/
Text
СПРАВОЧНИК ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫЕ ПРОЦЕССЫ СПРАВОЧНИК ПО ОБОГАЩЕНИЮ РУД ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫЕ ПРОЦЕССЫ ИЗДАНИЕ ВТОРОЕ, ПЕРЕРАБОТАННОЕ И ДОПОЛНЕННОЕ Редакционная коллегия: Заслуженный деятель науки и техники РСФСР, лауреат Государственной премии СССР, проф., д-р техн, наук О. С. Богданов (гл. редактор), проф., д-р техн, наук В. А. Олевский (отв. редактор), лауреат Государственной премии СССР И. К. Акиншин, инж. Н. Т. Бащенко, канд. техн, наук В. В. Зверевич, канд. техн, наук И. М. Костин, проф. В. А. Перов (зам. гл. редактора) МОСКВА «НЕДРА» 1982 ОГЛАВЛЕНИЕ Предисловие ..................... 6 Введение......................... 8 Раздел I ГРОХОЧЕНИЕ Глава 1. Гранулометрический состав минерального сырья и продуктов обогащения ................ ........ 11 § 1. Методы определения крупности материала........................ И § 2. Контрольные сята .......... И § 3. Характеристики крупности материала ........................... 14 § 4. Уравнения характеристик крупности материала.................. 18 § 5. Крупность и средний диаметр •отдельного зерна и смеси зерен ... 19 Глава 2. Виды грохочения и просеивающие поверхности............... 20 § 1. Виды операций грохочения ... 20 § 2. Просеивающие поверхности . . 21 ................................§ 3. Способы крепления сит и их очистка ........................ 27 § 4. Живое сечение просеивающей поверхности ..................... 29 § 5. Общая классификация грохотов 30 Глава 3. Грохоты неподвижные, частично подвижные, вращающиеся 31 § 1. Неподвижные колосниковые грохоты и решета.................... 31 § 2. Грохоты частично подвижные (с движением отдельных элементов просеивающей поверхности) .... 31 • § 3. Барабанные вращающиеся грохоты ............................ 33 . Глава* 4. Плоские грохоты* с симметричными продольными колебаниями 35 § 1. Классификация, плоских подвижных грохотов с симметричными продольными колебаниями.............. 35 § 2. Инерционные наклонные грохоты ............................ 36 § 3. Электровибрационные наклонные грохоты ......................... 43 § 4. Гирационные наклонные и горизонтальные качающиеся грохоты . . 44 3 5. Самобалансные грохоты с двухвальным шестеренчатым вибровозбудителем ......................... 46 § 6. Горизонтальные самобалансные грохоты с самосинхроннзирующимися вибровозбуднтелями ............... 48 § 7. Резонансные горизонтальные грохоты ..........................51 Глава 5. Гидравлические грохоты ' 52 § 1. Дуговые грохоты ....... 53 1* § 2. Конические циклонные грохоты 56 § 3. Плоские гидравлические грохоты ............................ 57 Глава 6. Механика грохотов .... 60 § 1. Кинематика н динамика вибрационных (инерционных) грохотов 60 § 2. Мощность привода вибрационных-(инерционных) грохотов........... 62 § 3. Самосинхронизация вибровозбудителей ......................... 63 § 4. Приводные устройства инерционных грохотов..................... 63 § 5. Движение сыпучего материала на вибрационных грохотах............ 64 § 6. Скорость подачи материала в грохотах с прямолинейными колебаниями 65 § 7. Скорость подачи материала в наклонных грохотах с круговыми колебаниями ....................... 66 § 8. Параметры механического режима! грохота...................... 67 Глава 7. Закономерности процесса грохочения ...................... 67 § 1. Основные технологические параметры ........................... 67 § 2. Гранулометрический состав продуктов грохочения ............... 69 § 3. Кинетика грохочения......... 70 § 4. Факторы, влияющие на процесс грохочения ...................... 71 § 5. Графоаналитический метод обработки экспериментальных данных . . 73 . Глава 8. Технологический расчет наклонных инерционных грохотов ... 76 § 1. Расчет производительности грохотов ........................... 76 § 2. Расчет технологических показателей наклонного инерционного грохота ............................ 78 § 3. Поверочный расчет узла дробления . . ....................... 79 Раздел II ДРОБЛЕНИЕ Глава 1. Теории дробления. Классификация дробильно-измельчительиого оборудования..................... 8.1 § 1. Процессы дробления и измельчения ........................... 81 § 2. Теории дробления ........... 87 § 3. Классификация дробильно-из-мельчительных машин, аппаратов и устройств ....................... 90 Глава 2. Щековые дробилки........ 93 § 1. Типы щековых дробилок. ... 93 § 2. Щековые дробилки со сложным движением щеки, их конструкция и основные параметры............... 95 § 3. Конструкция и технические характеристики дробилок с простым движением щеки .................. 97 § 4. Параметры механического режима щековых дробилок с простым движением щеки...................... 100 3 § 5. Производительность щековых дробилок с простым движением щеки 102 § 6. Показатели работы щековых дробилок ............................. 104 Глава 3. Типы конусных дробилок. Конусные дробилки крупного дробления ............................... 105 § 1. Типы конусных дробилок . . . 105 § 2. Конструкция и технические характеристики ...................... 107 § 3. Параметры механического режима ................................ 111 § 4. Производительность. Крупность продуктов дробления ............... 113 Глава 4. Конусные дробилки среднего дробления..................... 116 § 1. Конструкция и технические характеристики ...................... 116 § 2. Параметры механического режима ............................. 119 § 3. Производительность. Крупность продуктов дробления ............... 120 Глава 5. Конусные дробилки мелкого дробления ......................... 123 § 1. Конструкция и технические характеристики ...................... 123 § 2. Производительность. Крупность продуктов дробления ............... 125 § 3. Работа в замкнутом цикле . . . 127 § 4. Сопряжение при стадиальном дроблении ......................... 129 §5. Конусные инерционные дробилки 129 § 6. Защита дробилок от попадания металлических предметов ..... 131 Глава 6. Валковые дробилки....... 132 § 1. Одно- н двухвалковые дробилки с зубчатыми валками................ 132 § 2. Двух- и четырехвалковые дробилки с гладкими и рифлеными валками .............................. 134 Глава 7. Дробилки ударного действия: молотковые и роторные.............. 138 § 1. Конструкции и технические характеристики молотковых дробилок 138 § 2. Параметры механического режима и производительность молотковых дробилок........................... 142 § 3. Роторные дробилки............. 143 Раздел III КЛАССИФИКАЦИЯ В ВОДНОЙ И ВОЗДУШНОЙ СРЕДАХ Глава 1. Закономерности свободного падения частиц..................... 145 § 1. Физические основы. Диаграмма Релея.............................. 145 § 2. Определение схорости свободного падения шарообразных частиц. . . 146 § 3. Скорость свободного падения частиц правильной геометрической формы, отличающихся от сферических 150 § 4. Скорость падения частиц неправильной геометрической формы 152 Глава 2. Закономерности стесненного падения частиц . . ............ 156 § 1. Физические основы........... 156 § 2. Определение скоростей стесненного падения частиц.............. 156 Глава 3. Основы расчета параметров классификаторов и результатов классификации ....................... 160 § 1. Основные принципы классификации ............................. 160 § 2. Принципы расчета гидравлических классификаторов . .......... 160 § 3. Принципы расчета механических классификаторов ................. 162 Глава 4. Классификаторы.......... 163 § 1. Общий обзор................. 163 § 2. Классификаторы гравитационные механические .................... 164 § 3. Параметры и расчет спиральных классификаторов ................. 168 § 4. Эксплуатация механических классификаторов ................. 171 § 5. Классификаторы гравитационные гидравлические однокамерные 177 § 6. Многокамерные гидравлические классификаторы .................. 181 § 7. Воздушные сепараторы .... 183 Глава 5. Гидроциклоны и центрифуги ............................ 185 § 1. Гидроциклоны. Общие данные 185 § 2. Конструкция гидроциклонов 187 § 3. Применение гидроциклонов на обогатительных фабриках.......... 191 § 4. Выбор и технологический расчет гидроциклонов ................... 195 § 5. Эксплуатация гидроциклонов 201 § 6. Центрифуги ................. 205 Раздел IV ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ Глава 1. Измельчительное оборудование . ........................... 206 § 1. Классификация, принцип дей- • ствия мельииц и область их применения ........................... 206 § 2. Конструкция вращающихся барабанных мельниц для мокрого измельчения ....................... 215 § 3. Конструкция вращающихся барабанных мельниц для сухого измельчения ....................... 227 § 4. Измельчительные установки . . 230 Глава 2. Механика измельчающей среды барабанных мельниц......... 233 § 1. Скоростные режимы работы мельницы ............................ 233 § 2. Траектория движения измельчающих тел при каскадном режиме работы мельницы.................. 237 § 3. Траектория движения измельчающих тел при водопадном режиме работы мельницы.................. 239 4 § 4. Скорость падения измельчающих тел .............................. § 5. Эпюра заполнения и оборачиваемость измельчающих тел в мельнице Глава 3. Мощность, потребляемая барабанными мельницами........... § 1. Мощность, потребляемая электродвигателем барабанной мельницы нз сети .......................... § 2. Обобщенная формула мощности, потребляемой барабанными мельницами ............................. § 3. Мощность, потребляемая мельницей при каскадном режиме . . . . . § 4. Мощность, потребляемая мельницей при смешанном режиме . . . . § 5. Динамическое равновесие шаровой загрузки по гипотезе Дэвиса § 6. Сопоставление расчетных формул и определение области их применимости ............................ § 7. Определение установочной мощности электродвигателей мельниц по эмпирическим формулам............. § 8. Влияние условий работы мельниц на потребляемую ими мощность Глава 4. Закономерности измельчения § 1. Особенности хрупкого разрушения твердых тел малых размеров § 2. Взаимодействие измельчаемого материала со средой и в измельчи-тельном агрегате ................. § 3. Закономерности образования новой поверхности продуктов при их измельчении ...................... § 4. Кинетика периодического измельчения ........................ § 5. Закономерности совместного измельчения узких фракций крупности и разнопрочных материалов . . . . § 6. Технологические и энергетические показатели работы измельчи-тельных установок ................ §- 7. Измельчаемость руд ......... § 8. Влияние циркулирующей нагрузки н пропускной способности барабанных мельниц на скорость измельчения ........................ § 9. Закономерности непрерывного промышленного измельчения . . . . § 10. Влияние крупность исходного 241 питания и плотности продуктов иа процесс измельчения................ 290 242 Глава 5. Производительность измель-чительных установок ............... 299 2^ § 1. Схемы измельчения.............. 299 § 2. Показатели работы стержневых н шаровых мельниц.................. 303 243 § 3. Определение производительно- сти одностадиальных измельчитель -ных установок ..................... 311 244 § 4. Определение производительно- сти мельниц в двухстадиальной из-245 мельчительиой установке и в циклах доизмельчення ..................... 316 246 § 5. Определение производительно- сти измельчительных установок ма-247 гнитообогатительных и гравитацион- ных фабрик......................... 320 § 6. Расчет водио-шламовой схемы 321 248 Глава в. Рудное и рудногалечное са-моизмельчение ..................... 322 250 § 1. Разновидности процесса и схемы 257 установок рудного самоизмельчения 322 § 2. Влияние технологических и кон-260 струкгивных параметров на процесс z самоизмельчения .............. 324 § 3. Практика работы установок руд-260 иого самоизмельчения.......... 331 § 4. Испытание руды на самонзмель-чение '............................ 336 262 § 5. Определение ^производительно- сти установок рудного н рудногалечного самоизмельчения............... 336 263 Глава 7. Эксплуатация мельниц и эф-264 фектнвность работы измельчительных установок ............................... 341 2~7 § 1. Абразивный и коррозионный нз- иос металлов и абразивность руд . . . 341 § 2. Измельчающая среда барабанных мельниц ........................... 344 27< § 3. Футеровка барабанных мельниц 351 ' § 4. Ремонт оборудования измельчи- тельных отделений ................. 359 § 5. Регулирование процесса измель-2gg чения .............................. 360 Список литературы ............... . 362 284 Предметный указатель................. 365 ПРЕДИСЛОВИЕ В Основных направлениях экономического и социального развитая СССР на 1981— 1985 годы и на период до 1990 года предусмотрено дальнейшее развитее отраслей промышленности, определяющих технический прогресс в народном хозяйстве страны. К ним относятся черная и цветная металлургия, угольная и химическая промышленность, промышленность строительных материалов и др. В текущем пятилетии намечено обеспечить опережающее развитие сырьевой базы этих отраслей. В выполнении поставленной задачи большая роль принадлежит горнорудным предприятиям, среди которых одно из ведущих мест занимают обогатительные фа» <5рики. Современные обогатительные фабрики представляют собой мощные механизированные промышленные предприятия со сложными технологическими процессами, насыщенные разнообразными машинами и аппаратами. Производственные мощности отдельных предприятий достигают 35—40 млн. т руды •в год. Наряду с действующими предприятиями вступают в строи новые крупные железорудные горно-обогатительные комбинаты, фабрики по обогащению руд цветных и редких металлов, нерудного сырья и др. Освоение глубокого обогащения с полу-•чением концентрата высокого качества позволяет широко вовлекать в эксплуатацию месторождения полезных ископаемых, в том числе и с пониженным содержанием ценных компонентов, что значительно расширяет сырьевую базу. В СССР накоплен богатый опыт в области обогащения полезных ископаемых, созданы кадры специалистов-обогатителей, развита сеть научно-исследовательских, проектных и конструкторских организаций. Все это определило необходимость подготовки соответствующей научно-технической литературы, в том числе и справочной. Настоящее 2-е издание справочника по обогащению руд приходит на смену аналогичному изданию, выпущенному в 1972—1974 гг. В связи с десятилетним сроком, прошедшим € после первого издания, возникла необходимость обновления справочного материала. При подготовке, его к печати использован материал предыдущего издания. В состав авторского коллектива, наряду с новыми, вошли многие авторы, участвовавшие в подготовке и выпуске первого издания. В значительной степени использован опыт главной редакционной коллегии первого издания, проделавшей огромную организационную и редакторскую работу при подготовке первого отечественного справочника. Второе издание справочника будет состоять из четырех самостоятельных книг: «Подготовительные процессы» (под редакцией проф., д-ра техн, наук О. С. Богданова, проф., д-ра техн, наук В. А. Олевского); «Основные процессы» (под редакцией проф., д-ра техн, наук О. С. Богданова); «Специальные и вспомогательные процессы» (под редакцией проф., д-ра техн, наук О. С. Богданова, чл.-кор. АН СССР В. И. Ревнивцева) и «Обогатительные фабрики» (под редакцией проф., д-ра техн, наук О. С. Богданова, канд. техн, наук Ю. Ф. Ненарокомова). Кроме основных авторов, указанных в каждой книге Справочника, в подготовке отдель' ных глав и параграфов принимали участие: В.,А. Аннушкина, Е. Ю. Баркаева, Л. Ф. Би’ ленко, И. Ф. Дун, А С. Жгулев,; Ю. М. За' мятнин, В. А. Зубков, Н. А. Иванов, Г. Н. Клясюк, В. В. Клячин, Л. А. Константинова, И. М. Кроль, Л. И. Крупин, Б. Ф. Кулаков, В. А. Ольховой, Р. М. Пау' това, Г. А. Финкельштейн.| Авторы настоящего Справочника в основном являются сотрудниками института Меха-иобра. Кроме того,3с работе-над Справочником были привлечены специалисты Ленинград' скоро горного института, Уралмеханобра и специалисты-обогатители соответствующих министерств. При подготовке Справочника широко использовались литературные данные, а также материалы, представленные фабриками* научно-исследовательскими и проектными организациями и отдельными лицами *. Авторы выражают благопапность специалистам научных учреждений, проектных организаций н • В СпискеТлитературы указаны преимущественно обобщающие работы, в которых освещены соответствующие вопросы и указаны непосредственные авторы уравнений, гипотез и исследова-ний>закоиомерностей, излагаемых в Справочнике предприятий, представившим материалы для Справочника. Авторы признательны сотрудникам Меха-нобра и других организаций, которые) провели большую работу по сбору и обработке материалов Справочника: В. А. Арсентьеву, Т. П. Афанасьеву, П. П. Бастану, И. А. Блатову, И. И. Блехману, В. А. Богданову, В. М. Вайсбергу, И. И. Ванееву, В. Е. Вишневскому, Е. Н. Вишневскому, Г. Н. Деминой, И. В. Дубровиной, И. Н. Ефремову, Н. Ф. Ивановой, Д. В. Игру- нову, Ю. В. Иевлеву, А. И. Какорину, 3. М. Кондуковой, Д. А. Краснову, Е. Л. Крицкому, Г. М. Курсаковой, Л. М. Кутузовой, Т. И. Литвиновой, С. Г. Масловой, М. Г. Мапюниной, Е Л. Мелеховой, Н. Ф. Мельниковой, Л. Н Михайловой, Б. И. Мкртчану, Л. В. Олоикиной, Л. А От-рождениовой, В. И. Полякову, В. А. Рейн-берг, О. Н. Савинову, И. Н. Сапрыкиной, В Г. Свирину, Д. В. Устинову, Ю. И. Фролову, О П. Чурову, Т. В. Шатровой, Д. М. Юделеву. ВВЕДЕНИЕ Полезными ископаемыми называются добываемые из недр природные вещества (органического и неорганического происхождения), которые при данном состоянии техники могут быть с достаточной эффективностью использованы народным хозяйством в естественном виде или после предварительной обработки. К полезным ископаемым органического происхождения относятся вещества трех агрегатных состояний: газообразные (природный газ), жидкие (нефть) и твердые (каменный уголь, сланцы, торф) *; к неорганическим — твердые ископаемые трех видов: нерудное минеральное сырье, содержащее неметаллические породы (асбест, графит, гранит, гипс, известняк, каменная соль, кварц, мрамор, полевой шпат, серу, слюду и др.); агрономические руды (апатитовые, фосфоритовые); руды черных, цветных и редких металлов, содержащие какие-либо соединения металла (или нескольких металлов) в таком виде и в таких концентрациях, при которых они пригодны для промышленного применения. Руды, в состав которых входят в чистом виде только минералы, пригодные для непосредственного промышленного использования, в природе почти не встречаются. Как правило, руды представляют собой сложный комплекс различных минералов, где наряду с ценными компонентами имеются минералы, экономически непригодные для промышленного потребления и образующие пустую породу. Однако понятие «пустая порода» — относительно, условно. Например, кварц, содержащийся в рудах черных и цветных металлов, является пустой породой, но в других случаях он может иметь промышленное применение (имеются месторождения кварца, специально разрабатываемые для предприятий стекольной промышленности). По мере развития техники обогащения и способов доследующей переработки получаемых при обогащении продуктов минералы пустой породы, содержащиеся в руде, становятся полезными. Так, в апатито-нефелиновой руде нефелин долгое время явдялся минералом пустой породы, но после того как была разработана технология получения глинозема из нефелиновых концентратов, он стал полезным компонентом. В последние годы признано необходимым полное использование отходов обогащения (пустой породы), например кварцевого песка, полевошпатовых продуктов, гранитов, для нужд строительной, стеколь * В настоящем Справочнике не рассматриваются (см. Справочник по обогащению углей. М., Недра, 1974). 3 ной, керамической и других отраслей промышленности (безотходные процессы). Непосредственная металлургическая или химическая переработка добываемых полезных ископаемых (руд) экономически целесообразна только в тех случаях, когда содержание в них ценных компонентов не ниже некоторого кондиционного предела, обусловленного главным образом уровнем техники металлургического (или химического) производства. Большая часть минерального сырья предварительно подвергается обогащению, так как в естественном виде руды не соответствуют этому условию. Продукт, выделенный из полезного ископаемого и удовлетворяющий кондициям предприятий-потребителей, называется концентратом. Обогащением полезных ископаемых называется совокупность процессов первичной (механической) обработки минерального сырья, имеющих целью отделение всех полезных минералов (концентрата) от пустой породы. К обогащению относят также процессы взаимного разделения полезных минералов. В черной металлургии процессы обогащения руд часто называют подготовкой руд к плавке (ру-доподготовка). Экономическое значение обогащения - полезных ископаемых обусловливается не только тем, что лишь после него становится возможным их использование в металлургической или в химической промышленности и в других отраслях народного хозяйства, но и тем, что последующая переработка обогащенного сырья (концентрата) обходится значительно дешевле, чем природной руды. При том же выпуске конечного готового продукта (например, чугуна, меди и др.) уменьшается общее количество материалов, подлежащих переделу на металлургических или химических заводах, а следовательно, сокращаются расходы на доставку сырья на заводы-потребители, снижается стоимость готовой заводской продукции и повышается ее качество. Народнохозяйственное значение обогащения полезных ископаемых определяется также и тем, что с его применением в огромной степени расширяются запасы полезных ископаемых в виде вовлекаемого в промышленный оборот минерального сырья, бедного по содержанию полезных компонентов нли сложного по составу. Важным преимуществом обогащения является также возможность выделения из руды тех компонентов, которые в процессе дальнейшей переработки могут угрожать здоровью трудящихся. При всем разнообразии применяемых методов обогащения все они основаны на использовании различий в присущих минералам физических и физико-химических свойствах. В зависимости от использования тех или иных свойств различают следующие основные методы обогащения ископаемых: Свойства разделяемых минералов, по которым производится обогащение Рудоразборка . . . Цвет, блеск, прозрачность или свечение Гравитационные. . . Плотность Флотация...........Смачиваемость (есте- ственная или создаваемая реагентами) Флотогравитация . . Смачиваемость, создаваемая реагентами, н плотность Магнитная сепарация ...............Магнитная воспри- имчивость Электрическая сепарация ............. Электрические Радиометрические методы обогащения Радиоактивные или сила излучений Обогащение по трению ...............Коэффициенты тре- ния Обогащение по упругости .............Упругость Подготовка руд перед другими методами обогащения путем избирательного дробления, измельчения, истирания или нагревания .............Прочность К обогатительным процессам условно относят также процессы разделения горной массы по крупности кусков — сортировку руд и твердого топлива. Как правило, при обогащении руд тем или иным методом химический состав продуктов обогащения остается неизменным. Но с развитием техники на обогатительных предприятиях начали применять (как для подготовки руд к обогащению, так и для предварительной обработки промежуточных продуктов) также пиро-и гидрометаллургические процессы, при которых химический состав полезных минералов изменяется: обжиг, выщелачивание с последующей цементацией и др. К процессам подготовки руд к металлургической плавке относятся также процессы окускования мелкого минерального сырья — агломерация, окомкование и брикетирование. Обогащение полезных ископаемых производится на обогатительных фабриках (на этих же фабриках применяются в необходимых случаях и гидрометаллургические процессы); агломерация, окомкование и брикетирование концентратов производятся соответственно на агломерационных фабриках, фабриках окомкова-ния и брикетных установках. В результате обогащения полезного ископаемого в качестве конечного готового продукта получают концентрат, в кото ром сосредоточена основная масса полезных составляющих, содержавшихся в сырье до его обогащения, и одновременно отходы — хвосты, в которые переходит большая часть пустой породы. При наличии в сырье нескольких полезных компонентов в результате обогащения получают несколько концентратов. Важнейшими технологическими показателями процесса обогащения, характеризующими его техническое совершенство, являются степень извлечения в полезного' компонента, переводимого в концентрат, и его содержание в концентрате р. Качество продуктов обогащения (концентратов) определяется содержанием в них ценных компонентов (полезных минералов) и примесей и гранулометрическим составом. Основным ценным компонен- ' том руды называется минерал, содержащий тот химический элемент, с целью получения которого добывается данное полезное ископаемое, например: медь — в медных рудах; свинец и цинк— в свиицово-цинковых; железо — в железных рудах и т. д. Кроме основных, в рудах обычно содержатся и другие сопутствующие ценные составляющие в количествах, при которых экономически целесообразно извлекать их либо в общие концентраты вместе с основными компонентами, либо в самостоятельные концентраты. Таковы, например, цветные металлы в некоторых железных рудах или железо в рудах цветных металлов и т. п. Полезными примесями называются те ценные элементы, содержащиеся в полезных ископаемых в небольших количествах, которые в дальнейшем могут быть, извлечены из продуктов обогащения (например, драгоценные металлы в рудах цветных металлов), или те, присутствие которых в готовых продуктах улучшает качество ценного-компонента (например, ванадий, вольфрам,, марганец, молибден и хром в железных рудах н т. д.). Вредными примесями называются элементы, присутствующие в руде-вместе с ценным компонентом и ухудшающие-его качество: например, сера и фосфор в железных рудах. На обогатительных фабриках полезные ископаемые подвергаются ряду последовательных процессов обработки, которые по своему назначению делятся на подготовительные, основные обогатительные, вспомогательные и процессы производственного обслуживания. К подготовительным относятся процессы дробления н измельчения, при которых достигается раскрытие минералов в результате разрушения сростков полезных минералов с пустой породой (или-сростков одних полезных минералов с другими) с образованием механической смеси1 частиц и кусков разного минерального состава, а также процессы грохочения и классификации, применяемые для разделения по крупности полученных при дроблении и измельчении механических смесей. Задача подготовительных процессов — 9* доведение минерального сырья до круиности, необходимой для последующего обогащения, а в некоторых случаях.— получение конечного продукта заданного гранулометрического состава для|непосредственного использования в народном хозяйстве^ (сортировка руд в углей). К основным обогатит е.л ь и ы м процессам относятся те физические и физико-химические процессы разделения минералов, при которых полезные минералы 'выделяются в концентраты, а пустая порода — в хвосты. К вспомогательным относятся процессы обезвоживания продуктов обогащения (путем их сгущения, фильтрования и сушки) для доведения их влажности до установленной нормы или для получения оборотной воды (при повторном ее использовании или очистке перед сбросом в водоемы). К процессам производственного обслуживания относятся операции, -обеспечивающие непрерывность и стабильность технологических процессов: внутрифаб-ричный транспорт сырья и продуктов обогащения, водоснабжение, электроснабжение, снабжение сжатым воздухом, механизация и автоматизация, технический контроль н др. Весь взятый в целом технологический процесс обогащения полезного ископаемого, начиная с приемки сырья иа фабрику н кончая выдачей готовых продуктов,Jсостоит из отдельных приемов или о п,е раций. Таковы, например, операции крупного среднего и мелкого дробления, перечистки концентрата и т. д. В очень редких случаях обогащение минерального сырья можно завершить в один прием, выделяя сразу конечные продукты. Обычно после первого приема обогащения сырья концентрат еще недостаточно богат (получен черновой концентрат или промежуточный продукт, сокращенно — нромпро-дукт), а хвосты еще недостаточно бедны. В этих случаях операции обогащения повторяются и носят название перечистиых, если применяются к полученным черновым концентратам и промпродуктам (перечистка концентратов и промпродуктов), и к о в-трольных, если применяются к хвостам предыдущих операций обогащения (например, контрольная флотация хвостов). В тех случаях, когда повторные операции относятся к процессам подготовки минерального сырья — дроблению н грохочению, измельчению и классификации, — различают стадии подготовки, в частности, стадии дробления. В зависимости от числа последовательных операций различают одно-, двух-, трех- и четырехстадиальные схемы дробления. При одностадиальном дроблении исходный продукт доводится до необходимой для последующего измельчения (или обогащения) крупности в один прием, при двухстадиальном — в два последовательных приема и т. д. Аналогичная терминология принята и для процессов измельчения. На обогатительных фабриках, обрабатывающих некоторые неметаллические ископаемые, часто получают концентраты, представляющие собой окончательные товарные продукты (известняк, асбест, графит и т. д.), но в большинстве случаев процесс обогащения является промежуточным звеном между добычей сырья и металлургической плавкой (или химической переработкой) концентратов. Технологическая схема обогащения минерального сырья отображает графически процесс обогащения. Она включает совокупность всех последовательных операций обработки, которым руда подвергается науобогатнтельных фабриках. Различают качественные, количественные и шламовые технологические схемы и схемы цепи аппаратов. Качественная схема характеризует перечень и последовательность технологических процессов и операций, которым подвергается полезное ископаемое при его обогащении; количественная схема — количественные показатели каждой операции; шламовая схема — количество твердого и воды, используемых в'каждой из операций Схема цепи аппаратов характеризует оборудование, запроектированное или примененное для выполнения всех процессов и операций, начиная с поступления полезного ископаемого на фабрику н кончая выдачей товарных концентратов и отвальных хвостов. На схемах цепи аппаратов обычно указывают типоразмеры и число одинаковых машин и аппаратов. И те и другие изображаются на этих схемах с помощью условных обозначений. РАЗДЕЛ I ГРОХОЧЕНИЕ Глава 1 Гранулометрический состав минерального сырья и продуктов обогащения § 1. Методы определения крупности материала Обрабатываемое на обогатительной фабрике минеральное сырье (руда, горная масса) н получаемые из него продукты представляют собой сыпучие материалы, представленные различными по размерам кусками (зернами) минералов и их сростков. Распределение кусков (зерен) по классам крупности характеризует гранулометрическ н|й состав исходного сырья и продуктов обогащения. Согласно ГОСТ 14796—79 для определения гранулометрического состава руд крупностью — 5 мм применяют непрерывный или разовый рассев механическим и реже ручным способами. Для тонкоизмельченных концентратов, а также для руд крупностью —1 мм, имеющих тенденцию к слипанию, применяют мокрое просеивание. Масса руды, загружаемой на сито, составляет 500—1000 г. При рассеве тонкоизмельченных концентратов крупностью —0,1 мм массу порции уменьшают до 100 г. Время просеивания4материала крупностью —5 мм при разовом рассеве составляет 10 мин для ручного способа н 30 мин для механического. Процессы разделения сыпучих материалов на продукты^различной крупности объединяются общим названием: классифнк а-ция по крупности. Такая классификация осуществляется двумя основными способами: а) грохочением, т. е. разделением материала на просеивающих поверхностях с калиброванными отверстиями (колосниковые решетки, сита и др.). Последовательный ряд размеров отверстий решет и сит, применяемых для многократного грохочения, называется шкалой классификации, а отношение размеров отверстий смежных сит в закономерной шкале (где оно постоянно) — модулем шкалы. При крупном и среднем грохочении модуль чаще всего принимают равным 2. Такова, например, шкала классификации на средних ситах с отверстиями 50; 25; 12; 6 и 3 мм. Для мелких сит, применяемых для ситовых анализов неболь ших навесок, принимается -меньший модуль (приблизительно равный К2 = 1,41); б) разделением исходного материала на различные но крупности фракции в жидкой или^газообразной средах, в которых минеральные частицы осаждаются из нх взвеси с различной скоростью в зависимости от их. размеров неплотности. Такая классификация может быть .гидравлической (водной) н вне bJm этической (воздушной). Водная£классифнкации осуществляется в механических классификаторах, гидроциклонах и гидравлических классификаторах. Для определения крупности отдельных проб применяют ситовый, шламовый (седиментационный), микроскопический и другие методы анализа.Содержание относительно крупных классов, крупнее 0,071 (или 0,045) мм, определяют рассевом пробы на ситах (ситовый анализ), а более тонких — с помощьк» шламового (седиментационного)] и микроскопического анализов. Ситовый анализ крупных материалов]— продуктов дробления производится вручную на'наборе сит или с помощью автоматического' вибрационного гранулометра (марки АГР-2 Новосибирского завода «Труд»), имеющего]ситас]круглыми]ячейками 24; 19,25; 14,25; 11,4; 9,9 мм, которым соответствуют квадратные 20; 16; 12; 10; 8 мм. Время обработки пробы с крупностью кусков до 60 мм. и массой 40 кг составляет 3 мин. Ситовый аиализ]мелких материалов — продуктов измельчения производится на механическом анализаторе (встряхивателе). Наибольшее распространение' получил вибрационный анализатор (марки 236 Б-Гр Теплогорского завода^гидрооборудоваиия). В нем имеется набор из 11 контрольных^сит с квадратными отверстиями: 1,6; 1,25; 0,80; 0,56;. 0,400; 0,280; 0,200; 0,140; ’0,100; 0,071;. 0,045 мм. Масса разовой пробы — 300 г. § 2. Контрольные сита Контрольные сита, применяемые для ситовых' анализов, изготовляются|нз]проволочиых или; синтетических тканых сеток с квадратными: ячейками ио ГОСТ 3584—73 (табл. 1.1). Сравнительные данные о размерах ячеек контрольных сит и различных шкалах, применяемых в СССР н за рубежом, приведены; К табл. 1.2. Для ситовых анализов в США обычно применяют иабор^сит по^шкале с модулем К2 = 1,41 (шкала Тайлера), начиная с 2,362 мм (8 меш) и кончая 0,104 мм (150 меш), а затем с модулем |/2 = 1,189 от ячеек 0,104 до-0,043 мм (325 меш). Крупные контрольные сетки па-ГОСТ 3584—73 (см. табл.у.1 и 1.2), начиная, с 2,5 н кончая 1 мм, соответствуют десятому нормальному ряду чисел в машиностроении, а более мелкие — двадцатому ряду. Эти ряды имеют следующий^модуль (зиаменатель-прогрессин): десятый ряд уТЬ 1,26, двадцатый 2^10~ 1,12.|Прн комплектовании на- lb Таблица 1.1 Проволочные тканые сетки е квадратными ячейками, контрольные по ГОСТ 3584—73 Номер сетки Номинальный - размер стороны ячейка в свету, мм Максимальное отклонение ат номинального размера * % Предельное отклоиенне среднего аряфметя-ческого размера стороны ячейки в свету'от номинального, % Номинальный диаметр проволоки, мм Предельное отклонение от номинального диаметра, мм Живое сечение сетки, % Масса 1 м* сетки, кг полу-том-пако-вой бронзовой 004 0,040 0,030 32,7 0,18 0045 0,045 40 ±7 0,036 30,9 — 0,23 005 0,050 0,036 ±0,003 33,8 — 0,21 0056 0,056 0,040 34,0 — 0,23 0063 0,063 0,045 37,4 — 0,22 0071 0,071 30 0,050 34,4 0,28 0,29 008 0,080 0,050 37,9 0,26 0,27 009 0,090 20 ±6 0,060 36,0 0,33 0,34 01 0,100 0,060 ±0,004 39,1 0,31 0,32 0112 0,112 15 0,080 34,0 0,47 0,47 0125 0,125 0,080 37,2 0,43 0,44 014 0,140 0,090 37,0 0,49 0,49 016 0,160 0,100 37,9 0,53 0,54 018 0,180 0,120 36,0 0,66 — 02 0,200 0,120 39,1 0,62 — 0224 0,224 12 0,120 42,4 ’ 0,58 — 025 0,250 0,120 ±0,005 45,6 0,54 — 028 0,280 0,140 44,4 0,64 — 0315 0,315 0,160 44,0 0,75 — 0355 0,355 0,160 47,0 0,68 — 04 0,400 ±5 0,160 51,0 0,63 — 045 0,450 0,200 47,9 0,85 05 0,500 0,250 44,4 1,15 — 056 0,560 0,250 47,8 1,06 — 063 0,630 0,300 ±0,008 45,9 1,33 — 07 0,700 0,300 49,0 1,24 — 08 0,800 10 0,300 53,0 1,13 — 09 0,900 0,400 47,9 1,70 1 1,000 0,400 ±0,012 51,0 1,58 — 1,25 1,250 0,400 57,3 1,35 — 1,6 1,600 0,500 58,0 1,64 2 2,000 0,500 ±0,015 64,0 1,38 — 2,5 2,500 0,500 70,0 1,15 — Допустимое число ячеек с максималыплс размером составляет 6 %. 12 Таблица 1.2 Размеры квадратных ячеек контрольных сит, мм СССР ГДР И ФРГ Франция Великобритания США Международная организация по стандартизации ГОСТ 3584—73 со со Z S AFNORX 11-501 Л Л 7 /» и Шкала Тайлера (замена на ASTM) ASTM-E-l 1-58Т ISO (ТС24) SC3N47E (проект) Ряды R-20 н R-10 Ряды R-20 и R-10 Ряд R-10 Ряд Меш Ряд Меш Ряд Меш Ряд R-10 Ряд R-20 R-20 0,040 0,045 0,050 0,056 0,063 0,071 0,080 0,090 0,100 0,112 0,125 0,140 0,160 0,180 0,200 0,224 0,250 0,280 0,315 0,355 0,400 0,450 0,500 0,560 0,630 0,700 0,800 0,900 R-10 1,00 1,25 1,60 2,00 2,50 0,040 0,045 0,050 0,056 0,063 0,071 0,080 0,090 0,100 0,125 0,160 0,200 0,250 0,315 0,400 0,500 0,630 0,80 1,00 1,25 1,60 2,00 2,50 3,15 4,00 0,040 0,050 0,063 0,080 0,100 0,125 0,160 0,200 0,250 0,315 0,400 0,500 0,630 0,80 1,00 1,25 1,60 2,00 2,50 3,15 4,00 0,044 0,053 0,064 0,076 0,089 0,104 0,124 0,152 0,178 0,211 0,251 0,295 0,353 0,422 0,500 0,599 0,699 0,790 0,853 1,002 1,204 1,405 1,600 1,676 2,057 2,411 2,812 3,180 3,353 350 300 240 200 170 150 120 100 85 72 60 52 44 36 30 25 22 18 16 14 12 10 8 7 6 5 0,038 0,043 0,053 0,061 0,074 0,088 0,104 0,124 0,147 0,175 0,208 0,246 0,295 0,351 0,417 0,495 0,589 0,701 0,833 0,991 1,168 1,397 1,651 1,961 2,362 2,794 3,327 3,962 400 325 270 250 200 170 150 115 100 80 65 60 48 42 35 32 28 24 20 16 14 12 10 9 8 7 6 5 0,037 0,044 0,053 0,063 0,074 0,088 0,105 0,125 0,149 0,177 0,21 0,25 0,297 0,35 0,42 ,0,50 0,59 0,71 0,84 1,00 1,19 1,41 1,68 2,00 2,38 2,83 3,36 4,00 400 325 270 230 200 170 140 120 100 88 70- 60 50 45 40 35 30 25 20 18 16 14 12 10 8 7 6 5 0,040 0,050 0,063’ 0,080 0,100 0,125 0,20 0,25 0,315 0,40 0,50 0,63 0,80 1,00 1,25 ' 1,60 2,00 2,50 3,15 4,00 0,040 0,045 0,050 0,056 0,063 0,071 0,080 0,090 0,100 0,112 0,125 0,14 0,16 0,18 0,20 0,224 0,25 0,28 0,315 0,355 0,40 0,45 0,50 0,56 0,63 0,71 0,80 0,90 1,00 1,25 1,40 1,60 1,80 2,00 2,24 2,50 2,80 3,15 3,55 4,00 Примечание. Число меш равно числу отверстий на линейный дюйм (25,4 мм) сетки. 13 Таблица 1.3 Результаты ситового анализа пробы мелкой руды Классы, мм Выход отдельных классов «от — до» «минус — плюс» 20—16 —20+16 0 0 0 16—12 —16--12 4,5 15 15 100 12—8 —12--8 6,0 20 35 85 8—4 —8+4 9,0 30 65 65 4—2 —4+2 - 4,5 15 80 35 2—0 —2+0 6,0 20 100 20 Размер отверстий, сит, мм Рис. 1.1. Характеристики крупности пробы мелков РУДЫ: а — частная; б — суммарные (кумулятивные ) бора контрольных сит для анализа мелкие сетки, начиная с 1,6 мм н кончая 0,045 мм, подбирают по разреженному двадцатому ряду по шкале с модулем, близким к 1,123 =» 1,41, а именно: 1,6; 1,25; 0,80; 0,56; 0,40; 0,28; 0,20; 014; 0,10; 0,071; 0,045 мм. При особо точных анализах тонких продуктов в СССР применяется шкала, в которой сетки, начиная с 0,071 мм, комплектуются по двадцатому нормальному ряду с малым модулем 1,12. Таков ряд из пяти сеток: 0,071; 0,063; 0,056; 0,050; 0,045 мм. Продукт, просеявшийся через данную сетку, но оставшийся на следующей сетке шкалы, называется классом крупности. Применяются два способа обозначения классов: по методу «от—до» и по способу «минус— плюс». В качестве- примера в табл. 1.3 приведены результаты ситового анализа пробы мелкой руды, т. е. ее гранулометрический состав [2 J. В этой таблице приведены оба способа обозначения классов, однако в настоящем Справочнике принят метод «минус— плюс». § 3. Характеристики крупности материала Кривые, графически изображающие гранулометрический состав материала (результаты ситового и шламового анализов), называются хар актер истинами крупности. Различают характеристики частные н суммарные (наряду с частными характеристиками применяют также кривые распределения). Частная характеристика отображает процентный выход отдельных классов крупности (рис. 1.1, а; см. табл. 1.3). Такая характеристика имеет вид гистограммы, т. е. диаграммы, состоящей из серии прямоугольников, основаниями которых служат 14 отрезки между размерами d сит, ограничивающими данный класс, а высотой — отрезки, соответствующие процентным выходам классов. Кривая распределения отличается от частной характеристики тем, что-выход относят каждый раз к одному и тому же интервалу оси абсцисс, а на осн ординат откладывают отношение выхода к интервалу. Если, например, на рис. 1.1, а принят за интервал (узкий класс) Дх = 1 мм, то распределение по интервалам 0—1 н 1—2 мм будет 20/20 = 10 %; по интервалам 2—3 и 3— 4 мм — 7,5 % и т. д. Суммарные (кумулятивные) характеристики отображают суммарный выход классов по нарастающим итогам (рис. 1.1, б; см. табл. 1.3). Применяют два способа суммирования: ' а) «по плюсу», т. е. по суммарному остатку материала на ситах, начиная с самых крупных, и «по минусу» (по просеву) — по суммарному количеству материала в просеявшихся классах, начиная с самых мелких. В табл. 1.3 приведены суммарные выходы классов мелкой руды, подсчитанные обоим» способами *. Пользуясь суммарными характеристиками, выход отдельного узкого класса находят по разности ординат, соответствующих верхнему и нижнему пределам данного класса. По виду кривых суммарных остатков R (рис. 1.2) различают выпуклые, прямолинейные, вогнутые характеристики крупности («по плюсу»). Выпуклая характеристика соответствует относительно малому количеству мелких классов и преобладанию крупных, • вогнутая — преобладанию мелких. В подавляющем большинстве случаев * В дальнейшем принят первый способ суммирования — «по плюсу». для продуктов дробления типична вогнутая х ар актер истика. Для обобщения вида характеристик продуктов дробления применяют также способ градуирования оси абсцисс не в абсолютных линейных размерах, а в долях размера ширины разгрузочной щели b (разгрузочного отверстия) дробилки, получая в результате относительную крупность г. Такие характеристики являются типовыми для дробилок данного конструктивного типа. Типовые характеристики крупности продуктов, выдаваемых щековыми дробилками, изображены на рис. 1.3 [65]. На оси абсцисс рис. 1.3 отложена относительная крупность дробленого продукта (безразмерная величина) z = dlb, где b — ширина разгрузочной щели дробилки в разомкнутом положении щек, мм, d — крупность данного класса (верхний предел), мм. По типовым характеристикам можно определить приблизительный выход любых классов, если известна ширина разгрузочной щели дробилки и крепость руды. Например, в щековой дробилке со щелью b = 200 мм дробится руда высокой прочности (крепкая), нужно определить вероятный выход класса +250 мм. В данном случае z = dlb = 1,25. На кривой 1 рис. 1.3 находят точку А с абсциссой z= 1,25; ей соответствует ордината Кд = 21 %, т. е. выход класса +250 мм в продукте дробления составит около 21 %. Такими типовыми характеристиками можно пользоваться, если перед дроблением удален грохочением мелкий класс с верхним пределом, равным ширине разгрузочной щели Ь. При отсутствии предварительного грохочения в типовую характеристику вносится поправка на повышенное содержание мелких классов в результате их недоотсева. Номинальной, или условной, крупностью продукта принято считать размер da отверстий того сита, на котором остаток составляет пять процентов: R — 5 % (просев равен 95 %). Если через zH обозначить о т-носительную номинальную крупность, то zH = d„/b или dB = 2ЯЬ. На рис. 1.3 суммарный остаток К, равный 5 % , соответствует точке В, для которой номинальная относительная крупность zH = 1,65 (щековая дробилка, крепкая руда). При разгрузочной щели дробилки b = 200 мм номинальная крупность продукта дробления dH = zHb = = 1,65-200= 330 мм. Более крупный класс +^н (в данном случае +330 мм), выход которого составляет 5 %, условно считается «закрупняющим» классом (в расчеты не входит). Помимо рассмотренных типовых характеристик, для которых ось абсцисс градуируется в долях разгрузочной щели, предложены типовые характернстикн, где на оси абсцисс диаграммы откладывается отношение dJds, т. е. отношение крупности d классов к номинальной крупности dH данного продукта. Такие характеристики можно назвать преобразованными типовыми. Для руды' определенной крупности вид преобразованной Размер отверстий сит (крупность классов), мм Рис. 1.2. Разновидности суммарных характеристик «по плюсу» (кривые суммарных остатков Я на ситах): 1 — выпуклая; 2 — прямолинейная; 3 — вогнутая характеристики почти не зависит от типа дробилки. Линейная шкала осей координат по типу рис. 1.1, б и 1.2 применяется для построения характеристик сравнительно крупного материала — исходной руды и продуктов дробления. Для характеристики мелких продуктов измельчения строятся сетки с логйриф мической шкалой оси абсцисс (рис. 1.4). Значения логарифмов наиболее употребляемых размеров снт для градуирования логарифмической шкалы приведены в табл. 1.4. Например, длина отрезка, соответствующего одной логарифмической единице, равна Рис. 1.3. Типовые характеристики продуктов дробления в щековой дробилке (по К. А. Разумову): 1 — крепкие (прочные) руды; 2 — руды средней крепости; 3 — некрепкие руды 15 Таблица 1.4 Логарифмическая шкала размеров отверстий сит Размер отверстий d, мкм 1 10 20 40 45 50 56 63 71 (74) 80 —-J / / f Логарифм размера отвер-’ стия 1g d 0 1 1,301 1,602 1,653 1,699 1,748 1,799 1,851 1,869 1,903 Округленная длина отрезка (при масштабе: 1 логарифмическая единица равна 100 мм), мм 0 100 130 160 165 170 175 180 185 187 . 