, 11, vol. 44, No. 466, p. 74—77.
84. Tungsten in Montana. Min. Mag., 1955, vol. 93, No. 1, p. 26.
85. Theodor Simons. Ore Dressing Principles and Practice,
New York — London, 1924, p. 167.
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие......................................................
Глава I. Теоретические основы обогащения полезных ископаемых
на концентрационных столах..................................... 5
Глава II. История развития конструкций концентрационных столов 14
1. Зарубежные концентрационные столы......................... 15
2. Отечественные концентрационные столы.............. . . 24
Глава III. Основные фазы процесса разделения минеральных зерт л на
деке концентрационного стола...................................... 34
1. Разрыхление массы минеральных зерен....................... 35
2. Расслаивание минеральных зерен по удельным весам и крупности 36
3. Избирательное транспортирование расслоившихся минеральных
зерен по деке стола........................................ 38
Глава IV. Закономерность распределения минеральных зерен по
удельным весам и крупности на деке концентрационного стола . . 42
1. Общая картина распределения материала по высоте слоя и по
площади веера . . ............ ......................—
2. Распределение материала на деке по крупности . . . . 51
3. Распределение материала на деке стола по удельному весу ... —
Глава V. Влияние основных параметров и факторов на процесс раз-
деления минеральных зерен по удельным весам................... 54
1. Крупность, минералогический состав и способ подготовки обога-
щаемой руды.................................................. —
2. Параметры конструктивных элементов столов . . ... 57
3. Факторы технологического режима работы концентрационных столов 67
Глава VI. Производительность концентрационных столов.............. 73
1. Общие сведения . . ..................................—
2. Зависимость производительности концентрационного стола от
крупности обрабатываемой руды . . ................. 75
3. Зависимость производительности концентрационного стола от
размера деки ................................................ 77
4. Влияние удельных весов полезного минерала и пустой поро-
ды на производительность концентрационного стола 78
5. Вывод обобщающей эмпирической формулы для определения про-
изводительности концентрационных столов ......................81
6. Номограммы и расчетные таблицы для определения произво-
дительности концентрационных столов.................. . . 82
Глава VII. Проектирование отделений концентрационных столов на
обогатительных фабриках....................................... 86
1. Общие сведения .............................................—
2. Выбор и описание технологической схемы.................... 87
3. Выбор типа концентрационных столов ....................... 93
4. Стоимость обогащения руд на концентрационных столах .... 94
5. Учет и отчетность работы обогатительных фабрик............ 95
.Литература....................................................... 97