190 100 мм (см. рис. 1.4) *. Начало шкалы оси абсцисс помещают в точке «1 мкм» (или «1 мм», «1 см» и т. д.), так как 1g 1 = 0. Точку «10 мкм» (или «10 мм» и т. д.), учитывая, что 1g 10 = 1, откладывают по оси абсцисс на расстоянии, соответствующем одной логарифмической единице (т. е. 100 мм) от начала. Аналогично для «100 мкм» (или «100 мм» и т. д.) — на расстоянии 200 мм и т. д. Промежуточные размеры определяют по табл. 1.4. Если при логарифмической шкале оси абсцисс ось ординат градуируется обычным способом т. е. применяется линейная шкала • При изготовлении клише для типографского воспроизведения диаграммы первоначальный масштаб изменяется: на рис. 1.4 длина отрезка, соответствующего одной логарифмической единице, равна ~40 мм. для суммарного остатка на ситах, то диаграмма (и характеристика) именуется полулогарифмической (см. рис. 1.4, а), а при логарифмической шкале для обеих осей — логарифмической (см. рис. 1.4, б). В этом случае по оси ординат откладывают логарифмы суммарного остатка или просева (обычно знак логарифма при размерах сит и процентном выходе опускается). Кривая на рис. 1.4, а построена применительно к данным табл. 1.3 для суммарного остатка («по плюсу») а пунктирная прямая на рис. 1.4, б — для суммарного просева («по минусу»). Для нанесения графических характеристик иногда йспользуются специальные ф у н к- Таблица 1.5 Результаты ситового анализа продуктов I стадии измельчения Рис. 1.4. Полулогарифмическая (а) и логарифмическая (б) сетки для характеристик крупности соответственно <по плюсу» и «по минусу» Суммарные остатки на ситах, % Классы, мм Разгрузка шаровой мельницы (исходное питание классификатора) Пески классификатора Слив классификатора + 16 1,0 5,0 -- — 16+6 4,2 19,8 — —6+2,5 8,0 14,5 — —2,5+1,6 11,2 17,0 — —1,6+1,25 13-,5 20,1 — —1,25+0,8 18,1 30,3 0,1 —0,8+0,56 23,2 37,2 0,6 —0,56+0,40 29,9 46,1 1,5 —0,40+0,28 38,1 59,2 5,0 —0,28+0,20 47,2 70,1 9,8 —0,20+0,14 52,4 77,8 15,8 —0,14+0,10 60,1 84,6 25,8 —0,10+0,071 65,9 89,1 33,6 —0,071+0,045 74,5 93,5 47,1 —^0,045+0,0 100,0 100,0 100,0 16 90 100 140 150 200 280 300 400 500 560 800 1000 1250 1600 1,954 2,00 2,146 2,176 2,301 2,447 2,477 2,602 2,699 2,748 2,903 3,00 3,097 3,204 195 200 215 218 230 245 248 260 270 275 290 300 310 320 циональные сетки. На рис. 1.5 изображена двойная логарифмическая сетка. По оси абсцисс ее отложены логарифмы размеров сит или логарифмы крупности классов (так же, как и на логарифмической диаграмме), а по оси ординат — двойной логарифм обратной величины суммарного остатка 1g 1g (100/7?). Остатку R = 10 % (см. рис. 1.5) соответствует обратная ему величина 100/7? = = 100/10 = 10, логарифм которой равен единице, а двойной логарифм равен нулю (так как lg 1g 10 = 1g 1 = 0). Поэтому фактическое начало оси ординат (г/ = 0) помещается в той точке, где суммарный остаток равен 10 % (точка А на рис. 1.5). Большим остаткам R = 20, 30, 40 % ит. д. будут соответствовать отрицательные значения двойных логарифмов. Однако для удобства построения в верхней части оси ординат (над точкой Л), т. е. начиная с остатка 10 % и выше, двойной логарифм откладывают с переменой знака на положительный, а в нижней, т. е. для Рис. 1.5. Характеристики продуктов тонкого измельчения на двойной логарифмической сетке: / — пески классификатора; 2 — разгрузка мельницы (питание классификатора); 3 — слив классификатора (готовый продукт) 17 остатков меньших 10 %, — на отрицательный. На самой сетке знаки опускаются; они необходимы лишь для ориентировки при градуировании „оси ординат. На двойную логарифмическую сетку суммарная ^характеристика («по плюсу») наносится ^обычным способом — по данным ситовых анализов. На рис. 1.5 изображены характеристики трех продуктов, результаты ситовых анализов которых приведены в табл. 1.5. Гранулометрический состав всего продукта, начиная от самых мелких и кончая самыми крупными классами, часто подчиняется уравнению Розина — Раммлера. Характеристика крупности такого продукта, изображенная на двойной логарифмической „сетке, имеет вид прямой линии (см. рнс. 1.5,3). Если же уравнением при данных значенних входящих в него постоянных объединяется только часть классов, то характеристика крупности имеет вид ломаной, состоящей из двух или трех отрезков (см. рис. 1.5, 1 и 2). § 4. Уравнения характеристик крупности материала Известен ряд формул для функциональной зависимости между выходом (Отдельных классов у и ^крупностью их d или между суммарным остатком R ^и размером сит d. Годэн для ' частной характеристики, а в дальнейшем С. Е. Андреев и Шуман для суммарной характеристики «по минусу» пред-Ложилисстеленное уравнение (100-R) = 100(d/dmax)ft., (1.1) где R’—'суммарный остаток на сите с отверстиями d, %; (100 — R) — суммарный просев через До же сито, %; dmax — размер максимального* сита, на ^котором остаток равен нулю. | Показатель \k 'характеризует степень кривизны характеристики: при k > 1 кривые суммарных остатков выпуклые; при k = 1 прямые линии; при k < 1 кривые вогнутые, причем вогнутость их тем больше, чем меньше показатель £|(см. рис. 1.2). Во всех^случаях^уравненню (1.1) на логарифмической сетке соответствует прямая (см. пунктирную прямую на рнс. 1.4, б). Обычно показатель степени k лежит в пределах 0,7—1; для'прямой рис. 1.4, б он равен 0,78. Уравненне.(1. ^ справедливо только для мелких классов продуктов дробления и измельчения. - Было высказано предположение, что распределение числа частиц по крупности подчиняется «логарифмически нормальному закону», при котором кривая суммарных остатков на ситах ^соответствует уравнению Лапласа. Как показал академик А. Н. Колмогоров [38). этот закон иеприменим, так как скорость дробления и измельчения зависит не только от времени измельчения, но и от Крупности измельчаемых частиц. 18 Для оценки крупности дробленых и в особенности измельченных продуктов широкое применение получило экспоненциально-степенное уравнение, предложенное Розиным и Раммлером, ,п 100/R=e"“, (1.2) где R — суммарный остаток на сите d, %; е — основание натуральных логарифмов; т и п — постоянные, характерные для данного материала. Уравнение Розина — Раммлера было использовано Шперлингом для построения специальной логарифмической сетки, на которой изображается характеристика крупности («диаграмма RRS»). В США такая же сетка была предложена Беннетом («диаграмма RRB»). В СССР эта сетка была преобразована В. А. Олевским таким образом, что она дает возможность непосредственно строить понижающуюся кривую суммарных остатков (см. рис. 1.5). Им же предложено упрощенное (экспоненциальное) уравнение 100/R =e'n‘</, (1.3) котори является частным случаем по отношению к общему уравнению Розина — Раммлера (1.2) и получается из него при n= 1. Эта более простая формула может быть использована во многих случаях для практических расчетов. Правые части уравнений (1.2) и (1.3) можно выразить через номинальную крупность lOO/R^e3^^", (1.4) 100/R«^e3d/dH. (1.5) Постоянные т (или т0) численно равны содержанию p_i+o в данном продукте классов мельче 1 мкм (d = 1 мкм), выраженному в долях единицы: при р_1+0 = 1 % = 0,01, т = 0,01, при P_i+o = 2 % т — 0,02 и т. д. Поэтому параметр т или п может быть определен графически по величине отрезка на вертикали, проходящей через деление 1 мкм на оси абсцисс (это правило действительно только для р < 10 % и т < 0,1). Показатель степени п в формуле (1.2) численно равен тангенсу угла наклона , прямой на двойной логарифмической сетке: п — tg а. Для графического определения п достаточно найти отношение разности ординат двух точек характеристики к разности их абсцисс. Например, на рис. 1.5 для характеристики слива п = tga = 0,8, откуда a « 40°. В формуле (1.3) показатель степени п = 1; соответствующий этому уравнению график в координатах рис. 1.5 представляет собой прямую с углом наклона a = 45°, тангенс которого равен единице. График функции (1.5), изображенный на рис. I. 6, представляет универсальную характеристику, по которой можно приближенно определить гранулометрический состав продукта, зная только его номинальную крупность 4н (т- е. размер ячеек сита, Отношение размера ячейки сита к номинальной крупности Рис. 1.6. Универсальная характеристика крупности [по упрощенному уравнению (1.5)] на котором остаток равен точно 5 %) или суммарный остаток на каком-либо одном сите. Уравнение кривой распределения находят дифференцированием исходного уравнения суммарной характеристики. Например, заменяя в упрощенном экспоненциальном уравнении (1.5) букву d на х, получаем R = 100е-3ж/Йн (1.6) Выход у элементарного класса «диапазоном» Дх, т. е. от (х -|- Ах/2) до (х — Дх/2), будет равен приращению (дифференциалу) Л/?, взятому со знаком минус ух — — ДК = — Axd/?/dx = = 3 - 100Дхе“3х/'?н/ан. (1.7) Произведя почленное деление двух последних равенств, получим ух = ЗЯДх/^н, (1.8) т. е. выход ух данного узкого класса Дх тем больше, чем больше суммарный остаток R на сите х. Приближенное уравнение (1.5) и соответствующая ему универсальная характеристика (см. рис. 1,6) могут быть использованы для ориентировочной оценки крупности только продуктов I стадии измельчения, для которых угол наклона характеристики [прямой линии на двойной логарифмической сетке (см. рис. 1.5)] близок к 45° и tga 1. Для более мелких продуктов II стадии измельчения, для которых а ~ 50—60°, упрощенное уравнение (1.5) теряет силу. В этом случае следует пользоваться уравнением Розина — Раммлера (1.2) нли уравнением (1.4). § 5. Крупность и средний диаметр отдельного зерна и смеси зерен Размер минеральной частицы шарообразной формы однозначно характеризуется диаметром того шара, к которому близка по форме рассматриваемая частица. В этом случае номинальный диаметр частицы совпадает с диаметром d наименьшего круглого отверстия, через которое шарообразная частица способна проходить. В большинстве случаев минеральные частицы имеют неправильную форму и при определении номинального размера частицы ее условно заменяют в каком-либо отношении эквивалентным телом правильной формы. Номинальным диаметром кусков и частиц, выделенных при ситовом анализе, считается сторона квадратного отверстия, определяющего размеры наибольших проходящих через него кусков. Для тонкого материала (мельче 45 мкм) крупность частиц устанавливается в результате шламового (седиментационного) анализа; для них условным диаметром считается диаметр правильного шара, падающего в воде с той же конечной скоростью, что и данная частица, н имеющего одинаковую с ней, плотность. Крупность самых тонких частиц (менее 5 мкм) определяется под микроскопом. Помимо определения крупности по номинальному (условному) диаметру предпринимаются попытки оценить крупность частиц неправильной формы одним линейным измерителем — «средним диаметром», заменяющим все три измерения. В этом случае частица заменяется эквивалентным ей телом правильной геометрической формы. Понятие «средний диаметр» становится определенным лишь, если указано, в каком отношении устанавливается эквивалентность между измеряемой частицей и телом правильной геометрической формы. Например, чтобы кратко охарактеризовать близкую по форме к параллелепипеду частицу длиной I, шириной Ь н толщиной ft, ее размеры можно оценить некоторым «средним арифметическим диаметром» аСр, взятым как среднее арифметическое всех трех измерений dCp =(/ + * + А) /3. (1.9) Диаметр, найденный по формуле dr = V^ft, (1-Ю) соответствует условию, что параллелепипедообразная частица заменяется кубом (с ребром dr). Эквивалентность заключается в том, что объем такого куба равен объему правильного параллелепипеда, имеющего такие же размеры I, b и ft, что и данная частица. В этом случае dr называется «средним геометрическим диаметром». Для того чтобы термин «средний диаметр зерна» имел физический смысл, необходимо всякий раз оговаривать, каким образом достигнуто полученное усреднение. 19 Степень отклонения формы частицы от правильного шара оценивают коэффициентом сферичности ф, представляющим отношение поверхности шара 5Ш к поверхности равновеликой по объему частицы S, Ф “ 5m/Sq. (1.11) Например, если частица имеет форму куба с ребром а, то отношение поверхности шара диаметром d к поверхности куба с ребром а будет ф=лй2/6а2. (1.12) Если эти тела равновелики по объему, то ndt/6 = а®, откуда а = dfy л/6. Коэффициент сферичности куба можно определить после подстановки найденного значения а в предыдущую формулу ф = |Лл/6 = 0,806. (1.13) Аналогично вычисляется ф и для других тел геометрически правильной формы. Другим показателем, характеризующим степень отклонения частицы от сфероидальной формы, служит коэффициент изометричиости, представляющий отношение трех размеров частиц — наибольшего, среднего и наименьшего, — взятых по трем взаимно перпендикулярным осям координат. Для мелких абразивных материалов, полученных в валковых дробилках и в стержневых мельницах, коэффициент изометрич-ности остается сравнительно устойчивым: линейные размеры частиц образуют пропорцию I : Ьср : h= 1,75 : 1,5 : 1, где I, Ьср и ft — соответственно наибольший, средний и наименьший размер частицы. За номинальный (средний) диаметр dCp частиц узкого класса, ограниченного пределами и dt, принимают среднее арифметическое его пределов <*ср=№+<4)/2. (1.14) Применяются и другие формулы для определения среднего диаметра </Ср частиц узкого класса — dj + dt: Средний диаметр: арифметический dop = (dt + d^/2 геометрический dr = V d^ гармонический dH = 2d1ds/(d1-f-«у по форме ... dp — (4df — d|)/(5— d£) Термин «средний диаметр», или «средневзвешенный диаметр», иногда применяют для всего продукта, состоящего из смеси частиц различных узких классов. С. Е. Андреев предложил определять средний диаметр D смеси частиц различных классов по следующим формулам. Средний диаметр: арифметический по массе частиц (средневзвешенный) Y/rff/2 Yi гармонический по выходу (средневзвешенный по удельной поверхности) арифметический по числу частиц гармонический по числу частиц (применяется при эквивалентности средней удельной поверхности) геЛиетрический по числу частиц (в логарифмической форме) то же, по выходам (формула Когхилла) . . D2 = 2 V,/S W D3 = 2 ?Л2/2 D4 = S ?А3/2 1g Dt = = 2 tid73 *g d<72 ^id73 !g De = 2 ъlg d<72 ъ Примечание. D — средний диаметр всего продукта в целом, мм; — выход узкого класса крупности; %; — общий выход всех классов, %; d* — диаметр, принимаемый за средний для данного узкого класса, мм. Неправильный выбор усредняющей формулы может привести к результату, в несколько раз превышающему истинный. Если нет‘уверенности в правильности выбора формулы, расчет следует вести непосредственно по интересующему параметру. Глава 2 Виды грохочения и просеивающие поверхности § 1. Виды операций грохочения Грохочение (рассев, отсеивание) — процесс разделения сыпучего кускового и зернистого материала на продукты различной крупности (классы) с помощью просеивающих поверхностей с калиброванными отверстиями (колосниковых решеток, листовых решет, проволочных сит). В результате операции грохочения получаются верхний (надрешетный) и нижний (подрешетный) продукты. По технологическому назначению различают четыре вида операций грохочения: 1) вспомогательное грохочение, применяемое в схемах дробления исходного материала (рис. 1.7), в том числе предварительное (переддробилкой), контрольное, или поверочное (после 20 a Uехидный, материал / 'отодый продукт Грохочение предварительное +Надрешетный продукт I -Подрешетный продукт Дробление ( ) ‘ 6 Исходный материал Исходный материал дробилки), и совмещенное, когда обе операции соединяются в одну *; 2) подготовительное грохочение — для разделения материала на несколько классов крупности, предназначенных для последующей раздельной обработки; 3) самостоятельное грохочение — для выделения классов, представляющих собой готовые, отправляемые потребителю продукты (сорта); эту операцию также называют механической сортиров-К о й; 4) обезвоживающее грохочение (обесшламливание на грохотах) — для удаления основной массы воды, содержащейся в руде после ее промывки, или для отделения суспензии от конечных продуктов (при сепарации в тяжелой среде и аналогичных операциях). По условиям работы' грохота операции грохочения подразделяются на несколько видов соответственно крупности наибольших кусков в исходном питании и размерам отверстий просеивающих поверхностей. В зависимости от этих условий различают крупное, мелкое, тонкое и особо тонкое грохочение. При крупном грохочении (куски до 1200 мм) применяют отверстия (щели колосников) от 300 до 100 мм; при с р.е д н е м (куски до 350 мм) — отверстия колосниковых решеток и листовых решет примерно 60—25 мм; при мелком (куски до 75 мм) — решета ид сита с ячейками от 25 до 6 мм; при тонком грохочении (материал до 10 мм) — сита от 5 до 0,5 мм. В некоторых производствах применяется особо тонкое грохочение — иа самых мелких ситах, до 0,045 мм включительно (сортировка абразивного зерна и шлифовальных порошков, рассев проб при ситовом анализе). * Те же виды грохочения применяются в необходимых случаях и при измельчении материала» Рис. 1.7. Грохочение в сочетании с дроблением: а — предварительное (при дроблении в открытом цикле); б — поверочное, или контрольное (при замыкании грохота иа дробилку); в — совмещенное — предварительное и контрольное (при замыкании дробилки на грохот) § 2. Просеивающие поверхности Конструкция просеивающей поверхности зависит от технологического назначения грохота и условий его работы. Для крупного грохочения в качестве просеивающей поверхности применяются преимущественно колосниковые решетки (рис. 1.8), набранные из отдельных колосников. Последние представляют собой стальные полосы, брусья или балки (рис. 1.9). Колосниковые решетки применяются как в неподвижных грохотах, так и в подвижных. В первом случае размер щели s между колосниками фиксируется ограничительными прокладками или жестким креплением колосников к поперечным балкам (см. рис. 1.8). Во втором случае колосниковая решетка делается сборной, состоящей из неоуэльких Рис. 1.8. Общий вид колосниковой решетки 21 Рис. 1.9« Сечение колосников: а — трапецеидальное; б — рельс со среаанной ' подошвой; в — рельс подошвой вверх; г — круглое; д — квадратное; е — сварная балка с броней нз марганцовистой стали литых секций, сочленяющихся при помощи клинового крепления (рис. 1,10). Решетка отливается из износостойкой стали 110Г13, а для грохочения горячих материалов — из жаростойкой стали. В литых секциях Рис. 1.10. Колосниковая решетка инерционного наклонного грохота 185Гр (ГИТ61): а — литам секция решетки (щель расширяется от 45 до 55 мм); б — разновысокие колосники; в — схема клинового крепления секций в коробе грохота: /, 2 н 3 — соответственно передняя, средняя и задняя балки; 4 — болт М42; 5 — клин; г — общий вид (аксонометрия) секции решетки размер щели s задается при изготовлений модели (см. рис. 1.10). Наиболее пригодное для процесса просеивания сечение колосников — трапецеидальное (см. рис. 1.9, а) с расширяющейся книзу щелью. Во избежание заклинивания кусков щели должны расширяться также вдоль колосников по ходу материала. Для постепенного увеличения ширины щели от s до s' (см. рис. 1.8) колосники иногда располагают веерообразно. Например, при длине секции L = = 2000 мм и начальной ширине щели 8=45» щель на разгрузочном конце секции увеличивают как минимум до s' > 1,2s > 55 мм. В литых колосниковых решетках расширение п^ели по ходу материала достигается за счет сужения сечения колосника по его длине (рис. 1.10). Это улучшает износостойкость по сравнению с веерообразным расположением колосников. Разновысокие колосники (см. рис. 1.10, б) обеспечивают повышенную износостойкость и дополнительное перемешивание материала. Срок службы 2500 ч. Конструкция, представляющая собой колосниковую решетку, закрепленную на неподвижной опоре, получила название и е-подвижный колосниковый грохот. Для принудительной очистки колосникового грохота от заклинивающихся кусков, в некоторых случаях применяют механические очистные устройства — вращающиеся звездочки, гребенки или другие приспособления. Для неподвижных колосниковых грохотов применяют также решетки с консольно закрепленными колосниками, вибрирующим» под действием падающих и движущихся 22. кусков материала (рис. 1.11). В результате вибраций поверхность решетки очищается автоматически. Иногда с той же целью каждый колосник закрепляется иа шарнире, расположенном вблизи центра тяжести колосника, а верхний его конец подпружинивается. Под влиянием ударов загружаемой на грохот руды колосники совершают свободные колебательные движения, в результате которых происходит их очистка. Наиболее совершенная самоочистка осуществляется в сдвоенной колосниковой решетке, состоящей из двух самостоятельных, соединенных кинематическими звеньями или пружинами (рессорами) решеток. Примером может служить сдвоенная колосниковая решетка вибрационного двухмассного грохота (рис. 1.12). Подвижная решетка составлена из нечетного ряда колосников, неподвижная (по отношению к коробу) из четного. Обе решетки соединены между собой пакетом рессор, концы которых крепятся иа коробе. Последний приводится в колебательное движение вибровозбудителем, на валу которого укреплен дебаланс-«ый груз. Благодаря наличию упругих соединительных связей в виде рессорных пакетов обе решетки перемещаются относительно друг друга, что обеспечивает самоочистку колосников. В подвижных грохотах, предназначенных * для среднего грохочения, в качестве просеивающих поверхностей применяют л и-стовые решета, представляющие со-<юй металлические перфорированные листы. Отверстия штампуют или просверливают. Обычно применяют круглые отверстия, реже — квадратные или прямоугольные (рис. 1.13). Размеры круглых отверстий и их шаг для листовых сит приведены в табл. 1.6. Срок службы металлических решет — примерно 700 ч при непрерывной работе. Этот срок увеличивают в результате наплавки твердого сплава на рабочую поверхность решета или кромки ячеек (рис. 1.13, в) Некоторыми зарубежными фирмами изготовляются сборные решета, набираемые из отдельных согнутых штампованных полос листовой стали, вставляемых в общую раму. Ступенчатое расположение полос способствует встряхиванию материала и, как следствие, очистке отверстий. Преимуществом сборного решета является возможность смеиы отдельных изношенных полос. Решета из резины (рис. 1.14), изготовленные в виде отдельных секций, штампуемых в пресс-формах, обладают долговечностью, меньше забиваются, снижают шум. Такие решета (неточно именуемые «резиновыми ситами») изготовляет, например, цех гуммирования Ачисайского полиметаллического комбината. Секции изготовляются стандартной шириной b = 830 мм (рис. 1.15), В соответствии со стандартизированными размерами подвижных грохотов секции могут иметь различную длину / : 885; 1235; 1435 и 1735 мм (соответственно для грохотов, имею- Рнс. 1.11. 'Неподвижный колосниковый грохот с консольными вибрирующими колосниками щих ширину В 900, 1250, 1500 и 1750 мм). Число необходимых для данного грохота секций равно отношению длины короба к ширине секции L/b. Любая секция, независимо от ее размеров, может иметь квадратные ячейки со сторонами 15; 18; 20; 25; 30 и 35 мм либо прямоугольные размером 8X25, 10X25 и 13X36 мм. Для уменьшения забиваемости отверстий они несколько расширяются киизу (по толщине полосы). Резиновые решета оказались наиболее пригодными в эксплуатации для руды крупностью до 100 мм. Средний срок службы достигает 2000 ч. В целях повышения износостойкости£неме-таллических решет в последнее время ведутся работы по созданию решет из специальных материалов,yв частности из полиуретана. При мелком грохочении и обезвоживании применяют просеивающие поверхности, собираемые из отдельных элементов, между которыми остаются продолговатые^ (щелевид- Рис. 1.12. Сдвоенная колосниковая 1 решетка двухмассиого вибрационного грохота: / — неподвижная (относительно короба) колосниковая решетка; 2 — подвижная колосниковая решетка; 3 — вибровозбудитель; 4 — короб; 5 — рессоры 23 a S О О О О О О О о-е о оо-о е оооооо о-о !□□□□□□ d □ □□□□□□] □□□□□□с Рис. 1.13. Листовые решета перфорированные (штампованные или сверленые): а н б — соответственно с круглыми и квадратными или прямоугольными отверстиями; в — наплавка кромок твердым сплавом Таблица 1.6 Размеры круглых отверстий и их шаг для листовых сит 7 10,5 10,0 . 4—6 12 18,0 16,5 — — — — 15 22,5 21,0 — — — — 18 27,0 25,5 — — — 6—8 20 30,0 28,0 26,5 — — — 24 35,0 33,5 32,5 — — — 26 — 37,0 35,5 — — — 30 — 42,5 40,5 — —— — 32 —— 45,0 43,0 — — — 40 —— 56,5 53,0 50 — . 8—10 47 — — 62,5 58,0 56,0 — 50 —— — 67,0 63,5 60,0 — 60 — — 80,0 76,0 71,5 — 75 —. — — 95,0 90,0 — • 82 — — — 100,0 95,0 8—12 90 — — — 115,0 108,0 — 95 — — — 120,0 114,0 — Рис. 1.14. Решето из литой резины » Н « % »1 fe * О i н» - о м н е i » d * 1 Й I I 8 I Н 4 * Я t Hi IHIIII I«I« 1 « » ««ИН IH I й в E 8 I « » 3 d ft 1 В f E И * k < 8 1 d a . f в ж i ж ж « о J Рис. 1.15. Установка секций резиновых решет в коробе грохота 173Гр (по проекту треста Урал-цветметремонт): 1 — деревянные брусья и клинья; 2 — короб; 3 — секция резинового сита; 4 — продольные резиновые брусья с болтами для крепления сита Рис. 1.16. Сетка щелевая из колосниковообразных проволок фасонного (трапециевидного) сечения Рис. 1.17. Сечение колосничков щелевой сетки Исполнение 24 Таблица 1.7 Размеры щелевых сеток по ГОСТ 9074—71, мм * Параметр сетки Диаметр проволоки-заготовки, мм 2,2 2,8 3.4 4,2 5,0 6,0 7,5 А 80 80 80 80 100 100 120 Н 14,4— 16,2— 16,7— 18,6— 24—25 27—28 33,5—35 14,9 16,7 17,7 19,6 d (предельное отклонение +0,1) Ь: исполнение 1 8 8 8 8 10 10 10 тип У 0,1—0,5 0,1—0,6 0,25—0,8 0,5—0,8 — тип Ш 0,6—10 0,8—10 1—10 1—10 — — — исполнение 2 тип У 0,1—0,5 0,1—0,6 0,25—0,8 тип Ш 0,6—10 0,8—10 1—10 — 1,2—10 3—20 3—20 исполнение 3 тип У 0,1—0,6 0,25—0,8 0,5—0,8 тип Ш — 0,8—10 1—10 1—10 1,2—10 — L 400—5000 В 250—2000 иые) отверстия. Они получили название шпальтовых решет. Основой их является колосниковообразная щелевая сетка из проволоки фасонного сечения (ГОСТ 9074—71). Щелевая сетка (рис. 1.16, табл. 1.7) представляет собой плоскую карту с гладкой рабочей поверхностью, собранную из отдельных проволочных колосничков фасонного сечения. Колоснички скреплены поперечными соединительными шпильками (стерженьками), расположенными перпендикулярно проволокам на определенном расстоянии друг от друга. Различают два типа щелевых сеток: узко-’щелевую (тип У) и широкощелевую (тип Ш). Ширина щели b для сеток типа У выбирается из следующего ряда: 0,10; 0,12; 0,16; 0,20; 0,25; 0,30; 0,35; 0,40; 0,5; 0,6; 0,8 мм, а для сеток типа Ш из ряда: 0,6; 0,8; 1,0; 1.2; 1,4; 1,5; 1,6; 2,0; 2,5; 3; 4; 5; 6; 8; 10; 12; 16и20мм. Сечение проволоки фасонного профиля (колосничков) щелевой сетки показано на рис. 1.17. Недостатком шпальтовых сит являются их большая масса и сравнительно низкая износостойкость; известны случаи их успешной замены полиуретановыми ситами. Колосниковые и шпальтовые решетки с малыми отверстиями, так же как и проволочные сетки забиваются мелким и липким материалом. Этот недостаток в значительной степени устраняется при использовании струнных решеток (струнных сит), в которых просеивающую поверхность образуют отрезки стальной проволоки, расположенные по всей длине грохота. Вместо проволок иногда применяют резиновые нити диаметром 3—6 мм при щелях 1—8 мм (рис. 1.18). Для сохранения размеров щелей струнное полотно поддерживается промежуточными поперечными резиновыми гребенчатыми планками. На рудообогатительных фабриках для мелкого грохочения применяют главным образом проволочные сита — металлические сетки, окантованные по краям. Для изготовления просеивающих поверхностей, применяемых для грохочения полез- Рис. 1.18. Вибрационный грохот со струнным ситом из резиновых нитей 25 Рнс. 1.19. Сборные сетки с квадратными ячейками нз стальной рифленой проволоки (по ГОСТ 3306 — 70): а — частично рифленые; б — рифленые; в — сложно рифленые ных ископаемых, на обогатительных фабриках используется сетка рифленая ГОСТ 3306—70 (рис. 1.19, табл. 1.8), отличающаяся от простых тканых тем, что она собирается из каиилированной волнистой, т. е. предварительно рифленой, стальной про. Таблица 1.8 Сборные сетки (с квадратными ячейками) из стальной рифленой проволоки по ГОСТ 3306—70 Номер сетки Номинальный размер стороны ячейки в свету, мм Диаметр проволоки, мм Живое сечение, % Теоретическая масса 1 м2 сетки, кг Номер сеткн Номинальный размер стороны ячейки в свету, мм Диаметр проволоки, мм Живое сечение, % Теоретическая масса 1 м1 сетки, кг Сетки частично рифленые — ЧР 1 14 14,0 4,0 61 11,6 15 15,0 3,6 65 9,1 1,6 1,6 0,9; 1,0 * 39 4,8 16 16,0 4,0 64 10,5 2 2,0 1,2; 1,3 * 38 6,5 16 16,0 5,0 58 15,5 2,6 2,6 1,2 47 5,2 18 18,0 5,0 61 14,2 3 3,0 1,2 51 4,5 18 18,0 5,6 58 17,3 3 3,0 1,4 46 5,1 20 20,0 5,0 64 13,1 4 4,0 1,6 51 6,0 20 20,0 5,6 61 16,0 5 5,0 2,0 51 7,3 25 25,0 4,5 72 8,6 6 6,0 1,8 59 5,4 25 25,0 5,0 69 10,9 6 6,0 2,2 53 7,7 25 25,0 6,0 65 15,2 8 10 8,0 10,0 3,0 3,0 53 59 10,7 9,0 Сетки сложно рифленые.— СР 12 12,0 3,0 64 7,9 32 32,0 5,0 75 8,9 13 13,0 3,0 66 7,4 35 35,0 5,0 77 8,2 . 16 16,0 3,6 66 8,7 37 37,0 5,0 78 7,8 18 18,0 3,6 67 7,9 37 37,0 6,0 74 11,0 18 18,0 4,0 65 9,5 40 40,0 5,6 77 9,1 20 20,0 3,6 72 7,3 40 40,0 6,0 76 10,2 20 20,0 4,0 69 8,7 45 45,0 5,6 80 8,1 22 22,0 3,6 74 6,6 45 45,0 6,0 77 9,2 22 22,0 4,0 72 8,1 50 50,0 6,0 80 8,2 25 25,0 3,6 77 5,9 50 50,0 8,0 74 14,5 25 25,0 4,5 72 9,0 55 55,0 6,0 81 7,7 Сетки рифленые — Р 55 60 55,0 60,0 10,0 6,0 72 83 21,2 7,2 4 4,0 1,6 51 6,0 60 60,0 8,0 78 12,3 5 5,0 2,0 51 7,5 60 60,0 10,0 74 18,7 6 6,0 2,2 53 7,7 65 65,0 8,0 79 11,5 8 8,0 3,0 53 10,7 65 65,0 10,0 75 17,5 10 10,0 3,0 59 9,0 70 70,0 8,0 81 10,8 10 10,0 3,6 54 12,5 70 70,0 10,0 77 16,4 13 13,0 3,0 66 7,4 75 75,0 10,0 78 15,4 13 13,0 4,0 59 12,2 80 80,0 10,0 79 14,5 14 14,0 3,6 64 9,6 100 100,0 10,0 83 11,9 • Первая цифра — основа; вторая — уток. 26 Таблица 1.9 Шкала размеров ячеек металлических проволочных сеток Ряд, мм ОСНОВНОЙ дополнительный ОСНОВНОЙ дополнительный основной дополнительный основной дополнительный 0,04 ___ 0,315 2,5 20 — 0,042 — 0,335 — 2,6 21 0,045 —. 0,355 — 2,8 22 — 0,048 — 0,375 — 3 23 0,05 — 0,4 — 3,2 25 — 0,053 — 0,42 3,3 26 0,056 — 0,45 — 3,5 28 — 0,06 — • 0,475 — 3,8 30 0,063 — 0,5 — 4 32 — 0,067 — 0,63 — 4,2 34 0,071 — 0,56 — 4,5 35 — 0,075 — 0,6 4,8 38 0,08 —— 0,63 — 5 40 — 0,085 — 0,67 — 5,2 42 0,09 — 0,7 5,5 45 — 0,095 — 0,75 — 5,8 48 0,1 — 0,8 — 6 50 — 0,105 0,85 — 6,5 52 0,112 — 0,9 — 7 55 — 0,118 — 0,95 — 7,5 58 0,125 — 1 — 8 60 — 0,132 — 1,05 — 8,5 65 0,14 — 1,1 — 9 70 — 0,15 —. 1,15 — 9,5 75 0,16 — 1,2 — 10 80 — 0,17 — 1,3 — 10,5 85 0,18 ' — 1,4 — 11 90 — 0,19 — 1,5 . 11,5 95 0,20 — 1,6 — 12 100 — 0,21 — 1,7 — 13 105 0,225 — 1,8 — 14 НО — 0,235 — 1,9 — 15 115 0,25 —- 2 — 16 120 —— 0,265 — 2,1 — 17 130 0,28 —— 2,2 — 18 140 0,3 — 2,3 — 19 150 волоки. Различают основу, которую образуют продольные проволоки, и уток, состоящий из поперечных проволок. ГОСТ 3306—70 предусматривает ряд технических требований и методы испытаний поставляемых заводом-изготовителем сборных сеток. Проволочные сетки изготовляют заводы метизных изделий в Магнитогорске, Загорске (им. Лепсе), Запорожье, Киеве и Саратове. Для особо тонкого грохочения и ситовых анализов применяют мелкие тканые сетки, изготовленные из латунной и бронзовой проволоки. Начато изготовление сеток, в которых металлическая проволока заменена капроновыми нитями. Как показала опытная эксплуатация, капроновые сетки более износоустойчивы по сравнению с металлическими. Шкала размеров ячеек. Для всех проволочных сеток действительна следующая шкала размеров ячеек (табл. 1.9). Предусмотрено два ряда размеров: основной и дополнительный, из которых первый является предпочтительным, второй — резервным. Основной ряд размеров совпадает с нормальным рядом /?-20, имеющим модуль V 10 « 1,12. Из этого ряда на фабриках чаще всего применяют сита с ячейками 25; 20; 16; 12 и Ю мм|(модуль 1,25; 1,25; 1,33; 1,20), т. е. с разрежением по сравнению с Я-20). § 3. Способы крепления сит и их очистка Из двух способов крепления сетки в коробе грохота — продольного и поперечного — в последнее время чаще применяется второй. Наиболее распространенная схема крепления показана на рис. 1.20. Натяжение сеткн осу- 27 a Рнс. 1.20. Крепление сетки в коробе грохота при поперечном ее натяжении: а — общий вид; б — узел натяжения: 1 — борт; 2 — скоба; 3 — болт; 4 — сетка; 5 — продольные обрезиненные опоры; 6 — окантованный конец сетки; 7 — сферическая шайба ществляется скобами, идущими вдоль бортов и притягиваемых к нему натяжными болтами и сферической шайбой. Отогнутая кромка скобы отжимает крюкообразную полосу, приклепанную к сетке по всей ее длине. Сетка укладывается в средней своей части на продольные опоры, расположенные выше боковых, что способствует лучшему ее натяжению. На рис. 1.21 показаны различные способы окантовки кромок сеток в зависимости от диаметра проволоки. Как показывает опыт, при увеличении ширины грохотов и толщины проволоки натяжение сетки скобами оказывается малоэффективным. Начиная с ширины В = = 2000 мм и толщины проволоки сетки 3,6 мм, необходимо местное крепление участков сетки (например, болтами), причем длина свободного участка не должна превышать 500 мм. Для очистки сит применяют разнообразные способы в зависимости от физических свойств руды и вида грохочения. При крупном и среднем грохочении липких и глинистых руд иногда применяют электрообогрев проволок сита путем пропускания через них тока низкого напряжения. При повышении температуры проволок образовавшаяся на их поверхности оболочка из налипшего материала превращается в затвердевшую корочку, которую сбивают крупные куски руды. Очистка сетки происходит тем интенсивнее, чем больше сила тока. Иногда применяют и другие способы обогрева сит: индукционный, паровой, газовый. Если это допускается технологическим процессом, то при среднем и мелком грохо- Рис. 1.21. Окантовка коротких кромок проволочных сеток: а — из толстой проволоки; б — из проволоки средней толщины; в — из тонкой проволоки 28 чеиии склонных к налипанию материалов рекомендуется применять обильное орошение сита путем подачи иа него воды из батареи брызгал. Для очистки сит при сухом грохочении мелких материалов (например, абразивных порошков, порошковатых концентратов, химических продуктов и т. д.) применяют различные механические очистительные приспособления (побудители). В частности, используются резиновые шары (мячи), которые помещают между просеивающей поверхностью и расположенной ниже нее вспомогательной колосниковой решеткой с большими щелями (рис. 1.22). Резиновые шары подбрасываются решеткой и ударяются о нижнюю сторону рабочей сетки. В результате встряхиваний сетка непрерывно очищается от зерен материала, застрявших в ее ячейках. Перегородки удерживают мячи на определенных участках решетки. Для рассева сухих мелких материалов, интенсивно забивающих отверстия сеток, находят применение грохоты специальных конструкций, где очистка ячеек производится в результате движений отдельных элементов сита. В этом случае сетка выполняется • из стали с высоким пределом усталостной прочности, а над ситом устанавливают несколько электромагнитных вибраторов, каждый из которых приводит в колебательное движение какой-либо участок сетки. Такие грохоты получили название самоочищающихся грохотов с местными вибрациями сита (или грохотов с непосредственным возбуждением сита). Известны также грохоты с гибкими ситами. § 4. Живое сечение просеивающей поверхности При прочих равных условиях производительность грохота зависит от коэффициента живого сечеиия сетки Lo, представляющего собой отношение площади, занятой отверстиями, ко всей площади сетки, выраженное в процентах. Для проволочных сеток с квадратными отверстиями Lo = 100а2/(а Н-б)2, (1.15) где а — размер стороны квадратного отвер- Рис. 1.22. Очистка сита с помощью резиновых мячей: I — короб грохота; 2 — сетка; 3 — мячи; 4 — перегородки; В — колоснички стия, мм; 6 — толщина (Диаметр) проволоки, мм. Для сеток с прямоугольными отверстиями длиной I и шириной а Lo = 100la/(l + 6) (а + 6). (1.16) Для колосниковых решеток (см. рис. 1.8) Lo = s/(s + 6). (1.17) Для решет из перфорированных листов с квадратными отверстиями Lo = ЮОгаа2, (1.18) где п — количество отверстий на 1 м? решета, а—сторона ячейки, м. Для решет с круглыми отверстиями La= 100nnd2/4, (1.19) где d — диаметр отверстия, м. Наряду с коэффициентом живого сечения сетку характеризуют также коэффициентом плотности, представляющим собой дополнение до 100 % к первому /<•=100 — Lo- (1-20) Различают сетки: малой плотности нормальной плотности .......... большой плотности .......... особо большой плотности .... К < 25 % (Lo > 75 %) К = 25—50 % (Lo = = 75 — 50 %) К = 50—75 % (Lo = = 50 — 25 %) К > 75 % (L, < 25 %) С увеличением плотности, т. е. с уменьшением живого сечения, но при одних и тех же размерах ячеек, производительность грохота уменьшается, однако срок службы сеток увеличивается, так как для более плотных сеток применяется проволока большего диаметра. Для колосниковых решеток и листовых решет коэффициент живого сечения не превышает 40—50 %; для проволочных сит он доходит 29 1 до 70 %. Для самых мелких (контрольных) сеток; проволока которых изготовляется из сплавов цветных металлов (латунь, бронза), коэффициент живого сечения изменяется от 32,5 % для сетки 0,04 мм до 70 % для сетки 2,5 мм. На практике часто пользуются ситами в виде перфорированного листа с круглыми отверстиями диаметром d. Пересчет на квадратные ячейки производится в соответствии с принципом С. Е. Андреева, исходя из условия приблизительной эквивалентности площадей круга (Ft = nd2/4) и квадрата со стороной a (F2 = а2) nd2/4=a2, (1.21) °ТКуДа a = 0,5d/H. (I. Последнему соотношению соответствует коэффициент перехода 0,88, однако, основываясь на экспериментальных данных, принимают этот коэффициент иа 10 % меньшим, считая по формуле а ~ 0,81d. (1.23) Полученные значения округляют до ближайшего четного числа. Например, для сит с круглыми отверстиями диаметром 9,9; 11,4; 14,25; 19,25 и 24 мм принимают соответственно а= 8; 10; 12; 16 и 20 мм. § 5. Общая классификация грохотов Грохот представляет собой устройство (ма" шину или аппарат), предназначенное для разделения кускового и сыпучего материала (а также твердых частиц, находящихся в пульпе) на продукты различной^ крупности с помощью просеивающих поверхностей с калиброванными отверстиями (основной рабочий орган грохота). По принципу действия грохоты различных типов аналогичны: просеивание мелких классов через отверстия происходит при движении подвергаемого грохочению материала по просеивающей поверхности. Перемещение материала осуществляется под действием силы тяжести (гравитационное перемещение) или вибраций сита (вибрационное перемещение) и струи воды (гидравлическое перемещение). Различие между грохотами и состоит главным образом в способе перемещения просеиваемого материала, который в свою очередь зависит от конструкции грохота. Грохоты характеризуются следующими главными кинематическими и конструктивными особенностями: характером движения просеивающей поверхности (или ее элементов) или способом перемещения материала; геометрической формой просеивающей поверхности и конструкцией ее элементов; расположением просеивающей поверхности относительно горизонтальной плоскости. По характеру движения рабочего органа или способу перемещения материала все грохоты могут быть разделены на пять основных групп: I. Неподвижные (с неподвижной просеивающей поверхностью). II. Частично подвижные (с движением отдельных элементов просеивающей поверхности). III. Вращающиеся (с вращательным движением просеивающей поверхности). IV. Плоские подвижные (с колебательным движением всей просеивающей поверхности). V. Гидравлические (грохоты с перемещением материала в струе воды или пульпы). Геометрическая форма просеивающей поверхности может быть плоской или близкой к плоской (группы I, II, IV) и цилиндрической. В последнем случае она представляет боковую поверхность барабана (цилиндра) (группа III) или части цилиндра с сечением в виде дуги окружности (в некоторых грохотах группы V). Применяется также многогранная призматическая форма просеивающей поверхности — «бурат» (входит в группу III). В соответствии с формой рабочей поверхности различают плоские (группы I, II, IV и V), барабанные (группа III) и дуговые грохоты (группа V)- По расположению просеивающей поверхности грохоты разделяются на наклонные (в некоторых случаях вертикальные), в которых перемещение материала осуществляется преимущественно под действием силы тяжести или струи воды, и горизонтальные (или слабонаклонные), где движение материала обус-' ловлено в основном механическим воздействием рабочего органа. Характер движения рабочего органа является основным признаком для классификации грохотов; два других признака (форма просеивающей поверхности и ее расположение) могут быть использованы для более дробного деления внутри основных групп, т. е. для характеристики конструктивно-кинематической разновидности грохота. Частично подвижные грохоты (с движением отдельных элементов просеивающей поверхности — группа II) имеют несколько конструктивно-кинематических разновидностей: валковые, цепные, кулачковые, электромагнитные с гибким ситом и др. Группу III образуют вращающиеся барабанные грохоты. В наиболее многочисленной группе IV различают плоские грохоты трех кинематических разновидностей: с поперечными по отношению ' к вертикальной плоскости продольной симметрии грохота колебаниями, с продольными несимметричными колебаниями (грохот-конвейер) и с продольными симметричными колебаниями *. Группу V образуют гидравлические грохоты различных конструкций, предназначенные для грохочения материала в струе воды (в виде пульпы). ♦ Под продольными понимаются колебания в плоскости продольной симметрии грохота. Плоские грохоты с поперечными колебаниями применяются в химической и пищевой промышленности. В обогащении руд такие грохоты, а также грохот-конвейер с несимметричными колебаниями в настоящее время не применяются. Их описание дано в первом издании Справочника. 30 Глава 3 Грохоты неподвижные, частично подвижные, вращающиеся § 1. Неподвижные колосниковые грохоты и решета Неподвижный колосниковый грохот (см. рис. 1.8) представляет собой решетку, собранную из устанавливаемых под углом к горизонту колосников. В некоторых случаях решетки устанавливаются горизонтально. Ширина щели между колосниками — обычно не менее 50 мм (предназначенные для более мелкого грохочения колосниковые решетки делаются подвижными). Колосники изготовляют из балок фасонного сечения (см. рис. 1.9). Ширина В грохота определяется длиной фронта его загрузки, который зависит от размеров устройства, подающего на грохот РУДУ> т. е. от ширины разгружающихся на грохот шахтных скипов или от длины кузова опрокидного вагона (думпкара), ширины полотна пластинчатого питателя и т. д. Во избежание заклинивания крупных кусков между бортами грохота общую ширину колосниковой решетки принимают не менее тройного размера наибольшего куска: В 3dmax. Угол наклона решетки равен 38— 50° для сухих руд и 30—35° для углей. При наличии в руде повышенного количества влаги и возможности слипания кусков угол увели-, чивают на 5—10°. Длину L грохота выбирают в зависимости от необходимой производительности и эффективности грохочения. Чаще всего принимают LlB ~ 3—4; практически длина L лежит в пределах 3—5 м. Эффективность грохочения (отсева) неподвижных колосниковых грохотов зависит от содержания мелких классов в питании и обычно колеблется в пределах 50— 60 %, но при малых нагрузках может повышаться до 65—70 %, а в особо благоприятных случаях доходить до 90 % . Общая объемная производительность вычисляется по формуле LQo = qisF, (1.24) где Qo — полная объемная производительность, м3/ч; — объемная нагрузка на 1 мм щели, м8/(м2-ч); s — ширина щели, мм; F— площадь колосниковой решетки, м2. Значения qt колеблются по данным различных источников в широких пределах — от 0,2 до 1,5 м8/(м2-ч) на 1 мм в зависимости от размеров щелей и необходимой эффективности грохочения. Так, объемная нагрузка qt равна, м8/(м2-ч) на 1 м2 щели: 0,25 при s = 100 мм, 0,23 при s = 50—80 мм (кварцевая порода); 0,3—0,4 при s = 25 мм (агломерационные фабрики СССР). Удельная объемная производительность, т. е. объемная производительность, отнесенная к 1 м2 площади решетки, определяется как q0 — qxs. Удельную объемную производительность qo следует принимать .по табл. 1.10, где нижний предел для qn соответствует верхнему пределу для эффективности £щах = 65—70 %, и наоборот. Для удлинения срока службы колосников их рабочую поверхность необходимо предохранять футеровкой из износоустойчивой стали или периодической наваркой твердых сплавов. Неподвижные колосниковые грохоты применяют для крупного грохочения, в частности — для предварительного грохочения исходной руды перед I стадией дробления. В этом случае ширину щелей между колосниками принимают примерно равной двойной разгрузочной щели дробилки крупного дробления (ККД). По нормам, разработанным Механобром, установка колосниковых грохотов перед дробилкой ККД допускается как возможная, но не обязательная. § 2. Грохоты частично подвижные (с движением отдельных элементов просеивающей поверхности) В валковом грохоте рабочая поверхность образована дисками, насаженными на ряд иалков, вращающихся в направлении подачи материала. Применяются круглые диски (экс- Таблица 1.10 Ориентировочная нагрузка и удельная объемная производительность неподвижных колосниковых грохотов (насыпная плотность руды 6 = 1,6 т/м8) Параметры Ширина щели s, мм 50 75 100 125 150 200 Объемная нагрузка qt при повышенной эффективности, м8/(м2-ч) на 1 мм щели Удельная объемная производительность по питанию ?о = ?is , м3/(м2-ч): 0,30 0,28 0,25 ' 0,22 0,20 0,18 при повышенной эффективности (£ = 65—70 %) 15 21 25 28 30 36 при пониженной эффективности (£ = 50—60 %) 30 42 50 56 60 72 31 Рис. 1.23. Вибрирующий грохот с поперечными вращающимися колосниками (шведской фирмы «Арбра> ): 1 — короб; 2 — колосники; 3 — вибровозбудитель Рис. 1.24. Грохот типа «Ревум» с электромагнитными вибровозбудителями: 1 — сетка; 2 — вибровозбудитель центричные по отношению к осям валков) или фасонные (сферические треугольники, эллипсовидные насадки и др.). Обычно отверстия для просеивания квадратные со сторонами 50, 75, 100, 125 и 150 мм; ширина грохота 1,25 и 1,5 м. Валковые грохоты применяли при грохочении углей для предварительного выделения самых крупных классов, а также прн грохочении известняка и других неметаллических ископаемых перед первичными дробилками. Производительность их несколько выше, чем неподвижных колосниковых, однако частая забиваемость рабочих отверстий заставила во многих случаях отказаться от применения валковых грохотов и заменить их иа колосниковые подвижные. В последнее время валковые грохоты сняты с производства. Цепной грохот представляет собой неподвижную горизонтальную колосниковую решетку, где в зазоры между продольными колосниками помещены бесконечные цепи, приводимые в движение концевыми звездочками. Шарнирные или корабельные цепи перемещают просеиваемый материал, одновременно очищая решетку. Неподвижный грохот с вибрирующими колосниками. Продольные колосники в неподвижных грохотах иногда закрепляются консольно (см. ри{. 1.11). Возникающая от ударов кусков вибрация колосников способствует очистке решетки. Широкого распространения такие конструкции не получили. Однако упруго вибрирующие колосники иногда применяют в вибрационных грохотах [29]. К вибрационным грохотам с вращающимися колосниками относится грохот шведской фирмы «Арбра» (рис. 1.23). Принцип действия его основан на том, что стержень (колосник), помещенный в вибрирующем кольце (подшипнике), прн определенных условиях описывает круговые траектории (обкатывается) с частотой, равной частоте вибраций. Рабочий орган грохота представляет собой короб с наклонной решеткой, образованной поперечными колосниками, которые вращаются на своих осях, причем цапфы колосников закреплены в подшипниках с некоторым зазором. Вся наклонная решетка приводится в колебательное движение от вибровозбудителя, помещенного в передней части короба. По цилиндрическим (трубчатым) колосникам куски материала перемещаются как по рольгангу, что обеспечивает быстрое передвижение надрешетного продукта. Прн большой нагрузке колосники лишь вращаются, а при малой — обкатываются в своих гнездах (подшипниках), описывая круговые траектории малого радиуса. По данным фирмы, удельная производительность такого грохота значительно выше, чем обычных вибрационных (инерционных). Вибрационные грохоты с местными вибрациями сита представ- 32 Рис. 1.25. Грохот с гибким ситом: 1 — эластичное сито; 2 — рычаги ляют собой плоские наклонные грохоты с неподвижно установленным'коробом. Сито из тканой сетки наглухо закрепляется в коробе по всему периметру и получает принудительные колебания в нескольких точках посредине сита. К сетке прикреплены штоки электромагнитных вибровозбуднтелен,установленных на поперечных связях грохота. Ранее грохоты с местными вибрациями сита (типа «Лихай», «Гуммер») широко применялись для тонкого и особо тонкого грохочения (сортировка шлифовальных порошков). К современным конструкциям такого типа относится грохот типа «Ревум» (рнс. 1.24). Вибровозбудители размещены в шахматном порядке; частота колебаний внбровозбудителей, расположенных ближе к загрузочной части, 3000 мин-1, а к разгрузочной 6000 мин-1, амплитуда колебаний менее 1 мм. Грохоты подобного типа применяются за рубежом для рассева тонких и особо тонких материалов [72], а в СССР — калийных солей. Грохоты с гибким ситом. К этому типу грохотов относятся, например, грохот «Торвелл» (рис. 1.25). Все снто разделено по длине на несколько участков, состыкованных на планках. Каждая из планок укреплена иа концах рычагов, способных поворачиваться на своих осях. Четные рычаги соединены между собой одним общим спарником, не^ртные — вторым. Спарники приводятся в возвратно-поступательное движение от кривошипно-шатунного механизма таким образом, что они перемещаются всегда в противоположные стороны. В результате четные и нечетные рычаги попеременно сближаются и расходятся, отчего соответствующие участки сита растягиваются или прогибаются (провисают). Это приводит к самоочистке сита и интенсифицирует процесс рассева [72]. § 3. Барабанные вращающиеся грохоты Барабанные слабонаклонные грохоты имеют вращающуюся просеивающую поверхность (решето, сито) цилиндрической (рис. 1.26),' реже конической формы. Загружаемый в барабан материал продвигается по его внутренней поверхности и делится на два продукта — подрешетный и надрешетный. Если требуется получение нескольких продуктов, то решето (сито) барабана собирается из нескольких секций с различными отверстиями, увеличивающимися к разгрузочному концу. Для обеспечения продольной подачи материала ось барабана располагается под малым углом а к горизонту (рис. 1.27). Куски материала под действием сил трения увлекаются внутренней поверхностью вращающегося барабана и поднимаются на некоторую высоту Н над нижней образующей данного сечения. После того как поверхность АВ материала займет положение плоскости естественного откоса, куски начинают скатываться по этой поверхности, но благодаря наклонному положению оси барабана они одновременно перемещаются относительно начальной плоскости поперечного сечения барабана (по линии АС на рис. 1.27), продвигаясь вниз, вдоль оси грохота. После прекращения дви- Рис. 1.26. Барабанный вращающийся промывочный грохот марки ГБ1,5 2 Заказ 81 33 Рис. 1.27. Схема движения материала в барабанном грохоте жения кусков они снова подхватываются барабаном и цикл повторяется. В результате траектория движения куска представляет собой зигзагообразную линию А С—А 'С— А"С" ... Барабанные грохоты применяются: для промывки глинистых руд (такие грохоты носят название барабанных промывочных, или скрубберов); для промывки и сортировки щебня, гравия и песка (гравиемойки и гравиесортировки); последние имеют два концентрических барабана — внутренний секционный и внешний; для сортировки асбестового волокна на асбестообогатительных фабриках и для рассева графитового концентрата; применяемый для этих целей грохот («бурат») имеет не цилиндрическую, а многогранную призматическую рабочую поверхность, состоящую из 6—8 плоских сит; для улавливания скрапа и крупных кусков руды, разгружающихся из шаровых и стержневых мельниц вместе с пульпой; для этой цели применяются малые барабанные грохоты (бутары), укрепляемые на разгрузочной цапфе мельницы; Таблица 1.11 Основные параметры барабанных грохотов для сортировки изношенных inapoej при перефутеровке шаровых мельниц (грохот 153-Гр). На асбестовых фабриках применяются грохоты с вращающимся валом с лопатками. В табл. 1.11 приведены.основные параметры барабанных грохотов. При выборе конструктивных размеров и параметров этих грохотов учитывают размер наибольших кусков dmax в питании. Толщина h сегментного слоя материала, находящегося вг барабане (см. рис. 1.27), не должна превышать^ двойного размера наибольших кусков 2dmax. Г (1.25} Наибольший центральный угол, соответствующий сегменту загрузки, должен быть Ртах <90°. (1.26} Диаметр D барабана должен превышать размер максимального куска не менее чем в 14 раз За D > 14dniax- z (1-27} Критическая частота вращения Лкр, мин-1 барабана равна лВр = 42,3/Кб, (1.28} где D измеряется в метрах. Относительная угловая скорость ф, т. е отношение действительной частоты вращени я барабана к критической (ф = я/лКр)> берется в пределах 30—45 % . Поэтому действительная частота вращения равна п = 13/КО- . .20/КО. (1.29} Производительность барабанного грохота как транспортирующего устрой Параметры Грохоты барабанные промывочные Грохот Ц для сортировки шаров ГБ1.5 С89 153Гр Размеры барабана, мм: внутренний диаметр длина Число секций Размеры отверстий решет (сит), мм: I секции II » III » Угол наклона, градус Частота вращения, мин-1: критическая лКР действительная п Отношение 100л/лкР, % Мощность электродвигателя, кВт Ориентировочная объемная производительность, м3/ч Общая масса установки (с электродвигателем), т Изготовитель 1500 4200 2 50 .10X10 3—8 35 10,4 30 4,5 60—90 5,1 Усольский з -1330 7300 1 20 37 16 43 28 75 12,6 авод горного о (УЗГО) 1200 3000 3 25 50 75 2 38 15 40 7,5 5,5 борудования 34 ства может быть определена по формуле Л. Б. Левенсона Q = 6005» (tg 2а) / W, (1.30) где Q — производительность, т/ч; 5 — насыпная плотность, т/м8; п — частота вращения, мин-1; R — радиус барабана, м; h — толщина сегмента (см. рис. 1.27), м. П р и те х йо л о г и ч е с к о м расчете полную объемную производительность Qo, м8/ч находят по формуле Qo = (1.31) В последней формуле объемная нагрузка qi принимается равной, м8/(м2-ч) на 1 мм отверстия: по [65] 0,035—0,05; по [2] при сухом грохочении 0,15—0,2, при мокром 0,28; по каталожным данным для I секции грохота ГБ-1,5 (см. табл. 1.13) 0,06—0,10. Расхождение данных по разным источникам обусловлено различием материалов и эффективности грохочения. Малые нагрузки [^ =» « 0,05 м8/(м2-ч) на 1 мм] относятся к грохочению с высокой эффективностью (Е = = 75—80%), а большие [до ~ #«0,2 м8/(м2-ч) на 1 мм] — к грубому отсеву мелочи с низкой эффективностью грохочения (Е = 50—60 %). Расход воды при мокром грохочении составляет от 1,5 до 2,5 м8 на 1 м8 загружаемого материала; нижний предел относится к крупному, а верхний — к мелкому материалу. Глава 4 Плоские грохоты с симметричными ^продольными колебаниями § 1. Классификация плоских^ ' подвижных грохотов с симметричными продольными колебаниями Для плоских подвижных грохотов основной и важный в технологическом отношении признак — расположение просеивающей поверхности. Она может иметь большой угол наклона (а = 15—26°), быть горизонтальной (а = 0°) или иметь малый наклон (а = 5—6°). В соответствии с этим признаком грохоты разделяются на два основных вида: наклонные и горизонтальные (или слабонаклонные). Возвр атно-посту пательные колебател ьные движения рабочего органа осуществляются различными в кинематическом отношении механизмами. Поэтому в пределах каждой из разновидностей различаются следующие кинематические классы: класс грохотов сфиксироваиной к и-н е м а т и к о й, представляющих собой в целом кинематически определенный механизм, в котором перемещения, скорости и ускорения всех звеньев (в том числе и подвижного ра бочего органа) являются строго определенными по значению и направлению и не зависят от участвующих в колебаниях масс, — качающиеся грохоты с кривошипным или эксцентриковым приводным механизмом; класс кинематически неопределенных (вибрациоииых) гро - -хотов, не имеющих фиксированной кинематики; здесь характер движения рабочего органа (траектория, скорость и ускорение его точек) всецело зависит от соотношения между движущимися массами и упругости гибких опор грохота, — вибрационные грохоты с приводом от дебалансного или электромагнитного вибровозбудител я; класс грохотов с частично фиксированной кинематикой, занимающий промежуточное положение между первыми двумя. Так, в гирационных грохотах только центральная часть корпуса движется по фиксированным круговым траекториям, в то время как концы его совершают вибрационное движение (колебания на упругих опорах); в сдвоенных грохотах фиксированным является только взаимное перемещение двух половин секций (одной относительно другой), ио не абсолютное движение обеих, зависящее от соотношения качающихся масс. Возможность наклонного или горизонтального расположения просеивающей поверхности зависит от вида траектории колебаний короба. Так, грохоты с круговыми колебаниями могут работать только при наклонном расположении просеивающей поверхности (а = = 15—26°), так как в этом случае перемещение материала происходит в основном под действием направленной вдоль сита слагающей силы тяжести *. Грохоты с прямолинейными колебаниями, направленными под некоторым углом к плоскости просеивающей поверхности, работают как в наклонном, так и в горизонтальном или слабонаклонном положении. Материал в этом случае перемещается по просеивающей поверхности в результате воздействия на него со стороны рабочего органа (вибрационное перемещение). Промежуточное положение занимает грохот с комбинированным движением: круговым в загрузочном и прямолинейным в разгрузочном концах. Грохот устанавливается с малым наклоном (а = 6—8°). Приводное устройство грохотов выполняется в виде кривошипно-шатунного, эксцентрикового механизма или механического вибровозбудителя, развивающего тяговое, усилие в результате действия сил инерции вращающихся неуравновешенных масс — дебалансных грузов. Может быть применен электромагнитный вибровозбудитель. Из приведенных типов грохотов на рудо-обогатительиых фабриках в настоящее время получили распространение в основном только * Грохот с круговыми продольными колебаниями может быть только наклонным, однако наклонный грохот может быть и с прямолинейными движениями. 2* 35 три конструктивно-кинематических типа: грохоты инерционные наклонные, грохоты самобалансные простые и с самосинхроиизирующимися вибровозбудителями. На некоторых фабриках (главным образом углеобогатительных) применяются также грохоты старых типов — горизонтальные полув и браци о иные сдвоенные (спаренные по длине или двухъярусные), а также резонансные (чаще бывают одинарными, но иногда и сдвоенными по длине). На некоторых предприятиях черной металлургии (главным образом в доменных цехах) нашли применение электровибра-ц и о и и ы е грохоты. Наклонные инерционные грохоты ГИЛ, ГИС, ГИТ с круговыми н эллиптическими колебаниями, одинарные, с одновальным де-балансным вибровозбудителем, двухподшипниковые получили широкое распространение на рудообогатительных фабриках и я в л я-ются основным типом применяемых плоских подвижных грохотов. В последнее время начали широко внедряться грохоты с самосинхронизацией. § 2. Инерционные наклонные грохоты Вибрационные наклонные грохоты с круговыми или эллиптическими колебаниями, с од- иовальным дебалансным вибровозбудителем двух подшипниковые получили наименование инерционных (ГОСТ 23788—79Е). Конструктивно-кинематическая схема стандартного инерционного грохота представлена на рнс. 1.28. Короб, несущий просеивающие поверхности, опирается на цилиндрические витые пружины. Эти упругие опоры смонтированы на неподвижной строительной конструкции. В некоторых случаях применяется упругая подвеска грохота непосредственно к перекрытию нли специальной металлической конструкции. Короб приводится в колебательное движение дебалансным вибровозбудителем, устроенным следующим образом. К коробу приварена (или присоединена на болтах) труба вибровозбудителя; внутри нее — рабочий вал, вращающийся в подшипниках; концы вала заточены эксцентрично по отношению к его геометрической оси и на них насажены шкивы, на которых укреплены дебалансные грузы. Геометрическая ось вала находится вблизи центра тяжести короба Со. Как видно из схемы (см. рис. 1.28), точка Со располагается на расстоянии г от прямой OiO2, соединяющей центры шкивов. Центры тяжести деба-лансных грузов помещают в точках Сд, отстоящих от той же прямой на расстоянии R. При вращении шкивов вокруг геометрической оси OtO2 возникают две равные и противоположно направленные центробежные силы инерции Рис. 1.28. КонстРУктивно-кинематическая схема инерционного грохота: а — общий вид; б — разрез по оси вибровозбу-днтеля; 1 — опорная рама; 2 — амортизаторы; 3 — сита; 4 — короб; 5 — шкив; 6 — дебалансы; 7 — эксцентриковые концы вала; 8 — подшипники; 9 — труба вибровозбудителя; 10 — вал Qi = m<a2R; Q2 = .ША, (1.32) где m — общая масса дебалансных грузов; М — масса короба с ситами; ® — угловая скорость вращательного движения. Отсюда следует, что при Qj = Q2 и частоте колебаний, далекой от резонанса; действительна пропорция rlR ~ т!М. Если это соотношение соблюдается, то центры Ог и О2 шкивов остаются в пространстве неподвижными, что дало основание называть рассматриваемые грохоты самоцентрирую-щ и м и с я. В качестве звена, соединяющего рабочий вал с электродвигателем, обычно применяется клиноременная передача. Однако в современных конструкциях все чаще применяется передача непосредственно через лепестковую эластичную муфту или карданный вал, тогда шкив представляет собой диск, на котором укреплены дебалансные грузы вибровозбудителя. Широкое распространение инерционных грохотов в промышленности привело к необходимости стандартизации их основных параметров. ГОСТ 23788—79Е был разработан на основе нормального ряда инерционных наклонных грохотов Механобра (171-Гр, 172-Гр, 173-Гр, 185-Гр), а также серийных грохотов других организаций. Грохоты инерционные наклонные изготовляются трех подтипов: легкие ГИЛ (для материала с насыпной плотностью у < 1 т/м8), средние ГИС (у < 1,6 т/м8) и тяжелые ГИТ (у <2,5 т/м8). 36 Укрытие Номенклатура и основные параметры инерционных наклонных грохотов (рис. 1.29— 1.34), выпускаемых в СССР, приведены в табл. 1.12 и 1.13. Для операции грохочения руд на обогатительных фабриках наибольшее распространение получили инерционные грохоты тяжелого типа ГИТ; они устанавливаются перед дробилками среднего и мелкого дробления. Короба грохотов запроектированы сварными. Для поперечных связей используются стальные трубы, соединенные с боковыми стенками короба с помощью спе- Рис. 1.29.’Инерционный наклонный двухситиый грохот среднего тнпа С784 (ГИС42), подвесной, с укрытием циальных стальных наконечников, чтобы исключить концентрацию напряжений в месте приварки трубы к стенке короба, ведущих к образованию трещин в коробе грохота. Рис. 1.30. Инерционный наклонный двухситный грохот тяжелого типа 172Гр (ГИТ42), подвесной, в пылешумозащитном укрытии 3550 37 two Рис. 1.31. Инерциониыйнаклониый’грохот тяжелого типа <173Гр) (ГИТ51) с колосниковой решеткой, в пылешумозащнтиом укрытии шг——.---------------------....... .*} [*— ------------------------------ош В конструкциях грохотов Механобра предусмотрены герметизированные укрытия, исключающие выбивание пыли; особое внимание уделено облегчению монтажных и ремонтных работ. й Вибровозбудители. Жесткость упругих опор короба подбирается весьма малой, чтобы собственная частота колебаний была значительно ниже частоты возмущающей силы дебалансов (частоты вращения вала). Рис» 1.32. Инерционный наклонный грохот тяжелого (типа 185Гр (ГИТ61А) с колосниковой решеткой: 1 — приводное устройство; 2 — колосниковая решетка; 3 — вибровозбудитель; 4 — короб Рис. 1.33. Грохот-питатель 2000X4200 с колосниковой решеткой (<9 = 400 мм) ИГД им. Скочин-ского [851: 1 — приемная плита; 2 — колосники; 3 и 4 лоток; поддон 38 Рис. 1.34ЛИнерциониый наклонный грохот одно-ситный (ГИТ71И) Такая далеко зарезонансная отстройка системы имеет следующие преимущества: амплитудно-частотная характеристика системы в зарезонансной области имеет вид горизонтальной прямой (рис. 1.35, а), т. е. амплитуда колебаний на рабочем участке кривой не зависит от отстройки. Это делает колебания Инерционных грохотов весьма стабильными, т. е. мало зависящими от колебаний нагрузки. В рабочем режиме система полностью динамически уравновешена, так как в зарезонансной области дебалансы и короб движутся в противофазе, их силы инерции взаимно уравновешиваются. На перекрытие передается лишь статическая нагрузка плюс— минус незначительная динамическая добавка, равная жесткости опор, умноженной на амплитуду. Недостатком зарезонансного режима работы является необходимость прохода через резонанс при пуске и остановке грохота (рис. I.35te). Особенно большие резонансные амплитуды колебаний могут возникнуть при остановке, догда большая часть кинетической энергии вращающихся масс (ротор электродвигателя, дебалансный вал и детали гибкой передачи) переходит в энергию резонансных колебаний. При пуске вибрационных грохотов с приводом от асинхронных электродвигателей может наблюдаться «застревание» в режиме, близком к резонансному, сопровождающееся интенсивными колебаниями короба («эффект Зоммерфельда»), Для того, чтобы при критической частоте вращения вала вибровозбудителя, обусловливаемой резонансом, не допустить большой амплитуды и продолжительности резонансных колебаний короба, применяют вибровозбудитель с дебалансом, управляемым центробежной силой инерции (рис. 1.36). Центр тяжести дебаланса у таких вибровозбудителей располагается лишь с небольшим начальным эксцентриситетом в относительно'оси^вращения, и дебаланс задерживается пружиной в этом положежии до тех пор, пока область критической частоты вращения не будет пройдена (см. рис. 1.35, б). После этого центробежная сила дебаланса (обусловлениая начальным эксцентриситетом) преодолевает усилие пружины, и дебалансные грузы переходят в рабочее положение с большим радиусом вращения. Обратный Рис. I.3S. Амплитудно-частотная характеристика инерционных грохотов: а — о постоянными дебалансами; б — с само-устаиавливающимися дебалансамн Рабочая амплитуда 6азбрат дебаланса ♦_________________________ Рабочая частота Частота колебаний. 39 § .Таблица 1.12 Основные параметры наклонных инерционных грохотов легкого и среднего типа Грохоты полупромышленные Грохоты легкого типа Грохоты среднего типа Обозначение по ГОСТ 23788—79Е ГИЛ32 ГИЛ42 ГИЛ43 ГИЛ52 ГИС42 ГИС52 Параметры Заводская марка 104 ГрА 290Гр ОДНО* ситный двухситный одно* СИТИЫЙ Двух-ситный ГИЛ32 ГИЛ42 ГИЛ43 ГИЛ52 С784 С785 Размеры просеивающей поверхности: ширина, мм длина, мм площадь одного сита, м’ Количество сит Размеры отверстий сит (решеток), мм: верхнего нижнего Допускаемая крупность кусков исходного материала, мм Угол наклона короба а, градус Амплитуда (полуразмах) колебаний короба г, мм Частота вращения вала вибратора п, мин-1 Ориентировочная производительность (каталожная), т/ч / Мощность электродвигателя, кВт/ Масса грохота, кг Изготовитель 400 800 0,32 1 4; 8 25 10—15 3 1000 1,5—2,0 0,27 158 , Опы 400 800 0,32 2 8 4 25 10—15 3 1000 1,5—2,0 0,27 158 гное проис Механ 800 1600 1,28 1 2; 5; 8; 10 40 25 4 1440 3,0 700 водство С обра 800 1600 1,28 2 1,2 0,5 40 25 4 1440 3,0 700 КБ 1250 2500 3,125 2 50 6; 8; 10; 13; 20; 25 100 10—15 2,5 1150 До 100 4 1455—1740 Карагандин вод горнош оборудое 1500 3750 5,625 2 Проволо Резннов До 150 10—25 3; 3,5 900; 1000 180 10 3055 ский за-ахтного ания 1500 3750 5,625 3 чные — 6; 8; 25; 50 ые — 6; 10; ! 30; 32 До 200 10—25 2,5; 3 900; 1000 170 10 3720—3935 Ворошилов ВОД ИМ. : 1750 4500 7,875 2 10; 13; 20; 3; 20; 25; До 300 10—25 2,5; 3 900; 1000 150 10 3440—3700 градский за-4архоменко 1500 3750 5,625 2 40X40 12X12 До 150 10—25 4,5 900 , 10 3250 «Стром (Г. К< 1750 4500 7,875 2 40X40 12X12 До 150 10—25 3,7 900 10 3700 машина» эстрома) Примечания: 1. Большая частота вращения вала относится к меньшей амплитуде колебаний. 2. Производительность грохотов 290Гр, ГИС42 (С784) и ГИС52 (С785) определяется в каждом конкретном случае. 3. Масса грохотов 104ГрА указана с учетом массы пылезащитного укрытия, электродвигателя и рамы; 290Гр — массы электродвигателя. - 5 Таблица 1.13 Основные параметры наклонных инерционных грохотов тяжелого типа Обозначение по ГОСТ 23788—79Е Параметры ГИТ32 ГИТ41 ГИТ41А ГИТ42 ГИТ51Б ГИТ51 ГИТ51А ГИТ52 ГИТ61А ГИТ71 Заводская марках ГИТ32Н 171 Гр СМ690 ! ГИТ41А ГИТ42Н 172Гр . ГИТ51Б HIS1HJ 173Гр ГИТ51А ГИТ52Н 185гГр ГИТ71Н Размеры просеивающей поверхности: ширина, ММ длина, мМ площадь одного сита, м» Количество сит Размеры отверстий сит (решеток), мм: верхнего нижнего Допускаемая крупность кусков исходного материала, ММ Угол наклона короба а, градус 1250 2500 3,125 2 20; 25; 40 12; 16; 20; 25 300 10; 20; 25; 30 1250 2500 3,125 2 25X25 12X12 До 175 25 1500 3000 ' 4,5 1 75; 200 1000 10—30 1500 3000 4,5 1 8—12 200 10—30 1500 3000 4,5 2 20; 25; 40 12; 16; 20; 25 200 10—30 1500 3000 4,5 2 80X80 12X12 До 200 25 1750 4500 7,875 1 8—12 До 40 10—30 1750 3500 6,125 1 6,3; 8; 12; 16; 20; 25; 40; 60; 80 400 20—30 1750 3500 6,125 1 12; 20; 40; 50; 80 До 350 25 1750 3500 6,125 1 50; 75; 100; 125; 150 400 10; 12; 14; 16; 18 1750 3500 6,125 2 20; 30; 40; 60; 80; 100 12; 20; 25; 40 400 10—30 2000 4000 8,0 1 50 400 30 2500 5000 12,0 1 50-120 До 800 10—30 * Про до лжение табл. 1.13 Обозначение по ГОСТ 23788—79Е Параметры | ГИТ32 ГИТ41 ГИТ41А ГИТ42 ГИТ51Б ГИТБ1 ГИТ51А ГИТ52 ГИТ61А ГИТ71 Заводская марка ГИТ32Н 171Гр СМ690 ГИТ41А uzuvui 172Гр ГИТБ1Б ГИТ51Н 173Гр ГИТ61А ГИТ52Н 185гГр ГИТ71Н Амплитуда . (полуразмах) колебаний короба г, Частота вращения вала вибратора п, мин-1 Ориентировочная производительность (каталожная), т/ч Мощность электродвигателя, кВт Масса грохота, кг Изготовитель 3; 5 970; 776 360 10 5486 ВЗГОО 3. , 1000 300 4,5 3912 Изготовляется на месте 3 800 450 13 . 4966 Костромской завод «Стром-машнна» 3-5 970 55 230 _13 3800 B3I 3; 5 970; 776 850 13 6000 'ОО 4 750 400 7 4712 Изготовляется на месте 3-7 640; 720; 800 50—60 17 5670— 5990 B3I 3-7 640; 720; 800; 970 1000 17— 18,5 8000 'ОО 6 750 600 10 5910 Изготовляется на месте 5-7 600; 645; 720 300—700 22 6935— 8565 Ворошн-ловгр адский завод им. Пархоменко 970; 543 350—1000 22 6800— 7190 ВЗГОО 6—8 700 До 1500 22 8160 Механический завод Норильского' ГМК 4-8 520; 650; 730 700—1200 30 12 000 ВЗГОО Примечания. 1. Масса грохотов 171Гр, 172Гр, 173Гр, ГИТ51А указана с учетом массы пылезащитного укрытия, электродвигателя и рамы; ГИТ32Н; СМ690, ГИТ51Б, 185гГр — массы электродвигателя. 2. ВЗГОО — Воронежский завод горно-обогатительного оборудования. Вне. I.M. Вибровозбудитель с самоустанавлива-ющимися дебвлансными грузами: а — разрез по валу; б — вид сбоку; 1 —• деба-лансвмЯ груз; 2 пружина переход имеет место при остановке^грохота до наступления резонанса. Особенно эффективен этот прием для крупных грохотов с большой массой и, следовательно, большим запасом кинетической энергии вращающихся масс. Так, благодаря самоустанавливающе-муся вибровозбудителю грохот 185Гр (см. рис. 1.32 и табл. 1.13) с массой 8 т совершает остановку (так называемый «выбег») без заметного визуально увеличения амплитуды прн проходе резонанса. Другой проблемой является недостаточная долговечность подшипниковых узлов. Наибольшее употребление нашли радиально-сферические роликовые подшипники серин 36, не рассчитанные, вообще говоря, на вибрацию их оси. За рубежом широко применяются в грохотах «вибростойкне» подшипники (фирмы СКФ, Швеция, и ФАГ, ФРГ). Их отличие состоит в основном в центровке сепаратора по внутренней поверхности наружного кольца. Аналогичные отечественные подшипники, применяемые в грохоте 185Гр, показали значительный рост долговечности. Применяемая в этих грохотах жидкая смазка иместо консистентной также дает положительный результат. § 3. Электровибрационные наклонные грохоты В электровибрациониых наклонных грохотах короб совершает прямолинейные колебательные движения под углом а к плоскости на клонной колосниковой решетки. Грохоты изготовляются в двух модификациях: двухмассные (марка Механобра 182АГр) н трехмассные с резонирующими колосниками (марка цхинвальского завода «Электровибромашина» ГВК1 и ГВК2).<Общий вид грохота ГВК1 показандна рис. 1.37, а, принципиальная схема — на рис. 1.37, б. ' Основные параметры наклонного электровибрационного грохота ГВК1 (для рассева кокса) Просеивающая’поверхность Решетка с ре- зонирующими, колосниками Полезная площадь грохочения, ма................ 2,5 Размер отверстий (щелей) решетки, мм............ . 20; 25; 60 Угол наклона решетки а. градус......................... 18 Амплитуда колебаний колосников (в средней части), мм ............................ 2—3 ЧастотаГколебаний, мнн-х 3000 Потребляемая мощность, кВт: однофазного тока .... 4,5 тока возбуждения . . . 0,27 Масса грохота, кг .... 3600 Ориентировочная производительность (каталожная), м’/ч..................... 400 Эффективность грохочения, % . ..................... 60—70 Изготовитель ' «Электровибромашина» (г. Цхинвали) 43 a Рис. 1.37. Электровибрационны* нашиты* грохот: а — общий вид; б — принципиальная схема; 1 — электромагнитный вибровозбудитель; 2 — рессорная упругая Связь; 3 — короб; 4 — колосники, жестко укрепленные на коробе (четные); 5 — упругие резонирующие колосники (нечетные) с рессорными концами; < — рессорные концы упругих резонирующих колосников; 7 — резиновые амортизаторы (Г i j 11 II i! Вибровозбудитель электромагнитный, с большой частотой колебаний и малой амплитудой. Колосники собраны и два комплекта — четные и нечетные. Первые жестко укреплены на коробе, а вторые (упругие резонирующие) опираются на него рессорными концами, образующими дугу в 180°. Жесткость их подбирается таким образом, чтобы собственная частота колебаний Колесников была близка к вынужденным. Вследствие резонанса колосники колеблются со сравнительно большой амплитудой (2—3 мм) при малой* амплитуде короба, что обеспечивает интенсивное просеивание материала. Конструкция трехмассная: одной массой тт (реактивной) служит масса катушек вибровозбудителя с деталями присоединения, второй т2 (активной) — короб с колосниками и присоединенными к нему якорями вибро-иозбуднтеля, третьей т3 — масса резонирующих колосников. Реактивная масса (как в двухмассных, так и в трехмассных грохотах) соединена с активной т2 посредством рессорной упругой связи, также настроенной в резонансе. Короб опирается на резиновые амортизаторы. По конструктивным соображениям длина колосников составляет всего 1,5 м, а поэтому из-за малой площади ента электровибрацион-ные грохоты используются пока только для сравнительно грубого грохочения (эффективность 60—70%). На металлургических заводах они устанавливаются в доменных цехах под бункерами для кокса. Двухмассные электровибрационные грохоты 182АГр применяются для грохоче- 44 ния охлажденного агломерата в системе автоматической дозированной загрузки скипов доменных печей. Достоинством резонансных электровнбра-ционных грохотов по сравнению с инерционными являются мгновенный запуск и остановка, что делает их удобными для автоматизации. Недостаток — низкая эффективность грохочения из-за малой площади сита. § 4. Гирационные наклонные и горизонтальные качающиеся грохоты Гирацнонными называются наклонные, че-тырехподшнпниковые грохоты с эксцентриковым приводом. Принципиальная схема грохота приведена на рис. 1.38. Короб 1 грохота с ситами 2 приводится в круговые колебательные- движения эксцентриковым или кривошипным валом 3. Концы 4 вала находятся в подшипниках 5, укрепленных на неподвижной раме 6. Последняя установлена на фундаменте или подвешена на тягах 7. Для предотвращения самопроизвольного поворота короба концы его опираются на амортизаторы 8. На концах вала 3 имеются диски, на которых помещены контргрузы 9, уравновешивающие короб. Вал вращается в подшипниках 10, установленных в коробе. Механизм привода существенно отличается от инерционного вибровозбудителя. Рабочий вал (см. рис. 1.38, б — коленчатый вал 3 с геометрической осью 02—02), помимо неподвижных подшипников 5, соединен с коробом второй парой подшипников 10, вибрирующих вместе с ним. Центральная часть вала (участок 0т—0t) выточена эксцентрично по отношению к основной геометрической оси 02—02 наружных подшипников 5. Эксцентриситет вала г0, т. е. расстояние между параллельными осями 0х—Ох и 02—02, определяет амплитуду круговых движений короба. В результате этого амплитуда а средней части короба 0х—Oj в отличие от инерционных грохотов является фиксированной а = г0 = const. Средняя часть короба движется по окруж- Рис. 1.38. Гирациониый наклонный грохот: а — общий вид; б — разрез по оси эксцентрикового вала ности радиуса г0. Однако концы короба, опирающиеся на амортизаторы 8, имеют дополнительную степень свободы и потому их траектория несколько отличается от круговой (близка к эллиптической). На этом основании гирационные грохоты отнесены к «частично кинематически определенным» грохотам. Возникающие при круговых возвратно-поступательных движениях короба центробежные силы инерции компенсируются контргрузами 9, которые, в отличие от дебалансных грузов инерционных грохотов, не предназначены для возбуждения вынужденных колебаний упругой системы, а служат только для динамического ее уравновешивания. Гира- 45 Рнс. 1.39. Горизонтальный качающийся грохот на стойках с колебаниями, близкими к прямолинейным (грохот Феррариса) у ционный грохот динамически уравновешен, если соблюдается пропорция mlM « rt/R, (1.33) где т — масса дебалаисных грузов; М — масса короба; R — расстояние между центром тяжести грузов и осью 02—02. Если масса контргрузов недостаточна для уравновешивания или слишком велика, то рама 6 будет вибрировать, передавая колебания на опоры. Установка дополнительных амортизаторов И для виброизоляции несущих элементов зданий является во всех случаях обязательной, но не радикальной мерой. Вследствие плохой балансировки гира-ционного грохота вибрация перекрытий может достигать недопустимой по санитарным нормам величины, а также может происходить систематическая поломка деталей. Поэтому гирационные грохоты, начиная с 1973 г., сняты с производства. Качающийся грохот с горизонтальным расположением сетки (рис. 1.39), известный как грохот Феррариса, часто применяется для полупромышленных установок и испытательных станций. Недостатком обычного кривошипного привода, применяемого для такого грохота, является невозможность уравновешивания сил инерции качающихся масс * (короб с просеивающей поверхностью, шатун, стойки), в результате чего на фундамент или на строительные конструкции передаются знакопеременные динамические нагрузки, а также малая частота колебаний. Поэтому для современных грохотов применяется преимущественно t привод от вибровозбудителей. § 5. Самобалансные грохоты с двухвальным шестеренчатым вибровозбудителем Горизонтальный грохот с прямолинейными (направленными) колебаниями может быть выполнен не только как качающийся, но и в виде вибрационного. В этом случае приводной механизм его представляет собой двухвальный вибровозбудитель. В связи с фазовым уравновешиванием дебалансов внбровозбуднтеля грохоты такого типа называются самобалансными (ГОСТ 23788—79Е). Они явились дальнейшим развитием инерционных грохотов, так как прямолинейные гармонические колебания короба генерируются силой инерции двух противоположно вращающихся де-балансных грузов. Валы вибровозбудителя могут быть связаны между собой с помощью зубчатой передачи илн чисто динамически. За грохотом с зубчатым вибровозбудителем закрепилось название самобалансного, а за грохотом без зубчатых передач — самосинхронизи-рующегося. Схема самобалансного грохота приведена на рис. 1.40, а схема его двухвального шестеренчатого вибровозбудителя — на рис. 1.41. Одни из валов приводится во вращение электродвигателем. Короб 1 (рис. 1.40) с ситом 2, закрепленный на вертикальных упругих опорах 3, совершает прямолинейные колебания (по стрелке Л) под углом в к плоскости сита, возбуждаемые вибровозбудителем 4. При * Иногда применяются сдвоенные короба, колеблющиеся в противофазе для уравновешивания инерционных сил. Рнс. 1.40. Схема самобалансного грохота с зубчатой передачей между двумя валами дебалансов 46 Таблица 1.14 Основные параметры самобалансных грохотов с шестеренчатым вибратором Параметры Грохоты легкого типа Грохоты среднего типа Грохоты тяжелого типа *. Обозначения по ГОСТ 23788—7ЙЕ ГСЛ42 | ГСЛ62 | ГСЛ72 | ГСС22 | ГСС32 | ГСТ81 Заводская марка ГСЛ42 | ГСЛ62 ГСЛ72 С861 СМ742 | ГСТ81 Размеры просеивающей поверхности: ширина, мм длина, мм площадь одного сита, м* Количество сит Размеры отверстий сит, мм: верхнего нижнего Допускаемая крупность кусков исходного материала, мм Угол наклона короба, градус Амплитуда (полуразмах) колебаний, мм Частота колебаний, мин-1 Ориентировочная производительность по питанию (каталожная), т/ч Мощность электродвигателя, кВт Масса грохота (без электродвигателя), кг Изготовитель 1500 5000 7,5 2 Перфор круглые квадрат Щелевн; Сетка Перфор кругл квадра- До 300 0—8 4,85 840 17 6200— 6630 6335— 6760 Ворошш им. 2000 5000 10,0 2 нрованньп — 7; 12; ные — 6; 25; 32 щые: 0,5; 2; 10 Волна» 0, ированныг ые —7; 1 ные — 6; До 300 0—8 4,35 840 17 6850— 7345 6980— 7480 ювгр адски Пархоме: 2500 6000 15,0 2 лист: 26; 30 10; 13; 1; 1,6; 7X1,9 лист: 5; 26 13; 25 До 300 0—8 4,25 820 13 10580— 11390 й завод IKO 1000 2500 2,5 2 5X20 5X20 До 100 35 9,5 740 40 5,5 1888 (с электродвигателем) «Стромма-^шниа» (г. ^Кострома) 1250 3000 3,75 2 11; 26 5X20 150 9 760 50 5,5 2040 Выксунский завод дробильно-размольного оборудования 3000 6000 18,0 1 120 60 700 18 000 УЗТМ Примечания: 1. Грохот ГСЛ42 предназначен для обезвоживания, обесшламливаиия, отмывки суспензий и мокрого грохочения угля и антрацитов; ГСТ81 — для грохочения горячего агломерата с температурой до 600 °C. 2. Производительность грохотов ГСЛ42. ГСЛ62. ГСЛ72, ГСТ81 определяется в каждом конкретном случае. 47 Рис. 1.41. Двухвальный шестеренчатый вибровозбудитель (с зубчатой передачей между валами) определенных частоте и амплитуде этих колебаний, направленных по оси ОХ (см. рис. 1.41), возникает в среднем одностороннее направленное движение материала, называемое виброперемещением. По характеру движения короба и материала самобалансиый грохот не отличается от качающихся. Внбровозбуднтель (см. рис. 1.41) самобалансного грохота двухвальиый. Он состоит из закрытой коробки (картера), внутри которой вращаются два параллельных вала 0г и 02 с эксцентрично расположенными дебаланснымн грузами Мг и Л42, массой т каждый. Валы сцеплены парой зубчатых колес, вследствие чего грузы вращаются в противоположных направлениях. Каждому валу передается со стороны груза центробежная сила инерции Q, равная произведению массы т иа центростремительное ускорение a>2R (где R— расстояние от центра тяжести груза до оси вращения вала). Каждая из двух сил Q может быть разложена на две составляющие, одна из которых Qx направлена по оси ОХ, а вторая Qy — по оси ОУ, совпадающей с линией центров 0х02. Две составляющие по оси ОУ взаимно компенсируются, н на корпус вибровозбудителя в каждый данный момент передается равнодействующая только двух составляющих Qx. Она равна 2QX = 2Q sin ф = 2тш2/? sin ф, где ф — угол поворота. Поэтому соединенный с вибровозбудителем короб грохота получает от него гармоническое воздействие в направлении оси ОХ (см. рис. 1.41), наклоненной под заданным углом е к плоскости сетки. В рассматриваемых грохотах угол е почти всегда выбирается равным 45°. Изготовляются самобалансные грохоты трех типов: легкие ГСЛ, средние ГСС и тяжелые ГСТ (табл. 1.14). 48 Самобалансные грохоты с шестеренчатыми вибровозбудителями применяются для грохочения щебия; на рудообогатительных фабриках они используются в тяжелосредных установках для отделения суспензий от кускового или зернистого материала, на агломерационных фабриках — для грохочения горячего агломерата. § 6. Горизонтальные самобалансные грохоты с самосинхронизирующимися вибровозбудителя ми Существенным недостатком самобалансного грохота с двухвальным вибровозбудителем является наличие зубчатой передачи, создающей сильный шум и требующей частого ремонта. Он устранен в самобалансных грохотах, использующих тонкий механический эффект — самосинхронизацию вращения кинематически несвязанных неуравновешенных роторов (обнаруженный и изученный в Ме-ханобре). В самосинхронизирующемся грохоте имеются два независимых дебалансных вибровозбудителя, непосредственно не связанные между собой какой-либо передачей. Их валы вращаются отдельными электродвигателями в противоположном направлении с одной и той же (по абсолютному значению) угловой скоростью (+<» и —ш) и с одной и той же фазой (углом поворота) в результате автоматической синхронизации и самофазировки. Последняя осуществляется путем соответствующего подбора всех подвижных масс, их моментов инерции и взаимного расположения. Такого рода вибровозбудители являются самосинхронизирующимися. Их валы с дебаланснымн грузами, закрепленные в бортовых стенках короба, вращаются навстречу друг другу, поэтому результирующая центробежных сил инерции направлена по прямой А А (рис. 1.42— 1.44) и проходит через центр тяжести короба. •• В результате достигаются прямолинейные направленные под заданным углом к плоскости сетки синусоидальные колебания короба. Характеристика самосинхронизирующихся грохотов приведена в табл. 1.15, конструкции — на рис. 1.41—1.44. Эти грохоты находят все более широкое применение на всех операциях грохочения, в том числе в корпусах среднего и мелкого дробления [17, 63, 64]. Многоярусный самосинхро-низирующийся грохот 203-Гр (рис. 1.45) с двумя самосинхронизирующимися вибровозбудителямн 1 и 2, имеющими дебалансные грузы 3 и 4, работает по тому же принципу. Сита закреплены в рамках 5, под которыми расположены поддоны 6. Рамки и поддоны скреплены пружинящими стойками 7 и 8, консольно закрепленными на стояках 9 и наклоненными в разные стороны под углом ~45°. Благодаря этому подрешетный продукт каждой сетки транс- 1 Рис. 1.42. Схема самобалансного грохота ГСТ61 (168Гр) с самосинхроиизирующимися вибровозбудителями: 1 и 2 — дебалаисиые валы; 3 — короб с ситом; 4 — амортизаторы портируется поддоном к загрузочному концу нижележащей сетки. На рис. 1.45 стрелками показано движение материала, а также направление прямолинейных колебаний сеток и поддонов. Рама грохота опирается на пружины 10. Для лучшей очистки сеток в поддоны закладываются резиновые бруски И, подбрасываемые при колебательных движениях рамок и ударяющие о сетки снизу. Рис. 1.43. Горизонтальный грохот ГСТ61 (259Гр) с самосинхроиизирующимися вибровозбудителями (для отделения утяжелителя) Грохот предназначен для тонкого многократного грохочения материала на несколько классов. На рис. 1.46 представлена схема много-дечного самобалансного грохота «Могенсен» (Швеция). Его рабочий орган состоит из Рис. 1.44. Грохот ГСТ72М с самосиихроиизвру-ющимнся вибровозбуднтелями: 1 — короб с ситом; 2 — амортизаторы; 3 — сгт-катиая рама; 4 — электродвигатели; 5 — лепестковая муфта 49 g Таблица 1.15 Основные параметры горизонтальных и слабонаклонных грохотов тяжелого типа С самосиихроиизирующимися вибраторами Параметры Обозначение по ГОСТ 23788—79Е ГСТ41 ГСТ42 ГСТ51 ГСТ61 ГСТ61 ГСТ62 ГСТ71 Заводская марка 243Гр ГСТ42 ГСТ51 ГСТ61 259Гр 253Гр ГСТ62 ГСТ72М Размер просеивающей поверхности: ширина, мм длина, мм ) площадь одного'сита, м8 Количество сит Размеры отверстий сит, мм: верхнего нижнего Допускаемая крупность кусков исходного материала, мм Угол наклона "7 короба, градус Амплитуда (полуразмах) колебаний, мм Частота колебаний, мин-1 Ориентировочная производительность по питанию (каталожная), т/ч Мощность электродвигателя, кВт Масса грохота (без электродвигателя), кг Изготовитель 1500 4000 4,5 1 25—2 До 100 4,2 950 До Г50 2,2 2218 (с электродвигателем) <Востокмаш-завод» (г. Усть-Каменогорск) 1500 3000 4,5 2 10X10 4X4 40 3,5 960 90 4 2453 ПО «Руд-гормаш» (г. Воронеж) 1750 4500 7,875 1 Перфорированный лист 30, щелевндное сито 1,6; сетка 10X10 До 120 4,3 970 200 10 4550 Поваровский опытный завод (Московская обл.) 2000 5000 10,0 1 16; 20 ‘ 8; 12 200 5 735 100 11 9220 Ворошнлов-градский завод им. Пархоменко 2000 4000 8,0 1 2—25 До 100 0 4,2- 965 До 250 2 двигателя по 7,5 5430 (с электродвигателем) «Востокм 2000 5000 10,0 1 2—25 До 100 0 4,2 965 До 250 2 двигателя по 7,5 5950 (с электродвигателем) ашзавод» 2000 5000 10,0 2 Щели — 8; 30; 4 Штампован 25; 4 Щели — 2; Штампован 10; 2 До 120 5 5—6 700—735 До 500 22 10 000 Ворошилов: вод им. Г 2500 6200 15,5 1 10; 15; 20; 0; 50 ный лист — 0; 60 5; 10; 15; 20 ный лист — 5; 40 До 120 5 5—6 735 До 800 22 14 285 •радский за-архоменко П р и м е ч а и и е. Грохоты 243Гр, ГСТ42, 259Гр, 263Гр предназначены в основном для отмывки суспензии и мокрого грохочения руды; ГСТ51. ГСТ62, ГСТ72М — для сухого грохочения руды, ГСТ61 — для горячего агломерата. Рис. 1.45. Схема многоярусного горизонтального грохота '203Гр с самосинхроннзирующимнся вибровозбудителями пяти сит, имеющих большой угол наклона. Грохот предназначен для мелкого и среднего грохочения и отличается малой рабочей площадью; его габаритные размеры 1,6Х ХО,5X1,9 м. По сообщениям зарубежных журналов, грохот обладает большой производительностью. Для грохочения влажных материалов предусмотрен электроподогрев сит до 50 °C [72]. § 7. Резонансные горизонтальные грохоты К классу вибрационных относятся также горизонтальные резонансные грохоты. Они изготовляются только легкого типа — ГР Л по ГОСТ 23788—79Е (заводская марка ГРД). Схема резонансного грохота изображена на рис. 1.47. Основными частями (массами) являются короб 1 и тяжелая рама 2 (дли Рис. 1.46. Многодечный грохот (Швеция) с наклонными ситами <Могеисеи» Рис. 1.47. Схема резонансного грохота: а — с реактивной массой; б — двухсекционного 51 Рис. 1.48. Резонансный двухсекционный грохот ГРД (ГРЛ): ! — короба с ситами; 2 — упругие амортизаторы; — упругие связи; 4 — эксцентриковый приводкой вал; 5 — упругий шатун двухсекционного — вторая секция), связанные между собой упругими элементами 3 и 4. Рама опирается на перекрытие 5 здания через упругие (резиновые) виброизоляторы 6, благодаря чему она может вибрировать. На раме смонтирован эксцентриковый • (крн- Таблица 1.16 Основные параметры горизонтальных резонансных грохотов легкого типа (двухсекционные) Параметры Обозначение по ГОСТ 23788—79Е ГРЛ62 | ГРЛ72 Заводская марка ГРД62 ГРД72 Размер просеивающей поверхности: ширина, мм 2000 2500 длина, мм 5000 6000 площадь одного сита, ма 10 15 Количество сит (на 2 секции) 2 2 Размеры отверстий По выбору заказчика Допускаемая крупность кусков исходного материала, мм До 300 До 300 Амплитуда (полуразмах) колебаний, мм >10 10 Частота колебаний, мии-1 >500 510—550 Мощность электродвигателя, кВт Масса грохота (без электродвигателя), кг 13 17 14 000 17 000 Изготовитель Ворошиловград-ский завод им. Пархоменко вошипно-шатунный *) приводной механизм 7 с упругим шатуном 8. Частота вращения вала соответствует частоте собственных колебаний системы (работа по принципу резонанса). Наряду с кривошипным получает применение привод резонансных грохотов от электромагнитных вибровозбудителей. Недостатком резонансных грохотов по сравнению с инерционными являются неполная стабильность, сложность конструкции и большая масса установки из-за дополнительной массивной рамы. По этим причинам резонансные грохоты не получили широкого распространения. В СССР они применяются иа некоторых углеобогатительных и сланцевых фабриках. Общий вид двухсекционного резонансного грохота представлен на рис. 1.48, характеристика его дана в табл. 1.16. Глава 5 ’ Гидравлические грохоты Помимо грохотов, применяемых преимущественно для сухого грохочения руд (или продуктов обогащения) с небольшой влажностью, разработаны конструкции грохотов, предназначаемых для выделения мелких классов непосредственно из пульпы. Грохочение материала в потоке пульпы получило название гидравлического, а осуществляющие эту операцию устройства— гидравлических грохотов. В зависимости от состояния просеивающей поверхности различают три основных вида гидравлических грохотов: с неподвижной поверхностью; полуподвижной поверхностью; поверхностью, частично погруженной в пульпу. В гидравлических грохотах с неподвижной и полуподвижной просеивающей поверхностью последняя выполняется либо криволинейной в виде дуги окружности (дуговые грохоты), либо плоской, устанавливаемой под большим углом к горизонту. * Грохоты кривошипио-шатуииые как устаревшие сняты с производства. 52 При грохочении по размеру 0,5 мм и ниже для очистки сита (решета) применяется специальный встряхивающий механизм (грохоты «Репифайн», ГПГ и 299ГрА). Полупогруженные вибрационные гидравлические грохоты приводятся в движение от вибровозбудителей. Их просеивающая поверхность устанавливается с небольшим подъемом в сторону разгрузки надрешетного продукта с целью его обезвоживания; подрешетный продукт выносится струей воды. § 1. Дуговые грохоты В дуговых грохотах (рис. 1.49—1.51) просеивающая поверхность представляет собой дугообразную колосниковую решетку, как правило, с поперечным по отношению к потоку расположением колосников. Движение пульпы, подвергаемой грохочению, в начале решетки направлено по касательной к окружности, дугу которой представляет просеивающая поверхность (решетка). Решетка собирается из колосников трапецеидального сечения, изготовленных из износоустойчивой нержавеющей стали. Срок службы колосников — 1—6 мес в зависимости от их износостойкости, абразивности материала, его крупности и скорости потока. Рис. 1.49. Схема дугового грохота СД1 с центральным углом 90°: 1 — приемная коробка; 2 — рама; 3 — кромка •стенки кармана; 4 — кармаи; 5 — просеивающая поверхность (решетка с поперечными колосниками); 6 — разгрузочный патрубок для подре-шетиого продукта; 7 — деревянные клинья для крепления решетки; 8 — уголок для удержания клиньев; 9 — опора для решетки дут Рис. 1.50. Гидравлический грохот <Репифайи> фирмы <Дорр-Оливер> (США) с криволинейной сеткой (центральный угол 45°); / — питающая коробка; 2 — механизм закрепления сетки; 3 — сетка; 4 — держатель сетки; 5 — короб грохота; 6 — ударный механизм * 12 Наиболее широко применяется решетка (сито) длиной х/4 длины окружности (центральный угол 90°, -см. рис. 1.49); изготовляются также дуговые грохоты с ситом в х/2 окружности (центральный угол 180°, см. рнс. 1.51) и в s/4 окружности (центральный угол 270°). Радиус кривизны 7? решетки колеблется от 0,5 до 1,65 м; ширина решетки — от 300 до( 1200 мм; площадь грохочения — от 0,25 до' 3 м2. ’ Дуговые грохоты могут работать с самотечной подачей пульпы (начальная скорость от 0,5 до 3 м/с) и с подачей питания насосами (со скоростью потока на входе до 6—10 м/с). Крупность питания изменяется от 0,071 до 12 мм; содержание в нем твердого — от 10 до 70%; номинальная крупность подрешетного продукта от —0,05 до —3,25 мм. Эффективность грохочения по Люйкену— Дину изменяется в пределах 30—75 % в зависимости от крупности разделения. Основные преимущества дуговых грохотов — компактаоеткГотсутствие движущихся частей и привода (за исключдртум механизма 53 630 2 130 Подрешетный продукт Надрешетный продукт Рис. 1.51. Дуговой грохот СД2А: 1 — питающий патрубок; 2 — дуговая решетка; 3 — желоб для иадрешетиого продукта; 4 — сборник для подрешетного продукта для очистки сита в некоторых конструкциях). Дуговые грохоты применяются для мокрого грохочения мелкого и тонкого материала в пульпе, в том числе для отделения тяжёлых суспензий от продуктов обогащения, и для выделения легкошламующихся материалов в циклах измельчения. В СССР дуговые грохоты применяют на углеобогатительных фабриках (для выделения крупных шламов), на коксохимических заводах (для Обезвоживания), а также в некоторых схемах обогащения руд. Серийное изготовление дуговых грохотов освоено Теплогорским заводом гидрооборудования. Выпускаются три типоразмера: СД1, СД2А и СДОЗ (табл. 1.17). Оленегорским механическим заводом выпускаются дуговые грохоты 299ГрА с механизмом для очистки сита, предназначенные для грохочения по размеру 0,05—0,5 мм. Размер щели s решета принимается в 1,5—2 раза больше номинальной (расчетной) крупности подрешетного продукта. Вследствие значительной скорости потока, движущегося вдоль колосниковой решетки, толщина слоя пульпы, выделяю-54 щегося под решетку, не превышает х/4 размера щели. Поэтому в дуговых грохотах происходит как бы уменьшение элективной ширины щели по сравнению с номинальной, в результате чего крупность основной массы частиц, выделяемых в подрешетный продукт, не превосходит половины размера щели. Однако при этом неизбежно попадание в подрешетный продукт некоторого количества частиц, крупность которых лежит в пределах от 0,5s до s. Поданным зарубежных исследований [65], объемная производительность Qo (м* 8/ч) дугового грохота определяется по ориентировочной формуле Qo = 160Fo, (1.34) где F — площадь живого сечения решетки, м2; о — скорость подачи пульпы, м/с. Для расчета объемной производительности по подрешетному продукту Qn (м8/ч) предложена [24] формула Qn = 1375Ao/VR, (1.35) где h0 — начальная толщина потока, мм; R — радиус решетки, мм. Таблица 1.17 Основные параметры дуговых грохотов Параметры СД1 СД2А сдоз 299ГрА Размеры решета, мм: 1200 ширина 1100 1170 720 длина 865 1730 2500 1200 Полезная площадь, м2 0,95 1,9 3 0,75 Радиус кривизны R, мм 550 550 800 2290 Центральный угол, градус ' 90 180 180 30 Размер щелн решета s, мм Щель питающего патрубка (регулируемая), мм 0,5—3 0,5—2 0,5 0,09—1 10—30 0—30 90—140 — Давление пульпы перед питающей щелью, МПа — 0,12 — — Скорость пульпы на выходе из питающей щели, м/с До 4 4,5—9 4,5—6 1—2 Производительность по питанию, м^/ч Габаритные размеры, м До 200 300—400 450—500 20—60 0,8Х1,ЗХ Х2,6 1,4Х1,ЗХ Х2,6 1.9Х1.5Х Х2,6 0,9X1,5X1,35 Масса, кг 290 508 836 560 Изготовитель v Теплогорский завод гидрооборудования Оленегорский механический завод Результаты теоретического и экспериментального исследования гидродинамики дугового грохота приведены в работах [32, 36]. Так, выход пульпы под решето определяется по формуле уп = 1 — [ 1 — ns А/ R/ho/(b -|- s)]* 1 2 * * * б. (1.36) Здесь уп — объемный выход пульпы под решето, доли ед.; п — коэффициент, зависящий от содержания твердого в питании пч=0,36 —0,41ат, (1.37) где ат — содержание твердого по массе, доли ед.; s—ширина щели, мм; А — величина, являющаяся функцией радиуса решета R, мм, его центрального угла и скорости потока о (рис. 1.52);. й0 — начальная толщина потока (безнапорный грохот), или размер щели питающего патрубка (напорный грохот), мм; Ь — толщина колосников, мм. При достаточно больших скоростях пульпы (теоретически при о->оо, практически для дугового грохота с дугой 90° при v 5» > 6 м/с) выход пульпы уп под решето не зависит от Скорости н определяется по формуле Уп = 1 - (1 - 0,707пзф/^%/(5 + б)]2, (1.38) где ф — угол дуги грохота, радиан. Извлечеине узких классов круп ности в подрешетный продукт определяется приближенно по ' формуле е; = 1 — (1 — уп — a)(‘fK_‘fi)/(rfH-<fM)> (1.39) где в[ — извлечение в подрешетный продукт i-ro класса, доли ед.; уп — объемный Рис. 1.52. Значение функции А в формулеТ(1.36) для дуговых грохотов с дугой 90° (а) и 180° (tf) и различными радиусами, мм: 1 — 500; 2 — 825; 3 — 1100; 4 — 1650 а А 40 2,5 2,0 1,5 1,0 0,5 б 0 цо цо 2,16 2,12 2,06 Скорость потока, if, м/с 55 Рис. 1.53. Схемы сопряжения дуговых грохотов CTS фирмы «Бартлес» (Великобритания): а — сдвоенный грохот («Дуплекс»); б — агрегат из двух сдвоенных дуговых грохотов («Квадруплекс») выход пульпы под решето; а — параметр (для напорных грохотов а = 0,04 при s > > 0,3 мм й <т= 0 при s 0,1 мм; для безнапорных грохотов при грохочении по размеру 0,5 мм и ниже а изменяется в пределах 0—6,15 в зависимости от содержания отделяемого класса в питании); dK — наименьший размер частиц надрешетного продукта, не проходящих под решето, мкм (для напорных грохотов при s > 300 мкм dK « 0,6— —0,65s; для безнапорных — при s < < 1000 мкм dK 0,7—0,8s); di — размер частиц, извлечение которых определяется; dM — наибольший размер мелких частиц, извлечение которых совпадает с извлечением воды, мкм (dM ~ 71 мкм при s > 300 мкм и dM =* 50 мкм при s С 150 мкм). Крупность подрешетного продукта уменьшается как с уменьшением крупности питания, так и с увеличением скорости пульпы в пределах 0—4 м/с; при дальнейшем увеличении скорости крупность подрешетного продукта практически не изменяется. Компоновка дуговых грохотов. Зарубежными фирмами выпускаются дуговые грохоты сдвоенного типа. На рис. 1.53, а показан сдвоенный грохот, в котором надрешетный продукт первой секции перечищается на втором решете, расположенном под первым. Подрешетные продукты объединяются. На рис. 1.53, б приведен вариант соединения двух сдвоенных грохотов в один агрегат. На таком грохоте получаются два надрешетных продукта различной крупности и один подрешетный. При эксплуатации дуговых грохотов важное значение для получения высоких технологических показателей имеет качество изготовления щелевидных решеток, в частности постоянство размера щелей в различных их частях, а также острота кромок колосников. При затуплении передней (по направлению потока) кромки колосников выход пульпы под решето и извлечение частиц уменьшаются. Поэтому рекомендуется через каждые 7—10 дней переворачивать решетку на 180°. Следует также периодически прочищать просеивающую поверхность от застрявших в ней частиц. Для грохочения по крупности 0,5 мм и ниже грохоты снабжают ударным механизмом, периодически наносящим удары по ситу или вибрирующим его для очистки от застрявших зерен. § 2. Конические циклонные грохоты По принципу действия сходны с дуговыми грохотами. Рабочий орган конического грохота ГК (рис. 1.54) состоит из усеченного конуса 1 (верхняя часть) и усеченной пирамиды 4 (нижняя часть), соединенных кольцом 2, расположенных в корпусе 3. Углы наклона к горизонтальной плоскости образующей конуса и граней пирамиды соответственно равны 75 и 45°. Загрузочное устройство 6, обеспечивающее тангенциальный ввод пульпы, снабжено шиберной заслонкой 5, регулирующей ширину выпускной щели, и имеет перекидной шибер, позволяющий менять направление входа пульпы в аппарат. Верхняя и нижняя поверхность грохота выполнена из отдельных 'взаимозаменяемых элементов. Размер щели в ситах грохота 0,5— 1 мм. Грохот применяется для обезвоживания углей [48]. В коническом грохоте ОСО (Польша) в отличие от грохота ГК все просеивающие поверхности являются усеченными конусами, соединенными между собой (рис. 1.55). Рис. 1.54. Схема конического циклонного грохота ГК 56 Рис. 1.55. Схема конического циклонного грохота ОСО: Пульпа подается по касательной к внутренней поверхности верхнего конуса через несколько патрубков. Мелкие частицы проходят сквозь щели между колосниками. Грохочение осуществляется от мелкого к крупному. Мелкие фракции накапливаются в приемниках, а крупный надрешетный продукт разгружается через центральную воронку. На обогатительных фабриках Польши грохоты ОСО применяют для обезвоживания мелочи, выданной отсадочными машинами, а также для- выделения крупной фракции из шламов промывки и для питания флотационных машин [87]. § 3. Плоские гидравлические грохоты Гидравлические грохоты с плоской решеткой или ситом подразделяются на два типа, отличающихся принципом действия: гидрогрохоты с непогруженным ГПГ и с частично погруженным' ситом ГВП. В первом случае перемещение материала по наклонной просеивающей поверхности происходит за счет начальной скорости пульпы н касательной составляющей силы тяжести, во втором —• за счет направленных вибраций, сообщаемых грохоту. Гидравлический плоский грохот ГПГ (рис. 1.56) снабжен ударным механизмом для встряхивания сита с целью его очистки от застревающих «трудных» зерен. Питание подается на грохот в виде пульпы. Для повышения общей производительности грохоты ГПГ собираются в агрегат, состоящий из нескольких параллельных секций (от одной до шести) с общим приводным валом. Питание подается на каждую секцию отдельно, для чего предусматривается специальный пульподелитель. Основные параметры плоского гидравлического грохота с непогруженным ситом ГПГ0,75 Размер решетки (сита): ширина, мм ...... 720 длина, мм.................. 1200 полезная площадь, м2 0,75 1, 2 и 3 — просеивающие поверхности (стержневые решетки); 4 — питающий круговой желоб; 5 и 6 — патрубки; 7 и 8 — приемники для мелких фракций; 9 — вороика для крупной фракции Количество секций .... 1—6 Угол наклона решетки (сн-та), градус.................. 45—55 Размер щели s, mm . . . , 0,09—1,0 Производительность одной секции (в зависимости от размера щели): по твердому, т/ч . . . . 10—30 по потоку пульпы, м3/ч 20—60 Частота встряхиваний ре- шета, мин-1.............. 12 Редуктор привода встряхи- вающего устройства: тип...................... РЧУ80-80 передаточное число ... 80 Электродвигатель: тип...........’ . . . . А02-П-6 мощность, кВт................. 0,4 частота вращения, мин-1 915 Размер одной секции, мм: длина с приводом ... 1162 длина без привода . . . 850 ширина....................... 1173 высота....................... 2035 Масса одной секции, кг 613 Изготовитель................ Новочеркас- ский машиностроительный завод им. Никольского 57- g Таблица 1.18 Показатели работа грохотов ГПГО, 75 в циклах измельчения Тип руды Размер щелей сита, мм Крупность разделения, мм Продукт Удельная производительность Содер-жаиие твердого, % Выход, % Содержание классов, %, крупностью, мм Эффективность грохочения по Люйкену, % к • 2 ЕГ к S по пуль, пе по твердому 00 о* + — 0,8 4-0,56 <о оо 14- — 0.4 4-0,2 -0,2 4-0,071 О о 1 Полиметаллическая 1,о 0,5. Надрешетный Подрешетный Питание 4,9 14,9 19,8 8,2 10,9 19,1 77,6 48,8 58,0 24,8 75,2 100 42,9 57,1 100 44,0 0,5 19,1 30,5 10,3 18,9 10,4 21,2 16,6 5,5 21,2 14,5 9,6 46,8 30,9 70,4 Надрешетный Подрешетный Питание 16,2 31,8 48,0 18,7 18,0 36,7 63,8 40,9 50,3 33,8 66,2 100 50,9 49,1 100 38,1 0,6 19,7 35,6 11,0 23,5 12,2 21,2 16,6 4,9 22,0 13,3 9,2 45,2 26,9 64,1 Редкометальная 0,8 0,4 Надрешетный Подрешетный Питание 4,7 18,2 22,9 7,9 4,4 12,3 8L5 20,7 39,8 20,6 79,4 100 64,3 35,7 100 30,1 0,7 19,6 33,7 6,1 93,9 22,9 15,4 20,2 12<5 44,4 23,9 0,6 23,9 8,9 0,2 9,5 3,5 64,0 Надрешетный Подрешетный Питание 8,2 22,3 30,5 11,0 4,9 15,9 72,7 18,9 39,2 26,8 73,2 100 69,4 30,6 100 29,1 0,5 31,0 35,1 4,9 23,4 22,0 13,2 19,3 16,3 42,4 24,3 0,7 26,9 8,7 0,4 12,1 4,0 58,2 Полиметаллическая 0,4 0,2 Надрешетный Подрешетный Питание 4,9 11,8 16,7 6,5 5,8 12,3 71,0 36,4 49,1 29,1 70,9 100 53,1 46,9 100 0,4 0,2 21,1 1,5 11,9 55,0 24,1 40,5 15,7 35,1 24,8 7,9 39,3 22,6 50,6 Надрешетный Подрешетный Питание 7,2 18,1 25,3 7,8 8,9 16,7 62,3 36,9 45,6 28,6 71,4 100 - 46,8 53,2 100 0,2 _0,1 11,6 0,5 5,7 47,1 18,4 33,2 26,6 37,9 32,6 11,6 43,2 18,4 44,9 Грохот ГПГ применяется для мокрого грохочения мелких н тонких материалов, в том числе для выделения легко шламую-щихся минералов в циклах измельчения (табл. 1.18). На ряде железообогатительных фабрик — «Эри» (США), «Бонг» (Либерия), «Сэвидж-Рнвер» (о. Тасмания), «Хилтон» (Канада) и др. успешно применяется тонкое гидравлическое грохочение конечных концентратов по классу —0,071 или —0,044 мм с целью повышения содержания железа в концентрате, поскольку было обнаружено, что в мелких классах содержание железа выше, чем в крупных *. Для плоского гидравлического грохота выход пульпы под решето уп вычисляется > по формуле Тп = 1 — (1 — nslV2gh0 cos a/2q0 (b -f- s)]2, (1-40) где n — коэффициент, вычисляемый по формуле (1.37); I — длина сита, м; й0 — началь-ная толщина потока, мм; а — угол наклона сита; 70 — удельная производительность на 1 м ширины сита, м8/с. В плоском гидравлическом грохоте по мере увеличения скорости потока выход пульпы под решето непрерывно уменьшается. При малых скоростях потока пульпы (о^ ^2 м/с) показатель степени и коэффициент в знаменателе формулы (1.40), равные 2, следует заменить на 1,5. Гидрогрохот вибрационный с п о л у п о г р у ж е н и ы м решетом ГВП (рис. 1.57). Решетка (сито) грохота наклонена под углом 10° к горизонтальной плоскости и на 2/3 погружена в ванну с пульпой. Под действием дебалансных вибровозбудителей грохот совершает прямолинейные колебания, направленные под углом 30° к поверхности решетки. Под влиянием вибраций происходит просеивание мелких частиц под решето и транспортирование надрешетного продукта вдоль грохота к его разгрузочному (верхнему) концу. Вибровозбудители соединены с электродвигателями с помощью эластичных лепестковых муфт, что позволяет допускать некоторую несоосность валов вибровозбудителей и электродвигателя. Решетку закрепляют в коробе при помощи клиньев и деревянных брусьев. Для повышения жесткости решетка скрепляется продольными и поперечными планками. Короб грохота опирается со стороны загрузки на четыре пружины и подвешен со стороны разгрузки на две пружины. Для предотвращения скопления материала на днище ванны на ней закреплен моторный вибровозбудитель, включаемый периодически. Регулирование амплитуды вибраций короба с ситом производится изменением * Проведены промышленные испытания и разработана схема доводки концентрата с применением тонкого гидравлического грохочения на Днепровском ГОКе. Рис. 1.56. Схема гидравлического грохота ГПГ0,75: 1 — рама; 2 — короб; 3 — решето; 4 — зажим для крепления сита; 5 — коробка для питания; 6 — приводной вал; 7 — водило; 8 — ударник; 9 — боек; 10 — поперечная планка . сита; 11 — защитный козырек положения дебалансов в корпусе вибровозбудителя. Производительность грохота 'изменяется прямо пропорционально размеру щели и зависит от частоты и амплитуды вибраций и угла наклона грохота. Грохоты ГВП применяются для грохочения по классам —0,1 и —0,4 мм в целях выделения узкой однородной фракции кварца при глубоком обогащении кварцевого сырья. Основные параметры гидравлических вибрационных полупогруженных грохотов ГВП ГВП 1.0 ГВП 5,0 Размер сита, мм: длина................ 1500 3000 ширина.............. 1000 1000 Угол подъема сита (с горизонтальной плоскостью), градус........ 8—10 Количество сит .... 1 2 Полезная площадь сита (площадь погруженной части сита), м2 . . . . 1 2 Ширина щелей сита . . 0,1; 0,2; 0^3; 0,4; 0,5 Производительность по готовому продукту (пропорционально размеру щели), т/ч ........... 1—5 5—25 59 Рнс. 1.57. Гидрогрохот вибрационный с полу-погружеииым решетом ГВП1: 1 — дебалансный вибровозбудитель; 2 — короб; 3 — снто; 4 — пружина; 5 — ваниа; 6 — опорная рама; 7 — моторный вибровозбудитель; 8 — клин; 9 — брус; 10 — лоток; 11 — пружина . Отношение расхода воды к расходу твердого в питании ................ 1—1,5 Параметры вибрации: амплитуда, мм . . . 5 6 частота, мин'1 . . , 950 Угол между направлением вибраций н гори-. зонтальной плоскостью, градус.................. 40 Установочная мощность электродвигателей, кВт 2 15 Габаритные размеры грохота, мм: длина.................. 2350 4500 ширина................. 1803 3800 высота................. 2300 3870 Масса грохота (без воды), кг ................. 1300 6000 Глава 6 Механика грохотов § 1. Кинематика и динамика вибрационных (инерционных) грохотов В большинстве случаев на рудообогатительных фабриках применяются вибрационные (инерционные) грохоты с круговыми илн прямолинейными колебаниями, возбуждаемыми дебалансными вибровозбудителями. Круговые (эллипсовидные) колебания создаются одновальным вибровозбудителем дебалансного типа (рис. 1.58, а), прямолинейные — двумя синхронизированными тем или иным способом вибровозбуднтелямн (рис. 1.58, б) (самобалансные грохоты). Разработан грохот с круглым ситом, на котором материал движется по круговым траекториям под действием винтовых колебаний. Схема возбуждения винтовых колебаний такого грохота-гранулометра прн помощи двух самосинхронизирующихся дебалансов со скрещивающимися осями изображена на рис. 1.59. 60 Соотношения между большой и малой полуосью эллипса, а также наклон большой полуоси, определяющие внд траектории точек короба с одинм дебалансом, зависят от расположения центра тяжести короба и оси вращения дебаланснон системы. Универсальная диаграмма, предложенная И. И. Блехманом н А. С. Жгулевым [15], изображена на рис. 1.60. Поле траекторий имеет следующие характерные особенности. 1. Траекторией центра тяжести Oj (начало подвижных координат) является окружность с радиусом г = А, где А = тЕ/М — амплитуда круговых колебаний центра тяжести (т — масса дебалансного груза; Е — параметр, пропорциональный эксцентриситету дебалансного груза; М — масса короба). 2. Центр качания Кг с координатами и = 0 и v = p2/h, где р = I/M — радиус инерцнн короба (/ — момент ннерцни); h — расстояние между точками D и О1; имеет прямолинейную траекторию; здесь эллипс вырождается в отрезок прямой; амплитуда колебаний равна А. 3. Точка D (ось вибровозбудителя) движется по эллипсу, малая ось 2Д которого совпадает с прямой OjP, а большей ей перпендикулярна. 4. У всех точек, лежащих на продолжении прямой /CjOjZ), малые полуоси эллипсов также совпадают с этой прямой н равны амплитуде А; большие полуоси эллипсов перпендикулярны этой прямой и длина их тем больше, чем дальше центры эллипсов отстоят от центра качаний /Q. 5. Помимо центра тяжести Oj ту же круговую траекторию с радиусом А имеет точка О2, находящаяся на таком же расстоянии от точки К1? как н центр Oj. 6. Поле траекторий состоит нз двух зеркально симметричных половин; осью симметрии служит прямая AiOj (см. пару точек М. и N на -рнс. 1.60, б). а Рис. 1.58. Схемы инерционных грохотов: а — наклонного грохота с простым дебалансным вибровозбуднтелем; б — горизонтального и слабонаклонного грохота с самосинхронизирующи-мися вибровозбудителями 7. Чем дальше данная точка короба отстоит от его центра тяжести Ог, тем более вытянутую форму имеет эллипс. 8. При изменении амплитуды А общий характер поля траекторий не изменяется; меняется лишь масштаб траекторий. Рис. 1.59. Схема круглого грохота-гранулометр» АГР2 с самосиихроиизирующимися внбровоз-будителями 1,2 61 Рис. 1.60. Траектории"точек короба при несовпадении оси вращения Л дебалаисиых грузов с центром тяжести О а —^характерные точки (Kt — центр качания); 6J— поле траекторий точек; в — эллиптические траектории характерных точек грохота Если известен радиус инерции грохота р и ордината оси вйбровозбудителя h, то истинное расстояние от центра тяжести 0$ до центра качания 7Q найдется как отношение P-lh. Сравнивая полученную величину с расстоянием Oj/C на диаграмме, определяют масштаб линейных размеров короба как отношение длины отрезка 0г1(1 к параметру р2/ h. Этот масштаб дает возможность в каждом конкретном случае изобразить очертания короба на диаграмме поля. Масштаб траекторий определяется отношением радиуса г круговой траектории центра тяжести 0х (измеряется на диаграмме) к расчетному значению амплитуды А. Пользуясь этим переводным масштабом, можно в каждом конкретном случае определить истинные размеры эллиптических траекторий короба. Важным частным случаем является совпадение центра тяжести Oj с осью D вибровозбудителя, когда траектории всех точек короба превращаются в круги с одинаковым радиусом (к чему должны стремиться конструкторы). 62 § 2. Мощность привода вибрационных (инерционных) грохотов Большинство работающих в промышленности инерционных грохотов представляют собой колебательную систему, в которой за один период колебаний происходит один полный цикл превращения кинетической энергии системы в потенциальную н обратно — потенциальной в кинетическую. В результате при установившемся режиме теоретически не требуется расхода энергии на преодоление сил инерции движущихся масс и сил упругости амортизаторов (пружин). Энергия необходима только для преодоления диссипативных сил (трение, потери при ударах руды о сито и т. д.). Практикой установлено, что на 1 кг сыпучего материала, на-дящегося на вибрирующей поверхности, приходится 0,002—0,003 кВт мощности приводного электродвигателя (для гидравлических вибрационных грохотов диссипативные сопротивления пульпы требуют около 25 % Общей затрачиваемой мощности). Количество надрешетного материала, находящегося на сите, приблизительно равно G = QL (1 - а0 E)iv, (1.41) где Q — производительность грохота, кг/с; L — длина сита, м; а0 — содержание мелочи в исходном, доли ед.; Е — эффективность грохочения, доли ед.; v — скорость перемещения материала, м/с. Мощность, расходуемая на вибротранспортирование, составляет NT = (2—3) 10-’G. (1.42) Вторым слагаемым потребления энергии является ее расход на трение в подшипниках вибровозбудителя NTp = Alto = 0,5Ffd<o, (1.43) где М — момент трения; F = /псо2/?о — центробежная сила дебалансов с массой т и радиусом вращения /?0, Н; f= 0,004— —0,007 — коэффициент трения качения подшипника; d — диаметр вала под подшип-ником, м; <о — угловая скорость, рад/с. Отсюда мощность, потребляемая грохотом (средняя за период), составит Na = NT + NTf>. (1.44) Выбранный электродвигатель (или электродвигатели) должен обеспечить надежный запуск грохота. Расчет времени пуска системы электродвигатель — приводное устройство—вибровозбудитель, производимый обычно с целью сравнения с допускаемым временем, достаг точно сложен и требует, в частности, подсчетов моментов инерции вращающихся масс. Необходимые для этого данные у эксплуатационников, как правило, отсутствуют. Практически достаточно произвести упрощенный расчет пускового момента электродвигателя, необходимого для подъема де-балансов_из_нижнего положения в верхнее. Пусковой момент электродвигателя, приведенный к валу внбровозбудителя (при передаточном отношении приводного устройства i = 1 момент равен моменту электродвигателя), определяется по формуле ^и»>0'724 (L45> § 3. Самосинхронизация вибровозбудителей Применение в грохотах явления самосинхронизации вибровозбудителей позволяет получить ряд конструктивных н эксплуатационных преимуществ. Значительное количество таких самосинхронизирующихся грохотов эксплуатируется в промышленности. При их проектировании н изготовлении необходимо учитывать ряд специфических требований, обеспечивающих синхронный и синфазный режим вращения двух валов внбровозбуднтелей [16]. Согласно этим требованиям должны выполняться два условия: устойчивость самосинхронизации и ее «стабильность». Режим колебаний рабочего органа, определяемый режимом вращения валов внбро-возбудителей, должен быть устойчивым, т. е. режим вращения должен автоматически устанавливаться и поддерживаться при каждом включении электродвигателей в сеть. Угловые скорости вращения валов со^ и <о2> а также значения фазовых углов срх и ср2 прн устойчивом синхронном движении оказываются одинаковыми по абсолютной величине н противоположными по з^аку, прн этом обеспечиваются как результирующая возмущающая сила, так и примолинейные поступательные колебания грохота. Устойчивость режима вращения номинально одинаковых вибровозбудителей представляет собой необходимое условие их самосинхронизации. В наиболее распространенных частных случаях (см. рис. 1.58, б) вращения валов в противоположные стороны ф1=±со^ и <р2 = qz(co^-(- л), режим будет устойчив при любых сочетаниях параметров, если расстояние от оси вибровозбудителя до центра тяжести грохота г #= 0. Кроме условия устойчивости необходимо также, чтобы неизбежные конструктивные различия вибровозбудителей и их электродвигателей, обусловленные неточностями изготовления н монтажа, не приводили к недопустимым искажениям поля траектории рабочего органа грохота. Неодинаковость параметров асинхронных электродвигателей, сопротивлений в подшипниках вибровозбудителей и другие причины приводят к тому, что одни нз валов вибровозбудителей стремится вращаться несколько быстрее, чем другой. В результате возникает отклонение Да в фазах вращения валов вибровозбудителей, которое и приводит к нежелательному искажению поля траекторий рабочего органа грохота. Этой тенденции к «рассинхронизации» препятствует так называемый «вибрационный момент», заставляющий валы вращаться с одинаковой по абсолютной величине угловой скоростью. Требование, чтобы ука-занное искажение не было слишком большим, было названо И. И. Блехманом «условием стабильности». Таким образом, при условии устойчивости режима синхронного вращения требуемое движение валов внбровозбуднтелей будет достигнуто только тогда, когда тенденция вибровозбуднтеля к самосинхронизации и самофазировке, обусловленная наличием вибрационного момента, будет сильнее тенденции к рассинхронизации н расфазировке [161- t Lt , Uu § 4. Приводные устройства инерционных грохотов Передача вращающего момента от электродвигателя к вибровозбуднтелю осуществляется с помощью клиноременной или карданной передачи различного конструктивного исполнения, а также с помощью эластичной (лепестковой) муфты. В инерционных наклонных грохотах’^круговыми колебаниями инерционные нагрузки на вибрирующие шарниры карданных валов и элементы эластичной муфты могут быть сведены к нулю. Для этого нужно сместить ось вибрирующего конца приводного карданного вала на значение амплитуды колебаний грохота в сторону дебалйнса, т. е. в неподвижную точку системы дебаланс — короб грохота. Это смещение аналогично смеще-. нню оси шкнва в самоцентрнрующемся грохоте (см. гл. 4, § 2). Принцип смещения осей можно применить в вибрационных машинах с прямолинейными гармоническими колебаниями, в частности в самобалансных грохотах [17]. Ось вращения дебалансных валов само-балансного (а также самосннхроннзирующе-гося) вибровозбудителя совершает прямолинейные гармонические колебания с амплитудой, равной амплитуде колебаний грохота. Следовательно, точки валов совершают одновременно два движения: переносное (прямолинейные колебания) и относительное (вращение). Рассмотрим движение точки Б (рнс. 1.61, а), отстоящей от оси О2 подшипников дебаланс-ного вала на расстояние 0,5Д (половина амплитуды колебаний грохота). Пусть ось вращения О2 вала находится в крайнем верхнем положении, тогда дебалансная часть будет находиться в крайнем ннжнем положении. Поместим в точку Ог начало подвижных координат £, т], совершающих прямолинейные колебания с амплитудой А. В точку О2, являющуюся средней точкой колебаний (ОхО2 = 020{ = Д), поместим неподвижную систему координат х,у. Примем, что вал вращается с постоянной угловой скоростью со. 63 Рис. 1.61. Эксцентричное присоединение приводного вала к вибровозбудителю: а — схема присоединения; б — ускорение оси приводного вала в случае смещения (7) и без смещения (77); в — муфты со смещенной осью Движение точки Б в системе £, т] может быть записано в следующем виде: Z — 0,5Д sin со/; г] = —0,5Д cos a>t. (1-46) Система £, in движется по закону: х = 0; у = A cos со Л Складывая эти движения, получаем закон движения точки Б в системе координат х, у: х = 0,54 sin со/; у = A cos соf — 0,5Д cos at — — 0,5Д cos со С х2 + у1 = (0,5Д)2, (1.47) т. е. точка Б движется по окружности с радиусом 0,5Д н центром в точке О2. Совместив с точкой Б ось вибрирующего конца приводного карданного вала (и ось промежуточного вала, если имеется несколько соосных вибровозбудителей, или ось приводной упругой муфты), получим снижение амплитуды колебаний осей этих элементов в 2 раза. Движение совмещенного с точкой Б вибрирующего конца карданного вала и промежуточного вала по круговой траектории улучшает условия работы их шарнирных узлов, так как при этом их оси движутся с постоянным ускорением (см. рис. 1.61, б, кривая /) в отличие от переменного (и вдвое бблыпего) ускорения осей в случае без смещения (кривая II). ’ На рнс. 1.61, в показана переходная муфта, с помощью которой достигается смещение оси Б ведущего дебалансного вала на расстояние (эксцентриситет) 0,5Д. 64 Карданные и промежуточные валы, выполненные с указанными смещениями, показали при промышленных испытаниях надежную работу [17, 64]. § 5. Движение сыпучего материала на вибрационных грохотах В вибрационных грохотах движение сыпучего материала вдоль сита осуществляется преимущественно за счет явления вибрационного перемещения. Вибрационное перемещение состоит в появлении направленного в среднем движения отдельных тел или слоя сыпучего материала на просеивающей поверхности под действием ненаправленных в среднем (периодически противоположно направленных) вибраций последней. Одновременно на вибрирующей просеивающей поверхности значительно интенсифицируется процесс прохождения мелочи сквозь слой и сито. Поскольку строгой динамической теории сыпучих сред к настоящему времени не удалось создать, при рассмотрении вибропере-мещення решалась задача о движении «точечной» тяжелой частицы на наклонной плоскости, совершающей прямолинейные гармонические колебания [14, 47]. В поле взаимодействия сил, действующих на частицу *, попавшую на сито, она по истечении некоторого (достаточно большого) промежутка времени начинает совершать не зависящее от начальных условий движение вдоль сита с постоянной средней скоростью. Решения уравнений движения частицы имеют вид х = vt + ср (/); у = Ф (/), (1-48) где х и у — координаты частицы соответственно вдоль и поперек сита; v — постоянная средняя скорость перемещения частицы вдоль сита; ф (f) и ф (t) — периодические функции времени с периодом, кратным периоду колебаний снта. Эти функции, не вызывая в среднем перемещения частицы, способствуют ее «расшатыванию» и обеспечивают эффективное действие постоянных факторов. В то же время они определяют установившиеся во времени движения частицы, характеризующиеся периодичными и кратными периоду колебаний сита моментами пребывания частицы на плоскости сита и полета при движении с отрывом частицы от снта (режимы с подбрасыванием), либо моментами перехода от одного этапа прямого или обратного движения к другому при безотрывном скольжении по ситу. Режимы этих движений определяются главным образом параметрами вибраций сита (частотой и амплитудой), коэффициентом трения материала о сито, а также коэффициентом восстановления нормальной составляющей скорости при ударе частицы о сито [14, 47]. Области их суще- * Имеются в виду прежде всего частицы с размером больше размера отверстия сита, скорость которых определяет скорость слоя сыпучего материала. [ Fee. 1.62. Распределение режимов движения ма-| сериала в зависимости от значения параметра со»: Т — период переключений; I — движение без । подбрасывания; II — движение с подбрасыва-. жнем ствования и устойчивости (рис. 1.62) характеризуются безразмерным параметром Шо = Дсо2 sin р/<? cos а, представляющим собой отношение нормальных к ситу составляющих ускорения сита и ускорения свободного падения (Р — угол между направлением колебаний и ситом; а — угол наклона сита к горизонту). В случае круговых колебаний Р принимается равным 90°. Вибрационные грохоты, рассмотренные выше, работают в области значений параметра ш0 от 2 до 5, т. е. на них осуществляются режимы с подбрасыванием. Столбиками с двойной штриховкой на рис. 1.62 показаны режимы с непрерывным подбрасыванием, при которых частицы материала, имея с ситом лишь мгновенный контакт, практически непрерывно находятся в полете. 'Эти режимы по интенсивности вибрационного воздействия на материал (а также по степени износа сита) являются более выгодными по сравнению с режимами, при которых частицы в течение части цикла скользят по ситу. Однако «зоны» таких режимов значительно уже. Так, первый из них лежит в пределах от «>0!= 3,296 до «>о1 = 3,724; второй — от соО2 = 6,326 до w02 = 6,594; третий — от сооз = 9,478 до со'оз= 9,635 (в работе [47] . эти значения уточнены). Столбиками с одинарной штриховкой (кроме первого столбика с <о = 1, где движение частиц безотрывное) показаны регулярные режимы с одним этапом полета и одним этапом скольжения за период. Они охватывают значительно большую часть области ускорений и, следовательно, чаще реализуются на практике. § 6. Скорость подачи материала в грохотах с прямолинейными колебаниями Вопрос о допустимой предельной скорости движения материала по грохоту (скорость подачи) подробно проанализирован применительно к р е ж и му без подбрасывания, при котором зерна материала всегда остаются в плоскости просеивающей поверхности. Рис. 1.63. Удар шарообразной частицы о кромку отверстия сетки грохота: а — восстанавливающий момент при ударе равен нулю; б — восстанавливающий момент при ударе ие обращается в нуль (угол удара равен р) В этом случае возможны два варианта (рис. 1.63): а) после столкновения с кромкой отверстия сита (или решета) центр частицы занимает такое положение О,, при котором невозможен выброс частицы вверх на поверхность сетки — восстанавливающий момент отсутствует (рис. 1.63, а); б) после удара частица имеет возможность подняться на поверхность сита — наличие восстанавливающего эффекта (рис. 1.63, б). При режиме с подбрасыванием скорость подачи может быть повышена в 2—3 раза. Оптимальная скорость зависит также от производительности грохота и требующейся эффективности грохочения. Практически для грохотов типа ГИТ предельная скорость составляет 0,7—0,8 м/с, для самобалансных (горизонтальных) грохотов 0,4 м/с. Приведенные соображения относятся только к ситам с квадратной или круглой ячейкой (при продолговатой ячейке удара частицы о кромку, естественно, не происходит). Скорость подачи для наклонных грохотов с прямолинейными колебаниями может быть определена из номограммы (рис. 1.64) [47], где по оси абсцисс отложено безразмерное 3 Заказ 81 65 л Рис. 1.64. Номограмма для определения скорости материала для грохотов с направленными колебаниями нормальное ускорение (оо в диапазоне (О < соо <'4) а по оси, ординат — параметр, характеризующий наклон плоскости сита er = tg a/f, где a — угол наклона сита к горизонту, / — коэффициент трения скольжения частиц по ситу. На номограмме нанесены линии постоянных значений (изолинии) безразмерной средней скорости перемещения о, с которой действительная средняя скорость подачи V связана формулой [47] V = gfv cos a/со, (1-49) где со — частота колебаний. При низкой интенсивности вибраций (<о < 1) частицы все время находятся в контакте с плоскостью сита. Отвечающая «застою» треугольная область АВС номограммы заштрихована. Линия «буксования» BD (и = 0) разделяет области прямого и обратного транспортирования. Следует отметить, что приведенная номограмма относится к некоторым усредненным условиям: угол вибраций 8 ~ 45°, коэффи- Qj, м®/(м • ч)......................... АО..,.................................. Qi, м3/(м-ч)........................... Aq ....... ........................ • циент трения f 0,6, параметр вибрации г = f tg 8 = 0,6. При существенном отличии этого отношения от принятого для данной номограммы можно обратиться к номограммам при других значениях г, приведенных в работе [47]. § 7. Скорость подачи материала в наклонных грохотах с круговыми колебаниями Для наклонных грохотов с круговым движением предложена эмпирическая формула [51] для вычисления скорости подачи v, м/с где Ко — поправочный коэффициент на пропускную способность грохота; 0,18 — постоянный коэффициент, мм/с; п — частота вращения вала, мин"1; г — амплитуда (радиус) круговых колебаний, м; g = 9,81 — ускорение свободного падения, м/с2; a — угол наклона грохота, градус. Поправочный коэффициент Ко выбирается в зависимости от пропускной ~ способности грохота Qi (отнесенной на 1 м ширины) 25 30 35 40 45 50 55 1,70 1,40 1,25 1,15 1,05 1,00 0,95 60 70 80 100 120 180 0,92 0,89 0,85 0,80 0,78 0,75 66 Теоретическая формула для вычисления средней скорости подачи материала для грохотов с /круговым движением [14] имеет вид (1.51) где со — угловая скорость, с-1; г — амплитуда, м; Р — параметр, зависящий от коэффициента восстановления R прн ударе н относительного (безразмерного) ускорения co0; Kr = (1 — R)/(i + R) — параметр, зависящий от коэффициента восстановления R; <о0 = 4s2rlg cos а— относительное ускорение, выраженное в долях ускорения силы тяжести; f — коэффициент трения руды о сито. Для расчетов приближенно принимают коэффициент восстановления при ударе R ~ 0,2, тогда = 0,67, а соответствующий параметр Р будет зависеть от относительного ускорения со0: Таблица 1.19 К определению расчетных параметров механического режима ииерционных грохотов Размер отверстия сита а, мм Коэффициент в формуле (1.52) Произведение двойной амплитуды иа частоту 2гп, мм/мин <3 0,3 6 000 3—12 0,3 8 000 12—25 0,25 10 000 25—60 0,15 10 000 >60 0,1 12 000 Необходимо добавить, что в ГОСТ 23788—79Е на грохоты инерционные, введенному в действие с 1982 г., предусмотрены для произведения 2т значения 6000; 8000; 10 000 и 12 000 мм/мии. <оо.............. 2 3. 4 5 6 7 Р............ . 3,0 4,0 5,2 6,7 8,1 9,5 Каталожные данные. По данным фирмы «Аллис-Чалмерс» рекомендуется принимать для наклонных грохотов скорость подачи материала V = 0,5 м/с при отверстиях сетки менее 25 мм и V = 0,65 м/с прн ячейках более 25 мм. Для горизонтальных грохотов рекомендуется соответственно V = — 0,23 и 0,20 м/с. <§ 8. Параметры механического режима грохота Амплитуда. Для наиболее распространенных грохотов инерционного типа амплитуду г (полуразмах) колебаний короба выбирают в зависимости от размеров а отвер-, стия просеивающей поверхности. Эмпирическая формула, определяющая нижиий предел для г, имеет вид г > ma + 1. (1.52) Рекомендуемые значения коэффициента т, основанные на данных практики грохочения, приведены в табл. 1.19. Частота вращения рабочего вала. Принимаемая машиностроительными заводами частота вращения рабочего вала п находится в зависимости от амплитуды; произведение двойной амплитуды на частоту вращения берется, как правило, не менее 6000 мм/мин. Как видно из табл. 1.13, для большинства грохотов ГИТ старых конструкций это произведение близко к 6000—7000 мм/мин. Для новых более производительных грохотов значения этого параметра приведены в табл. 1.19. Зная амплитуду, по этим значениям легко определить частоту вращения вала. Глава 7 Закономерности процесса грохочения § 1. Основные технологические параметры Выход подрешетного продукта. На рнс. 1.65 приведена схема односитного грохота с показателями процесса грохочения. При установившемся режиме работы грохота соблюдается равенство Q=P + S, (1.53) где Q — масса исходного материала, подаваемого на грохот в единицу времени, т/ч; Р и S — масса соответственно подрешетного и надрешетного продуктов, получаемых в единицу времени, т/ч. Уравнение баланса расчетного мелкого класса имеет вид Qa0=R₽ + S«, (1.54) где а0, Рид — содержание расчетного мелкого класса соответственно в исходном, подрешетном и надрешетном продуктах. После подстановки значения S из предыдущего равенства уравнение баланса получит вид Q(a0 —д) = Р(Р-д). (1.55) Отсюда выход у (%) подрешетного продукта, равный отношению масс подрешетного и исходного (у = 100 Р/Q), будет у = 100 (а0 0)/(Р — д). (1.56) Если расчет ведется по классу, верхний предел которого равен размеру квадратных 3* 67 Рис. 1.65. Схема одиоситиого грохота (к определению показателей грохочения) ячеек сита, то содержание расчетного класса в подрешетном составляет 100 % (т. е. р = = 100%). В этом частном случае выход подрешетного продукта у = 100 (а0 — ©1/(100 — ©), (1.57) где а0 — содержание всего подлежащего отсеву мелкого класса в исходном питании, % . Общая формула (1.56) позволяет определить выход у подрешетного продукта по результатам ситовых анализов трех продуктов — исходного (а0), подрешетного (0) и надрешетного (©). Расчет ведется по трем каким-либо классам и для выхода берется среднее значение уСр- Для определения уСр по формуле (1.56) или (1.57) необходимо провести несколько параллельных опытов (опробований) и усреднить полученные результаты. Извлечение е мелкого класса в подрешетный продукт представляет собой выраженное в процентах отношение массы данного класса в подрешетном продукте к общему количеству этого же класса в исходном материале. Если содержание расчетного мелкого класса в исходном равно а0 (%), то в 100 единицах массы исходного имеется 100 а0 единиц массы дайного мелкого класса, а в подрешет-иом — 70/100 таких же единиц (у — выход подрешетного продукта, %; 0 — содержание в нем мелкого класса, %). Согласно определению извлечение е= 100 0у/1ООосо = 0?Ахо. (1.58) При расчете по этой формуле необходимо знать выход у подрешетного продукта; однако, не вычисляя у, можно найти извлечение е непосредственно по данным ситовых анализов, так как подстановка в равенство (1.58) значения у нз формулы (1.56) дает 8 = 100 0(ао — ©)/а0 (0 — 0). (1.59) В том частном случае, когда 0 = 100 % последняя формула упрощается * е0 = 10 000 (а0 — ©)/а0 (100 — ©). (1.60) Эффективность разделения Е (грохочения, классификации) по классу мельче отверстий сита представляет собой отношение массы этого класса в подрешетном продукте к массе того же класса в исходном материале. Это отношение равно разности между извлечением 8 расчетного мелкого класса в подрешетный продукт и извлечением 8+ в него крупного класса Е=е — е+. (1.61) Первый член правой части находят по формуле (1.58). Второй член, т. е. извлечение е+ в подрешетный продукт крупных классов, определяется как произведение выхода у подрешетного продукта на отношение содержаний крупного в подрешетном (100—0) и в исходном (100 — ССо) 8+ = у (100— 0)/(1ОО — а0). (162) Подстановка значений 8 и 8+ в формулу (1.61) дает Е = 100у (0 — а0)/а0 (100 — а0). (1.63) На основании предыдущих соотношений общая формула эффективности грохочения может быть записана в различных, но равнозначных вариантах Е = 8 — 8+ = = 100;’ (0 — ао)/а.о (100 — а0) = = 100 (8 — у)/(100 — а0) = 10 000 (0 — а0) (а0 — ©)/а0Х X (100 — а0) (0 — О). (1-64) В том частном случае, когда 0= 100%, т. е. расчетным считается весь класс мельче размеров ячеек сита, формула (1.64) упрощается Ео = 80 = ЮОу/ао = = 10 000 (а0 —&)/«<> (100 —0), (1.65) т. е. эффективность грохочения Ео по всему мелкому классу (верхний предел которого равен размеру отверстий снта) равна извлечению этого класса в подрешетный продукт (в этом частном случае эффективность Еа иногда называют точностью гро х'о -ч е и и я). Вообще же. эффективность Е и извлечение е не совпадают. Это видно нз общей формулы (1.64): если расчет ведется по классу меньшему, чем отверстие снта, то содержание его 0 в подрешетном продукте будет меньше 100 % и эффективность Е будет отличаться от извлечения 8. «Замельченность». Вследствие вероятностного характера процесса грохочения в надрешетном продукте неизбежно * В том случае, когда 0 = 100 %, полное извлечение в формуле (1.60) и в дальнейших обозначено через е0 (в отличие от е), эффективность — через и «замельченность» — через fto. 68 остается некоторое количество подлежащих отсеву мелких классов. Содержание их О в верхнем продукте характеризует степень его засоренности, или «замельчениость». Она зависит от эффективности грохочения Е» (равного извлечению е0) н начального содержания а0 отсеваемых мелких классе» в исходном материале. Решение уравнения (1.65) относительно О дает * = “•“> Непосредственно по выходу у подрешетного продукта «замельчениость» верхнего продукта может быть вычислена также по формуле # = 100 (а0 — у)/(100 — у). (1.67) Качество процесса грохочения необходимо характеризовать не одним, а двумя параметрами — эффективностью грохочения Ео н «замельченностью» О надрешетного продукта, так как высокая эффективность еще не гарантирует хорошего качества верхнего продукта. Например, нз агломерационной шихты крупностью —15-|-0 мм требуется выделить постель (крупные классы —15+8 мм) .грохочением шихты на сетке с ячейками 8X8 мм. Содержание класса —15+8 мм в исходном 10 %, содержание мелочи —8+0 мм, а = = 90 %. Грохочение велось с очень высокой эффективностью Еа = 98%, однако «замель-ченность» надрешетного продукта (постели) классом —8-(-0 мм согласно формуле (1.66) составила 16 % при максимальной допустимой Ошах = 10 %. Для обеспечения требуемой предельной Отах в соответствии с формулой (1.65) необходимо грохочение с более высокой эффективностью отсева, а именно 98,8%, что достижимо только при понижении нагрузки грохота примерно на 30—40 % . В качестве другого примера можно указать на требование, предусмотренное ГОСТ 10268—80 на заполнители бетона: «замельчениость» их (т. е. содержание мелких классов в готовом продукте) не должна превышать 5 %. Согласно формуле (1.65) для получения 0=5% необходимая эффективность должна составить Ео = 100 (а0 — 5)/0,95а0. (1.68) Формуле (1.68) соответствуют следующие значения эффективности: § 2. Гранулометрический состав продуктов грохочения При расчетном определении гранулометрического состава продуктов дробления и грохочения встречается случай, когда исходный материал, характеристика которого известна. подвергается грохочению иа данном сите с отверстиями а и необходимо рассчитать гранулометрический состав подрешетного продукта. Ниже рассмотрен разобранный в работе [2] случай, для которого принятая характеристика (по минусу) исходного материала подчиняется степенному уравнению » = (d/dmax)k, (1.69) где у — выход класса —d, доли ед.; dmax — размер максимальной частицы; k — постоянная. Если выражать d в долях размера отверстий сита а и обозначить через х новую переменную (d/a = ж), то исходное уравнение примет форму УМаМиах)***- (1-70) Выход элементарного (бесконечно узкого) класса Ду найдется дифференцированием НО X Ду = fe(a/dm!DE)*xfc_1Ax. (1.71) Эффективность отсева различных по размерам мелких классов неодинакова. Наиболее эффективно просеиваются самые мелкие частицы, а наименьшее извлечение в подрешетный продукт достигается на классах, относящихся к трудным зернам .|В работе [2] принимается, что извлечение вх узкого класса (х ± Дх) выражается в функции относительного размера класса степенным уравнением ех=1— хт. (1.72) Если х-> 0 (малым х характеризуется самый мелкий класс), тоех -*• 1 (или к 100 %); при х -* 1 (трудные зерна) вх -► 0. Суммарное содержание ах всех мелких классов (с относительным размером от О а0, %........................ 10 20 Ео, %........................ 52,5 79 30 40 50 60 70 80 90 100 87,5 91,5 95 96 98 99 99,5 100 Отсюда видно, что эффективность должна быть тем больше, чем больше содержание а0 подлежащего отсеву мелкого класса в исходном материале. Это правило сохраняет свою силу прн любом значении 0. до некоторого х), находящихся в исходном материале (или содержание класса —х + 0 в исходном), согласно уравнению (1.70) «х = Ух (a/dtuxfx? । (1-73) 69 а выход yx частиц такого же суммарного класса —х 4-0, прошедших через сито и извлеченных в подрешетный продукт, определится интегралом Ъ=\гхЬу, (1.74) о так как содержание этого класса в подрешетном продукте рх= 1. Прирх = 1 общее извлечение рассматриваемого класса равно отношению его выхода к содержанию в исходном продукте в0 =» Тх/ах. После подстановки из уравнения (1.74) из (1-73) и Ду из (1.71) получим k J ех (а/^шах)* Подставляя в подынтегральное выражение значение ех из формулы (1.72) и интегрируя в пределах от 0 до х1( окончательно находим е0 = 1 — 4- k). (1.76) Определяемая по формуле (1.76) величина е# получила название суммарной фракционной эффективности [2]. В этой формуле параметр k чаще всего находится в пределах 0,7—1. Второй параметр т имеет значительно больший диапазон значений. Он может быть найден, если известно извлечение всего мелкого класса, содержащегося в исходном, т. е. класса xt = 1. При х = 1 (или d — я) и ех — е0 из формулы (1.76) следует, что т — &е0/(1 — е0). (1-77) По имеющейся характеристике исходного материала и вычисленным значениям фракционной эффективности может быть рассчитан гранулометрический состав обоих продуктов грохочения. Для расчета могут быть также использованы таблицы из работы [2] или специальная номограмма [30]. § 3. Кинетика грохочения Эмпирическая формула, предложенная ироф. В. А. Перовым для кинетики просеивания (зависимости эффективности грохочения Ео от времени t пребывания материала на грохоте), имеет вид [2] Ео=1 —(1.78) где k и п — параметры, зависящие от свойств материала и условий грохочевия. После двукратного логарифмирования уравнение (1.78) дает lg 1g [ 1/(1 - Ео) ] = п 1g t 4- с. (1.79) Если обозначить здесь левую часть равенства через у, а входящий в правую часть 70 Рис. 1.66. Функциональная сетка для кривых грохотимости множитель lg t через х, то соотношение (1.79) примет внд у = пх 4- с, ?.(1.80) где’п не — постоянные, зависящие от свойств материала и условий грохочения. Последнему уравнению соответствует прямая в координатах х и у, поэтому для «выпрямления» кривых грохотимости строят функциональную координатную сетку, где по вертикали откладывают двойной логарифм У — lg 1g [1/(1 — Ео)], а по оси абсцисс — логарифм времени грохочения х = lg t (рис. 1.66). На рнс. 1.66 нанесены точки, соответствующие экспериментальным данным [2]. Объединяющая нх прямая АВ характеризует кинетику грохочения — нарастание эффективности по мере увеличения времени пребывания материала на грохоте. При более точном определении следует считать, что экспериментальные точки охватываются некоторой кривой CD, т. е. кинетика грохочения отражается уравнением (1.78) только приближенно. Согласно статистической теории Е. А. Непомнящего [46], вероятность р просеивания мелких частиц за время t при начальной толщине слоя h равна р=1 —Г(ЛЭ, (1.81) где F (N) — интеграл вероятности ошибок (функция Лапласа): N — безразмерный параметр (критерий Непомнящего), определяемый по формуле /V = (21/3600]/'2&£ц; (1.82) 01 — пропускная способность, т. е. объемная производительность, отнесенная к единице ширины В грохота, = Qt/B, м3/(м-ч); b — коэффициент грохотимости, определяемый экспериментально, м2/с; L — длина грохота, м; v — скорость перемещения материала по ситу, м/с. Вероятность р принимается пропорциональной эффективности отсева или извлечению, поэтому Ео= 100— F (N). (1.83) Рис. 1.67. Зависимость эффективности отсева £„ от параметра Qt/Vv Условия грохочения: исходный материал—щебень —25 + 1 мм; сетка грохота а = 12X12 мм; а,, = 79 %; г = 3 мм; п = 1100 мин 1 кость отсева. Как показывают вычисления значений функции F (N), зависимость между Ев и N в первом приближении может быть принята линейной (при условии, что Еа >65 %) Ео =» ЮО—ИЗУ. (1.84) При рассеве на грохоте постоянной длины (L = const) материала со стабильной характеристикой крупности коэффициент гро-хотимости остается постоянным (b = const) и формула (1.84) после подстановки в нее N из (1.82) дает 100 - Ео = KQi/Vv, (1.85) где ___ К = 113/3600/ 2bL = const. (1.86) В соответствии с уравнением (1.85) на диаграмме (рис. 1.67), где по оси абсцисс отложена дробь Qi/Kо, а на оси ординат эффективность отсева Ео, экспериментальные точки должны располагаться на одной прямой. Для иллюстрации статистической теории на рис. 1.67 приведен график Ео = f (QjVv), построенный по данным, опубликованным в литературе [47].' Точки располагаются вблизи прямой, которой соответствует уравнение 100 —Ео = 0,12(Э1//й. (1.87) Поскольку величины Qx и Е определяются в экспериментах с большой точностью; разброс точек на рис. 1.67 можно объяснить погрешностями измерений средней скорости v движения материала, определяемой со значительно меньшей точностью. Применение формулы (1.85) статистической теории удобно для контроля серийных опытов. § 4. Факторы, влияющие на процесс грохочения Главными технологическими показателями процесса грохочения материала являются: производительность грохота Q. «замельченность» надрешетного продукта (содержание в нем подлежащих отсеву мелких классов) и эффективность грохочения Е. Значения этих показателей определяются и обусловливаются действием ряда факторов, которые можно разделить на две основные-группы: 1) факторы, зависящие от физикомеханических свойств грохотимого материала, и 2) конструктивно-механические факторы (размеры грохота и его режим). Средн факторов первой группы существенную роль играет насыпная плотность материала б, изменяющаяся в широких пределах. В теории и практике грохочения принимают, что массовая производительность Q грохота, выраженная в единицах массы, прямо пропорциональна насыпной плотности 6 и объемной производительности Qo, т. е. Q = 6Q0. На этом основании в каталогах и других справочных изданиях приводится лишь объемная производительность Qo. В теории грохотов принимается, что при прочих равных условиях полная объемная производительность Qo прямо пропорциональна ширине грохота В. Поэтому объемная производительность, отнесенная к 1 м ширины грохота, или пропускная способность Qx грохота определяется из соотношения Qi=Q</B, (1.88) а объемная производительность, отнесенная к 1 м* площади просеивающей поверхности, или удельная объемная производительность Чо = Qo/0,95BL ₽ Qj/F, (1.89) где F = 0.95BL — расчетная площадь просеивающей поверхности, м*. К числу важных факторов первой группы следует отнести также геометрическую форму зерен и кусков материала. Наиболее благоприятной является округлая форма, типичная для гальки и песчано-гравийной смеси. Для большинства руд и продуктов их дробления характерна многогранная, в частности кубообразная форма, при которой грохочение протекает менее интенсивно, но удовлетворительно. Наименее успешно происходит грохочение материала, состоящего из зерен продолговатой или пластинчатой формы («лещадь»). Соответственно этим трем разновидностям геометрической формы зерен в расчетные формулы вводится поправочный коэффициент К3 на допустимую нагрузку грохота: для многогранных зерен принимают К3= 1; для округлых К3= 1,2 я для пластинчатых К3 = 0,8. Влияние относительного раз -мера зерна на эффективность грохочения показано на рис. 1.68, а [2], где на оси абсцисс отложено отношение диаметра зерен к размеру стороны квадратной ячейки сита d/a, на оси ординат — величина N, обратная вероятности р прохождения зерна сквозь отверстия. Величину N можно рассматривать как условное число отверстий, которое зерно должно встретить на своем пути прежде, чем пройти под сито. Как видно из рис. 1.68,а, крявая имеет характер экспоненты. Весь график можно разбить на две зоны: при ма- 71 , о 0,1 0,2цзofiqs0,60,7qsaaifi Относительный размер зерна Рие. 1-68. Зависимость эффективности грохочения от крупности зерен (а) и от влажности материала лых значениях d/a для прохождения под «ито достаточно небольшого числа встреченных отверстий, но после перехода через границу d/a ~ 0,75 наблюдается резкий подъем кривой: чем ближе размер зерна d к размеру ячейки£а, тем больше значение N, так как тем меньше вероятность р его просева (при данной конечной длине L сита). Зерна, у которых отношение d/a лежит в пределах 0 < d/a 0,75, получили название «легких», а зерна, приближающиеся к размеру ячейки, для которых 0,75 < < d/a <1, — «трудных» зерен. Наконец, зерна, размер которых превышает размер ячейки, но близок к нему (1,< d/a < 1,5), носят название «затрудняющих». Чем меньше в материале трудных и затрудняющих зерен, тем (при прочих равных условиях) может быть больше допустимая нагрузка грохота. На графической характеристике крупности материала этим зернам отвечает пологая часть кривой. Выбирая размер площади грохочения и ячеек сита, необходимо учитывать гранулометрический состав материала, помня, что характеристика крупности — главный фактор, определяющий производительность грохота. Влажность материала играет весьма существенную роль, особенно при рассеве на ситах с мелкими отверстиями. Внешняя влага, покрывающая в виде пленки поверхность частиц, вызывает их слипание и замазывание отверстий сит. На рис. 1.68, б показана для примера зависимость эффективности отсева мелочи из дробленого известняка от содержания в нем влаги W. Начальный участок кривой, примерно до W г» 8 % , представляет собой слабонаклонную прямую. Точка Ц7КР « 8 % является критической, так как после нее наблюдается резкое падение кривой из-за замазывания отверстий сит. В пределах от W ~ 12 до Ц7 « 40 % грохочение практически полностью прекращается — почти весь исходный материал остается на сите. Однако при дальнейшем повышении влажности (грохочение с добавкой воды) наступает переход к процессу мокрого грохочения, и эффективность снова повышается. При мокром грохочении применяются два варианта: грохочение с орошением из брызгал и грохочение в ванне или струе вода. В последнем случае применяются так называемые гидравлические грохоты (см. гл. 5). Если грохочение с орошением или мокрое грохочение неприменимы по каким-либо технологическим соображениям, например при рассеве мелких и влажных железных руд, то применяют иногда грохоты сэлектро-обогревом сит. Содержание глинистых и липких примесей. Материалы, содержащие глину или другие липкие примеси, рассеваются сухим способом (при условии их предварительной подсушки) либо путем мокрого грохочения (с орошением или на гидравлических грохотах). В некоторых случаях предпочитают предварительную полную отмывку глины в специальных моечных машинах (например, для марганцевых руд). К факторам второй группы — конструктивно-механических — относятся: конструкция сита, отношение его длины к ширине, способ подачи материала на просеивающую ханического Форма поверхности грохочение, отверстий •— их способность лучше противостоять забиванию трудными и затрудняющими зернами, а также возможность повышения производительности грохота за счет менее точного рассева (попадание мелочи в надрешетнын продукт и крупных классов в подрешетный). Поэтому для крупного и среднего грохочения, где не требуется большой точности рассева, применяются преимущественно щелевые колосниковые решетки. Рабочая щель решетки не должна иметь в плане поперечных перегородок, затрудняющих свободный выход частично погрузившихся в нее зерен и кусков, должна расширяться для прохода поверхность и параметры ме-режима грохота. отверстий просеивающей оказывает заметное влияние на Преимущество продолговатых 72 «трудных» зерен. Примером такой просеивающей поверхности является колосниковая решетка грохота 185Гр (см. рис. 1.10). Влияние соотношения между шириной сита (решета) В него длиной L изучено недостаточно. На практике это отношение составляет для наклонных инерционных грохотов В : L « 1 : 2, а для самобалансных от 1 : 2,5 до 1 : 3. Влияние длины L просеивающей поверхности изучено достаточно подробно. Зависимость эффективности извлечения мелких зерен от длины пути, пройденного материалом от места загрузки, носит экспоненциальный характер. Большая часть мелких классов (примерно 60—70%) отсеивается уже на первой трети длины грохота. По мере дальнейшего увеличения длины пути эффективность продолжает повышаться, так как увеличивается вероятность попадания зерен в ячейку, но более медленным темпом и асимптотически приближается к 100 % при бесконечной продолжительности процесса, т. е. очень большой длине просеивающей поверхности. Однако значительное удлинение грохота экономически невыгодно. Питание грохота. Основным требованием к способу подачи материала на просеивающую поверхность является ее равномерность. Необходимо, во-первых, подавать материал равномерно во времени и, во-вторых, распределять его равномерно по всей ширине грохота, что обеспечивает постоянство средней скорости движения материала по ситу и стабильность толщины его слоя, Д следовательно, и постоянство эффективности грохочения и качества продуктов рассева. Равномерность подачи достигается с помощью механических и электровибра-циоиных питателей. Высота подачи должна быть минимальной, так как практикующаяся иногда на фабриках подача питания с большой высоты непосредственно на сито приводит к быстрому выходу грохотов из строя. Угол наклона а короба оказывает существенное влияние на эффективность грохочения. На практике этот угол принимают в пределах от 15 до 26° для инерционных наклонных грохотов и от 0 до 5° для самобалансных. Наивыгоднейший угол, т. е. обеспечивающий наивысшую эффективность при заданной производительности или наибольшую производительность при заданной эффективности, устанавливается экспериментальным путем. Частота пи амплитуда г колебаний выбираются в соответствии с паспортными данными завода-изготовителя. При изготовлении грохотов на месте параметры п и г выбираются в соовтетствии с данными § 8 (гл. 6). Траектория колебаний наклонных грохотов вблизи центра тяжести короба близка к окружности радиусом г и переходит в эллипсы во всех остальных его точках. Различие между осями эллипсов сравнительно невелико и зависит от соотношения масс и моментов инерции (см. гл. 6, § 1). Для самобалансных грохотов с направ ленными прямолинейными колебаниями угол между направлением колебаний и плоскостью сетки выбирают в пределах от 30 до 45°, чаще всего — ближе к верхнему пределу. § 5. Графоаналитический метод обработки экспериментальных данных Определение оптимальных параметров механического режима грохота возможно с помощью графоаналитического метода обработки опытных даииых, предложенного в работе [51]. Применение этого метода может быть проиллюстрировано на . конкретном примере. На гирациоином грохоте, длиной L = = 2400 мм, имевшем сетку с квадратными ячейками 12Х 12 мм (а = 12 мм), производилось грохочеиие щебня крупностью —25-f-О мм (насыпная плотность б — = 1,6 т/м*). Во всех опытах оставались постоянными два параметра механического режима грохота: частота вращения п = = 1100 мии-1 и эксцентриситет вала г — = 3 мм; угол наклона грохота а варьировали в пределах от 10 до 25°. При испытаниях определяли эффективность грохочения (%), скорость перемещения надрешетного продукта v (м/с) и объемную производительность по питанию Qo (м*/ч). По значению последней находили пропускную способность грохота (?1[м*/(м'ч)], т. е. объемную производительность, отнесенную к 1 м ширины сита. Расчетом определялась условная толщина h слоя материала. Расчетный: параметр Л характеризует толщину слоя, которую имел бы весь исходный материал,, если бы он перемещался по грохоту со скоростью надрешетиого продукта о, найденной в опыте. Он вычисляется по теоретической формуле Л1 = Q1/3600O. (1.90) Эффективность грохочения определялась по формуле £е = е» = Ю0у/а0, (1.91> где у — выход подрешетного продукта, %; Од — содержание в исходном питании мелких классов, подлежащих отсеву (мельче размеров отверстий сетки), т. е. содержание иласса —12-J-0 мм, %. На рис. 1.69 представлены графики зависимости эффективности грохочения £0 от пропускной способности грохота Qi (удельной объемной производительности ?0) при разных углах наклона грохота а. Начальные участки всех кривых £ о = f (а) близки к горизонтальным прямым. По мере увеличения нагрузки наблюдается некоторое, хотя и незначительное повышение эффективности, но-после достижения максимума эффективность быстро падает («завал» грохота). Прямая АВ, огибающая все кривые, является и редельиой, определяющей мак- 73- Пропускная способность, мЗ/(м-ч) Гис. 1.69. Зависимость эффективности грохочения £„ от пропускной способности <?, (удельной производительности уа) нрн разных углах наклона а симальную эффективность, достижимую при данной пропускной способности. Уравнение ее £тах « МО—O.ISQl (1.92) где 0,15 — коэффициент, зависящий от размеров грохота. Например, при Qi= 60 м3/(м-ч) или <?о = 25 м3/(м2-ч) Ета= 100 — 0,15-60 = = 91 % (при а = 21°). Зависимость условной толщины слоя h от пропускной способности грохота с достаточным приближением может быть представлена уравнением прямой (рис. 1.70). Л= Kq (Qi — Л)/1000, (1.93) где Ко и А — коэффициенты, зависящие от угла наклона грохота а. Скорость подачи о материала связана с переменными <2Х и h теоретическим соотношением o=Q1/3600ft. (1.94) После подстановки h из формулы (1.93) находим зависимость v от ц = QA6KQ «21 - А)- (1-95) На основании полученных данных строится общая диаграмма грохотимости (рис. 1.71), на оси абсцисс которой откладывают Qi (или до), а на оси ординат — V. Кривые, Гис. 1.70. Зависимость расчетной (условной) толщины слоя Л материала от пропускной способ" мости Qt грохота и угла его наклона а 74 Рис. 1.71. Общая диаграмма грохотимости щебн» (диаграмма синаи основных параметров грохочения) соответствующие формуле (1.95), представляют собой семейство гипербол (на рис. 1.71 изображены пунктиром). Соответственно углам по уравнению (1.93) наносится пучок лучей h= f (Qi). Изолинии Ео = const образуют серию кривых, каждая из которых дважды пересекает вертикаль — const. Это доказывает возможность реализации двух различных скоростных режимов, обеспечивающих получение одной и той же эффективности отсева: режима с малой скоростью v и большой толщиной слоя h (при малых а) нли с большой скоростью, но малой толщиной (при больших а). Второй режим, в отличие от перйого, является устойчивым, так как в этом случае при колебаниях нагрузки эффективность меняется незначительно. Режим с малой скоростью й большой толщиной слоя неустойчив и не может быть рекомендован. По общей диаграмме грохотимости (рис. 1.71) может быть найден оптимальный угол наклона аоПт, обеспечивающий наибольшую пропускную 'способность Qimax при заданной эффективности Ео, или наобо рот: наибольшую эффективность Е„ тах при заданной нагрузке Qj. Рассмотренный пример относится к тому-случаю, когда параметры п и г остаются постоянными. Если же имеется возможность, их варьирования, то графоаналитический метод обработки опытных данных позволяет найти оптимальное значение всех переменных параметров (л, г и а), обеспечивающих наибольшую пропускную способность грохота при той или иной заданной эффективности или наибольшую эффективность при. заданной . производительности. Например (см. точку А на рис. 1.72) при Qi = - 50 м*/(м-ч), или q0 — 21 м?/(м2-ч) оптимальный угол наклона а0Пт « 20°, оптимальная скорость оОПт ~ 450 мм/с ~ « 0,45 м/с и оптимальная расчетная толщина слоя йопт ~ 30 мм обеспечивают прн стендовых испытаниях наибольшую эффективность грохочения Ещвх ~ 92 % , Глава 8 Технологический расчет наклонных инерционных грохотов § 1. Расчет производительности грохотов Для расчетного определения объемной производительности пред ложено несколько формул, являющихся модификациями одной общей Qo = КоЧбазГ’ (1-96) где Ко — общий поправочный коэффициент; <7баз — базисная удельная объемная производительность, т. е. отнесенная к 1 м? площади сита, м3/(м2-ч);£ — полезная площадь сита, м2. Различные методы расчета отличаются принятой в них базисной величиной и значением поправочного коэффициента /С»- Базисная удельная производительность 4баа- Приведенные к «стандартной! эффективности £ = 90 % значения <7баз> соответствующие различным методикам, приведены в табл. 1.20. Как видно из этой таблицы, базисные нагрузки <?баз по методике Механобра совпадают с принятыми в методике фирмы «Аллис-Чалмерс» и рекомендуются при расчетах (табл. 1.21, п. 1). Общий поправочный коэффициент. Поскольку производительность Qo зависит от целого ряда факторов, общий поправочный коэффициент Ко, входящий в формулу (1.96), представляют в виде произведения нескольких частных Ко=Я1КяК»-*л- (1-97) Количество частных коэффициентов и их физический смысл в разных методах расчета различны. По этой причине необходимо остановиться на каждом из них в отдельности. Поправки на гранулометрический состав. Входящий в формулу (1.97) первый (частный) коэффициент Kt представляет собой поправку на содержание в исходном материале мелкого класса, подлежащего отсеву а0. Второй поправочный коэффициент Kt определяется по содержанию в исходном материале классов, мельче половины ячеек сита (здесь и в дальнейшем оно обозначено символом а0,5 ). По упрощенной методике Механобра коэффициенты Ki и Ко в явном виде не вводятся, так как произведение KiKo близка к единице *. Результирующая поправка в виде произведения двух коэффициентов КгКо вводится как множитель, с помощью которого реальная удельная производительность qa снижается по сравнению с базисной (/баз вследствие того, что характеристика крупности исходного материала отличается от идеальной или «эталонной», произведение KiKo равно единице. Поправка на эффективность грохочения. Основной задачей операции грохочения является освобождение исходного материала от подлежащего отсеву мелкого класса, поэтому качество надрешетного продукта определяется остаточным содержанием в нем мелочи ("б, %). Показатель ф, иногда называется степенью засоренности или «замельченности». В строительной промышленности он нормируется. Так, для компонентов заполнения бетона О не должна превышать 5 %. Перед крупным дроблением допускается «замельченность» питания дробилок ККД до 20 %, а перед средним и мелким — до 8% [65]. Поскольку эффективность про- • Эта операция правомерна при’ прямолинейной характеристике крупности (показатель ха« рактеристики К = 1). Таблица 1.20 Значения базисной удельной объемной производительности грохота <?баз, м3/(м2-ч) в зависимости от размера стороны квадратной ячейки сита или решета а, мм Условное название методики (автор) Мелкие сита Средние и крупные сита «Уголь» (ИГИ) 9баэ = 1,6а — 1,7 (а •< 13 мм) ?баз = 0,5а -j- 12,5 (а 13 мм) «Строительные материалы» (В. А. Бауман, ВНИИстройдормаш) ОДаз ™ 1,3в 0,6 (а С 20 мм) (/баз — 0,48а + 16,4 (а 20 мм) «Руда»' (фирма «Аллис-Чалмеро, США) 4баз= 1,43а + 2,7 (а •< 18 мм) (/баз = 0,44а + 20 (а 18 мм) «Продукты дробления» (В. А. Ояев-ский, по данным полупромышленных испытаний, Механобр) 76 Таблица 1.21 Сводные данные к технологическому расчету грохотов № п/п Показатели ,, , -— _ ,, Л Размер отверстий сетки а, мм 3,2 4 5 6 8 10 12 16 20 25 ' 32 40 50 60 80 100 1 Базисная удельная объемная производительность <7баз, м’/(м2-ч): <7баз — 1,43а + 2,7 <7баз = 0,44а + 20 7,0 8,5 9,8 11,3 14,2 17,0 20 26 29 31 34 38 42 46 55 64 2 Требуемая эффективность грохочения Е, % 65 70 75 80 85 90 92 94 95 96 98 — . Поправочный коэффициент на эффективность Ке по формуле (1.99) 2,25 2,0 1,75 1,50 1,25 1,0 0,9 0,8 0,75 0,7 0,6 — 3 Вид просеивающей поверхности Проволочные сита Перфорированные (штампованные) листовые решета Сита из резины и полиуретана Форма отверстий Квадратные Прямоугольные (щелевидные) Квадратные Круглые Квадратные Щелевидные Поправочный коэффициент Кф 1,0 1,2 0,85 0,7 0,9 1,2 4 Параметр механического режима грохота 2гп, мм/мин 6000 8000 9000 10 000 12 000 Поправочный коэффи- циент Км по формуле (1.101) 0,7 0,8 0,85 0,9 1,0 5 Форма зерен и кусков Многогранная (дробленая руда) Округлая (песчано-гравийная смесь) Плитняковая (лещадь) Поправочный коэффи- циент К3 1,0 1,2 0,8 6 Расположение сетки в двухситном грохоте Верхнее сито Нижнее сито Поправочный коэффи- циент Хр 1,0 0,7 7 Способ грохочения Сухое грохочение Грохочение с орошением Поправочный коэффи- циент Хсм 1,0 1,25—1,40 Рис. 1.72. Номограмма для определения базисной <7баз и номинальной д0 = кЕЧбаз Удельной производительности грохота по заданной <за-мельчеииости» надрешетиого продукта б цесса грохочения Е зависит от содержания мелких классов в исходном а0 и от допустимой или принимаемой «замельченности» надрешетного продукта •<>, необходимо рассчитать показатель Е на основе этих исходных параметров по формулам (1.64) или (1.65). По заданным значениям а0 и & эффективность Е также может быть найдена с помощью номограммы, изображенной на верхней половине рис. 1.72. Например, при О = 10 % (точка F) и а0 = 40 % (точка М) из верхней половины номограммы сразу находим Ео « 83 % (точка G). Если же известно содержание расчетного мелкого класса в исходном материале ао и в подрешетном Р = 100%, а также задано извлечение его в подрешетный продукт в (условная эффективность), то замельчен-ность О надрешетного продукта определяется по формуле a~IV?-./ioo <L98' Например, при £0=в0=83% и а0 = = 40 % находим точку F,' где О' = 10 %. Расчетный поправочный коэффициент на эффективность определяется по формуле Ke = 1 + 5 (90 — £)/100. (1.99) Например, для часто достигаемой эффективности Е = 85 % следует считать поправочный коэффициент Ке приблизительно равным 1,25, а для £=80% Ке = 1,5 и т. д. (см. табл. 1.21, п. 2; рис. 1.72). В расчете грохотов коэффициент Ее играет весьма важную роль. Его можно назвать «коэффициентом загрузки сетки». Если умножить базисную удельную производительность <7баз на коэффициент Ке, то мы получим действительную удельную производительность, соответствующую тому частному случаю, когда все поправочные коэффициенты, кроме Ее> равны единице <?о=^баа- (L100> Действительную удельную производительность можно найти с помощью нижней половины номограммы (см. рис. 1.72). Так, при •& = 10 %; а0 = 40 % ; £ ~ 83 % найдем Ке =» 1,35. При грохочении на сетке а = 25 мм (точка Н на рис. 1.72), для которой ?баз= 31 м3/(м2-ч) (см. табл. 1.21, п. 1), <?о = 42 м3/(м2-ч) (точка L на рис. 1.72). Прочие поправки. Необходимо также вводить поправки на форму отверстий просеивающей поверхности Кф, интенсивность механического режима грохота /<м, геометрическую форму зерен и кусков К3> расположение сетки в двухситном грохоте Кр и способ грохочения Кем (см. табл. 1.21, п. п. 3—7). Поправочный коэффициент на интенсивность механического режима определяется удвоенным произведением амплитуды вибраций на частоту Кк = 0,7 + 0,5 (2гл — 6000)/10 000. (1.101) Влияние живого сечения учитывается только в тех случаях, когда применена сетка с квадратными ячейками, отличающаяся от стандартной. В формулу (1.97) добавляется коэффициент /<ж, прямо пропорциональный отношению живых сечений данной сетки и стандартной. § 2. Расчет технологических показателей наклонного инерционного грохота Упрощенная методика (применима при грохочении дробленой руды). Производительность по исходному связана со всеми параметрами и показателями зависимостью Q = 6?баз^^Е^Ф^м^з^Р^н<^см- (1.102) Требуется произвести поверочный расчет (сопоставить экспериментальные * и расчет * По материалам испытаний каид. техи. наук Н. А. Егоровой (Мехаиобр). 78 ные данные) наклонного инерционного грохота, установленного в дробильном отделении обогатительной фабрики Днепровского ГОКа перед конусной дробилкой мелкого дробления КМД-2200. Заданы следующие исходные данные. Руда — железная; насыпная плотность ее 2,1 т/м3; по геометрической форме кусков руда плитняковая. Установлен наклонный инерционный грохот ГИТ51; ширина сита В = 1,75 м, длина L = 3,5 м, полезная площадь F = 0.95BL = = 0,95-1,75-3,5 = 5,8 м2; амплитуда вибраций г = 6 мм, частота п = 735 мин-1; 2гп = 2-6-735 « 9000 мм/мин. Просеивающая поверхность представляет собой листовое железное решето, перфорированное •(штампованное), с круглыми отверстиями диаметром d = 35 мм. На грохот подается питание в количестве Q= 377,1 f/ч; содержание подлежащего отсеву класса —25-(-0 мм в питании грохота а0—46%. При грохочении получают надрешетный продукт в количестве 255,3 т/ч с содержанием 21 % того же мелкого класса («замельченность»-& = 21 %); количество подрешетного продукта составляло Р — = 121,8 т/ч; содержание в нем расчетного мелкого класса —25+0 мм 0 = 98,6 %. 1. Процентный выход подрешетного про-' дукта: ' расчетный по формуле (1.56) у — 100 (а0 — •&)/$ — &) = 32,2 %; опытный у = 100P/Q = 32,3 % . 2. Извлечение расчетного класса — 25+ 0 мм в подрешетный продукт по формуле (1.58) е = 0у/ао « 70 % . 3. Эффективность грохочения Ео по формуле (1.65) Еа = е = 70 % . 4. «Замельченность» надрешетного продукта: расчетная по формуле (1.66) В — р # = 0/ССо - е/100 20%; опытная (согласно заданию) О = 21 %. На номограмме (см. рис. 1.72) координатам О = 20 %; а0 = 46 % и Ео = 70 % соответствуют точки А, В и F. 5. Круглому отверстию d = 35 мм соответствует эквивалентное квадратное со стороной а= 0,81 d— 0,81-35 = 28 мм [формула (1.23)]. Этот эквивалент подтверждается наличием 1,4 % класса + 25 мм в подрешетном продукте. 6. Для квадратного отверстия а = 28 мм (см. рис. 1.72, точка А; табл. I. 21, п. 1) находим базисную объемную производительность «баз = 31 + (34 - 31) (28 - 25)/(32 - 35) = = 32,3 м3/(м2 - ч), где 34 — нагрузка при а = 32 мм, а 31 — нагрузка при а = 25 мм. 7. При Е = 70 % поправочный коэффициент на эффективность (коэффициент загрузки) Ке = 2,0 (интерполяция по табл. 1.21, п. 2 или определение по рис. 1.72). Отсюда, если не считать остальных поправок, удельная производительность (точки С и D на рис. 1.72) % = ^баз = 2-° • 32>3^ 65 м’/(м2 • ч)- 8. Определяем остальные поправочные коэффициенты (см. табл. 1.21): Кл> — 0,7; Км = 0,85; К3 = 0,8; Кр = 1,0; Ксм = 1,0. 9. Расчетная удельная объемная производительность (с учетом всех поправок) «o=WAV>31 м3/(м2-ч>- 10. Полная объемная производительность Qo = q0F = 180 м3/ч. Полная массовая производительность Q = Qo6 = 378 т/ч. Опытная (фактическая) производительность Q= 377,1 т/ч (согласно заданию). Методика фирмы «А л лис-Ча л м е р с». Упрощенная методика применима для грохотов, работающих главным образом в циклах рудоподготовки при линейной. характеристике крупности исходного материала (дробленой руды). В других случаях необходимо учитывать влияние характеристики крупности на производительность грохота Q = й/ч/баз^^г^С^ф^м-^з^р-^см-Коэффициенты Ki н К2 находят по рис. 1.71 и 1.72, остальные — по табл. 1,21. Подводя итоги, отметим, что, во-первых, технологический расчет грохота требует большого объема определенной информации и, во-вторых, значения коэффициентов носят эмпирический характер. Расчеты имеют ориентировочный характер и должны проверяться опытным путем либо на местах установки грохотов, либо на специальных стендах с замкнутым циклом нагрузки. Для горизонтальных инерционных грохотов типа ГСТ, вследствие их новизны, имеются лишь немногие опытно-промышленные данные по базовым нагрузкам. Например, q= 12,5 м3/(м2-ч) при а = 15 мм и Е = 90 % и q = 25 м3/(м2-ч) при а ~ 20 мм и Е= 80 % [63]. Для грохотов, устанавливаемых для отмывки руды в отделениях обогащения в тяжелых средах q= 3 м3/(м2-ч) при а = 2 мм и 7,5— 11 м3/(м2-ч) при а = = 6 мм. Для ориентировочных расчетов значения коэффициентов можно взять из табл. 1.21; значения q — экстраполируя приведенные выше данные. § 3. Поверочный расчет узла дробления Поверочный расчет грохотов приходится иногда выполнять в процессе опробования узла дробления в замкнутом цикле в усло- 79 руда Q=170T/4 Среднее дродление (КСД) 3=ДВ0т/ч J3^6O7, В~170т/ч X j0=X?% < Ц+3=д30т[ч ,, с70=Ч27о- Грохочение -12+0мм 3=260т/ч J3=60°p Ц=170т/ч J3=innv, Дродлень/й продукт Рис. 1.73. Схема узла двухстадиального дробления виях недоступности некоторых точек для взятия проб. В таких случаях ряд технологических показателей должен быть найден расчетным путем. Методика расчета показана на конкретном примере. На грохоты подается дробленая в КСД руда с насыпной плотностью 6= 1,8 т/м2. Верхний (надрешетный) продукт грохотов (+12 мм) направляется в дробилку КМД-2200 с разгрузочной щелью Ьо = 8 мм. Эта дробилка работает в замкнутом цикле с тремя однодечными грохотами марки ГИТ51. Размеры сита 1750X3500 мм; общая полезная площадь их F = 17,5 м2. Амплитуда грохота г — 6 мм, частота вибраций п = 735 мин-1 (см. табл. 1.13), угол наклона а = 22°. Сетка с квадратными ячейками 12 X12 мм (а = 12 мм). На схеме (рис. 1.73) приняты обозначения: Q — производительность по исходному и готовому продукту, т/ч; S — количество надрешетного продукта грохотов, направляемого в КМД, т/ч; — содержание класса — 12+ +0 мм в продукте КСД, %; «о — то же, в общем питании грохота, %;•& — то же, в надрешетном продукте грохота; р2 — то же, в продукте КМД; Ро — то же, в готовом продукте (подрешетный продукт грохота). Точки отбора проб изображены на схеме крестиками. Ситовыми анализами оказалось возможным установить содержание класса —12+0 мм только в трех продуктах: в исходном (Pi = 15 %), в надрешетном (О' = 4 %) и в продукте КМД (Р2= 60 %). Кроме того, известно, что в подрешетном продукте содержится р0 = 100 % класса —12+0 мм, так как проволочная сетка грохота имеет квадратные отверстия со стороной а = 12 мм. Для взвешивания представилось возможным отобрать только пробы из потока дробилки КМД. Взвешивание показало, что общая производительность этой дробилки S = 260 т/ч. Производительность по исходному питанию и готовому продукту Q оставалась неизвестной и подлежала определению на основе известного значения S = = 260 т/ч и ситовых анализов. По полученным данным требовалось оценить работу узла, в частности работу грохотов. Производительность по исходному и готовому определяется из уравнения баланса отсеваемого на грохотах класса —12+0 мм. На все три установленных грохота этот класс поступает в количестве QP1/100+SP2/100; уходит с грохотов в количестве QPo/lOO + + SO/100. Приравнивая приход к расходу, составляем уравнение баланса, откуда находим Q = S (р2—0)/(р0 - рх) = 170 т/ч. Циркулирующая нагрузка . С = 100S/Q» 150%. На грохоты поступает питание в количестве Сфакт = Q + S = 430 т/ч. Содержание класса —12+0 мм в общем питании грохотов находим из второго уравнения баланса (S + Q) а0 = QP о + SO, откуда «о = (QP о + S^)/(Q + S) = 42 %. Эффективность грохочения определяется по формуле (1.65) Е = е„ = 10 000 (а0 —#)/а0 (100—0) = = 94 %. При расчетном определении производительности по упрощенной методике учитываем следующие исходные данные: 1) при а = 12 мм базисная удельная объемная производительность <7баз=. = 20 м2/(м2-ч) (см. табл. 1.21); 2) коэффициент загрузки (поправочный коэффициент на эффективность) по формуле (1.99) или по табл. 1.21 при Е = 94 % будет Ке= 0,8; 3) параметру механического режима 2т 9000 мм/мин соответствует поправочный коэффициент Ке — 0,85; 4) все остальные поправочные' коэффициенты равны единице, так как сетка грохота проволочная с квадратными отверстиями, питание грохота (дробленая руда) состоит из кусков неправильной многогранной формы, материал сухой, грохот однодечный, грохочение без орошения. Как показывают подсчеты, расчетная производительность (Q = 428,4 т/ч) достаточно хорошо совпадает с фактической. Для реализации расчетной нагрузки необходимо следить за равномерным распределением общего питания на три грохота (по 143 т/ч на каждый). РАЗДЕЛ II ДРОБЛЕНИЕ Глава 1 Теории дробления. Классификация дробильно-измельчительного оборудования § 1. Процессы дробления и измельчения Процессы дробления и измельчения применяются для доведения минерального сырья (и других материалов) до необходимой крупности, требуемого гранулометрического состава или заданной степени раскрытия минералов. При этих процессах куски, зерна и частицы горных пород разрушаются внешними силами. Разрушение (дезинтеграция) происходит преимущественно по ослабленным сечениям, имеющим трещиноватости или другие дефекты структуры, после перехода за предел прочности нормальных и касательных напряжений, возникающих в материале при его упругих деформациях — сжатии, растяжении, изгибе или сдвиге. Различные способы дробления и измельчения отличаются видом основной необратимой деформации. Применяются следующие способы разрушения (рис. II.1): раздавливание, наступающее после перехода напряжений за предел прочности на сжатие; раскалывание в результате расклинивания (при этом в материале появляются напряжения от растяжения) и последующего разрыва кусков; излом в результате изгиба; срезывание, при котором материал подвергается деформации сдвига; истирание кусков скользящей рабочей поверхностью машины, при котором внешние слои куска подвергаются деформации сдвига и постепенно срезаются вследствие перехода касательных напряжений за пределы прочности. Если материал подвергается действию не статических усилий, адинамических нагрузок (см. рис. II, 1, е), то в этом случае применяют термины «ударное дробление» и «ударное измельчение», однако деформации остаются здесь теми же (сжатие, растяжение, изгиб и сдвиг). Перечисленные способы разрушения являются общими для дробления и измельче ния. Эти процессы отличаются по своему технологическому назначению и месту в цепи последовательных операций обогатительной фабрики. Рекомендуется [77] считать дроблением такой процесс разрушения, в результате которого большая часть готового продукта оказывается крупнее 5 мм, а и з-мельчением — процесс, весь продукт которого мельче 5 мм. Размер граничного зерна (5 мм) принят условно и может колебаться в некоторых пределах в зависимости от типа обрабатываемого минерального сырья (материала). Условность размера граничного зерна приводит в некоторых случаях к неопределенности терминов. Однако различие между процессами дробления и измельчения может быть уточнено, если за основу разделения принять оборудование, с помощью которого эти процессы осуществляются. По технологическому назначению все м а-ш и н ы, применяемые для разрушения кусков, зерен и частиц минерального сырья и аналогичных материалов, делятся на две основные разновидности: дробилки и мельницы (имеются в виду только механические дробилки и мельницы). В дробилках между дробящими деталями всегда имеется некоторый зазор, заполняемый материалом при работе под нагрузкой и остающийся свободным при работе на холостом ходу (щековые, конусные, роторные и другие дробилки). В мельницах измельчающие детали отделяются друг от друга слоем материала только под нагрузкой, а при работе на холостом (а частично и на рабочем) ходу они соприкасаются (шаровые, стержневые, роликовые и другие механические мельницы). В связи с этим дроблением считается процесс разрушения кускового материала, осуществляемый в дробилках, а измельчением — разрушение материала в мельницах. Дробилки благодаря наличию того или иного «калибрующего» зазора выдают преимущественно кусковый продукт с преобладанием крупных фракций и с относительно небольшим количеством мелких. Мельницы, где рабочий зазор между измельчающими телами становится близким к нулю, выдают преимущественно порошкообразный продукт с преобладанием мелких фракций. При дроблении и измельчении заметно сказывается разнообразие свойств горных пород. Горные породы различаются по структуре и текстуре. Первая в основном обусловлена размером и формой минеральных агрегатов; вторая — слоистостью, пористостью и трещиноватостью. С текстурными особенностями горных пород связана анизотропия их свойств в продольном и поперечном направлениях, а также масштабный фактор, которым объясняется увеличение удельной прочности твердых тел по мере уменьшения их линейных размеров. Выделяются структуры полнокристаллические и неполнокристаллические, различной зер- 81 Рис. II. 1. Способы разрушения: а — раздавливание; б — раскалывание; 6 — нза лом; а — срезывание; д — истирание; е — удар нистости, слоистые, однородные, пористые и др. Для процессов разрушения наиболее важными характеристиками горных пород являются их прочность (крепость), дробимость, йзмельчаемость и абразивность [2, 11, 66]. Прочностью горных пород называется способность твердого тела противостоять разрушению от действия внешних сил. Она характеризуется предельными напряжениями, которые могут быть созданы в опасном сечении тела при разных видах разрушающих воздействий. В табл. II.1 приведены сведения об относительной прочности горных пород при разных видах напряжений, а в табл. II.2 даны физико-механические свойства некоторых горных пород. Как видно из табл. II.1 и II.2, наивыгоднейшим видом деформирования для разрушения горных пород является растяжение, но по конструктивным соображениям в современной практике дезинтеграции основным разрушающим воздействием является раздавливание. Поэтому для характеристики и общего сравнения прочностных свойств горных пород Таблица II. 1 Относительная прочность горных пород при разных видах напряжений, % Горная порода Сжатие Сдвиг Изгиб Растяжение Гранит 100 9 8 2—4 Песчаник 100 10—12 6—20 2—5 Известняк 100 15 8—10 4—10 обычно пользуются величиной напряжения на сжатие либо коэффициентом крепости, разработанным проф. М. М. Протодьяконо-вым по результатам многолетней горной практики. По шкале проф. М. М. Протодьяконова все горные породы делятся на 10 категорий, характеризуемых коэффициентами крепости от 0,3 для самых слабых до 20 для наиболее прочных пород (табл. 11.3). Коэффициент крепости f' равен 10“7 разрушающего усилия на сжатие, измеренного в паскалях; максимальное его значение по шкале проф. М. М. Протодьяконова равняется 20 даже в тех случаях, когда разрушающее усилие сжатия больше 2-10® Па. Для некоторых железных руд и руд цветных металлов коэффициент крепости fпредставлен в табл. II.4 и II.5. Дробимость является обобщающим параметром многих механических свойств горных пород (упругих, прочност-ных, пластических и др.) и выражает энергоемкость процесса дробления породы. В зарубежной практике дробимость определяют опытами по разрушению единичных кусков ударами падающих грузов. • По высоте их падения и массе рассчитывается ударная сила дробления и по ней определяется индекс работы W; [2]. По методике, разработанной в , Механобре, дробимость характеризуется двумя параметрами: индексом чистой работы дробления W* и типовой характеристикой разгрузки стандартных дробилок [5; 6]. Эта показатели определяются по результатам дробления проб руды в щековых или конусных дробилках небольших размеров (например, конусной с диаметром основания дробящего конуса 600 мм). В дробилку подают материал широкого диапазона крупности, из которого удалены классы меньше ширины выходной щели, намеченной для опытов. Дробление осуществляется в условиях заполненного .рабочего пространства дробилки при одновременной записи потреб- 82 Таблица И.2 Физико-механические свойства торных пород Месторождение Порода Кажущаяся плотность, т/м1 Пористость, % Предел прочности иа сжатие асж» кН/см1 Предел прочности на растяжение СТР* у кН/см2 Г Модуль Юта Н/см* (3 Коэффициент Пуассона ц - Джезказган-ское медное Песчаник (серый, рудный) 2,64— 2,68 1,49 7 1 ( 0,94— 1,3 ч 55—82 0,18— 0,22 Ждановское медно-никеле-вое Перидотит (оруденелый) 2,87 — <14,2/ ' 0,67 108 —- Кировское апатитовое Апатито-нефелиновая 2,6—3,16 — 6,5—8,4 0,5—0,89 59—86 — Бакал ьское железорудное Известняки 2,3—2,6 2—3 3,83— 4,65 0,46 34—50 0,16— 0,25 Криворожское железорудное Неизмененные гра^ ниты 2,4—2,7 1—5 5—13 — 20—95 0,22— 0,24 Криворожское железорудное, югок То же Гематитомагнетитовый роговик 3,44 — 34 1,2 84,7 — Окварцованные сланцы 2,77 — 22 0,9 52,5 — Ковдорское апатито-магнетитовое Апатито-магнетитовая 2,68— 3,95 2,18— 2,22 — 7,3—15,8 0,27— 0,86 43—147 0,24— 0,31 Гаурдакское серное Извести я ково-сер -ная 5—21 1,26— 3,41 — 12,2— 29,2 — Таблица П.З Шкала крепости горных пород по М. М. Протодьяконову Категория Степень крепости Порода Коэффициент крепости f I В высшей степени крепкая Наиболее крепкие, плотные и вязкие кварциты и базальты; исключительные по крепости другие породы 20 II Очень крепкая Очень крепкие гранитовые породы, кварцевый порфир, очень крепкий гранит, кремнистый сланец, менее крепкие, чем указанные выше кварциты, самые крепкие песчаники и известняки 15 III Крепкая Гранит (плотный) и гранитовые породы, очень крепкие песчаники и известняки, кварцевые рудные жилы, крепкий конгломерат, очень крепкие железные руды 10 Ша То же Известняки (крепкие), некрепкий гранит, крепкие песчаники, крепкий мрамор, доломит, колчеданы Обыкновенный песчаник, железные руды 8 IV Довольно крепкая 6 IVa То же Песчанистые сланцы, сланцевые песчаники 5 V Средняя Крепкий глинистый сланец, некрепкий песчаник и известняк, мягкий конгломерат 4 Va То же Разнообразные сланцы (некрепкие), плотный мергель 3 VI Довольно мягкая Мягкий сланец, очень мягкий известняк, каменная соль, гипс, мерзлый грунт, антрацит, обыкновенный мергель, разрушенный песчаник, сцементированная галька и хрящ, каменный грунт 2 Via То же Щебенистый грунт, разрушенный сланец, слежавшаяся галька и щебень, крепкий каменный уголь, отвердевшая глина 1,5 VII Мягкая Глина (плотная), мягкий каменный уголь, крепкий нанос — глинистый грунт 1 83 Продолжение табл. П.З Категория Степень крепости Порода Коэффициент крепости f Vila Мягкая Легкая песчанистая глина, лёсс, гравий 0,8 VIII Землистая Растительная земля, торф, легкий суглинок, сырой песок 0,6 IX Сыпучая Песок, осыпи, мелкий гравий, насыпная земля, добытый уголь 0,5 X Плывучая Плывуны, болотистый грунт, разжиженный лёсс и другие разжиженные грунты 0,3 Таблица II.4 Крепость железных руд Месторождение (или горно-обогатительный комбинат) Руда Соотношение различных типов руд в месторож-дении, % Коэффициент крепости по шкале М. М. Про-тодьяконова f Оленегорское Ковдорское Железистые кварциты (магнетитовые и смешанные) 100 14—16 Балансовая магнетитовая 68 Маложелезистая 32 У о— 1U Лебединский ГОК (КМА) Карбонатно-мартитовая 12 Куммингтонито-магнетитовая 29 | 14—Т7 Амфиболо-магнетитовая 59 Михайловский ГОК£(КМА) Железистые кварциты магнетитовые гематитовые 70 30 | 18—20 Ингулецкий ГОК (ИнГОК) Магнетитовая 95 | Гб—20 Гематито-магнетитовая 5 Южно-Криворожский ГОК Железистые кварциты (ЮГОК) магнетитовые 84 } 16—20 окисленные 16 Ново-Криворожский ГОК Железистые кварциты — (НКГОК) магнетитовые 49 гематито-магнетитовые 27 | 13—18 магнетито-силикатные 24 Центрально- Криворожский Железистые кварциты ГОК (ЦГОК) магнетитовые 69 |' 1—20 Северо-Криворожский окисленные 31 Железистые кварциты ГОК (СевГОК) магнетитовые 90 | 12 20 гематитовые 10 Полтавский ГОК (ПГОК) Мартито-магнетитовая 5 | 20 Дашкесанское Магнетито-железослюдковая 95 Балансовая магнетитовая 85 | 10—12 Забалансовая . 15 Качканарское Т итано-магнетитовая 50 1 10 Ильменитовая 50 J 10 Гороблагодатское Магнетитовые скарны 77 8—12 Сплошные магнетиты 17 12—14 Окисленная 6 — Бакал ьское Сидеритовая 75 6—10 Буро-железняковая 25 1—5 Магнитогорское Сернисто-магнетитовая 15 1 Я 19 Магнетитовая 85 Высокогорское Магнетитовая 80 Мартитовая 10 | 6—10 Буро-железняковая 10 84 Продолжение табл. II.4 Месторождение (или горно-обогатительный комбинат) Руда Соотношение различных типов руд в месторож-деини, % Коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова f Соколовское (ССГОК) Амфиболо-магнетитовая 42 Эпидото-магнетитовая 20 | 10—18 Магнетитовая 38 Сарбайское (ССГОК) Богатая магнетитовая 40 | 10-18 Бедная магнетитовая 60 Тейское Сер пенти но-маг нетитовая 63 Карбонатно-магнетитовая 21 | 8—10 Гематито-магнетитовая 16 Нижне-Ангарское Гематитовая 70 Гематито-хлоритовая 20 | 6—8 Гематито-песчанистая 10 Коршуновский ГОК Балансовая магнетитовая 80 1 2—6 Забалансовая 20 / Рудногорское Магнетитовая 95 8—12 Мартитовая 5 6—8 Гаринское Богатая магнетитовая 51 | 12—14 Бедная магнетитовая 49 Ново-Киевское Железо-хромо-никелевая 100 ‘ 5—6 Аккермановское Железо-хромо-никелевая 100 0,5—2 Лисаковский ГОК Смесь оолитовых бурых железня- 100 3—5 КОВ Камыш-Бурунское Бурые железняки коричневые 42 — табачные 58 — ляемой энергии. Питание дробилки и ее разгрузка подвергаются ситовому анализу на ситах с квадратными отверстиями. Определяется номинальная крупность продукта дробления, оцениваемая размером отверстия сита, через которое проходит 95% материала, и строится типовая характеристика разгрузки дробилки, у которой крупность классов выражается в долях номинальной крупности. Эта характеристика определяется только свойствами дробимых материалов [6]. По времени дробления, массе использованной для опыта пробы руды и потребленной энергии рассчитывается удельный расход энергии, затраченной только на дробление (без учета энергии холостого хода), и определяется значение индекса чистой работы дробления. В табл. II.6 приведены индексы чистой работы дробления для некоторых руд месторождений СССР. Измельчаемость оценивают по удельной производительности лабораторной мельницы по вновь образованному расчетному классу. Критерием измельчаемости является отношение производительности мельницы по вновь образованному "классу при измельчении исследуемой руды к производительности той же мельницы и по тому же классу при измельчении принятой для сравнении руды. В обоих случаях крупность исходного материала, содержание расчетного класса в измельченном Продукте и все условия измельчения должны быть одинаковыми. Абразивность характеризует способность горных .пород изнашивать рабочие органы в процессе дробления (измельчения) прн трении. Абразивность оценивают по износу материала, контактирующего с горной породой. В ИГД им. А. А. Скочинского разработана упрощенная методика определения относительной абразивности горных пород, заключающаяся в истирании о поверхность образца горной породы торца вращающегося стержня из незакалениой стали и определении износа (по массе) стержня за опыт. За критерий абразивности принимают суммарную потерю в массе стержня за 10 мин. По американскому методу абразивность оценивается по изнашиванию стальной лопатки кусками руды. В барабане (размером 305Х XI15 мм) независимо от него вращается в ту же сторону ротор (диаметром 115 мм) со вставленной радиально прямоугольной лопаткой (размером 75X25x6 мм), изготовленной из хромоникельмолибденовой стали, закаленной до твердости 500 НВ. Частота вращения барабана 70 мин-1 (90 % критической скорости), ротора 632 мин-1. В барабан помещается проба (класс —20+12 мм) испытуемой руды массой 400 г. Барабан закрывается крышкой, и установка включается на 15 мин. Перерабатывается всего четыре порции руды, таким образом лопатка ротора подвергается изнашиванию в течение 60 мин. Продукт измельчения всех четырех проб 85 Таблица II.5 Крепость руд цветных и редких металлов М естор ож де н н е илн предприятие Руда Коэффициент крепости по шкале М. М. Про-тодьяко-иова f Алмалыкское Медная 12—14 Алтын-Топкан-ское Свинцово-цин-ковая 10—14 Балхашское Медная 12 (Коунрадское) Белоусовское Свинцово-цин-ковая 13—15 Дарасунское Джезказган- Золотосодержащая Медная «10 ское сульфидная окисленная 12—19 6—8 Зыряновское Свинцово-цинковая 10—15 Кафанское То же «8 Кировградское Медная 12—16 Кировская Апатито-нефелиновая 8—12 Лениногорское Свинцово-цинковая 16—18 Миргалимсай- То же 10—12 ское Норильское Печенганикель Медно-никеле-вая сплошная вкрапленная 10—12 16—18 фабрика № 1 Медно-никелевая 12—15 фабрика № 2 То же 10—14 Сибайское Медная 8—18 Сихалийское Оловянно-цин-ковая 14—16 СУМЗ Медная 11 Сорское Медно-молиб-деновая 7—15 Текелийское Свинцово-цин-ковая 10—12 Тырныаузское Вольфрамо-молибденовая 10—18 Шерловогор- Оловянная 8—12 ское Учалинское Медно-цинко-вая, сплошная пиритная 8—12 объединяется и подвергается ситовому анализу. Потеря массы лопатки в граммах служит показателем абразивности Л(. В табл. II.7 представлены средние показатели абразивности по Бонду для некоторых горных пород с указанием индекса работы. Во ВНИИстройдормаш разработана методика определения абразивности материала применительно к дробилкам ударного действия. Сущность методики заключается в дроблении проб руды крупностью 10—20 мм, 86 Таблица II.6 . Индексы чистой работы дробления некоторых руд месторождений СССР Месторождение (или горно-обогатительный комбинат) Руда Индекс чистой р аботы дробле- ния W кВт.ч/т Алмалыкское Медная 7,13 Кургашинкан-ское Свинцово-цинковая 8,75 Норильское Медно-никеле-вая сплошная 10,7 Учалинское Медно-цинко-вая сплошная риритная 10,8 Алтын-Топкан-ское Свинцово-цин-ковая 13,6 Сорское Медно-молибде-новая 14,30 Южно-Криворожский ГОК Железистые кварциты магнетитовые 17,5 Джезказганское Медная сульфидная 17,7 массой 1 кг каждая в роторной дробилке размером 250X50 мм при окружной скорости бил 30 и 60 м/с. Съемные била изготавливаются из стали марки 45 по ГОСТ 1050—74 с последующей термообработкой до твердости HRC 28— 32. Абразивность оценивают по потере массы всех бил, приходящейся на 1 т дробленого материала. Соответствующие показатели И3о и Иоо определяются по формуле Ho=Ag/Q, (П.1> где Ag — потеря в массе 4 бил, определенная с точностью до 0,2 мг в одной пробе, г; Q — масса дробленого материала, определенная с точностью до 10 г в одной пробе, т. Абразивность горных пород при дроблении в ударных дробилках, г/т Гранит «Норинск» Жито- мирской обл.......... 280 900 Известняк Ковровского месторождения Владимирской обл.......... 16 86 Известняк ВЯО Эстонской ССР............. 4,2' 17 Гранит «Шарташ» Свердловской обл......... 150 450 Гранит «Пруды» Ленинградской обл............. 300 900 Гранит «Овруч» Житомирской обл.............. 460 1520 Руда железная Стойленского карьера КМА . . 140 420 Таблица П.7 Средние показатели абразивности горных пород по Бонду Порода Плотность, г/см8 Индекс работы Бонда W^, кВт.ч/т Крупность продукта измельчения - d90, мкм Показатель абразивности Лр Г Известняк для цемента Сульфиды тяжелых металлов Медные руды Гематит Магнетит Гранит Кварцит 2,7 3,56 2,95 4,17 3,7 2,72 2,70 14,0 12,5 12,9 9,4 14,3 18,3 19,2 12 830 12 000 12 700 13 450 14 630 0,0238 0,1284 0,1472 0,1647 0,2217 0,3880 0,7751 Степень дробления илн измельчения i характеризуется отношением размеров кусков исходного материала D к размеру кусков продукта дробления (измельчения) d. Номинальная степень дробления характеризуется значениями номинальной крупности (95%-ный проход через сито) ia—^Dw-idu- (Н.2) Иногда среднюю степень дробления определяют как отношение средневзвешенных диаметров I'ср — £>ср/^СР' (11 3) При дроблении (измельчении) в несколько последовательных стадий общая степень дробления (измельчения) определяется как произведение всех степеней дробления (измельчения) в отдельных стадиях I = (П.4) Стадии дробления и измельчения различают в зависимости от номинальной крупности питания и конечного продукта следующим образом: Стадия £>н, мм d^t мм Дробление: крупное . , . 1500—500 350—100 среднее . . , . 350—100 100—40 мелкое . . . . 100—40 30—10 Измельчение: грубое. . . . 30—10 6—2 тонкое. . . . 6—2 1—0,5 0,1—0,005 сверхтонкое На некоторых обогатительных фабриках применяют не трн, а- четыре стадии дробления: между крупным и' средним вводится операция поддрабдивания. Дробилки (мельницы) могут работать в открытом цикле, при котором материал проходит дробилку (мельницу) один раз, или в з а‘м к в у том цикле с грохотом (классифицирующим аппаратом), надрешетный продукт (пески) которого непрерывно возвращается в дробилку (мельницу) на додраб-ливание (доизмельчеиие) (см. рис. 1.2, б). § 2. Теории дробления В процессе разрушения горных пород в дробилках и мельницах при деформациях сжатия, растяжения и изгиба главную роль играют нормальные напряжения. В этом случае элементарная работа деформации одного куска ДД пропорциональна изменению его первоначального объема V нли изменению куба его диаметра ДЛ = KAV= КкАО3. (II.5) Уравнению (II.5) соответствуют гипотезы Кирпичева (1874 г.) и Кика (1885 г.). Если энергия затрачивается преимущественно на деформацию сдвига, при которой главную роль играют касательные напряжения, то элементарную работу считают пропорциональной приращению площади поверхности АЗ куска или квадрату его диаметра D ДД = КАЗ = KrAD2. (П.6) Уравнение (II.6) соответствует гипотезе Рит-тингера (1867 г.) В общем случае элементарная работа, затрачиваемая в процессе дробления куска, определяется уравнением Ребиндера ДДр = КкД V + K₽AS. (II.7) По гипотезе Бонда (1950 г.) элементарная работа пропорциональна приращению параметра, являющегося среднегеометрическим между объемом и площадью поверхности ДДв = КДКЁ5 = КвДО2’5- (II.8) За основу своих расчетов Бонд принимает теорию Гриффитса — Ребиндера о наличии трещиноватости в кусках дробимого материала. По обобщающей гипотезе элементарная работа дробления одного куска пропорциональна бесконечно малому изменению некоторой степени его диаметра D ААт = КтМ/~т, (II.9) где 4 — т — показатель степени, определяемый опытным путем. 87 Формула (II.9) является обобщением предыдущих: при т = 1 она совпадает с формулой Кирпичева — Кика (II.5); при т = 2 — с формулой Риттингера (II.6); при т = = 1,5 — с формулой Бонда (II.8). По обобщенной формуле (II.9), дифференцируя правую часть равенства, можно найти элементарную работу, затрачиваемую на дробление одного куска Mm = K'mD3~m dO- Если предположить, что весь материал, имеющий объем Qo, состоит только из одинаковых по размеру шарообразных кусков диаметром D, то общее число кусков N, содержащихся в этом объеме, определится дробью и элементарная работа сил упругости при малой деформации всего объема Qo представится произведением ДЛ0 = NdA = K'N (Q0/D3) KmD3-mdD, откуда AA0 = KNKmQ()dD/Dm. (11.10) Для определения суммарной работы Ад, затрачиваемой на дробление всего объема Qo, необходимо при интегрировании учесть начальный Do и конечный DK размеры кусков (т. е. размеры шарообразных кусков исходного продукта и продукта дробления, считая их в каждом случае одинаковыми по размеру и форме). После интегрирования уравнения (11.10) от Ро до DK полученное уравнение легко преобразуется в выражение для определения удельного расхода э н(е р г и и (на единицу объема дробимого материала) Ео=л<л>=(те-1 - те-1)- (п.н) В обобщенной формуле (11.11) конечный размер Рк можно выразить также через степень дробления i = D0!Dk, тогда (П-12) Частным случаям обобщенных формул сдответствуют те или иные значения показателя степени т в трех последних равенствах. В соответствии с гипотезой Кнрпичева— Кика т =Д. Подставив т = 1 непосредственно в исходное уравнение (II.10) после интегрирования, получим Ек — Ag/Qg = Кк lg (Dg/DK). (11.13) Применительно к гипотезе Риттингера в формулах (П.Н) и (II.12) принимают т = = 2, тогда удельная работа будет Er = Ar/Q0 = Kr (1/Or — l/Oo)- (П.14) Если же оценивать работу дробления не по размерам кусков, а по изменению удельной поверхности S, то уравнение Риттингера (II.6) приводит к следующей формуле удельной работы: Er = A0/Q0=KrAS, (II.15) где AS — прирост удельной поверхности продукта измельчения по сравнению с начальной (Д5 = SK0h — Знач)- В соответствии с гипотезой Бонда т = 1,5, и исходные формулы дают ев = a0/q0=кв (i/Ks; - i/Ко;). (11.16) Если обозначить через W (индекс работы) ту работу, которую нужно затратить для доведения единицы объема материала, состоящего из кусков бесконечных размеров (О о = оо), до крупности, при которой 80 % кусков имеют диаметр DK = 100 мкм, то в соответствии с формулой (II.16) W = Ao/Qo = Кв (1/К100 - 1//53) = = 0,1Кв. (11.17) Отсюда Кв= ЮГ. После подстановки Кв — lOTJF’ в формулу (II.16) работу на единицу объема можно определить по следующей расчетной формуле: Ев = AolQo = ЮГ (l/ire - 1/Ко;) = = юг (/о; - КОКол- (11.18) В формулах Бонда диаметры О0 и DK выражены в микрометрах и равны тем отверстиям сита, на которых остаток равен 20 % (просев 80%). Вместо объема Qo в формулы можно ввести пропорциональную ему величину — массу материала Q. Тогда индекс работы Г,- и удельный расход энергии Е = ^4 0/Q0 будут относиться к 1 т материала Ев = A0IQ = ЮГ, (Кй; - lAWW (П.19) Индексы работы по Бонду Г,- для различных материалов приведены в табл. II.8. Как показывают опыты, между индексом работы по Бонду Г,- и коэффициентом крепости f по шкале М. М.Протодьяконова имеется корреляция: чем больше f, тем больше н Г,-; однако в некоторых случаях это правила нарушается. Экспериментальное сопоставление различных гипотез, характеризующих связь между работой дробления и крупностью дробленого материала, показывает, что для измельчения при больших удельных поверхностях применим закон Риттингера. Для крупного дробления, при котором дробленые продукты имеют небольшие удельные поверхности, подходит закон Кика—Кирпичева. Закон Бонда занимает промежуточное положение. 88 Таблица II.8 Индекс работы дробления по Бонду Руда и порода Плотность , г/см3 Индекс работы wi-кВт.ч/т Руда н порода Плотность, г/см3 Индекс работы кВт.ч/т Андезит 2,62 20Д Молибденовая руда 2,70 13,6 Базальт 2,90 19,0 Наждак 3,48 62,5 Барит 4,50 5,3 Никелевая руда 3,28 15,1 Боксит 2,20 9,8 Оловянная руда 3,95 12,0 Габбро 3,00 20,5 Песчаник 2,65 28,9 Гематит 3,53 14,3 Пирит (серный колче- 4,06 9,8 Гипс 2,69 7,8 дан) Глина 2,51 7,0 Пирротиновая руда 4,04 10,5 Гнейс 2,71 22,4 Плавиковый шпат 3,01 9,8 Горючие сланцы 1,84 17,6 Поташ 2,40 8,9 Гравий 2,66 17,9 Полевой шпат 2,59 11,9 Гранит 2,67 16,8 Рутиловая руда 2,80 14,0 Графит 1,75 48,5 Свинцовая руда 3,35 13,1 Диабаз 2,90 21,4 Свинцово-цинковая 3,36 11,9 Диорит 2.90 23,2 руда Доломит 2,74 12,5 Сиенит 2,73 14,5 Золотоносная руда 2,81 16,5 Сланец 2,63 17,5 Известняк 2,66 14,0 Спекулярит 3,28 15,2 Карбид кремния 2,75 28,6 Стекло 2,58 13,6 Кварц 2,65 15,0 Такониты 3,54 16,1 Кварцит 2,68 10,6 Титановая руда 4,01 13,6 Кварцевый песок 2,67 15,5 Уголь 1,40 14,3 Клинкер цементный 3,15 14,8 Ферромарганец 6,32 9,2 Кокс 1,31 16,7 Ферросилиций 4,41 11,0 Магнезит 3,06 12,3 Феррохром 6,66 8,4 Магнетит 3,88 11,0 Фосфориты 2,74 11,0 Марганцевая руда 3,53 13,5 Цинковая руда 3,64 12,8 Медная руда 3,02 14,1 Шлак доменный 2,74 11,3 Законы выведены для упрощенных моделей разрушения, основанных на геометрическом подобии разрушаемых частиц и продуктов разрушения и их физической идентичности, при отсутствии дефектов строения тел. Трудность получения универсального закона разрушения объясняется тем, что в реальных телах и кристаллах встречаются дефекты в виде трещин или участков несовпадения расположения атомов или узлов кристаллической решетки (дислокаций), являющихся причиной возникновения трещин. Вследствие этих дефектов поперечные сечения тела становятся неравноценными по прочности. На концах трещин под воздействием нагрузки возникают локальные пики напряжений, которые значительно больше средних напряжений в теле [35]. Энергия, подводимая к телу при нагружении, превращается в Энергию деформации, накапливаемую в материале, и в поверхностную энергию трещины. С увеличением длины трещины возникающие на ее концах напряжения возрастают. При определенном напряжении трещина будет распространяться далее самопроизвольно. Гриффитс получил выражение, связывающее напряжение о с критической длиной трещины I, начиная с которой трещина распространяется самопроизвольно, а = К 2Еу/л1, (11.20) где Е — модуль упругости материала; у — удельная поверхностная энергия трещины. Практическое использование формулы Гриффитса для характеристики связи между работой разрушения и крупностью конечного продукта затруднено отсутствием соотношения между размером тел и критической длиной трещин. В настоящее время нет достаточно легких и надежных методов определения размеров дефектов, существующих в необработанных частицах горных пород неправильной формы. При операциях крупного дробления приращение поверхности весьма мало, поэтому работу дробления можно определить по уравнению (П.5), соответствующему гипотезе Кирпичева ДЛк = КкЛИ. Значение входящего в это уравнение коэффициента пропорциональности Кк иногда определяют, пользуясь формулами сопротивления материалов, с помощью диаграммы деформаций, полученной при сжатии образца 89 на прессе. Работа дробления куска объемом V будет ^ = 4ах’//2£- где сгтах — разрушающее напряжение на сжатие (предел прочности); Е — модуль упругости Юнга. При том же допущении максимальное усилие Ргаах, действующее со стороны рабочего органа дробилки на материал, равномерно заполняющий зону дробления, определяется произведением разрушающего напряжения ° max на площадь F неподвижной щеки щековой дробилки Ртах = ашахЛ (11.21) В расчет по формуле (11.21) необходимо внести существенную поправку, так как напряжение пшах относится только к раздавливанию на прессе образцов правильной формы (кубики), когда нагрузка распределяется равномерно по всей поверхности контакта кубика с плитой и имеет место только сжатие и последующее раздавливание. В реальных условиях, т. е. при разрушении руды в дробилках (рис. II.2), куски имеют неправильную форму, давление на материал распределяется неравномерно, и большая часть кусков разрушается не сжатием, а в результате раскалывания, при котором фактически происходит разрыв кусков по линиям АА', а не их раздавливание. Предел прочности руд на разрыв в десятки раз меньше, чем на сжатие. Поэтому рабочее давление в формуле (11.21) необходимо принимать значительно меньшим, чем отах, считая, что среднее эффективное усилие Рэфф =?= pF г (11.22) где р — удельное рабочее давление, отнесенное к единице площади щеки и составляю щее только часть ашах (определяется экспериментально). При дроблении руд и пород повышенной прочности за среднюю расчетную величину принимают р= 2,4 МПа. (П.23> Усилие РЭфф приложено к некоторой средней точке щеки (см. рис. II.2). Формулы (II.22) н (11.23) используются: при расчете усилий и мощности дробилок. § 3. Классификация дробильно-измельчительных машин, аппаратов; и устройств За основу классификации дробильно-из-мельчительных машин и устройств принимают принцип их действия, т. е. способ разрушения, который определяется видом энергии, непосредственно используемой для разрушения материала. На рис. П.З изображен» схематическая классификация способов, применяемых для разрушения, и виды энергии,, превращаемой в работу дробления и измельчения. Наибольшее применение получил механический способ. Делаются попытки использовать энергию пара или сжатого воздуха при пневматическом взрывном дроблении, а также электрическую энергию при электрогидравлическом, электроимпульсном и электротермическом дроблении. В некоторых установках применяется аэродинамический способ разрушения, при котором куски материала разгоняются струей газа. Разновидностью этого способа является так называемый «процесс Снайдера», в соответствии с которым материал перед измельчением в струе подвергается действию сжатого газ» или пара под высоким давлением. В этом процессе используется также пневматический (взрывной) эффект в сочетании со струйным: измельчением. Все методы, кроме механического, находятся в стадии исследования. В соответствии с этой классификацией дро-бильно-нзмельчительные машины и аппараты могут быть разделены на следующие четыре основных типа (табл. II.9, рис. II.4,. II.5): I — механические дробилки; II — механические мельницы (с мелющими телами); III — взрывные пневматические, электро-гидравлические, электроимпульсные и электротермические дробильные аппараты; IV — аэродинамические и пневмомеханические-мельницы (струйные размольные аппараты без мелющих тел). На рудообогатительных фабриках в настоящее время применяются почти исключительно механические дробилки и мельницы. Область применения отдельных конструктивных типов определяется главным образом прочностью дробимого материала. Для дробления особо крепких (f > 18) и крепких (/= 16—18) руд и . руд средней крепости (f = 12—16) используются главным образом, конусные дробилки (ККД, КРД, КСД» 90 Рис. П.З. Классификация способов разрушения материалов Рис. II.4. Схемы механических дробилок с преимущественно статическим воздействием на ма териал (а—в) и динамического (ударного) действия (г—е): а — щековая; б — конусная; в — двухвалковая; г — роторная; д — стержневая (дезинтегратор); е — центробежная метательного действия Таблица II.9 Классификация дробильно-измельчительных машин, аппаратов и устройств Принцип действия Группа (разделение по методам разрушения материала) Подгруппа (разделение по виду рабочих органов) Конструктивные типы I. Механические дробилки Разрушение кусков материала в результате механического воздействия подвижных деталей дробилки (или подвижных деталей н неподвижной брони); между рабочими деталями имеется «калибрующий» зазор 1. С преимущественно статическим воздействием на дробимый материал А. Щековые (рис. II.4, а) Щековые с простым движением щеки ЩДП Щековые со сложным движением щеки ЩДС Б. Конусные (рис. II.4, б) Конусные с подвесным валом ККД и КРД ги-рационные Конусные с консольным валом КСД и-КМД Конусные инерционные кид Конусно-валковые В. Валковые (рис. II.4, в) Двухвалковые с гладкими валками Одно-, двух-, и четырехвалковые с зубчатыми валками 2. Динамического действия (роторные) А. Роторные ударного действия (рис. II.4, г, д) Молотковые (с шарнирно-подвешенными молотками) Роторные (с жестко закрепленными билами-лопатками) Стержневые (дезинтеграторы) Б. Роторные метательные (центробежные с безударным разгонным ротором; (рис. II.4, е) Центробежные с однодисковым ротором II. Механические мельницы (с мелющими телами) Разрушение зерен и частиц материала в результате ударов мелющих тел или их истирающего действия Мельницы с мелющими телами А. Барабанные (рис. II.5, а) Шаровые Стер жнев ые, г а л ечн ые рудного самоизмельчения и полусамоизмельчения Б. Ролико-кольцевые (рис. II.5, б) Однороликовые Трехроликовые Центробежные многороликовые В. Чашевые (рис. II.5, в) Бегуны Г. Дисковые (рис. II.5, г) Истиратели Жернова 92 Продолжение табл. II.9 Принцип действия Группа (разделение по методам разрушения материала) Подгруппа (разделение по виду рабочих органов) Конструктивные типы III. Взр Разрушение кусков в результате сброса давления газа (пара), действия ударной волны (под влиянием искрового разряда в воде), местного их нагрева (с по-мощью тока высокой частоты) или расширения плазмы в канале раз-ряда ывные^ пневматичес и электротерми 1. Взрывного действия кие, электрогидравл ееские дробилки А. Пневматичес- ские ические Взрывные, применяющие сжатый воздух или пар Б. Электроим-пульсиые Взрывные, основанные на действии плазмы 2. Электрогид-равлические Электрогидрав-лические С искровым разрядом в жидкости 3. Электротермические Электротермические с высокочастотным генератором Переносные и стационарные IV. А эре (с Разрушение кусков в результате разгона их струей воздуха и последующих ударов о неподвижную броню или взаимных ударов. ^динамические и пне труйные аппараты Струйные / вмомеханические ме без мелющих тел) А. С вертикальной и горизонтальной камерой льницы Струйные размольные аппараты Б. Взрывноструйные Струйные размольные аппараты Снайдера КМД). реже щековые (ЩДП); для руд и пород ниже средней крепости (f = 10—12) — конусные н роторные; для некрепких (f = Рис. П.5. Схемы механических мельниц: а — барабанная (шаровая, стержневая, галечная, рудногалечная, рудного самоизмельчения, ба-рабаиио-ролнковая); б — ролико-кольцевая; в — чашевая (бегуны); г — дисковая (истиратель, жернова) 5—10) и неабразивных — гладкие двухвалковые и роторные; для слабых материалов (f < 5) — валковые с зубчатыми валками. Из механических мельниц почти исключительно применяются барабанные — шаровые, стержневые, рудногалечные и рудного самоизмельчения. Остальные механические мельницы применяются лишь и специальных случаях. Мельницы взрывного действия и аэродинамические (струйные) находятся в стадии исследования. Глава 2 Щековые дробилки § 1. Типы щековых дробилок Щековые дробилки разделяются на два основных кинематических класса: с простым ШДП (рис. II.6) и сложным ЩДС (рис. II.7) движением подвижной щеки. Дробилки с простым движением подвижной щеки различаются между собой способом ее крепления и приводным механизмом. Различают дробилки 93 Рис. П.6. Кинематические схемы щековых дробилок с простым движением щеки: а—г — с верхним подвесом щеки; д — с нижней опорой щеки; 1 — неподвижная щека; 2 — подвижная щека; 3 — распорная плита с верхним подвесом 0х щеки (рис. II.6, а—г) и с нижней шарнирной опорой 02 (типа Додж) (рис. II.6, д). Последние изготовляются только как лабораторные и полупромышленные. Дробилки с верхним подвесом щеки выполняются с различными приводными устройствами. Чаще всего применяют шарнирнорычажный механизм (см. рис. II.6, а). Подвижная щека поворачивается вокруг своей оси Oj на небольшой угол в ту и другую сторону, приближаясь и отдаляясь от неподвижной щеки. Щековая дробилка с таким механизмом была изобретена Влеком еще в 1858 г. и до настоящего времени является самой распространенной. Некоторыми зарубежными фирмами выпускаются дробилки с кулачковым приводным механизмом (см. рис. II.6, б), пригодным лишь для машин малых типоразмеров. Компактной является дробилка с кривошипно-шарнирным приводным механизмом, (см. рис. II.6, в). Изготовлены опытные образ Рис. II.7. Кинематические схемы щековых дробилок со сложным движением щеки: а — с одной подвижной щекой; б — с двумя подвижными щеками; 7 — неподвижная щека; 2 — подвижная щека; 3 — распорная плнта 94 цы щековой дробилки с гидравлическим приводом (см. рис. II.6, г). В СССР все дробилки с простым движением подвижной щеки изготовляются по схеме, показанной на рис. II. 6, а (ГОСТ 18265—72). Дробилки со сложным дви-. ж е н и е м подвижной щеки строятся по схеме, показанной на рис. II.7, а (ГОСТ 7084—71). В этих дробилках подвижная щека шарнирно подвешена на эксцентриковом приводном валу О; нижняя часть ее шарнирно соединяется с распорной плитой (другим концом распорная плита опирается на регулировочное устройство). Траектории движения точек щеки представляют собой овалообразные кривые. Если горизонтальная проекция перемещения ниж-ией точки (ход) равна s, то вертикальная его проекция в этом месте близка к 3s, а в верхней зоне — к 2,5s при горизонтальной проекции 1,5 s. Значительное вертикальное перемещение щек, обусловливающее их истирающее действие на куски материала, приводит к повышенному износу дробящих плит. Поэтому дробилки со сложным движением применяют преимущественно для малоабразивных материалов. Достоинства их — простота конструкции, компактность и малая масса. Помимо простейшей кинематической схемы (см. рису II.7, а) используются и более сложные: в движение приводятся обе щеки (рис. П.’7, б), либо одна щека имеет привод от двух эксцентриковых валов и т. д. § 2. Щековые дробилки со сложным движением щеки, их конструкция и основные параметры В СССР щековые дробилки выпускаются пяти типоразмеров. Их размерный ряд и техническая характеристика соответствуют ГОСТ 7084—71 (табл. 11,10). Удельная объемная производительность (отнесенная к 1 м2 приемного отверстия) дробилок составляет около 70 м3/(м2-ч), поэтому полная объемная производительность Q« « 7QBL. Удельный расход мощности Удв/Qo равен приблизи- Таблица 11.10 > Основные параметры щековых дробилок со сложным движением щеки по ГОСТ 7084—71 СМД-115 СМ Д-116 СМД-108 СМД-109 СМД-110 о! аз Параметры X <о X ю X ю о X аз X •—1 оТ ся <£> ЩДС- ЩДС ЩДС- ЩДС- ЩДС- Размеры приемного отверстия BXL, мм 160X250 250X 400 250X 900 400X900 600X 900 Наибольшая крупность исходного материала Птах, мм Угол захвата, градус, не более 140 210 210 340 510 15 15 15 17 19 Номинальная выходная щель Ьи, мм Максимальный диапазон изменения выходной щели, мм Объемная производительность Qo при номинальной щели, м3/ч, не менее 30 40 40 60 100 15—45. 20—60 20—60 40—90 75—125 2,8 (2,8) 7,0 (7,0) 14,0 (16) 25,0 (25,0) 55,0 (38) Мощность электродвигателя УдВ> кВт, не более Ю(7) 17 (17) 40 (40) 55 (61) 75 (95) Масса дробилки без электродвигателя, т Габаритные размеры, м: 1,5 3,0 8,0 12,0 . 20,0 длина 1,0 1,4 1,7 2,2 2,7 ширина 1,0 1,3 1,7 2,2 2,6 высота 1,1 1,5 2,3 2,6 2,5 Изготовитель Выксунский завод дробильно-размольного оборудования Примечание. В скобках даны значения, вычисленные по формулам: Q = 70BL н N — = 175BZ. ° ДВ 95 5 Рис. II.8. Щековая дробилка со сложным движением щеки ЩДС тельно 2,5 кВт/м3, откуда N^a ~ 2,5Q0 = =И75 BL, где В и L выражены в метрах. На рис. II.8 показана щековая дробилка со сложным движением подвижной щеки; конструкция ее является типовой для всей серии ЩДС. Станина дробилки сварная; ее боковые стенки выполнены из стальных листовки соединены между собой передней стенкой У коробчатого сечения и задней балкой 2, являющейся одновременно корпусом регулировочного устройства 7. Над приемным отверстием укреплен защитный кожух 3. Подвижная щека 4 представляет собой стальную отливку, закрепленную на эксцентриковой части приводного вала 5. В нижней части щеки имеется паз, куда вставляется вкладыш для упора распорной плнты 6. Другим концом распорная плита упирается во вкладыш регулировочного устройства, состоящего из^ползуна 13 и двух винтов 14. Замыкающее устройство состоит из тяги 8 и цилиндрической пружины 9, натяжение которой можно регулировать гайкой. При рабочем ходе щеки 4 пружина сжимается; стремясь разжаться, она способствует отходу щеки при холостом ходе (размыкании). Пружина 9 обеспечивает постоянное плотное замыкание всех звеньев шарнирно-рычажного механизма (подвижной щеки, распорной плиты и регулировочного устройства). Подвижная щека имеет в нижней части косой выступ, на который устанавливают дробящую броневую (футеровочную) плиту 10. Сверху эта футеровочная плита притягивается к щеке клиньями и болтами с потайными головками. Неподвижная дробящая плита 11 опирается внизу на выступ передней стенки станины 1, ас боковых сторон зажата футеровочными плитами 12. Рабочие поверхности дробящих плит и поверхности боковых футеровочных плит o6pa3yrof камеру дробления машины. Плоскости футеровочных плит 10 и 11 образуют между собой переменный угол 0. При рабочем ходе подвижная щека приближается к неподвижной и ширина Ь выходной щели уменьшается, доходя до минимума Ьп. При отходе подвижной щеки выходная щель увеличивается до размера Ь = Ьй + S, где s — горизонтальная проекция хода щеки (см. рис. II.7, а). Изменение режима работы щековой дробилки достигается регулировкой размера выходной щели. Номинальная ширина йном ее при прочих равных условиях определяет крупность продукта дробления и производительность дробилки. Так как по мере износа дробящих плит ширина выходной щели возрастает, необходимо периодически производить регулировку (поджатие) щеки. С этой целью поворачивают винт, перемещающий ползун со вкладышем распорной плиты (см. рис. II.8). Ранее на щековых дробилках со сложным движением предохранительным устройством служила распорная плита, которая ломалась прн возникновении нагрузок больше допустимых (например, при попадании в камеру дробления недробимых предметов). В настоящее время начинают находить применение предохранители неломающегося типа. Ранее на дробилках всех типоразмеров монтировались два маховика (по одному с каждой стороны), один из которых выполнял также функцию приводного шкива. В последнее время на большинстве отечественных дробилок со сложным движением щеки применяется один шкив-маховик с увеличенным маховым моментом. Для обеспечения динамической балансировки машины на противоположном конце эксцентрикового 96 Рис. П.9. Профиль футеровочных плит дробилок ЩДС вала устанавливается противовес. Подобная конструкция узла привода делает дробилку более компактной. В процессе эксплуатации дробилки ЩДС футеровочные плиты подвергаются быстрому износу, причем наиболее интенсивно изнашивается нижняя часть неподвижной брони, поэтому конструкции плит выполняется, как правило, симметричной, т. е. предусматривает возможность перевертывания их изношенной частью вверх, что практически удваивает срок службы плит. Рабочая часть броневой плиты обычно выполняется рифленой. Поперечный профиль плиты характеризуется размерами и конфигурацией рифлений. По ГОСТ 13757—68 дробилки со сложным движением щеки в зависимости от области применения должны комплектоваться дробящими плитами с различной конфигурацией и размером рифлений (рис. П.9). Рифления трапецеидальной формы (тип 1) применяют для предварительного дробления в дробилках с шириной приемного отверстия 250 и 400 мм, а рифления треугольной формы (тип 2) — для предварительного дробления в дробилках с шириной приемного отверстия 600 мм, а также для окончательного дробления в дробилках всех типоразмеров. Шаг t, размеры т и п и высота h рифлений для обоих профилей зависят от размера выходной щели Ь. Радиусы закруглений гг и г2 для крупных щековых дробилок размером от 400X900 мм и выше равны 10 и 15 мм, а для дробилок меиыцих размеров — примерно 5 и 10 мм. Дробящие плиты (см. рис. II.8) должны плотно прилегать своими опорными поверхностями к подвижной и неподвижной щекам и работать с ними как одно целое. Согласно ГОСТ 13757—68 неплоскостность опорной поверхности плиты не должна превышать 2 мм на 1 м длины. В большинстве случаев дробящие плиты щековых дробилок изготовляются из высокомарганцовистой стали. Срок службы дробящих плит и их удельный расход зависят от прочности и абразивности дробимого материала. § 3. Конструкция и технические характеристики дробилок с простым движением щеки Основные параметры щековых дробилок с простым движением щеки ЩДП приведены в табл. П.Н (рис. 11.10, 11.11). Дробилки устанавливаются на массивных фундаментах. Внутренняя стенка сварной рамы служит неподвижной щекой 1, на которой крепится футеровка 2. Подвижная щека 3 с укрепленной на ней футеровкой 4 подвешена на оси 5. В коренных подшипниках рамы вращается приводной вал 6, на эксцентриковую (среднюю) часть которого насаживается верхняя головка шатуна 7. Вал 6 приводится во вращение шкивами 8 и 9 клиноременной передачи. В нижнюю часть шатуна 7 с обеих его сторон через сухари 12 упираются распорные плиты: передняя 10 и задняя 11. Противоположные концы распорных плит опираются на вкладыши 13 и 14. Один из них закреплен на подвижной щеке 3, а второй — в углублении упора 15. При необходимости изменения размера выходной щели упор 15 соответственно передвигают и закрепляют винтом 16. Иногда для этоц цели применяют укороченные (или удлиненные) распорные плиты 10 и 11. К подвижной щеке 3 шарнирно прикреплена горизонтальная штанга 17, оттягивающая под действием пружины 18 нижний конец щеки при ее обратном ходе. Плоскости распорных плит 10 и 11 образуют между собой малый угол 6. При рабочем ходе (подъеме шатуна 7) угол р уменьшается, распорные плиты приходят в почти горизонтальное положение, нажимая на щеку 3. Последняя приближается к неподвижной щеке, уменьшая выходную щель до минимального размера Ь9. При обратном ходе шатуна (вниз) угол 0 увеличивается, и щель размыкается до размера Ь = Ьо + s, где s — ход щеки в нижней точке. При этом подвижная щека совершает колебательное движение с центром качания в точке О (центр оси 5). Номинальной шириной ще-л и считается размер Ь (расстояние от вершины выступов одной брони до наиболее удаленной точки впадины на противоположной броне) в разомкнутом положении щек. В целях уменьшения неравномерности вращения на приводной вал 6 насаживаются массивный маховик 9, который служит шкивом клиноременной передачи. Футеровку 2 неподвижной и 4 подвижной щек набирают из броневых плит с продольными рифлениями. Выступы одной плиты располагаются против впадин другой, благодаря чему большая часть кусков руды разрушается в результате излома (см. рис. II. 1, в). Наряду с этим в точках соприкосновения поверхности кусков с выступами возникают местные разрывающие напряжения, в результате которых крупные куски раскалываются (см. рис. II.1, б и II.2). Боковые стенки 19 рабочей камеры дробилки также 4 Заказ 81 97 Таблица II.11 Основные параметры н размеры щековых дробилок с простым движением щеки по ГОСТ 18265—72 Параметры 1ЦДП-4 X 6 1ЦДП-6 X 9 ' л-ЩДП-9Х12 ; ... ЩДП-12Х 15 ЩДП-15Х21 ЩДП-21Х25 Размеры приемного отверстия, мм: ширина В 400± 20 600±30 900+45 1200±60 1500±75 2100±90 длина L 600±30 900+45 1200+ 60 1500±75 2100±90 2500± 100 Размер наибольшего куска в 340 510 750 1000 1300 1700 питании, ммч Номинальная ширина разгру- 60 100 130 150 180 250 зочной щели &ном> мм Пределы регулирования ще- ± 15 ±25 ±35 ±40 ±45 ±65 ЛИ, мм Эксцентриситет вала г, мм 19 29 40 35 42 50 Угол захвата а, градус — 20 22 24 23 — Объемная производительность 15 50 160 280 550 800 при номинальной щели (для материала средней крепости /ср = 14) QrocT, мЗ/ч, не менее Мощность электродвигателя 40 75 100 160 250 400 Мдв, кВт, не более Масса дробилки без электро- 8 (7,56) 27 (21,66) 76 (71,8) 146 260 470 оборудования, т, не более Изготовитель Выксун ский за- Волге (144,6) щеммаш (1 (250,2) '. Тольятт и) вод дробильноразмольного оборудования Примечание. В скобках приведены паспортные данные. футеруют сменными плитами из марганцовистой стали. Чаще всего для приводного вала применяют подшипники скольжения с баббитовыми вкладышами (см. рис. 11.11); в последнее время имеется тенденция к переходу на подшипники качения (см. рис. 11.10). Смазка подшипников оси подвижной щеки и точек контакта распорных плит с вкладышами — консистентная (густая), подается под давлением. Для подшипников главного вала применяется принудительная жидкая смазка от масляного насоса. В настоящее время для увеличения степени дробления щековые дробилки изготовляют с увеличенной высотой камеры дробления. Эта высота примерно в 2—2,3 раза больше ширины приемного отверстия. Кроме того, футеровку неподвижной щеки в нижней части скашивают для образования в месте разгрузки параллельной зоны. Введен трехступенчатый запуск щековых дробилок. Первая ступень — приведение во вращение (вокруг вала дробилки) маховика, выполняющего роль приводного шкива. Вто 98 рая ступень — передача вращения валу дробилки. Вращающийся приводной маховик входит в сцепление с валом дробилки с помощью фрикционной муфты. Третья ступень— приведение во вращение второго маховика, который с помощью своей фрикционной муфты сцепляется с валом дробилки. Фрикционные муфты устанавливаются на обоих концах эксцентрикового вала. В последних конструкциях щековых дробилок предусматривается запуск дробилок с помощью муфты обгона и микропривода (мощностью 10—12 кВт). Муфта обгона соединяет вал ведущего клиноременного шкива главного привода с выходным валом редуктора микропривода. При запуске дробилки микропривод медленно вращает муфту обгона, которая, заклиниваясь, вращает вал ведущего клиноременного шкива. Через 20— 40 с после начала вращения эксцентрикового вала включается главный электродвигатель и дробилка запускается. При наличии микропривода с муфтой обгона фрикционные муфты на эксцентриковом валу дробилки выполняют роль предохранительного уст- Рис. 11.10. Продольный разрез модернизирован ной дробилки ЩДП 6X9 ройства. Применение микропривода позволяет запускать дробилку под завалом. Методика выбора щековых дробилок в СССР за рубежом различна. В СССР дробилки выбираются по производительности, а за рубежом — по мощности электродвигателя с учетом производительности дробилки. Рис. 11.11. дробилка ЩДП 15x21 4* 99 § 4. Параметры механического режима щековых z дробилок с простым движением щеки К параметрам механического режима щековых дробилок относятся: угол захвата а, ход подвижной щеки s и частота вращения рабочего вала, определяющая частоту качаний щеки п0. Угол захвата а (рис. 11.12, а) образуется плоскостями подвижной и неподвижной щек. Предельная его величина ограничивается условием: дробимый кусок материала не должен выталкиваться вверх при сближении щек. Помимо силы тяжести G (которой можно пренебречь по сравнению с усилиями дробления) на кусок действуют сжимающие силы Рг и Р2, направленные перпендикулярно плоскостям щек, и силы трения fP± и fP2 (/ — коэффициент трения), лежащие в плоскостях щек. Зажатый под действием этих сил кусок находится в равновесии до тех пор, пока угол захвата удовлетворяет следующим уравнениям равновесия слагающих сил по осям х и у (при G яй 0): — Р2 cos а — fP2 sin а = 0; (11.24) 2 У = — fPi + fPft cos а — P2 sin а = 0. Если коэффициент трения заменить тангенсом угла трения, (/= tg <р), то, решая уравнения (II.24), получим: откуда tg a < 2 tg <p/(l—tg2 <p), a C 2 <p, (11.25) т. e. предельный угол захвата должен быть меньше двойного угла трения. F Угол захвата а щековых дробилок лежит в пределах 20—24° (см. табл. 11.11). Для большинства дробимых материалов f 0,2 и f 12°, т. е. 2<р > 24°, поэтому принятые на практике углы а 24° обеспечивают захват кусков. Условие (II.25) не обеспечивает раздробления куска при первом зажатии его в рабочем пространстве, так как в этом случае происходит лишь местное откалывание и выкрашивание небольших осколков с его поверхности. При следующем рабочем ходе щеки происходит дальнейшее выкрашивание'и истирание поверхности куска остриями нарифле-ний футеровочной брони. Процесс частичных расколов прекращается лишь после того, как площадь контакта достигнет достаточно больших размеров, и возникающие напряжения вызовут полное раскалывание всего куска. Необходимое для этого время тем меньше, а производительность дробилки тем больше, чем меньше угол захвата. Опыты Ф. Бонда и В. А. Баумана подтвердили, что при некотором уменьшении угла захвата по сравнению со стандартными значениями (а « 22—24°) производительность дробилки повышается. Так, по Ф. Бонду относительная производительность щековой дробилки может быть выражена линейной зависимостью от угла захвата К а = = 1 + 0,025 (22° - a), (11.26) где Qa — производительность при угле а; Q22<>—то же, при угле 22°. Частота вращения вала. Для определения самой выгодной частоты вращения рабочего вала и качаний подвижной щеки предложены теоретические формулы, основанные на гипотезе, что за время холостого хода из рабочего пространства свободно выпадает призма, имеющая основание, равное ширине выходной щели при размыкании Рнс. 11.12. Угол захвата и ход подвижной щеки: а — схема действия сил; б — «призма выпадения»; в — положение равнодействующей ^дфф 100 мек b = b0 + s (рис. 11.12, б)*. Тогда «опт = ЗОКп/g tg а/2s, (11.27) где Кп — поправочный коэффициент, зависящий от условий разгрузки; g — ускорение свободного падения, 9,81 м/с2; s — ход щеки, м; а — угол захвата. Согласно теоретической формуле (11.27) л0Пт не зависит от размеров приемного отверстия дробилки, однако на практике частота вращения выбирается машиностроительными заводами в зависимости от типоразмера дробилки (см. табл. 11.11 и рис. 11.13). Считая, что Кп = 1 и tg а = tg 22° = 0,4, а также принимая прямую пропорциональность между ходом щеки s и шириной приемного отверстия В s= 0,054В, (П.28) авторы учебника [2], исходя из формулы (П.27), получают соотношение: «опт = 182,6// В. (II.29) Формула (11.29) подтверждает зависимость оптимальной частоты вращения от ширины приемного отверстия дробилки В. Усилия. При испытаниях щековой дробилки усилия дробления, действующие в ее рабочем пространстве, определяются тензометрированием. В футеровочные плиты помещаются датчики давления (мессдозы), показания которых регистрируются осциллографом в виде кривой изменения усилий * Как показала замедленная киносъемка, гипотеза о «призме выпадения» шириной b н высотой Л не подтверждается. Материал разгружается на протяжении всего цикла движения щеки, хотя и неравномерно: больше при холостом ходе и меньше прн рабочем. Рис. II. 13. Частота вращения приводного вала щековых дробилок ЩДП в зависимости от ширины приемного отверстия дробилок: / — по формуле (11.29); 2 — Выксунского завода дробильно-размольного оборудования; 3 — Вол-готяжмаша; 4 — фирмы GHH; 5 — фирмы «Драгой»; в — завода им. Тельмана; 7 — фирмы «Ведаг»; 8 — фирмы «Аллнс-Чалмерс»; сплошные-лннни — при подшипниках скольжения; пунктирные — при подшипниках качения в функции времени или угла поворота вала. Осциллограмма перестраивается затем в индикаторную диаграмму, соответствующую одному циклу (обороту). Она характеризует зависимость усилия от положения подвижной, щеки при рабочем и холостом ходе. По индикаторной диаграмме находят среднее эффективное ,,усилие ₽эфф (см.рис. П.12, в), а затем среднее удельное давление р, входящее в формулы (11.22) и (П.23). По найденному усилию можно определить среднюю потребляемую мощность. При отсутствии тензометрических данных мощность вычисляется па теоретическим и эмпирическим формулам. Таблица 11.12 Средняя расчетная мощность, потребляемая щековыми дробилками с простым движением щеки и мощностью их электродвигателей Показатели ЩДП-4 X 6 ЩДП-6Х9 ЩДП-9Х 12 ЩДП-12Х 15 ЩДП-15Х21 ЩДП-21Х25 Длина приемного отверстия L, м 0,6 0,9 1,2 1,5 2,1 2,5 Высота неподвижной щеки Н, 1,0 1,5 2,1 2,6 3,5 4,8 Ход щеки s, м 0,020 0,030 0,(Й6 0,040 0,044 0,053 Частота качаний щеки п0, мин-1 Мощность электродвигателя, кВт; 300 275 170 150 125 90 по формуле (11.31) А/дв 25 77 108 165 225 400 принятая заводом (паспортная) N дасп 28 100 110 160 250 400 предельная по ГОСТ 18265—72 40 75 100 160 250 400 101 Рис. II. 14. Мощность электродвигателей щековых дробилок ЩДП: 1 — по ГОСТ 18265—72 и данным Волготяжмаша; 2 — фирмы «Драгой»; 3 — фирмы «Аллис-Чал-мерс»; 4 — фирмы «Ведаг»; 5 — по формуле (11.31) (квадратики); 6 — Выксунского завода дробильно-размольного оборудования; сплошные линии — прн подшипниках скольжения; пунктирные — прн подшипниках качения Мощность. Для расчетного определе ния средней потребляемой дробилками мощности Мо, кВт, В. А. Олев-ским предложена формула No = SLHsn, (11.30) где L — длина загрузочного отверстия, м; И — высота неподвижной щеки, м; s — ход щеки (внизу), м; п — частота вращения приводного вала (число качаний щеки), мни-1. Мощность установлеииого электродвигат е’л я Лдв, учитывая пики нагрузки и необходимый для разгона резерв, выбирают примерно иа 40 % больше потребляемой N№= 1,4Мо = ILHsn. (11.31) Сопоставление мощности, вычисленной по формуле (11.31), с мощностью, применяемой на практике, приведено в табл. 11.12. На рис. 11.14 показана зависимость мощности электродвигателей от размера В при- 102 емиого отверстия щековых дробилок по данным некоторых отечественных и зарубежных заводов. § 5. Производительность щековых дробилок с простым движением щеки Производительность дробилок определяют: по данным каталогов и паспортов машиностроительных заводов или ГОСТов; по теоретическим и эмпирическим формулам; на основе испытаний дробилок. Во всех случаях найденная производительность является среднестатистической, по отношению к которой фактическая часовая производительность конкретной дробилки колеблется в зависимости от ряда случайных факторов: меняющегося гранулометрического состава и переменной прочности исходной руды, изменения степени заполнения рабочего пространства дробилки и других факторов, трудно поддающихся точному учету. Обычно определяется объемная производительность Qo. Массовую производительность Q получают по формуле Q = 6<2о, (П-32) где 6 — насыпная плотность т/м3. Значения объемной производительности QrOcT щековых дробилок отечественных заводов (по ГОСТ 18265—72) приведены в табл. 11.11. Таблица П.13 Поправочные коэффициенты на условия дробления Коэффициент Руда мягкая (некрепкая) средней твердости (средней крепости) твердая (крепкая) весьма твердая (особо крепкая) Крепости по шкале М. М. Протодьяконова Поправочный на крепость РУД Kf 5—10 1,2 10—15 1,0 15-18 0,95 18—20 0,90 Поправочный на влажность (при наличии в руде комкующейся мелочи) /Сд) Влажность руды w, % 4 5 6 7 8 1 9 10 11 1 1 0,95 0,9 0,85 0,8 0,75 0,65 Поправочный иа крупность Ккр Содержание крупных классов (крупнее 0,5В) в питании аКр, % 5 10 20 25 30 40 50 60 70 80 1,10 1,08 1,05 1,04 1,03 1,0 0,97 0,95 0,92 0,89 Расчетная производительность Qo определяется по теоретическим и эмпирическим формулам. Обобщающим выражением ранних теоретических формул определения производительности щековых дробилок является следующее: Qo = ^K~BcscvLnb № + b) ctS “• (П.ЗЗ) где Qo — объемная производительность, м’/ч; Кв и с — поправочные коэффициенты, зависящие от типоразмера дробилки (с = 1 для ЩДС и с= 0,84 для ШДП); scp — ход щеки в средней ее точке, м; L — длина выходной щели, м; л— частота качаний щеки, мии-1; Ь — ширина выходной щели (при размыкании), м; В — ширина приемного отверстия, м; DCp — средневзвешенный (по выходам классов) размер кусков в питании, м; а — угол захвата, градус. Известна эмпирическая формула для объемной производительности щековых дробилок Qo = KfKwKw (150 + 750В) Lb, (11.34) rjifilKf — поправочный коэффициент на крепость руды; Ко, — то же, на влажность; Кир — то же, на содержание крупных классов в питании (более 0,5В). Значения частных поправочных коэффициентов приведены в табл. 11.13. Пример. Требуется определить полную расчетную производительность щековой дробилки ЩДП-15Х21 (В = 1,5 м; L -= = 2,1 м), в которую поступает габбро-диабазовая медио-иикелевая руда повышенной крепости (f = 15—20 по М. М. Прото-дьякоиову) с насыпной плотностью 6 = = 1,8 т/м*, крупностью— 1200+0 мм (20 % класса -j-800 мм), влажностью w = 5 %. Ширина выходной щели дробилки b — = 180 мм. Определяем поправочные коэффициенты по табл. П.13: Kf = 0,93 (считая в среднем /= 18); К»= 1 (ш= 5%); Ккр= 1,04 (®кр — 25 %). По формуле (11.34) определяем Qo — 465 м’/ч и по формуле (11.32) Q = = 835 т/ч. Характеристика крупности продукта дробления представлена иа рис. 11.15 (кривая 3). Для определения удельного расхода энергии по формуле Бойда имеем: размер кусков в питании, соответствующих суммарному выходу 80 %, Do = 800 мм = 800 000 мкм, а в готовом продукте дробления (по кривой 3 рис. 11.15) DK = 200 мм = 200 000 мкм. Принимаем, что индекс Бонда для данной медно-никелевой руды равен коэффициенту крепости по шкале М. М. Протодьяконова f, т. е. = 18. Подставив эти величины в формулу (11.19), получим Е = 0,20 кВт-ч/т. Мощность, потребляемая только на дробление, Мдр = EQ = 167 кВт, а с учетом холостого хода дробилки при мощности установленного электродвигателя Мдв = 250 кВт (Wx.x « 0,1 Ылв = 25 кВт) расчетная пот - 103 Крупность, мм Фнс. 11.15. Характеристики крупиеети продуктов дробления (без предварительного отсева мелочи): / — ЩДП-9Х12 при В = 130 мм (криворожский гранит); 2 — ЩДП-12Х15 при В = 160 мм (вла» совскнй гранит); 3 — ЩДП-15Х21 при В «= = 180 мм (норильская медио-яикелевая^руда) ребляемая мощность ДО — 167 + 25 == — 192 кВт, что близко к средней потребляемой мощности No — 185 кВт (табл. П.14). § 6. Показатели работы щековых дробилок Средняя фактическая производительность щековых дробилок колеблется в широких пределах по сравнению с паспортной или по ГОСТу, составляя от 60 до 150 % в зависимости от крепости и крупности исходного материала, степени заполнения рабочего пространства дробилки и равномерности подачи питания. В виде примера в табл. 11.14 приведены результаты испытаний дробилок ЩДП трех типоразмеров. Как видно из таблицы, фактические данные очень близки к расчетным. Характеристики продуктов дробления показаны на рис. 11.15. Питанием дробилок крупного дробления, в том числе щековых, является взорванная горная масса, поступающая с открытых и подземных разработок. В табл. 11.15 приведены усредненные гранулометрические характеристики взорванной горной массы, составленные по данным работы предприятий черной [55] и цветной металлургии. Крупное дробление в основном осуществляется без предварительного грохочения. Для этих случаев в табл. 11.16 представлены Таблица 11.14 Результаты промышленных испытаний модернизированных щековых дробилок с простым движением щеки завода Волгоцеммаш Показатели ЩДП-ЭХ 12 ЩДП-12Х 15 ЩДП-15Х21 Шахта им. Кирова Кривбасс Щебеночный завод Кременчугской ГРЭС Фабрика Норильского ГМК Исходный материал Гранит Криво- Гранит Власов- Г аббро-диабазо- рожского место ского месторож- вая медно-ни- рождения дения келевая руда Насыпная плотность 6, т/м* 1,6 1,8 1,8 Коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова f 16 14 18 Номинальная крупность dB, мм 500 1000 (25 % остатка на сите 500 мм) 1200 (20 % остатка на сите 800 мм) Влажность w, % не более 5 5 5 Выходная щель (в фазе раскрытия), Ь, мм Объемная производительность, м*/ч: 130 150 180 паспортная Опигп 160 280 550 фактическая Офаит 150 225 450 расчетная Q Массовая производительность, т/ч: 134 245 465 фактическая Qu = бОфлнт 240 405 810 расчетная Qp 215 440 835 Мощность электродвигате- ля Мдв, кВт Средняя потребляемая мощность Л'о, кВт 100 160 250 48 —100 185 Средний удельный расход энергии NolQM, кВт-ч/т 0,20 ~0,25 0,23 104 Таблица 11.15 Усредненные характеристики крупности взорванной горной массы Крупность классов, мм Суммарный выход классов по минусу, %, прн крупности продукта, мм 1200-0 1000-0 800-0 600-0 o-oos О f о О 1 о о СО 1200 95 — - 1000 90 95 — — — —- 800 83 88 95 — — — 600 73 80 87 95 — — 500 68 73 81 90 95 — —- 400 60 66 73 83 89 95 —- 300 50 57 64 73 80 87 95 200 37 44 50 60 66 73 83 100 22 26 31 37 44 50 60 50 11 15 18 22 26 31 37 Таблица 11.16 Усредненные характеристики крупности разгрузки дробилок крупного дробления Крупность классов, мм Суммарный выход классов по минусу, %, при крупности продукта, мм 350—0 0-000 250-0 200—0 150-0 100-0 350 95 __ , — 300 88 95 -М-— — — — 250 81 87 95 — — — ’200 74 79 86 95 — — 150 62 68 75 84 95 — 100 47 51 58 68 79 95 75 37 41 47 56 68 84 50 27 31 35 41 51 68 25 14 17 20 24 30 Г41 15 7 10 12 15 20 27 усредненные гранулометрические характеристики разгрузки дробилок крупного дробления (щековых и конусных), полученные опытным путем на предприятиях черной и цветной металлургии. Расчетным путем номинальная крупность разгрузки дробилок крупного дробления dH, мм, может быть определена по формуле [5] = (11.35) где 11^* — индекс чистой работы дроблении, кВт- ч/т; Ъ —- ширина выходной щели дробилки, мм. Значения определяются по результатам массового дробления проб руды в дробилке малого размера [5, 6]. При отсутствии таких сведений он может быть заменен индексом: Бонда IT; или коэффициентом крепости по-шкале проф. М. М. Протодьякоиова Д Если дробилки работают в условиях незаполненного рабочего пространства, значение Лв, полученное по формуле (11.35), следует увеличить на 15%. Для удобства пользования формулой (11.35) прн расчетах крупность разгрузки дробилок можно выражать величиной закрупиеиия (отношением dalb), зависящей от категории прочности руды: Руда V* dH/b Мягкая............... 5—9 1,15 Средней твердости . . . 10—14 1,40 Крепкая.............. 15—19 1,55 Определив номинальную крупность разгрузки дробилки da по заданному значению ширины выходной щели дробилки и степени закрупиеиия для руды соответствующей категории прочности, можно по данным табл. П.16 получить полную гранулометрическую характеристику продукта разгрузки щековой, дробилки. v /, ХГг- Глава 3 Типы конусных дробилок. Конусные дробилки крупного дробления у’ § 1. Типы конусных дробилок Рабочим органом конусной дробилки-(рис. 11.16) является подвижный дробящий: конус 1, помещенный эксцентрично внутри неподвижного конуса (чаши) 2. Раздавливание, раскалывание, излом и истирание находящихся в рабочем пространстве кусков материала осуществляется в результате движения внутреннего конуса, сходного с движением конического маятника. Процесс дробления происходит непрерывно при последовательном перемещении зоны дробления по окружности конусов. Дробленый материал под действием собственной тяжести разгружается через выходную щель, имеющую в разомкнутом положении ширину Ь. При смыкании дробящих органов щель-уменьшается до размера 60, причем Ьв = = Ь—s, где s — ход конуса (двойная амплитуда) в нижней точке. Номинальный размер dH наибольших кусков материала, которые могут быть загружены в дробилку, определяется радиальной шириной В приемного отверстия. Обычно принимают da — 0,8В. Крупность дробленого продукта и производительность дробилки данного типоразмера 105 Рис. 11.16. Схемы конусных} дробилок а — конусная дробилка^с*неподвижно* осмо; б — то же, с подвесным валом (ККД «гнрацнон-ная»); в — то же, с валом, имеющим опору (ГРЩ): г — то же, с консольным валов, оперяющимся иа шаровой подпятник (КСД и КМД); д — конусная инерционная дробилка (вибрационная безэксцентриковая) КИД зависят главным образом от ширины выходной щели Ь. В СССР, конусные дробилки крупного дробления выбираются по требуемой производительности, а за рубежом —^по мощности электродвигателя с учетом требуемой производительности. Конусные дробилки различаются между собой: кинематикой движения рабочего конуса; способом его опирания; приводным механизмом машины; способом разгрузки дробленого материала и способом возбуждения дробящего усилия. По кинематическому признаку различают др обилии с неподвижным вертикальным валом (см. рис. 11.16, а) и с подвижным валом, ось которого образует малый угол в с осью сим- 106 метрик дробилки (см. рис. 11.16, б—д). В машинах первого типа (дробилка «Тел-смит») (см. рис. 11.16, а) геометрическая ось дробящего конуса остается во время его движения параллельной своему первоначальному положению и все точки его поверхности (если конус не вращается) описывают окружности одинакового радиуса, равного1 эксцентриситету г. Во всех остальных дробилках (см. рис. 11.16, б—д) геометрическаи ось конуса, имеющая одну неподвижную точку в пространстве, при своем движении описывает коническую поверхность (прецессионное движение) и потому радиус круговых движений отдельных точек рабочей поверхности тем больше, чем они ближе к выходной щели. В машинах этого кинематического типа конус может иметь подвесной вал, укрепленный на верхнем шарнире (см. рис. 11.16, б и д), вал с опорой внизу (см. рис. 11.16, в) или коисольиый вал с опорой в центральной части (см. рис. 11.16, г). Дробящий конус приводится в движение эксцентриковым передаточным механизмом (см. рис. 11.16, а, б, в, г) либо дебалансным вибровозбудителем (рис. II. 16, д). Рис. 11.17. УДроби л ка ККД-1500/180 с механическим регулированием выходной щели Машины первого типа (см. рис. 11.16, а) с 1961 г. в СССР не изготовляются. Дробилки с подвесным или имеющим опору валом и эксцентриковым приводом (см. рис. 11.16, б, в), называемые за рубежом гирационными, применяются для крупного дробления (ККД и КРД), а конусные с консольным валом (см. рис. II.16, г)—для среднего и мелкого дробления (КСД и КМД). Для мелкого и особо мелкого дробления предназначаются также конусные инерционные дробилки КИД (вибрационные безэкс-центриковые) (см. рис. 11.16, д). Ранее Уральским заводом тяжелого машиностроении (УЗТМ) изготовлялись дробилки ККД с боковой разгрузкой (см. рис. 11.16, б), но с 1957 г. завод перешел на выпуск машин с центральной разгрузкой. Такой же способ разгрузки принят и для дробилок остальных конструктивных типов. § 2. Конструкция и технические характеристики В дробилках типа ККД и КРД (рис. 11.17, 11.18, 11.19) корпус состоит из нескольких соединенных между собой поясов (колец) 1, 14 и 15 (см. рис. 11.17). Приемная воронка (верхний пояс) 1 отлита заодно с траверсой (крестовиной) 2, в центральной части которой помещен колпак, прикрывающий подвесной подшипник главного вала 3. Геометрическая ось главного вала отклонена от вертикали на малый угол е и описывает коническую поверхность. Верхний конец вала 3 через навернутую на него гайку 4 соединен с втулкой 5, которая перекатывается по не подвижному кольцу 6. Наружная поверхность втулки 5 сточена иа конус, благодаря чему оиа всегда прижата по одной нз своих образующих к неподвижной обойме 7, запрессованной в траверсу 2. В результате подвесной подшипник обеспечивает две опорные реакции: сила тяжести вала и действующая на. него вертикальная слагающая усилия дробления передаются через торец конической втулки 5 кольцу 6 и от него иа траверсу 2;. горизонтальное усилие, действующее на вал со стороны дробимого материала, уравновешивается горизонтальной реакцией обоймы 7, к которой прижата коническая втулка 5. На главный вал 3 наглухо .насажен дробящий конус 8. Нижний конец вала вставлен в эксцентриковый стакан 9, к которому на шпоике прикреплена коническая шестерня 10, находящаяся в зацеплении с малой шестерней 11. Последняя сидит иа горизонтальном валу 12, приводимом во вращение электродвигателем через шкив 13 клиноре-меииой передачи. Эксцентриковый стакан 9 (именуемый в инструкциях УЗТМ «вал-эксцентрик»), внутренняя и наружная поверхность которого залита баббитом, вращается внутри непо-движиоДетальной втулки 19,.запрессованной в центральный^патрубок 20. Последний отлит заодно со станиной 16. Геометрическая ось внутренней полости стакана 9 совпадает с отклоненной от вертикали осью главного вала 3, и при вращении стакана вал и дро- 107 Рнс. 11.18. Дробилка ККД-1500/180 ГРЩ С гидравлическим регулированием выходной щели бящий конус 8 совершают круговые колебания («гирациоииые движения»), имея неподвижную точку в центре верхнего подвеса (прецессионное движение по Типу конического маятника). Расстояние между футеров-ками 17 и 18 обоих конусов попеременно уменьшается и увеличивается, причем в месте сближения конусов материал дробится, а в месте их раздвигания дробленый продукт разгружается. Ширина выходной щели при замыкании равна Ьо, а при размыкании Ъ. Для уменьшения размера выходной щели, постепенно увеличивающейся вследствие износа футеровки, служит гайка 4. Подтягивая гайку, приподнимают рабочий вал вместе с дробящим конусом, отчего щель уменьшается. Помимо механического регулирования щели применяется и гидравлическое (в дробилках ГРЩ). ' ' 108 'Смазка эксцентрикового механизма и зубчатой передачи осуществляется принудительной циркуляцией жидкого масла, подаваемого насосом по всем трущимся поверхностям. Для смазки подвесного узла 5, 6, 7 применяют густую смазку, также подаваемую под давлением. Номинальными размерами, определяющими типоразмер конусной дробилки типа ККД и КРД, являются ширина В приемного отверстия и ширина Ь выходной щели в раскрытом положении (размеры записываются в виде дроби Bib). Для первичного дробления предназначаются дробилки пяти типоразмеров: ККД-500/75, ККД-900/140, ККД-1200/150, ККД-1500/180 и ККД-1500/300; для так называемого вторичного крупного дробления (поддраблива-иия) — редукционные дробилки трех типоразмеров: КРД-500/60, КРД-700/75 и КРД-900/100. Дробилки КРД применяются главным образом при четырехстадиальных схемах дробления, когда они устанавливаются * для Рис. П.19. Редукционная дробилка КРД-900/Ю0 «поддрабливания» продукта, полученного из ККД, перед подачей его на III стадию (в дробилки среднего дробления КСД). По этой причине они именуются «дробилками для редукционного дробления». Одиако КРД могут применяться и в качестве самостоятельных дробилок I стадии при условии, что da < 0,8В. Дробилки ККД и КРД всех типоразмеров (за исключением ККД 1500/300) изготовляются в двух вариантах, отличающихся способом изменении ширины выходной щели: с механическим подъемом дробящего конуса путем подтягивания гайки, соединяющей вертикальный вал с внутренней втулкой узла подвески (см. рис. 11.17) и с гидравлическим регулированием щели (см. рис. 11.18), при котором главный вал вместе с конусом приподнимается под давлением масла, нагнетаемого в находящийся под нижней частью вала гидравлический домкрат. Поршень домкрата передает подъемное усилие главному валу. Этот вариант сокращенно обозначается ГРЩ (гидравлическое регулирование щели). При исполнении ГРЩ дробилки имеют только один электродвигатель, а дробилки с механическим регулированием — один или два. Второй электродвигатель обычно подключают только на время пуска дробилки под завалом. Основные параметры механического режима дробилок ККД и КРД приведены в табл. II. 17. Конструктивная схема приводного механизма, принятая УЗТМ для дробилок типа ККД (см. рис. 11.17), получила наибольшее распространение в мировой практике. По той же схеме изготовляются дробилки зарубежных фирм «Аллис-Чалмерс», «Рекснорд», Трейлор» (США), «Драгон» (Франция) и др. Однако за рубежом изготовляются также дробилки с другим приводным механизмом. Так, фирмой «Бэббитлес» (Франция) изготовляются дробилки с ременной передачей от электродвигателя непосредственно к эксцентрику без промежуточной конической зубчатой передачи. Фирма «Кеннеди» (США) встраивает электродвигатель в корпус дробилки так, что ротор его совмещен с валом-эксцентриком; фирмы ФРГ («Эшверке»,«Ведаг», «Клокнер-Гумбольдт») выпускают дробилки с гидромуфтой, помещенной между двигателем и приводным горизонтальным валом; по схеме рис. 11.16, а изготовляются малые дробилки фирмы «Телсмит». Новые конструкции. Уралмашзаводом изготовлены опытные образцы дробилок типа ККД новых конструкций. Так, в дробилке ККД-1500/160-250 выходная щель (в фазе раскрытия) может устанавливаться заводом-изготовителем в пределах от 160 до 250 мм (в среднем Ь ж 200 мм); диаметр основания дробящего .конуса увеличен до 2900 мм (в стандартной дробилке ККД-1500/180 он равен 2520 мм); частота качаний повышена до 90 мин-1 (вместо 82 мин-1); мощность привода составляет 640 кВт (2 двигателя по 320 кВт). Проектная производительность при выходной щели 160 мм составляет 1600 м3/ч. Проектируются также дробилки ККД-1500/110 с пониженным размером выходной щели (ПО мм) и с производительностью 600 м3/ч. 109 i Таблица 11.17 о Параметры механического режима конусных дробилок для крупного дробления ККД и К₽Д 6937-81Е ККД с механическим регулированием щели ККД с гидравлическим регулированием разгрузочной щели КРД с гидравлическим регулированием разгрузочной щели Параметр ККД-500/75 ККД-900/140 ККД-1200/150 ККД-1500/180 1ККД-1500/300 ККД-500/75 ГРЩ J ККД-900/140 ГРЩ ККД-1200/150 ГРЩ ККД-1500/180 ГРЩ , КРД-500/60 КРД-700/75 КРД-900/100 Ширина приемного отверстия В, м 500 900 1200 1500 1500 500 900 1200 1500 500 700 900 Диаметр основания конуса D, Mj 1,22 1,636 1,90 2,52 3,20 1,22 1,636 1,90 2,52 1,68 2,04 2,34 Эксцентриситет в плоскости выходной щели г, м 0,012 0.016 0,019 0,021 0,021 0,012 0,016 0,019 0,020 0,012 0,014 0,016 Частота качаний конуса п0, мин-1 160 140 120 80 82 160 140 120 100 145 135 ПО Кинематический параметр D2rn0, м^мин Мощность двигателя Мдв, кВт: 2,85 6,0 8,2 10,7 17,5 2,85 6,0 8,2 12,7 4,95 7,85 10,5 по формуле (11.42) 105 215 300 385 630 105 215 300 450 180 280 380 по паспорту 125 250 2X200 2X320 2X400 132 250 320 400 210 250 400 по ГССТ, не более — ‘ — 2X200 . 2X315 2X400 132 250 315 400 200 250 400 § 3. Параметры механического режима Основными параметрами механического режима конусных дробилок крупного дробления являются: угол захвата; диаметр, эксцентриситет и ход дробящего конуса; частота его качаний; усилие дробления и потребляемая мощность. Угол захвата а. По сравнению со щековыми дробилками в конусных дробилках угол захвата принимается - несколько большим: для неподвижного конуса (чаши) угол наклона образующей составляет а± ~ « 17° 10', а для дробящего а2 9° 30' (уклон образующей tg а2 = 1/6), вследствие, чего угол захвата достигает а = cq + а2 = 26° 40'. На основании равенства (11.25) захват обеспечивается для руд, имеющих вдвое меньший угол трения <р = 13° 20' или коэффициент трения j-f 0,24. Диаметр конуса D. Между диаметром конуса D (в плоскости выходной щели) и шириной приемного отверстия В нет строгой аналитической зависимости. Можно приближенно считать, что D = (1,35В +.0,45) ±0,1. (П.Зб) Предельная масса дробилки ККД, определяемая по приближенной формуле 0= 290(0 — 1,07), (11.37) соответствует массе дробилки, нормируемой ГОСТ 6937—81Е: Диаметр конуса, О, м............ 1,22-1,636 1,90 2,52 Масса дробилки О, т: по ГОСТу . . 43 j 150 240 412 по формуле (П.37) .... 44 164 240 420 3,20 615 616 Эксцентриситет г, измеренный в плоскости выходной щели, связан с шириной приемного отверстия В дробилок ККД приближенной зависимостью г = 8,3В + 8,5, >(П.38) что соответствует паспортным данным: Ширина приемно- го отверстия В, м 0,5 0,9 1,2 1,5 Эксцентриситет г, мм: по формуле (11.38) .... 12,7 16 18,5 21 по паспорту . . 12 16 19 20—21 Эксцентриситет г и ход дробящего конуса относят к уровню выходной щели; ход (полный размах колебаний) s равен двойному местному эксцентриситету (s=2r). Частота качаний п0 дробящего конуса равна частоте вращения стакана эксцентрик^. Значения этих параметров для конусных дробилок с подвесным валом, изготовляемым УЗТМ, приведены в табл. 11.18. Приближенная формула „о = 190—60В (П.39) соответствует принятой заводом частоте качаний конуса (рис. 11.20, 1 н 2): Ширина приемно- го отверстия, В, м 0,5 0,9 1,2 1,5 Частота качаний п«, мни-1: по формуле (11.39) .... 160 136 118 100 по паспорту . . 160 140 120 100 Фирма «Аллис-Чалмерс» принимает несколько большую частоту качаний по сравнению с дробилками УЗТМ (см. рис. II.20, 4). Кривая 3, отвечающая теоретической формуле авторов учебника [2] п0 = 240//2В4-1, (11.40) занимает промежуточное положение между . ломаными 2 и 4. Для дробилок КРД заводом УЗТМ принята частота качаний на 10—20 % меньше, чем для ККД с тем же размером В. Мощность электродвигателя Мдв конусных дробилок ККД можно считать приблизительно пропорциональной квадрату диаметра D конуса, эксцентриситету г и частоте качаний п0 Мдв « KND*m0, (11.41) где Kn — коэффициент, зависящий от конструкции дробилки. Формула (11.41) выведена в результате обработки данных каталогов фирмы «Аллис-Чалмерс» (рис. II.21). Результаты расчета по эмпирической формуле (11.41) будут наиболее близкими к паспортным данным и нормам ГОСТ, если принять в ней Kn — 36. Тогда для мощности электродвигателя одномоторной дробилки ККД и КРД (см. табл. II. 17) имеем Удв ~ 36D2rn0. (П.42) При выборе электродвигателя берут ближайший больший по каталогу. Для одномоторных дробилок ККД и КРД расчетные данные близки к паспортным. Для двухмоторных дробилок суммарная мощность двух электродвигателей должна значительно превышать расчетную, так как при нормальной работе используется лишь один из электродвигателей, а второй включается только на время пуска дробилки под завалом. Поэтому мощность каждого из них должна обеспечивать среднюю потребляемую JV0. Средняя мощность No, потребляемая дробилкой, и ее пиковая нагрузка зависит от прочности и крупности руды. Так, одномоторная дробилка ККД-1500/180 (я0 = = 80 мин'1, D2rn = 10,7) с электродвигате- 111 ЕЕ Таблица 11.18 to Основные параметры конусных дробилок для первичного и вторичного крупного дробления Параметр ККД-500/75 ККД-900/140 ККД-1200/150 ККД-1500/180 ККД-1500/300 ККД-500/75 ГРШ ККД-900/140 ГРЩ ККД-1200/150 ГРЩ ККД-1500/180 ГРЩ КРД-500/60 КРД-700/75 КРД-900/100 Ширина приемного отверстия, В, мм Наибольший размер кусков в питании dH, мм 500 900 1200 1500 1500 500 900 1200 1500 500 700 900 420 750 1000 1300 1200 420 750 1000 1300 400 550 750 Номинальная ширина выходной щели Ь, мм Объемная производительность (для руды средней крепости), м3/ч: ' 75 140 150 160; 180; 200 300 75 140 150 160; 180; 200 60 75 100 по ГОСТу QrocT 180 420 680 1200; 1350; 1500 2600 160 420 680 1200; 1350; 1500 200 400 680 по паспорту Qnacn 150 400 560 1150 2600 420 680 1350 200 400 680 Мощность электродвигателя Л<дв, кВт, не более (125) (250) 2X200 2X315 2X400 132 250 315 400 200 250 400 Диаметр основания конуса D, м Масса дробилки без электродвигателя и смазочной системы, G, т: по ГОСТу (паспорту), не более (1,22) (1,636) (1,90) (2,52) (3,20) (122) (1,636) (1,90) (2,52) 1,68 2,04 2,34 43 (38,5) 150 (135) 240 (229) 412 (393) 615 (610) 43 (42,4) 150 (148,5) 240 (240) 412 (406) 95 (92) 145 (144) 290 (262) по формуле (11.37) 44 164 240 420 616 44 ' 164 ' 240 420 — — — Примечания: I. Параметры дробилок Там УЗТМ. 3. УЗТМ изготовляет дробилки только ККД-500/75 и ККД-1500/180 с заданной выходной щелью. приведены по ГОСТ 5.1500—72. 2. В скобках приведены данные по паспор- лем мощностью Мдв = 430 кВт при дроблении руды средней крепостью по шкале М. М. Протодьяконова (fcp = 7) потребляет 150—180 кВт (в среднем 160 кВт), т. е. около Рис. 11.20. Зависимость частоты качаний дробящего конуса дробилок ККД от ширины приемного отверстия: 1 — по формуле (11.39); 2 — по паспортам УЗТМ; 3 — по формуле (11.40); 4 — по данным фирмы <Аллис-Чалмерс» Рис. 11.21. Мощность электродвигателей гира-циониых конусных дробилок фирмы <Аллис-Чалмерс» : 1 — В = 760 и 915 мм, D = 1,4 м, п0 = = 175 мин *; 2 — В = 1070 мм, D = 1,65 м, п, = 150 мнн-1; 3 — В = 1220 мм, D = 1,88 м. п, = 150 мнн-1; 4 — В = 1370 мм, D = 1,88 м, п. = 135 мин-1; 5 — В = 1524 мм, D = 2,26 м, п. = ПО мин-1 40 % Л/дн, причем пики достигают 450 кВт *. Та же дробилка при дроблении крепких магнетитовых руд (fcp = 18) расходует около 300 кВт (75 % N№) при пиках до 750— 800 кВт. На этом основании можно считать, что средняя потребляемая мощность N 0 является функцией коэффициента крепости РУДЫ f. Влияние крупности руды на мощность, потребляемую дробилками крупного дробления, достаточно подробно не исследовано. § 4. Производительность. Крупность продуктов дробления Для определения теоретической объемной производительности конусных дробилок ККД предложена формула Qo = 6-10-6 яр. (О, — В) (60 + г) г n0/tg а, (11.43) где р. — коэффициент разрыхления; D4 — внутренний диаметр основания чаши (наружного конуса), м. Формула (11.43) не учитывает влияния на производительность дробилки физических свойств дробимого материала и его гранулометрической характеристики, так как она получена только из геометрических соображений. Поэтому расчеты по ней дают результаты, отклоняющиеся от практических данных. На рис. 11.22 показана зависимость объемной производительности дробилки ККД-1500/180 (с механическим регулированием) от крупности питания и твердости руды. * По данным Ю. А. Муйэемнека, Г. А. Калю-нова, Е. Б. Кочетова. 113 114 Таблица tt. 19 Производительность дробилок ККД некоторых отечественных обогатительных фабрик (за чистое время работы) Фабрика, комбинат Руда Типоразмер X' Дробилки j. рй* Размер Г выходной щели Ь, мм Объемная производительность, м8/ч Тип Максимальная крупность, мм Крепость по шкале проф. М. М. Протодьяконова, fcp Насыпная плотность б, т/ма расчетная фактическая Красноуральская Медная 400 16 1,8 ККД-500/75 75 150 250 АНОФ № 1 Апатитовая 600 7 1,6 ККД-900/140 160 740 750 АНОФ № 2 » 1000 7 1,6 ККД-1200/150 150 925 810 Магнитогорская для известняка Известняк 1000 10 1,6 ККД-1200/150 150 ' 840 650 Алмалыкская Медная 1200 13 — ККД-1500/180 200 1340 1420 Балхашская Медная коунрадская 1000 14 1,8 ККД-1500/180 с боковой разгрузкой 180 1200 1160 Печенганикель Медно-никелевая 1200 18—20 1,7 ККД-1500/180 с центральной разгрузкой 190 1250 1300 ЮГОК-1 Криворожские кварциты 1200 18 2,1 ККД-1500/180 ‘ с центральной разгрузкой (двухмоторная) 180 (170—200) 1120 (1060—1240) 1000 (900—1150) нкгок То же 1200 16 2,1 То же 180 (200) 1150 (1280) 1150 Ю ГОК-2 » 1200 18 2,1 » 180 (200) 1120 (1250) ИЗО ЦГОК > 1200 12,5 2,1 » 180 (200) 1210(1340) «1270 СевГОК » 1200 11 2,1 » 180 (200) 1270 (1410) 1150 Качканарская Т итано-магнетитовая 1200 10 2,1 » 180 1330 1430 Механобром для расчета объемной производительности ККД принята следующая эмпирическая формула: Срасч = (11.44) где Ki — коэффициент (К± ~ 0,6 для дробилок ККД и « 0,7 для дробилок КРД); Жир. Kf и Kw — поправочные коэффициенты на крупность, твердость и влажность (см. табл. 11.13). В табл. 11.19 приводятся фактические данные о производительности дробилок ККД, работающих на некоторых фабриках СССР, а в табл. 11.20 — зарубежных. В качестве примера рассмотрим результаты дробления железной руды (магнетитовых кварцитов) на фабрике ЮГОК-2. Крупность руды — 1200+0 мм; средняя крепость по шкале М. М. Протодьяконова 18; влажность w ~ 4 %, насыпная плотность 6 — 2,1 т/м?. Ширина приемного отверстия дробилки В = 1500 мм, размер выходной щели Ь = 180 мм (совпадает с номинальной), диаметр конуса D = 2,52 м; эксцентриситет г = = 0,021 м, п0 = 80 мин-1. По табл. 11.13 поправочный коэффициент на крепость Kf — 0,93; поправка на влажность Kw — 1. Условный крупный класс питания имеет размер £>кр = 0,5-В = 750 мм. Номинальная крупность руды.мм Рис. 11.22. Зависимость объемной производительности дробилки ККД-1500/180 от крупности питания и твердости руды: 1 — коунрадская медная руда (/р =12); 2 — ЮГОК-2 (fcp = 16); 3 - ЮГОК-1 (/ср= 18); 4 — джезказганская медная руда (fcp = 15) Таблица 11.20 Производительность зарубежных гирационных дробилок крупного дробления Фабрика Руда Тип дробилки Размер разгрузочной щели Ь, мм Объемная производительность, м®/ч паспортная фактическая «Сильвер-Бей» (США) Такониты, весьма твердые, абразивные № 30—70 «Аллис-Чалмерс», В = 760, D = 1,78 (редукционная) 63 200 300 «Ирн» (США) То же № 36 «Трайлор», В = 910, редукционная 76 400 450 «Мишн» (США) Медная № 54 «Трайлор», В - 1370 178 920 1180— 1560 «Чуквнкамата» (Чнлн) Медная сульфидная, средней твердости № 60 «Аллис-Чал-мерс», В = 1524; D ' 2,36 178 950 1560 «Кл'аймакс-молибде-нум» (США) Медно-молнбдено-вая, тонковкрап-ленная, твердая Медная, средней твердости № 60 «Нордберг», В = 1524 208 1530 1500 «Моренси» (США) № 60 «Трайлор», В -= 1524, D = 3,05 228 2180 2150 «Ири» (США) Такониты (весьма твердая) То же То же 228 2120 2150 «Сильвер-Бей» (США) № 60 «Супернор» «Аллис-Чалмерс», В = 1524, D = 2,77 254 2280 1960 «Ориноко» (Венесуэла) Жедезная, средней твердости с примесью глины То же 254 2280 2000 115 Рис. 11.23. Характеристика крупности продуктов крупного дробления руд ЮГОКа: / — ККД-1500/180; 2 — КРД-900/100 Согласно характеристике исходной руды (см. табл. 11.15) содержание класса +750 мм в питании акр = 20 %, откуда поправка на крупность (см. табл. 11.13) Ккр = 1,05. Объемная производительность, рассчитанная по формуле (11.44), <2расч = ИЗО м3/ч, чему соответствует массовая Q = 6QDaC4 = = 2370 т/ч. Расчетная объемная производительность дробилки почти совпадает с достигнутой (см. табл. 11.19). После перехода на более мелкую исходную РУДУ> для которой остаток на сите 750 мм понизился до 5 %, поправочный коэффициент на крупность повысился до /Тир = 1,1; отчего Qpacq = 1200 м3/ч. Крупность продуктов дробления. Гранулометрические характеристики продуктов дробления конкретной руды показаны на рис. 11.23. Усредненные характеристики крупности продуктов дробления могут быть взяты из табл. 11.16. Номинальная крупность разгрузки dH дробилки (остаток на сите 5 %) для заданной ширины выходной щели и известном коэффициенте крепости руды может быть рассчитана по формуле (11.35). Другой характерный показатель гранулометрического состава продуктов дробления — коэффициент закрупиеиия (отношение d^lb), определяемый в зависимости от категории прочности руды (см. гл. 2, § 6). Глава 4 Конусные дробилки среднего дробления § 1. Конструкция и технические характеристики Заводы СССР изготовляют конусные дробилки с опирающимся на сферический подпятник валом (по схеме рис. 11.16, г) трех типов: для среднего дробления — дробилки с короткой параллельной зоной и широкой 116 выходной щелью марки КСД-Гр; для нижесреднего дробления — с уменьшенной выходной щелью марки КСД-Т и для мелкого дробления — с длинной параллельной зоной и малой щелью марки КМД. В основном конструкция дробилок всех трех типов аналогична, отличие состоит лишь в размерах приемных отверстий и выходных щелей и в профиле дробящей зоны. Индекс Гр представляет собой сокращение названия «для грубого дробления», а индекс Т — «для тонкого дробления». Параметр, характеризующий типоразмер дробилки — диаметр основания дробящего конуса D, входит в обозначение дробилки по ГОСТу. Например, дробилка среднего дробления с большой выходной щелью, имеющая диаметр основания конуса D = = 2200 мм, обозначается: КСД-2200Гр. Основными деталями дробилки являются (рис. 11.24): цилиндрический корпус (станина) 1, устанавливаемый на фундаменте 2; неподвижный конус (чаша) 3, составляющий одно целое с регулировочным кольцом 22; подвижный дробящий конус 4, укрепленный на валу 5; эксцентрик 14; сферический подпятник 16 и приводной механизм 10—11— 12—13. Рабочие органы предохраняются от износа футеровками. Подлежащий дроблению материал поступает из загрузочной коробки 6 на распределительную тарелку 7, которая равномерно распределяет его по периметру приемного отверстия. Куски материала дробятся в результате раздавливания между поверхностями дробящих футеровок подвижного 4 и неподвижного 3 конусов. Продукт дробления, пройдя через выходную щель,^проваливается далее через кольцевое пространство между станиной 1 и картером 8 зубчатой передачи. Соединенный с электродвигателем муфтой 10 приводной вал 11 через коническую зубчатую передачу 12 и 13 заставляет вращаться эксцентриковый стакан 14 (вал-эксцентрик) вокруг центральной оси дробилки. Эксцентриковый стакан 14, находящийся внутри центральной втулки 9 станины, имеет внутреннюю коническую расточку, в которую опущен нижний конец (хвостовик) главного вала 5. Геометрическая ось главного вала наклонена под небольшим углом е ~ 2° (угол нутации) к вертикальной оси дробилки, поэтому прн вращении эксцентрикового стакана ось вала 5 описывает в пространстве коническую поверхность. В результате сидящий на валу дробящий конус 4 совершает круговые колебательные движения по типу конического маятника (прецессионное движение): поверхность его постепенно приближается, а затем удаляется от поверхности неподвижного конуса 3. Сила тяжести главного вала 5 и напрессованного на него дробящего конуса 4, а также вертикальная составляющая усилия дробления воспринимаются сферическим подпятником. Горизонтальная составляющая усилия дробления воспринимается эксцентриком, а Рис. П.24. Конусная дробилка среднего дробления КСД-2200Т через него — станиной. Нижнюю поверхность 15 конуса 4 обтачивают по сфере, опорой для нее служит тонкостенная бронзовая чаша (подпятник) 16, имеющая такую же сферическую форму и в свою очередь опирающаяся на стальную опорную чашу 17. В массивную втулку 9, отлитую заодно с нижней частью станины, запрессована тонкостенная бронзовая втулка 18, внутри которой вращается эксцентриковый стакан 14. Стакан опирается на плоский подпятник 19, состоящий их трех дисков, из которых нижний (неподвижный) укреплен в крышке 20 центральной втулки 9, а верхний соединен с эксцентриковым стаканом и вращается вместе с ним (средний диск вращается с половинной скоростью). В эксцентриковую полость стакана вставлена бронзовая втулка 21, в которую входит хвостовая часть вала 5. Трапецеидальной резьбой регулировочное кольцо 22 (с которым неподвижный конус 3 составляет одно целое) соединено с опорным кольцом 23, лежащим на верхнем фланце станины. При повороте кольца 22 и его перемещении по высоте достигается необходимая ширина выходной щели Ьо (в сомкнутом положении рабочих органов). В дробилках старых выпусков поворот кольца 22 производился механическим способом. В новых дробилках для этой операции предусмотрен гидравлический привод (рис. 11.25): регулировочное кольцо поворачивается штоками двух гидроцнлиндров, диаметрально расположенных на опорном кольце. Их поршни приводятся в движение маслом, подводимым к цилиндрам под большим давлением. Для предохранения дробилки от поломок в случае попадания в нее металлических предметов конструкция снабжена системой пружин 24 (см. рис. 11.24), расположенных по внешнему периметру станины. Пружины надеты на болты, притягивающие опорное кольцо 23 к станине и работающие на сжатие. При попадании в рабочую зону недробимых предметов конус 3 и регулировочное кольцо 22 стремятся приподняться вместе с опорным кольцом) 23. В этот момент пружины 24 сжимаются, расстояние между поверхностями броней дробящего и неподвижного Рис. 11.25. Схема гидравлического устройства для поворота чаши дробилок КСД и КМД: 1 — храповой венец кожуха; 2 — опорное кольцо дробилки; 3 — двусторонняя поворотная собачка; 4 — гидравлический цилиндр; 5 — шток гидравлического цилиндра; 6 — штанга штока с пазом для собачки храпового механизма; 7 — упор собачки; 8 — трубки для подвода жидкости под давлением 117 ~ Таблица 11.21 00 Основные параметры конусных дробилок среднего дробления Параметры КСД-600 КСД-900 КСД-1200 КСД-1750 КСД-2200 КСД-2500 КСД-3000 Фор маиспол ненн я т Гр Т Гр Т Гр т Гр т Гр Т Гр Т Гр Диаметр основания дробящего конуса D, мм 600 600 900 900 1200 1200 1750 1750 2200 2200 2500 2500 3000 3000 Ширина приемного отверстия иа открытой стороне В, мм 50 75 75 130 125 185 200 250 275 350 335 450 475 600 Наибольший размер кусков в питании, мм 40 60 (80) .60 100 (120) 100 150 160 200 (215) 250 300 270 360 380 500 Диапазон регулирования ширины выходной щелн в фазе сближения профилей Ьо, мм 5—15 (3-13) 12—35 (12—25) 5—20 15—40 10—25 20—50 15—30 25—60 15—30 30—60 15—45 45—65 25—50 50—80 Объемная производительность (для руды средней крепости в открытом цикле) м3/ч, не менее 5—15 (6-18) 12—35 (19-32) 8—40 (9-45) 30—45 (36—62) 38—85 70— 105 90— 180 160— 300 170— 340 340— 580 — 480— 660 » 750— 1200 Частота колебаний дробящего конуса, п0 мин-1 (350) (330) (260) (260) (224) (200) (185) Мощность электродвигателя NRB, кВт, не более 30 55 75 160 250 320 400 Масса дробилки без электродвигателя н смазочной системы, т, не более Изготовитель 5 (3,7) Завод «Стромма! ский завод дро( оборудования 12,5 (10,3) пива» и Выксун- >нльно-размольного 24 (27) Южурал-машзавод 53 (50) 98 (90) у: 1ТМ 200 Примечания: 1. В скобках приведены паспортные данные. 2. Производительность КСД-1750 указана при п0 — 242 мнн"1; расчетная производительность КСД-2200 составит 320—640 м3/ч при п0 = 242 мин”1 н угле нутации 8 = 2°; для КСД-3000 указана расчетная производительность при 8 =з 2°. «онуса увеличивается и металлический предмет вываливается через выходную щель {если его размеры не превышают ширину «ели при размыкании). После этого пружины 24 возвращают кольцо 23, 22 и конус ,? в прежнее положение. Дробящий и неподвижный конусы имеют съемную футеровку, отлитую из марганцови стой стали. Стакан эксцентрика изготовляется з высокопрочного чугуна; станина, опорное кольцо и тело дробящего конуса — из сталь-ого литья. В дробилках УЗТМ и Южуралмашзавода применяется гидравлический пылевой затвор. В опорной чаше 17 (см. рис. 11.24) проточена канавка 25, заполняемая водой ели незамерзающей жидкостью. На дробящем конусе имеется воротник 26, нижняя кромка которого погружается в воду, находящуюся в канавке. Щель между металлическими поверхностями прикрыта прорезиненной тканью, благодаря этому вся внутренняя полость дробилки предохранена от попадания пыли. Случайно проникшая в затвор пыль непрерывно удаляется циркулирующей водой. Для поддержания постоянного уровня воды в кольцевой канавке к ней присоединены два патрубка, из которых один 27 предназначен для отвода загрязненной воды, второй 28— для притока свежей. Внутренняя полость (картер) станины, в которой помещены зубчатая передача 12, 13 н стакан эксцентрика 14, заполнена жидким маслом, циркулирующим по системе смазочных устройств. Масло, подведенное через боковое отверстие 29 в нижней крышке 20, попадает в плоский подпятник 19 эксцентрика, поднимается по канавкам трущихся поверхностей эксцентрика и параллельно по каналу, просверленному в рабочем валу, откуда попадает в сферический подпятник и стекает на зубчатую передачу. Из картера отработавшее масло отводится по сливной трубе 30. Подвод и отвод масла к подшипникам приводного вала осуществляется через самостоятельную ветвь маслопровода. Циркуляция масла обеспечивает не только смазку всех трущихся деталей, ио и отвод тепла. Основные параметры дробилок приведены в табл 11.21. § 2. Параметры механического режима Ширина приемного отверст и я В дробилок КСД принимается в зависимости от диаметра конуса D (см. табл. II.21). Частота качаний дробящего конуса п0 теоретически зависит от длины параллельной зоны и скорости продвижения куска в этой зоне. Движение материала в рабочей зоне дробилки можно рассматривать как процесс вибрационного перемещения вдоль касательной к поверхности конуса плоскости, совер- Рис. 11.26. Схема дробилки КСД шающей маятниковые (гармонические) колебания от эксцентрика. Скорость перемещения по качающейся образующей зависит от частоты качаний конуса, амплитуды качаний (двойной эксцентриситет), коэффициента трения, конфигурации неподвижной чашн, ограничивающей движение куска в процессе прижатия — дробления, и т. д. При некоторых упрощениях можно рассчитать скорость движения материала и определить частоту качаний дробящего конуса. Эти расчеты еще недостаточно разработаны и не проверены практикой. Ход конуса s. Центром поворота дробящего конуса служит геометрический центр О шарового подпятника (рис. 11.26). Ось конуса 1 составляет угол е (угол нутации) с осью дробилки 2. При закрытой щели ширина ее 60 = AiA2, а при раскрытии увеличивается до b = AiA3, где расстояние Л2Л3 = s. Отсюда b=b0+s. (П.45) Дуга Л2Л3 соответствует повороту радиуса ОЛ2 = L из положения ОЛ2 в положение ОА3 на угол 2е. Поэтому ход s«n£2e/I80, (II.46) а ширина щели в раскрытом положении 6 = 60_|_ л£2е/180. (П.47) Например, для дробилки КСД-2200 е = = 2°; L = 1360 мм и по формуле (П.46) s = 95 мм * , откуда ширина щели в раскрытом положении b = b0 -f- 95 мм, т. е. при ширине сомкнутой щели Ьа = 25 мм размер ее при размыкании увеличивается до b = 120 мм. Этим объясняется сравнительно большая величина коэффициента за-крупнении X = dnlb0, которым характеризуется гранулометрический состав продукта дробления. В дробилках КСД коэффициент * Прн наклоне образующей конуса а = 42 и s = 95 мм эксцентриситет в плоскости кромки е — 0,5 sin 42° = 32 мм (см. рис. 11.26). 119 Таблица 11.22 Конструктивные параметры отечественных конусных дробилок Параметры Диаметр основания конуса D» мм 600 900 1200 1750 2200 Угол нутации (по паспортным данным) 8, градус 2,43 2,28 2,17 2 2 tg е 0,0425 0,040 0,038 0,035 0,035 Эксцентриситет (по формуле (II.51) е, мм 10,7 15,0 19,0 25,6 32,2 е cos 50°, мм 6,9 9,65 12,1 16,5 20,8 закрупнения достигает 2—3, а в КМД — 4,0—5,5. •Значительное закрупнение вызывается тем, что при принятой малой частоте качаний конуса крупные куски материала успевают разгрузиться из рабочей зоны не только при медленном скольжении, но и в результате быстрого качения их по поверхности конуса. Большой величиной хода конуса s обусловлена высокая производительность дробилок данного типа. Расчетная мощность электродвигателя Л^дв отечественных дробилок КСД, как и аналогичных зарубежных., определяется по формуле ЛГДВ ~ 0,2£)%,- (П.48) Средняя потребляемая мощность составляет от 50 до 75 % номинальной мощности электродвигателя и зависит от крепости руды и ширины выходной щели, пиковая — достигает 200—220 % номинала. § 3. Производительность. Крупность продуктов дробления Объемная производительность Q конусных дробилок КСД определяется либо по паспортным данным, либо расчетным путем по эмпирическим формулам. Каталоги отечественных заводов-изготовителей составлены таким образом, что производительность дробилок в них представлена только для руд средней прочности в зависимости от ширины выходной щели без увязки с гранулометрическим составом . питания. Это позволяет использовать паспортные данные только для ориентировочных расчетов. Технологические показатели дробления, в частности производительность конусных дробилок, зависят от средней ширины кольцевого отверстия дробильной камеры на уровне входа в параллельную зону [39] или на уровне выходного отверстия [5]. 120 Производительность конусных дробилок, помимо конструктивных параметров, определяется прочностными и гранулометрическими характеристиками дробимых руд [5] Q = KfKKpQre0M, (11.49). где Kf и ККр — коэффициенты, учитывающие влияние соответственно прочностных характеристик горных пород и крупности питания дробилки; QreoM — производительность дробилки, определяемая ее конструктивными параметрами QreoM = 40°2 tg 8 (е cos 50° + b0). (11.50) Эксцентриситет на уровне основания дробящего конуса определяется по формуле е = 0,5D tg е tg а, (11.51) где tg а — тангенс угла наклона образующей подвижного конуса к плоскости его-основания (а ~ 40°). В табл. 11.22 приведены конструктивные-параметры отечественных дробилок КСД. Учитывая то обстоятельство, что дробилки КСД эксплуатируются с предварительным: грохочением и без него, в табл. 11.23 представлены расчетные значения производительности дробилок для обоих случаев, определяемые по материалу, поступающему непосредственно в дробилку. При расчетах было принято, что номинальная крупность питания дробилок dH = 0,8 В, а характеристики крупности соответствовали усредненным характеристикам разгрузки дробилок крупного дробления (см. табл. II.16). По этим характеристикам рассчитывался коэффициент крупности Ккр [5]. Коэффициент Kf рассчитывался в соответствии с зависимостью, приведенной в работе [5]. Для руд средней крепости принимался поправочный коэффициент Kf = 1,0; для мягких руд Kf = 1,1 и для крепких руд Kf = 0,75. Если номинальная крупность питания дробилок КСД не равна 0,8 В, то значения расчетной производительности дробилок (см. . Таблица 11.23 Степень закрупиеиия и расчетная производительность в открытом цикле конусных дробилок среднего дробления Дробилка Ширина выходной щели Ьо, мм Степень закруп-нення </н/Ь0 Объемная производительность дробилки, м3/ч Мягкие руды Средней крепости Крепкие руды Дробление с предварительным грохочением Дробление без предварительного грохочения Мягкие РУДЫ Средней крепости Крепкие РУДЫ ; Мягкие РУДЫ Средней крепости Крепкие РУДЫ 1 10 1,4 1,65 1,85 45 40 35 55 50 40 КСД-1200 20 1,2 1,4 1,6 70 65 50 90 85 65 30 1,2 1,4 1,6 90 80 65 120 ПО 85 50 1,2 1,4 1,6 125 115 90 195 180 140 15 1,6 1,9 2,15 130 115 90 160 145 НО КСД-1750 25 1,35 1,6 1,8 165 150 115 225 205 155 30 1,35 1,6 1,8 190 175 135 250 230 175 60 1,35 1,6 1,8 325 295 230 495' 450 345 15 2,25 2,7 3,0 240 220 165 270 245 190 КСД-2200 25 1,7 2,0 2,25 300 270 210 370 335 260 30 1,7 2,0 2,25 330 305 235 410 375 290 60 1,7 2,0 2,25 550 505 385 780 710 545 табл. 11.23) следует умножить на коэффициент крупности К*р (табл. 11.24). Например, требуется определить производительность конусной дробилки КСД-2200Гр {В = 350 мм, Ьо = 40 мм), работающей с предварительным грохочением на материале средней твердости номинальной крупностью 175 мм, что в долях В соответствует 175/350 = 0,5В. Производительность дробилки на материале номинальной крупностью 0,8В прн 4^=40 мм равняется (см. табл. 11.23) 305 + 10 (505 — 305)/30 = 372 м3/ч. По табл. 11.24 находим поправочный жоэффициент на крупность питания К*р = = 1,07 и определяем производительность дробилки Q = 1,07-372 = 400 м’/ч. Практические данные о производительности дробилок КСД на некоторых фабриках Советского Союза приведены в табл. 11.25. Цифры этой таблицы соответствуют среднечасовым отчетным данным. Номинальная крупность продуктов дробления КСД спределяется по формуле [5, 7] = 4,2 jX Wi 8 (2pcos 50° + 6o)2- (11.52) В табл. 11.23 представлены расчетные значения степени закрупиеиия dnlЬо продуктов дробилок КСД, а в табл. 11.26 и 11.27 — усредненные гранулометрические характеристики разгрузки дробилок КСД для случаев их работы с предварительным грохочением и без него. Как показывает практика, степень заполнения рудой дробящего пространства дробилок КСД (или количество проходящего через них материала) заметно влияет на по- Таблица 11.24 Значения коэффициента крупностя К*р Дробление Номинальная крупность питания, доли В Коэффициент крупности <р С предварительным грохочением 0,8 0,6 0,3 1,0 1,05 1,1 Без предварительного грохочения 0,8 0,65 0,55 " 0,45 0,35 1,0 1,1 1,2 1,3 1,4 121 Таблица 11.25 Средняя фактическая производительность дробилок КСД Дробилка Фабрика, комбинат Ширина выходной щели мм Средняя объемная производительность Q, м’/ч Дробилка Фабрика, комбинат Ширина выходной щели bOt мм Средняя объемная производительность Q- и»/*! КСД-600. Гороблагодатская Хапчерангин-ская Кучитанская Эльбрусская 8 8 8 8 8,1 8,1 8,1 9,4 КСД-1750 ("о = = 245 мин-1) Красноуральская Салаирская Миргалимсай-ская Красноречен-ская Снбайская Буурдинская 25 15 20 15 128 .89 123 94 КСД-900 Кадаинская Канская Карагайлин-ская Олинская 8 12 17,0 28,0 19,0 19,0 30 12 193 86 8 7 КСД-2200Гр (,п0 = = 224 мин-1) Алмалыкская Гайская Джезказганская 33—37 40 34 270— 300 350 320 КСД-1200 Золотушинская Юл и иска я Кировградская Карабашская Мизурская Туимская Кафанская . 10 8 22 22 14 18 8 33 31 94 94 64 84 39 ЮГОК-1 ЦГОК Печенганикель Качканарская ЮГОК-2 нкгок Соколовско-Сарбайская югок 25 12 32 30 25 ' 40 30 30 255 125 340 318 275 450 340 360 казатели дробления [8]. С увеличением ее до значения, близкого к предельному, в разгрузке дробилки возрастает выход мелких классов, уменьшается содержание крупных классов. Занижение производительности дробилок может привести к получению продукта более крупного, чем по данным табл. 11.23. Таблица 11.26 Гранулометрический состав продуктов дробления КСД определяют в следующем порядке: 1. Для данной дробилки по известной категории крепости руды и выходной щели дробилки Ьо по табл. 11.23 находят степень закрупнения, умножают ее на Ьо и находят номинальную крупность продукта dH. Таблица 11.27 Усредненные характеристики крупности продуктов дробления КСД (с предварительным грохочением) Усредненные характеристики крупности продуктов дробления КСД (без предварительного грохочения) Крупность классов, мм Суммарный выход классов по минусу, %, при крупности продукта, мм 130-0 .... О 1 о о О 1 о со 60-0 1 40-0 о—оз 130 95 - 100 82 95 — —— 80 68 84 95 — —— — 60 48 65 81 95 — —. 40 31 42 53 74 95 — 20 15 20 25 33 53 95 10 7 10 12 16 25 53 Крупность классов, мм Суммарный выход классов по минусу, %, прн крупности продукта, мм 130-0 О 1 о о О 1 о со О 1 о со О 1 о о—оз 1 130 95 100 83 95 — — — 80 72 85 95 — — 60 57 70 81 95 — — 40 41 49 62 76 95 — 20 21 28 34 43 62 95 10 11 13 17 23 34 62 122 2. По найденной номинальной крупности из табл. П.26 или 11.27 определяют гранулометрический состав продукта дробления. Приближенно гранулометрическая характеристика объединенного продукта дробления (разгрузка дробилки ннжний продукт грохота) прн наличии предварительного грохочения может быть принята по табл. 11.27 Глава 5 Конусные дробилки мелкого дробления •§ 1. Конструкция и технические характеристики Конусные дробнлкн мелкого дробления КМД (рнс. 11.27") по конструкции аналогичны дробилкам КСД (см. гл. 4, § 1) и отличаются от них несколько большим углом наклона образующей подвижного конуса, профилем дробящей зоны н длиной параллельной зоны. Основные параметры дробилок КМД приведены в табл. 11.28. Рис. 11.27. Конусная дробилка мелкого дробления КМД-3000: 1—26 — см. обозначения к рис. 11.24 (гл. 4, § 1); 27 — боковое отверстие для подачи масла; 28 — сливная труба для масла Дробнлкн КМД различаются формой исполнения: Т—для тонкого н Гр — для грубого дробления. Вместо тихоходной дробилки КМД-2200 с частотой качаний конуса п0 == 224 мин-1 УЗТМ начал выпускать быстроходную дробилку КМДТ-2200 с и0 = 242 мин"1. Подготавливаются к серийному выпуску дробилки КМД-2200А н КМД-220СТ с п0 = 269 и 309 мин-1. Изготовлены и опробованы дробилки КМД двух наибольших размеров КМД-2500 и КМ Д-3000. Параметры механического режима дробилок КМД такие же, как и дробилок КСД (см. табл. II.21 и 11.28). Расчетные формулы, например (11.48), остаются теми же (см. гл. 4, § 2). Распределитель питания конусных дробилок КМД. Принятый в настоящее время способ распределения поступающего в дробилку КМД материала с помощью тарелкн, установленной на хвостовике подвижного конуса, не обеспечивает равномерного распределения материала 123 Таблица П.28 Основные параметры конусных дробилок мелкого дробления Параметры КМД-1200 КМД-1750 КМД-2200 (старого типа) КМДТ-2200 КМДТ-2200А КМД-2200СТ КМД-2500 КМД-3000 Форма исполнения Т т Гр т Т Гр т Т Гр т Диаметр основания дробящего конуса D, мм 1200 1750 1750 2200 2200 2200 2200 2200 2500 3000 Ширина приемного отверстия на открытой стороне В, мм 50 80 130 100 100 140 100 100 180 150 Наибольший размер кусков в питании, *4пах, мм Диапазон регулирования ширины выходной щели в фазе сближения профилей Ьо, мм 40 70 100 80 80 110 80 80 150 120 3—12 5—15 9—20 5—15 5—15 10—20 5-15 5—15 6—15 6—20 Объемная производительность (для руды средней крепости в открытом цикле), м2/ч 24 85— ПО 95— 130 150— 210 160— 220 220— 260 150 160 Частота колебаний дробящего конуса па, мин-1 260 260 (245) 224 242 242 269 308 200 185 Угол нутации 8, градус 2,17 2 2 2 2 2 1,6 2 1,5 Общее усилие прижатия пружин МН, не менее 20 15 40 — — — 40 45 Параметр О2 п0, м2/мин 374 795 (750) 1090 1170 1170 1300 1500 1250 1665 Мощность электродвигателя, кВт, не более 75 160 250 250 250 320 320 320 400 Масса дробилки без электродвигателя и смазочной системы, т, не более Изготовитель 24 Юж-уралмаш-завод 17 98 98 5 98 /ЗТМ 140 235 Примечания. 1. В скобках приведены паспортные Данные. 2. Для КМД-1200 объемиаа производительность дана при минимальной выходной щели, для КМД-2500 и КМД-3000 — расчетная. по кольцевому (дробящему) пространству. В результате одна сторона дробнлкн работает более интенсивно и напряженно, чем другая, что приводит к неравномерному износу футеровочных броней. Некоторые зарубежные фабрики применяют загрузочные аппараты с автономно вращающейся воронкой. В Советском Союзе распределитель питания, разработанный Ме-ханобром, внедрен на Джезказганском горно-металлургическом комбинате для равномерной загрузки дробилок КМДТ-2200. Распределитель питания 289-Пт (рис. 11.28) состоит из вращающейся воронки 1 с лотком 2, равномерно распределяющим материал по периферии. Воронка 1, закрепленная на оси 3, опирается на подшипниковый узел 4, смонтированный в неподвижной крестовине 5 (над подвижным конусом дробилки), и приводится во вращение клиноремеи-ной передачей 6 от привода 7. Материал с расположенного над дробилкой транспортирующего устройства (грохота, питателя, конвейера) подается в неподвижную приемную воронку 8, откуда через патрубок 9 поступает во вращающуюся воронку 1 и через 124 Рнс. 11.28. Распределитель питания конусных дробилок 289-Пт боковое окно и лоток 2 распределяется по окружности дробящей полости. Весь механизм встраивается в верхнюю часть дробилки. Оленегорский механический завод с 1979 г. риступил к серийному выпуску распределителей питания 289-Пт. Техническая характеристика распределителя питания 289-Пт Производительность, м3/ч . . До 200 Крупность питг.ния, мм , , . До 100 Частота вращения воронки, мн"1........................ 36 Диаметр воронки, мм .... 500 Тип привода...................МП02-10В; 22,8; 3/63; А02-32-4 Масса установки, кг............. 2230 Сравнительные показатели двух способов загрузки дробялки КМДТ-2200 на Джезказганском ГМК (с помощью распределительной тарелки и распределителя питания 289-Пт) показали, что благодаря равномерному круговому распределению исходного витания (по количеству и по гранулометрическому составу) повышается производительность дробилки, уменьшается крупность готового продукта, увеличивается срок службы футеровочных броней и снижается удельный расход электроэнергии. ' Дробилки КМД-3000, выпускаемые УЗТМ, оснащаются вращающимся загрузочным ап-заратом. $ 2. Производительность. Крупность продуктов дробления Производительность конусных дробилок мелкого дробления КМД по данным ГОСТа ж по паспортам заводов-изготовителей приведена в табл. 11.28. Производительность дробилок КМД определяется по таким же эмпирическим формулам (И.49; 50), как и дробилок КСД. В табл. II.29 представлены расчетные значения производительности дробилок КМД при дроблении в открытом цикле с предварительным грохочением для трех категорий крепости руд. Номинальная крупность питания дробилок принята равной 0,8В, а характеристики крупности соответствуют усредненным характеристикам крупности продуктов среднего дробления (см. табл. П.26), из которых удалены мелкие классы. Практические данные о производительности дробилок КМД на некоторых фабриках Советского Союза приведены в табл. 11.30. Номинальная крупность разгрузки дро- , бнлок мелкого дробления определяется по эмпирической формуле, подсбной формуле П.52 [5, 7] dH = 4,0-jX W',* tg2 e (2e cos 50° + ^0)2. (11.53) В табл. 11.29 приведены расчетные значения степени закрупнения dB/b0 дробилок мелкого дробления для трех категорий крепости руды, а в табл. 11.31—усредненные гранулометрические характеристики продуктов КМД при дроблений с предварительным грохочением. Гранулометрический состав разгрузки дробилок мелкого дрсбления определяется в таком же порядке, как и дрсбилок КСД. 125 Таблица 11.29 Степень закрупнения и расчетная производительность конусных дробилок мелкого дробления при дроблении в открытом цикле с предварительным грохочением Дробилка Ширина выходной щели Ьо, мм Степень закрупнения ^Я/Ьо Объемная производительность дробилкн, м8/ч Мягкие РУДЫ Средней крепости Крепкие РУДЫ Мягкие РУДЫ Средней крепости Крепкие РУДЫ 3 2,8 3,35 3,75 30 25 20 КМД-1200 8 1,45 1,75 1,95 40 35 25 12 1,2 1,45 1,6 45 40 30 5 2,75 3,3 3,7 85 80 60 9 1,85 2,2 2,45 100 90 70 КМД-1750 15 1,45 1,75 1,95 125 115 85 20 1,35 1,6 1,8 145 130 100 5 4,1 4,9 5,5 160 150 115 10 2,5 3,0 3,35 190 175 135 КМД-2200 15 2,0 2,4 2,7 225 205 155 20 1,8 2,15 2,4 255 235 180 Таблица 11.30 Средняя фактическая производительность дробилок КМД, работающих в открытом цикле Дробилка Фабрика, комбинат Ширина выходной щели Ьо, мм Средняя объемная производительность Q, м8/ч Дробилка Фабрика, комбинат Ширина выходной щели Ьа, мм Средняя объемная производительность Q, м»/ч КМД-1200 Ачисайская Фабрика № 4 Красноречен-ская Лебединская 8 6 5 6 44 42 37,5 56 КМД-2200 ("о = . = 224 мин"1) Печеиганикель ЦГОК Лебединская ДСФ № 1 нкгок ЮГОК-1 Качканарский ГОК Гороблаго датская югок-п 5 5 5 8 7 6 5 7 120 100 111 195 177 159 138 210 КМД-1750 Золотушинская Миргалим-сайская КМА, фабрика № 1 Березовская Мизурская Белоусовская Златоустовская ДОФ № 2 Сихалийская Азербайджанского ГОКа Кафанская Туимская 6 5 6 5 7 10 5 5 10 6 6 49 41,3 51 45 64 100 52,5 57 114 75 75 КМДТ-2200 (п0 = = 242 мин"1) Джезказганская (сульфидная руда) То же То же, комплексная То же Печеиганикель То же Апатито-нефелиновая То же 5 7 5 7 5 7 5 7 125 150 150 170 150 170 170 200 126 Таблица 11.31 Усредненные гранулометрические характе-^стики продуктов КМД при дроблении с иредварительным грохочением Круп-вость влассов, мм Суммарный выход классов по минусу, %, при крупности продукта, мм 35—0 30—0 25—0 20—0 15—0 35 95 —— 30 88 95 — — — 25 79 87 95 — — 20 62 74 84 95 — 15 45 53 65 80 95 10 29 33 41 53 74 5 14 16 20 25 33 $ 3. Работа в замкнутом цикле При работе дробилки КМД в замкнутом цжкле с грохотом средняя крупность питания заметно снижается по сравнению с питанием дробилки, работающей в открытом цикле. Вследствие этого производительность дро-вмки увеличивается до величины Q3 по сравнению с Qo в открытом цикле. Производительность дробилки Q3 определяется жмркулирующей нагрузкой и отношением размера а ячейки сита грохота к номинальной крупности da продукта дробления. Числовые значения коэффициента Ks получены на основе коэффициента Ккр, учитывающего влияние крупности питания дробилки [5] Пример. Определить производительность дробилки КМДТ-2200, работающей в замкнутом цикле с грохотом. Руд» крепкая; ширина выходной щели Ьв = 7 мм;, размер ячейки грохота а = 12 ммТ По табл. II.29 для крепкой руды и 60 = = 7 мм закрупнение dBl[== 4,6, номинальная крупность продукта дробления dB = = 4,6-7 = 32 мм, а производительность дробилки в открытом цикле Qo == 115 4- 2(135— 115)/5 = 123 м»/ч. Для отношения a/dH = 12/32 = 0,37 коэффициент Кз = 1,36, а производительность дробилки в замкнутом цикле Q, = 1,36 X X 123 = 168 м»/ч. Усредненные характеристики крупности продуктов дробилок КСД и [КМД? (см. табл. 11.26, 11.27, II.31) позволяют определять циркулирующие нагрузки и объем питания дробилок мелкого дробления при различных вариантах схем. Вариант I. Дробление с совмещенным предварительным и поверочным грохочением (рис. 11.29, а). Для количественного расчет» схемы необходимо заменить данную схему (рис. 11.29, а) развернутой (рис. II.29, б)„ где операции грохочения разделены (схема по рис. 11.29, б получает в последние годы все большее распространение, благодаря своим преимуществам: разделение грохотов Соотношение между коэффициентом К3 относительного изменения производительности дробилок при переходе их на работу замкнутом цикле и отношением a/dB Отношение a/dB .... 0,3 0,5 0,7 0,9 Коэффициент Ка ... 1,4 1,3 1,2 1,1 Рис. П.29. Схемы мелкого дроблениями замкнутом цикле: а — с совмещенным предварительным и поверочным грохочением; б — с раздельным предварительным н поверочным грохочением; в — с предварительным выделением готового продукта после крупного дробления а б I! Исходная руда \С,м3/ч Исходная руда 4 Ч, м3/ч Крупное хЧ дробление () (I стадия) у Исходная руда {Ц.м’/ч Крупное дроблениек^) -(I стадия) | Р i Грохочение Грохочение Грохочение Среднее дробление (П стадия) уоЧн/ч ___________3,м5/ч I Совмещенной грохочу (предварительное и noth , Мелкое [(Сетка а, мм) 1 дробление JL (Ш стадия) (Л Среднее i г ородлениел~х (Пстадия)\) fPjr Предварительное грохочение (Сетка а,мм) Готовый продукт мае ЧПста- -а 1 л дия) Поверочное грохочение Грохочение (Сетка а,мм) Среднее l$z дроблениеуЛ (Истадия) Предварительное грохочение (Сетка а, мм) 1(Сетка а,мм) чие Жета- । я-а 7 дия) J ш Поверочное грохочение -а+Омм Готовый продукт Готовый, продукт ?+0 мм 127 ШГстадии, уменьшение нагрузки на конвейер оборотного продукта и др.). На сетке с ячейками а в I и II операциях грохочения отсеется подрешетный продукт крупностью —а -|-0 мм, что соответствует номинальной крупности подрешетного продукта ан = (0,8 — 0,85) а. Обозначая содержание его в исходном питании, являющемся конечным продуктом II стадии дробления, через 070, а эффективность отсева при предварительном грохочении — через в найдем, что после первого грохочения (рис. 11.29, б) выделится готовый продукт н количестве Qi — Qe0n°* В дробилку поступает надрешетный продукт предварительного грохочения в количестве S1 = Q-Q1 = Q(1-8M- Кроме того, в дробилку попадает оборотный продукт S2 (надрешетный продукт поверочного грохота). При установившемся режиме из поверочного грохочения будет выдано такое же количество готового мелкого продукта Q2, какое было подано в дробилку, т. е. Q2 = S1( причем Qi + Qa = Q- Суммарная загрузка дробилки S = Sj 4-+ S2, а обозначив содержание класса крупностью —а 4-0 мм в разгрузке дробилки мелкого дробления через 07fi и эффективность поверочного грохочения через е, найдем, что из поверочного грохочения будет выдано готового продукта в количестве <?2=S1=(S1 + S2) 6₽П?-. Отсюда суммарная загрузка дробилки S=S1 + S2=W = = Q (1 - 8|V)/8M. (11.54) а оборотный продукт (надрешетный продукт поверочного грохота) 52=51(1-80Н?)/80пГ Циркулирующая нагрузка замкнутого цикла определится отношением С = iOOS^/Q^ = lOOSa/Si = = 100(1 — 80П[)/е0П1. Пример. Рассчитать дробнлкн мелкого дробления для производительности Q = = 375 м3/ч. Руда средней крепости; дробилка КСД-2200 с выходной щелью 60 = 30 мм; ячейка грохота а = 14 мм; эффективность грохочения 8 = 0,85; дробилка КМДТ-2200 с выходной щелью bt = 6 мм. По табл. 11.23 для руды средней крепости и выходной щели дробилки КСД-2200 = = 30 мм, закрупнение d-JbQ = 2, номинальная крупность продукта дробилки da — = 2-30 = 60 мм, а по табл. II.27 Рц14 = = 0,31. 128 По табл. 11.29 для руды средней крепости и выходной щели дробилки КМДТ-2200 bQ = 6 мм закрупнение d^/b^ = 4,5, номинальная крупность продукта дробилки = = 4,5-6=27 мм, а по табл. 11.31 07ц = = 0,55. Суммарная загрузка дробилок мелкого дробления по формуле (II.54) Si 4- S2 = 375 (1 — 0,85.0,31)/0,85-0,55 = = 587 м3/ч. Производительность дробилки КМДТ-2200 в открытом цикле по табл. II.29 Qo = 150 4- (175 — 150)/5 = 155 м3/ч. Для отношения a/da = 14/27 = 0,52 находим коэффициент К3 =1,29 и производительность дробилки КМДТ-2200 в замкнутом цикле Q3 = 1,29-155 = 200 м3/ч. Потребное число дробилок мелкого дробления определится из отношения 585/200 = = 2,9 после округления — 3,0. Вариант II. Работа дробилки мелкого дробления с предварительным выделением готового продукта после крупного дробления (см. рис. II.29, в). На сетке с ячейками а из продукта дробилки ККД отсеется подрешетный продукт крупностью —а 4- 0 мм. Обозначив содержание его в продукте дробилки ККД через 07“, а эффективность отсева — через 8, найдем, что после первого грохочения (см. рис. 11.29,в) выделится готовый продукт в количестве ^=0807-“.“ Во 11 стадию дробления поступает материал в количестве Q2=Q-Q1 = Q(l-80ra)’ Обозначив содержание класса крупностью —а4" 0 мм в продукте дробилки КСД через 070 и эффективность предварительного грохочения перед мелким дроблением через 8, определим, что в III стадию дробления поступает материал в количестве sx = Q2 (1 -8077°) = = Q(i - 80Г°) (1 -8077а). Тогда, обозначив через 07ц содержание класса крупностью —а 4- 0 мм в продукте дробилок КМД и эффективность грохочения через 8, суммарная загрузка дробилок III стадии дробления получится равной S1 + s2 = = Q (1 - 80Г°) (1 - — 80iia)/8Piii’ (11.55) оборотный продукт S2 = S1(1 — еРш)/еРГп>1 а циркулирующая нагрузка c= 1003^ = 100 (I -80П?)/80П?- Пр и м ер. Рассчитать дробилки мелкого Лфобления для производительности 700 м3/ч. Руда мягкая; дробилка ККД-1200 с выходной щелью Ь = 150 мм; ячейка грохота а = = 15 мм; эффективность грохочения 8 — = 0,85; дробилка КСД-2200 с выходной целью Ьо = 35 мм; дробилка КМДТ-2200 е выходной щелью = 7 мм. Из гл. 2 § 6 при крупном дроблении мягкой руды закрупнение d^b = 1,15, номинальная крупность продукта дробления da = 1,15 х X 150 = 170 мм, Р[15 =0,18 (см. табл. 11.16). По табл. 11.23 для мягкой руды и выходной щели дробилки КСД-2200 Ьо = 35 мм, закрупнение dalb0 = 1,7, номинальная круп-кость продукта дробления da = 1,7-35 = = 60 мм, а по табл. 11.26 0ц15 = 0,25. По табл. 11.29 для мягкой руды и выходкой щели дробилки КМДТ-2200 Ьо = 7 мм, закрупнениеda!b0 = 3,45, номинальная крупность продукта дробления dH — 3,45-7 = = 24 мм, а по табл. 11.31 = 0,68. Суммарная загрузка дробилок мелкого дробления по формуле (11.55) Si+ = 700 (1 — 0,85-0,18) (1 — 0,85х X 0,25)/0,85-0,68 = 810 м3/ч. Производительность дробилки КМДТ-2200 в открытом цикле (см. табл. 11.29) Qo =160-1- 2 (190 — 160)/5 = 172 м3/ч. Для отношения a/da = 15/24 = 0,625 коэффициент К3=1,24, а производительность дробилки КМДТ-2200 в замкнутом цикле Q3 = 1,24-172 = 212 м3/ч. Потребное число дробилок мелкого дробления будет равно 810/212 = 3,8, а после округления 4,0. § 4. Сопряжение при. стадиальном дроблении Схема дробления в первую очередь определяется физико-механическими свойствами перерабатываемых руд, производительностью предприятия и конечной крупностью дробления, обусловленной технологической схемой обогащения. Для случаев, когда измельчение осуществ-яется в мельницах самоизмельчения, как правило, применяют одностадиальные схемы дробления, ограничиваясь при этом операцией крупного дробления с получением коечного продукта дробления крупностью Г —300 (250) -|- 0 мм. На дробильно-сортировочных фабриках для богатых железных руд, не нуждающихся в обогащении, а также на дробильно-обогатительных фабриках с сухой магнитной сепарацией применяют двухстадиальные схемы дробления, включающие только крупное и среднее дробление с работой дробилок в открытом цикле. Конечный продукт дробления при этом обычно имеет крупность —100 (80) -|-0 мм. 5 Заказ 81 На действующих обогатительных фабриках, построенных ранее, применяют трех-и четырехстадиальные схемы дробления с работой дробилок последней стадии в открытом цикле, обеспечивающие получение готового продукта дробления крупностью —35 (25) -|-4— 0 мм. Характерной особенностью схем рудопод-готовки современных и вновь проектируемых обогатительных фабрик, перерабатывающих тонковкрапленные руды черных и цветных металлов, при измельчении в стержневых и шаровых мельницах является дробление в три стадии. Дробилки последней стадии работают в замкнутом цикле с грохотами при крупности дробленого продукта —16 (12)-|-0 мм для питания шаровых мельниц и —20 (15) 0 мм для питания стерж- невых мельниц. Тем самым часть работы переносится из операции измельчения в цикл дробления. Для крепких руд и руд средней крепости применяют, как правило, в I стадии щековые дробилки и конусные ККД-1200 и ККД-1500, во II стадии — КСД-2200 и в III стадии — КМД-2200. При открытых горных работах крупное дробление помещают возможно ближе к руднику, а при циклично-поточной технологии добычи дробилки крупного дробления устанавливают в карьере с конвейерной подачей крупнодробленой руды на склад при фабрике. Склад крупнодробленой руды позволяет обеспечить более рациональный и независимый режим работы дробилок среднего и мелкого дробления. Из двух наиболее распространенных схем дробления (см. рис. 11.29, б и в) схема с выделением мелочи после крупного дробления и раздельными операциями грохочения (см. рис. 11.29, в) дает возможность наиболее рационального решения конвейерного транспорта. При размещении грохотов под дробилками конвейер возврата продуктов менее нагружен, чем по варианту совмещенного грохочения (см. рис. 11.29, а). § 5. Конусные инерционные дробилки Конусные инерционные дробилки КИД разработаны в Механобре. Дробилки КИД предназначены для мелкого дробления горных пород, клинкера электрокорундов, огнеупоров и других аналогичных материалов. Их принципиальная схема показана на рис. 11.16, д, а конструктивная — на рис. 11.30. Основное отличие КИД от известных конусных дробилок состоит в том, что в качестве привода дробящего конуса вместо эксцентрикового механизма используется вибровозбудитель дебалансного типа. Механизм привода кинематически не замкнут. Он позволяет дробящему конусу обкатываться по неподвижной чаше даже при наличии некоторой эллиптичности футеровок. 129 Рис. 11.30. Конструктивная схема инерционной Дробилки К ИД-1750: 1 — корпус; 2 — амортизаторы; 3 — опоры дро" билки; 4 — неподвижный коиус; 5 — сфериче" ская пята; 6 — дробящий подвижный конус; 7 — дебалансный вибровозбудитель; 8 — опор-ио-приводной шпиндель; 9 — промежуточный вал; 10 — приводной шпиндель; 11 — электродвигатель Дробилка виброизолирована от фундамента системой мягких амортизаторов. Корпус дробилки играет роль «наковальни», по которой наносит удары дробящий подвижный конус. Электродвигатель через специальную приводную систему сообщает дебалансу круговое движение. Под действием центробежной силы инерции дебаланса дробящий коиус прижимается к чаше неподвижного конуса и обкатывается по ней, совершая «гирацион-иое» движение. При таком движении конуса, совершающего колебания по типу конического маятника, также генерируется центробежная сила инерции и равнодействующая обеих центробежных сил является силой дробления, раздавливающей материал, загружаемый в камеру дробления. В процессе дробления непосредственному контакту (приближению) конуса к чаше препятствует сопротивление слоя материала. Это сопротивление уравновешивает дробящую силу; оно зависит от крупности, до которой издроблен материал. Меняя величину центробежной (дробящей) силы; можно в известных пределах регулировать крупность продукта дробления. Таким образом, в дробилках КИД крупность продукта дробления, в отличие от КМД, не определяется выходной щелью. В этих дробилках под номинальной выходной щелью понимается суммарный (с двух диаметрально противоположных сторон) зазор между футеровками конуса и чаши до пуска дробилки в ход. Ои влияет в основном только на производительность дробилки. Перечисленные особенности определяют следующие преимущества безэксцентриковых инерционных дробилок КИД: степень дробления достигает 15—18 (вместо 3—4 в дробилках с эксцентриковым приводом); крупность продукта дробления не повышается при увеличении выходной щели при абразивном износе футеровок; обеспечивается работа дробилки под завалом, пуск и остановка под нагрузкой; исключается перегрузка механизма при попадании в камеру Таблица 11.32 Основные параметры конусных инерционных дробилок КИД Показатели КИД-300 • КИД-600 КИД-1750 КИД-2200 (проект) Диаметр дробящего конуса, мм 300 600 1750 2200 Максимальная крупность загружаемого материала, мм 20 50 90 ПО Объемная производительность (руда средней крепости, влажностью W = = 4 %, без глинистых примесей), м?/ч, не более 1 13 90 150 Номинальная крупность дробленого материала (по 5 %-му остатку на ситах), мм Электродвигатель привода дробилки: 2 8 10 15 мощность, кВт 10 75 500 800 напряжение, В 380 380 6000 6000 частота вращения, мин-1 1500 1000 590 750 Масса дробилки (без электрического и смазочного оборудования), т Габаритные размеры, мм: 1 5,5 90 140 длина (с электродвигателем) 1300 2270 6500 6600 ширина 800 1280 4000 4000 высота 1450 2170 5400 6400 130 дробления недробимых тел; нет необходимости в сооружении массивных фундаментов. В табл. 11.32 приводятся технические характеристики дробилок КИД четырех типоразмеров. § 6. Защита дробилок от попадания металлических предметов Попадание в конусные дробилки среднего и мелкого дробления, зубчатые валковые и молотковые дробилки вместе с рудой металлических предметов может вызвать поломку дробилок. Современная схема улавливания металлолома из руды, подаваемой конвейером в дробилку, предусматривает установку по ходу конвейера двух металлоискателей и мощного подвесного электромагнита между ними. Принцип действия металлоискателя основан на использовании различий в проводимости металлических предметов и кусков руды. Первый по ходу конвейера металлоискатель при прохождении через него металлического предмета автоматически включает на полную мощность электромагнит, который удаляет магнитный металл. Если металлический предмет немагнитный (например, детали горного оборудования из марганцовистой стали), то второй металлоискатель автоматически выключает приводной электродвигатель конвейера для ручного удаления металла. Нальчикским заводом «Севкавэлектропри-бор» серийно выпускается электронный металлоискатель ЭМИ-64П, предназначенный для обнаружения металлических предметов в потоке немагнитных руд. Технические даивые металлоискателя ЭМИ-64П Чувствительность, кг: для лент, не имеющих ме- таллических соединений 0,2—0,5 для лент с металлически- ми соединениями ... (Р + 0,2) — (Р + 0,5) * * Р — суммарная масса металлических соединений. Рис. 11.31. Общий вид и основные размеры круглых электромагнитов Рабочая частота автогевера-тора, кГц.................. 4—5 Ширина ленты конвейера, мм ........................ До 2000 Скорость ленты конвейера, м/с........................... Не менее 0,5 За последние годы наибольшее признание Получили подвесные крановые электромагниты, обладающие достаточно большой мощностью для извлечения из потока руды значительных по массе магнитных предметов. В зависимости от ширины ленты конвейера для удаления металла могут быть использованы круглые ' грузоподъемные электромагниты М-22, М-42 и М-62А (рис. 11.31, табл. 11.33). Комплектная установка металлоулавлива-ния для одной ленты конвейера должна состоять из одного или двух электромагнитов и двух металлоискателей. Два последовательно расположенных над лентой электромагнита позволяют с наибольшим эффектом удалять металл. Еслн металл первоначально находился под слоем руды, то под воздействием магнитного поля первого электромагнита он будет перемещен на поверхность слоя руды и удален из потока вторым электромагнитом. Таблица II.33 Размеры круглых электромагнитов Электромагнит Размеры, мм Масса, кг D Bi в2 Hi Н, М-22; М-22Т 785 100 175 235 785 550 М-42; М-42Т 1170 150 250 305 1135 1560 М-62А; М-62АТ 1600 150 250 375 1320 3500 5* 131 Таблица 11.34 Основные параметры одиовалковых дробилок Параметры До 1200X2100 До 1300X 2700 - До 1300x4200 Размеры ротора (звездочки) DXL, мм 1200X 2100 1300X2700 1300X4200 Частота вращения ротора п, мин-1 3,2 4,6 . 3; 4,5; 6; 9 * Наибольшие размеры кусков питания (агломерата), мм 250X1000X 2000 250X1000Х 2500 400X1500X4000 Размер кусков продукта дробления, мм 200 200 200 Ориентировочная производительность Q, т/ч 80 До 200 400—500 Мощность двигателя Мдн, кВт 30 55 40; 60; 90; 125 * Масса дробилки без электрооборудования, т 22,3 26,9 53 Площадь агломерационной машины, для которой предназначена дробилка, м2 2X25 = 50 2,5X30= 75 4Х 50 = 200 4X78 = 312 Изготовитель Волгоцеммаш В зависимости от частоты вращения четырехскоростиого двигателя. Глава 6 Валковые дробилки § 1. Одно- и двухвалковые дробилки с зубчатыми валками Одновалковые дробилки для агломерата выпускаются трех типоразмеров в зависимости от площади агломерационной машины (табл. 11.34). Разрез дробилки 1300 х X 2700 дан на рис. 11.32. Двухвалковые дробилки с зубчатыми валками применяются для угля и мягких пород (табл. 11.35). Обычно привод имеет только один валок; второй валок соединен с первым зубчатыми колесами с удлиненными зубцами, позволяющими вал 132 кам раздвигаться без нарушения сцепления (рис. II.33). Окружная скорость валков в двухвалковых дробилках находится в пределах v = = 1,65 — 3,15 м/с. Мощность электродвигателя Мдв приблизительно пропорциональна длине валков L и окружной скорости v = л dn/GO Мдв = 19L». ] (11.56) Размер наибольших кусков г/шах в продукте дробления принимается равным ширине Ь щели между валками в разомкнутом их положении, причем д 1,56О, где Ьа — ширина щели на холостом ходу дробилки ^max= Ъ = l,5Z>0. (11.57) Основные параметры двухвалковых дробилок с зубчатыми валками Параметры ДДЗ-4 ДДЗ-6 ДДЗ-ю ДДЗ-16 ДДЗ-3-9Х9 1 ДДЗ-3-15Х12 Размеры валков DXL, мм 450Х 500 630X 800 1000X1250 1600X 2000 900X900 1500Х X 1200 Частота вращения п, мин-1 Окружная скорость валка v, м/с Максимальная крупность, мм: 64 50 36 41 42 40 1,51 1,65 1,9 3,42 2,0 3,15 питания 100Х 200Х Х300 400Х 500Х Х600 400Х 600Х Х1000 1200Х1300Х Х1300 До 250; До 360 До 900 кусков дроб- 25; 50; 75; 50; 75; 100; 100; 125; 200; 300 40; 75; 15; 100; леного продукта 100 125 150; 200 100 150 Ориентировочная производительность при дроблении; угля, т/ч Мощность двигателя ЛГДВ, кВт: по формуле (11.56) 20; 35; 45; 50 60; 80; 100; 125 125; до 320 650; 1000 120 (уголь) 60 (кокс) До 150 14 25 45 132 34 72 паспортная 11 20 50 320 40 75 Масса дробилки без электрооборудования, т 3,1 5,2 — 124 13,3 32 Изготовитель Ясиноватский машиностроительный завод Б. Сызранский завод тяжелого машиностроения (СЗТМ) и Волго-цеммаш 133 1235 План Рис. 11.33. Двухвалковая дробилка с зубчатыми валками: 1 — амортизирующее устройство; 2 — валок подвижный; 8 — электродвигатель; 4 — валок неподвижный; S — вал приводной; 6 — рама; 7 — кожух; 8 — направляющий стержень подвижных подшипников Производительность Q дробилки по массе пропорциональна площади щели F = U> и окружной скорости v Q = 3600tOp.6, (П.58) где р. »0, 25 — коэффициент разрыхления; $ — насыпная плотность, т/м*. 134 § 2. Двух- и четырехвалковые дробилки с гладкими и рифлеными валками Двухвалковые дробилки с гладкими валками предназначены для среднего и мелкого (сухого и мокрого) дробления рудных и нерудных материалов средней крепости; двухвалковые дробилки с рифлеными валками — для среднего дробления горных пород средней крепости; четырехвалковые — для дробления известняка и кокса на агломерационных фабриках. Таблица 11.36 Основные параметры двухвалковых дробилок с гладкими рифлеными валками Дробим с гладкими валками Дробилки с рифлеными валками Параметры 1 ДГ400Х250 О о м* X о о <0 О о *о X о о ДГ1000Х650 ДГ1500Х600 ДГР600Х400 Размеры бандажей, мм: диаметр D длина L Максимальная крупность питания, мм Пределы регулирования щели, мм "Частота вращения валков п, мин-1 Окружная скорость валков v, М/С Мощность электродвигателя, кВт, не более Производительность дробил- ки Q, м3/ч, не менее: при наименьшей щели при наибольшей щели Масса дробилки без электродвигателя, т, не более 400 250 20 2—12 200 4,2 2X4,5 2,7 16,2 2,2 600 400 30 2-14 180 5,6 2X7,5 4,3 30,2 3,4 800 500 40 4—16 150 6,2 28 10,8 43,0 12,5 1000 550 50 4—18 100 5,2 40 11,9 53,5 15,9 1500 600 75 4—20 83 6,5 55 13,0 65,0 32,4 600 400 60 - 10—30 175 5,5 20 18 54 3,33 Изготовитель Завод им. Котлякова ЭЗТМ УЗТМ и СЗТМ Стром-машина Степень дробления принимается при дроблении крепких пород до 4, некрепких — да 10. Технологическим преимуществом валковых дробилок является незначительный выход мелких фракций в готовом продукте вследствие того, что дробление производится «инократным раздавливанием материала и яри его минимальном истирании. Дробилки нросты по конструкции, занимают мало места о высоте, надежны в эксплуатации. К недостаткам валковых дробилок относятся: низкая производительность, большой удельный расход электроэнергии, относительно большое количество удлиненных плоских кусков в продукте дробления, неравномерный и быстрый износ бандажей валков. Валковые дробилки как с гладкими, так с зубчатыми валками применяются на обогатительных фабриках для дробления глинистых и влажных железных и марганцевых руд. Например, на Камыш-Бурунской обогатительной фабрике для дробления табач-а и коричневых железных руд с влажностью до 25 % применяются дробилки: на I стадии — валковые зубчатые, а на II — валковые дробилки с гладкими валками 1500x600 мм (дробление до крупности 5—8 мм). Перспективно применение валковых дробилок вместо стержневых мельннц для дробления оловосодержащих руд до крупности —2 -j- 0 мм. Такая замена позволяет уменьшить выход мелкого трудиообогатимого класса (—0,071 мм) и повысить извлечение олова. На фабриках, перерабатывающих асбестовые руды, применяются двухвалковые дробилки с гладкими валками, имеющие неодинаковую окружную скорость валков (разность скоростей 15—20 %). Они используются на I и II стадиях мелкого дробления (от начальной крупности 50—25 до 20—2 мм соответственно) и позволяют сохранить текстуру асбеста. Валковые дробилки применяются на заводах строительных материалов, а также в различных областях ^химической промышленности. Технические|характеристи-к и двухвалковых дробилок приведены в табл. 11.36; четырехвалковых — в табл. 11.37; общий вид двухвалковой дробилки 1500 х 135. Таблица 11.37 Основные параметры четырехвалковых дробилок Параметры Дробилка Д48-90Х70 Верхние валки Ниж* ние валки Размеры бандажей, мм: диаметр £> длина L Частота вращения валков п, мин"1 Окружная скорость о, м/с- Мощность электродвигателя Мдв, кВт Пределы регулирования щелей, мм Производительность при щели между верхними валками 10 мм и нижними 2,5 мм, не менее, м*/ч Масса дробилки без электрооборудования, т, не более 900 700 116 5,5 14/20 10—40 26 28 900 700 179 8,5 40 2—10 Пр имечание. Производительность дробилки указана для дробления кокса при максимальном размере загружаемых кусков 40 мм. X 600 дан иа рис. 11.34, четырехвалковой — «а рис. 11.35. Окружная скорость v валков зарубежными фирмами принимается: ири мелком дроблении 3—4 м/с, при крупном 5—6 м/с (рис. II .36), причем скорость остается практически одинаковой для всех тииораз-меров дробилок данной фирмы. Для отечественных дробилок окружная скорость выбирается заводами переменной (см. СЗТМ иа рис. 11.36). Угол захвата а. Для возможности захвата гладкими валками шарообразны; кусков необходимо соблюдать условие: суммарное трение должно быть больше выталкивающей силы (рис. 11.37) 2fP cos а 5» 2Р sin а. (11.59) Если вместо коэффициента трения f ввести в формулу угол трения ф, где ф = arctgf, то из нее следует, что а <р. (П.60) Следовательно, угол захвата должен быть меньше угла треиия. Для большинства руд и пород коэффициент треиия о сталь f ж « 0,4—0,5, а угол трения ф=22—25°. Диаметр наибольшего куска не должен превосходить некоторого предела. Как видно из рис. 11.37, а, при захвате куска имеет место геометрическое соотношение 0,50 4- 0,56 = (0,50 Ц- 0,5d) cos а, Рис. 11.34. Двухвалковая дробилка с гладким» валками 1500X600 мм: 1 — рама; 2 — гладкие валки; 3 — пружины; 4 — электродвигатель; 5 — редуктор; 6 — карданные валы от редуктора к подвижным валкам; 7 — маслостанция откуда 4Шах= [Р (1 — cos а) -|- dj/cos а, где О—диаметр валка; b — ширина разгрузочной щели. При условии, что угол захвата а равен углу трения <р, причем коэффициент трения f 0,4 (<р = 22°; cos ф = 0,93), последнее уравнение принимает вид 4шах«О/15, (11.62) т. е. диаметр наибольшего куска должен быть приблизительно в 15 раз меньше диаметра валка. Мощность э л е к т р о д в и г а т е -л я валковой дробилки определяется по эмпирической формуле NRV1 = kqDLv, j где q — расчетное удельное давление, Н/см* | (q ж 167 Н/см2). С учетом мощности на холостой ход /Удв = K\'DLv АГХ0Л, где Kn = kq — коэффициент мощности. 136 Рнс. II.35. Четырехвалковая дробилка: / — рама; 3 — ленточный питатель; 3 и 4 — соответственно верхняя и нижияя пара валков; 5 и 6 — электродвигатели Для четырехвалковых дробилок мощность электродвигателя берется меньше (см., табл. 11-37). АГдв = (6-ь 7) DLv. Объемная производительность Qo принимается прямо пропорциональной площади разгрузочной щели F = = Lb и окружной скорости валков Qo = 3600|iLdo Линейная 'зависимость мощности двигателя от параметра DLv подтверждается графиками (рас. 11.38), построенными по данным ряда шиностроительных заводов. Для дробилок отечественных заводов действительно приваженное соотношение МДв = (11h-14)DLo. he. 11.36. Окружная скорость валков двухвалко-аок дробилок Рис. 11.37. Схема дробления в валковых дробилках. с гладкими валками: а — угол захвата; б — захват кусков 137 Рис. 11.38. Зависимость мощности гигатредвмга теля от параметра валковой дробилки или при v = яРл/60 Qo = 60pxDnLb. (11.63) Диаметр D валка, его длина L и ширина щели b берутся в метрах. Входящий в расчетную формулу (11.63) коэффициент разрыхления ц принимается заводами-изготовителями различным (в пределах ц = 0,24—0,40). В ГОСТе принят коэффициент разрыхления р. « 0/25. Типовые характеристики крупности продуктов дробления валковых дробилок приведены на рнс. 11.39. Глава 7 Дробилки ударного действия: молотковые и роторные § 1. Конструкции и технические характеристики молотковых дробилок В табл. II.9 (см. гл. I, § 3) принято разделение ударных дробилок на две подгруппы: А — с ударным ротором, Б — с безударным разгонным ротором (центробежные). В настоящее время серийно изготовляются только первые. К машинам с ударным ротором относятся три типа дробилок: молотковые с шарнирно подвешенными молотками (рис. 11.40, а), роторные с жестко закрепленными лопатками (билами) (рис. 11.40,6) и стержневые дробилки (дезинтеграторы) (см. рис. II.4, д). Дробилки ударного действия применяют для дробления мягких и средней крепости иеабразивных материалов (углей, известняков, каменных солей, гипса и т. д.). Классификация молотковых дробилок дана на рис. 11.41. Они могут быть разделены на две группы — однороторные и двухроторные. По направлению вращения ротора первые делятся на две основных разновидности: с нереверсивным ротором, вращающимся только в одну сторону, и с реверсивным ротором, способным вращаться в обе стороны. Однороторные молотковые дробилки в большинстве случаев имеют колосниковые ре- Рис. 11.39. Типовые характеристика крупности продуктов дробления валковых дробилок: 1 — мягкие руды; 2 — РУДЫ средней крепости; 3 — крепкие руды Рис. 11.40. Схемы ударных дробилок: а — молотковая; б — роторная; 1 — корпус; 2 — ротор с шарнирно закрепленными молотками; 2' — ротор с наглухо закрепленными билами; 3 — отбойная плнта; 4 — колосниковая решетка; 5 — оттяжка колосниковой решетки; б — молоток; 7 — било; 8 — цепная завеса 138 тетки, контролирующие крупность готового продукта. В самоочищающихся дробилках (рис. 11.41, г, д, к) применяются подвижные отбойные плиты конвейерного типа. Такие дробилки успешно применяются для глинистых материалов (бокситы, бурые железняки). Помимо однороторных, изготовляются также двухроторные молотковые дробилки с колосниковыми решетками в двух вариантах: для последовательного (рис. 11.41, е) и параллельного (рнс. 11.41, ж) дробления. Техническая характеристи-к а однороторных молотковых дробилок приведена в табл. 11.38 и 11.39. Общий вид нереверсивной дробилки М20-20 (по ГОСТ 7090—72) дан на рис. 11.42; одной из крупных реверсивных — на рис. 11.43; самоочищающейся — на рис. 11.44. Указанные в табл. 11.38 молотковые дробилки применяются главным образом для работы в открытом цикле и лишь в редких случаях они замыкаются на грохота. Корпус молотковых дробилок изготовляют нз стальной отливки или делают сварным. В обоих случаях он имеет разъем по горизонтальной плоскости, проходящей через ось ротора. Стенки корпуса футеруют изнутри стальными броневыми плитами. В корпусе предусмотрены люки, через которые вынимают молотки и секции колосниковой решетки. Ротор молотковой дробилки состоит из трех основных частей: вала, набора ДИ- Рис. 11.41. Классификация молотковых дробилок: а, б. в — однороторные нереверсивные с колосниковыми решетками; г, д — то же, без решеток; е, ак — двухроторные с решетками; з — одноро-торная, реверсивная с решеткой; и, к — то же., без решеток Рнс. 11.42. Молотковая однороторная дробилка М20-20: 1 — корпус; 2 — ротор; 3 — молоток; 4 — отбойная плита; 5 — отбойный брус; 6 — колосниковая решетка выдвижная; 7 — колосниковая, решетка поворотная 139» Таблица 11.38 Основные параметры молотковых одивреториых дробилок {нереверсивных, с решетками) ио ГОСТ 7696—72 Параметры М6-4 М8-6 М13-16 М20-20 М20-30 СМД-112 СМ-431 СМ-170Б СМД-97А СМД-98А Размеры ротора, мм: диаметр D 600 800 1300 2000 ' 2000 длина L 400 600 1600 2000 3000 Размер наибольшего куска загружаемого материала, мм 150 250 400 600 600 Ширина щели решетки, мм Номинальная частота вращения ротора для исполнений п, мин-1: 25 13 10 15 15 Б 1250 1000 600 В 1500 1300 750 500 500 Г 2000 1500 1000 600 600 Производительность Q, т/ч Мощность электродвигателя дли исполнений, кВт, не более: 12-15 20—48 150—200 600 850—1000 Б 20 55 210 — В 28 75 260 630 1000 Г Габаритные размеры, мм, не более: 40 100 350 800 1250 длина L И 00 1350 2400 4000 4000 ширина В 1100 1400 2800 4200 5500 высота Н 1150 1250 1900 3100 3100 Масса дробилки без электродвигателя, т, не более 1.5 3,0 11,0 46,0 60,0 Таблица 11.39 Основные параметры молотковых дробвлек однороториых реверсивных и самоочищающихся Параметры Реверсивные дробилки Самоочищающиеся дробилки ДМРЭ 10-10 ДМРИЭ 14,8-13 ДМРИЭ 15-15 ДМЭ 17-14,5 ДМЭ 21-18,5 1 . СМД-102 Размеры ротора, мм: диаметр D 1000 1450 1500 1700 2100 2000 длина L 1000 1300 1500 1450 1850 2000 Частота вращения п, мин-1 750; 1000; 1500 750; 1000 1500 590 492 600 Дробимый материал Уголь Уголь (известняк) Прочный уголь — — — Размеры наибольших кусков питания, мм 80 80 120 600 350 600 Крупность дробленого продукта, мм 5; 3; 2 3 3 — 20 — Производительность по углю, т/ч 100; 90; 80 Др 250 275; 550 150—500 500—600 200—600 Мощность электродвигателя, кВт Масса дробилки, т 200; 200; 250 400; 500; 630 1000 400 920 800 8,95; 9,1; 9,17 18,45; 20,6 26,6 70,6 65,6 80 140 сков, разделяемых шайбами на валу, и комплекта молотков, шарнирно укрепленных на дисках. Во избежание вибраций ротор тщательно отбалансировывают. В дробилках малых размеров ротор приводится в движение от плоской ременной передачи, а в машинах больших размеров — через упругую муфту. Типоразмер дробилки и связанную с ним массу молотков выбирают, сообразуясь с крупностью исходного материала. Молотки изготовляются массой от 3,5 до 180 кг. Легкие молотки от 3 до 15 кг применяют для материала крупностью до 100— 200 мм; молотки средней массы (от 30 до 60 кг) — до 600 мм; самые тяжелые молотки (60—150 кг) — для самых крупных кусков твердых материалов.. Молотки изготовляют из стали с наваркой твердым сплавом; для дробления крепких материалов ставят молотки из марганцовистой стали. Рис. 11.43. Реверсивная молотковая дробилка ДМРИЭ 14,5X13: 1 — корпус; 2 — ротор; 3 — молоток; 4 — отбойные плиты; 5 — колосниковая решетка Колосниковую решетку снабжают приспособлением для регулирования зазора между внешней окружностью, описываемой молотками, и внутренней цилиндрической поверхностью самой решетки. Для этого криволинейную балку, в которой закреплены колосники, изготовляют из двух половин, Рис. 11.44. Молотковая дробилка со встроенными тяжелыми пластинчатыми конвейерами и колосниковой решеткой: 1 — ротор; 2 — подающий конвейер; 3 — колосниковая решетка; 4 — очистной конвейер; 5 — корпус дробилки; б — опорная плита; 7 — каткн рамы подающего конвейера 141 Рис. 11.45. Характеристики крупности продукта дробления известняка в молотковой дробилке М20-20: 1 — при работе с двумя колосниковыми решетками; 2 — то же, с одной решеткой; 3 — то же, без решетки поворачивающихся на шарнирах. Шарниры укреплены внутри эксцентрических втулок, поворотом которых регулируется необходимый зазор. Решетки делают съемными ввиду необходимой частой их смены. Колосники имеют трапецеидальное сечение, облегчающее прохождение дробленого материала. Рабочий зазор между внутренней поверхностью колосников и ротором выбирают в зависимости от необходимой крупности продукта дробления, которая определяется размером щели между колосниками (см. табл. 11.38 и 11.39). Молотковые дробилки могут работать без колосниковой решетки, но при втом резко повышается верхний предел крупности продукта дробления (рис. 11.45). Для реверсивных дробилок (см. рис. 11.43) направление вращения ротора меняют после одностороннего износа молотков. § 2. Параметры механического режима и производительность молотковых дробилок Окружная скорость v ротора принимается обычно v « 50 м/с и в некоторых конструкциях доводится до 75 м/с (сМ. табл. 11.38 и 11.39). Мощность двигателя Л'дв зависит от размеров ротора и частоты его вращения, а также от зазора между молотками и колосниковой решеткой. Для всех серийно изготовляемых дробилок малого размера (£> < 1300 мм) действительна приближенная формула Мдв « 0,15D2Ln « 3DLv, (11.64) а для больших (О > 1300 мм) Мдв « 0,21О2£га « 4DLv, (11.65) где D и L — соответственно диаметр и длина ротора, м; п — частота вращения, мин-1. Формулами не учитывается величина зазора, и потому они относятся к средним зазорам дробилок до их модернизации, когда Таблица 11.40 Суммарный остаток на сите 5 мм при различной номинальной крупности материала Номинальная крупность известняка (сито, на котором остаток равен 5 %) dRt мм Остаток иа сите 5 мм Лв, • % Содержание класса —54-0мм = (100— % 5 5 95 8 22 78 10 35 65 13 46 54 16 56 44 20 66 34 25 73 27 35 82 18 50 89 11 80 94 6 100 95 5 200 98 2 300 99 1 каждая дробилка данного типоразмера изготовлялась только в одном исполнении. Производительность Q по массе молотковых дробилок, работающих в открытом цикле, пропорциональна мощности электродвигателя и обратно пропорциональна удельному расходу энергии Е Q=Nrb/E, (11.66) где £ = (3,65/КЛО) [1g (100/7? 5) - lg (100/Ки5)[. (11.67) Здесь Е — удельный расход энергии, кВт-ч/т; Кло — коэффициент размолоспособности (для углей Кло = 1—1.7; для известняка Кло «= « 0,3); и — остаток на сите 5 мм соответственно в исходном материале и продукте дробления. Зависимость между крупностью известняка и размером сита, на котором остаток равен 5 %, приведена в табл. 11.40 [составлена на основе формулы (1.7)]. Другой метод расчета производительности основан на формуле Бонда (11.19). П р и м е р. В молотковой дробилке М13-16 исполнения В при п = 735 мин-1 известняк исходной номинальной крупностью 80—0 мм (dH = 80 мм) доводится до крупности —20 + 0 мм. Определить возможную производительность дробилки при работе в открытом цикле. Исходному материалу —80 0 ^м по табл. 11.40 соответствует остаток на сите 5 мм Rg = 94 %, а конечному продукту дробления —20 0 мм — остаток Rg = = 66%. 142 Отсюда по формуле'(П-67) при Кло = 0,3 удельный расход энергии Е — 1,86 кВт-ч/т. Расчетная мощность электродвигателя по формуле (11.64) = 0,15D3£n = 300 кВт паспортная — 260 кВт. По формуле (11.66) часовая производительность при дроблении в открытом цикле Q = Л/дВ/£ = 300/1,86 = 160 т/ч, что близко к паспортным данным, согласно которым Q = 150—200 т/ч. § 3. Роторные дробилки Роторные (ударные) дробилки (см. рис. 11.40, б) отличаются от. молотковых жестким закреплением рабочих деталей — бил и предназначаются для дробления материалов малой крепости (/ < 10). Классификация их представлена на рис. 11.46. Так же, как и молотковые, они изготовляются одно- и двухроторными, с колосниковыми решетками, и без них, с роторами нереверсивными и реверсивными. Технические характеристик к и роторных дробилок для крупного дробления приведены в табл. 11.41, а среднего и мелкого — в табл. 11.42. Общий вид роторной дробилки Выксунского завода показан на рис. 11.47. Рис. II.46. Классификация роторных дробилок а — однороториая нереверсивная с колосниковой решеткой; б — то же, без решетки; в — Двухроторная с решеткой; г — то же, без решетки; о — однороторная реверсивная Длина ротора./ равна ширине приемного отверстия (окна) В. Щель между колосниками, из которых набраны броневые отбойные плиты, зазор между билами и плитами выбирают в зависимости от требующейся крупности продукта дробления. Окружная скорость v ротора стандартизована и в зависимости от частоты вращения ротора может составлять 20; 26,5 и 35 м/с и более. Таблица 11.41 Основные параметры роторных дробилок крупного дробления по ГОСТ 12375—70 Параметры ДРК8Х6 ДРК12Х 10 ДРК16Х 12 ДРК20Х 16 СМД-85 СМД-86 СМД-95 СМД-87 Размеры ротора, мм: диаметр D 800 1250 1600 2000 длина L 630 1000 1250 1600 Размеры приемного отверстия, мм: продольный Lo 630 1000 1250 1600 поперечный Во 550 875 1100 1400 Производительность, м3/ч 55 125 200 370 Максимальный размер куска загру- 400 До 600 800 1100 жаемого материала, dmax, мм Окружная скорость бил ротора ор> м/с 20; 26,5; 35 Мощность электродвигателя IV дв, кВт: паспортная 40 100 160 250 по формуле (11.64) 30; 40; 52 75; 100; 130 120; 160; 190; 250; 210 340 Габаритные размеры, мм, ие более: длина L 2500 3200 4200 5600 ширина В 1700 2350 2900 3600 . высота Н 2150 2800 3500 4400 Масса дробилки, т, не- более 6 15 30 68 143 Рис. 11.47. Роторная дробилка ДРК 12X10 (СМД-86): 1 — рама; 2 — ротор; 3 — била; 4 — верхняя часть корпуса (для загрузки исходного материала); 5 — футеровка корпуса; 6, 8 — соответственно верхняя и нижняя отражательные плиты; 7 и 9 — футеровка плит; 10 — механизм для регулирования зазоров Sj и S2 отражательных плит Диаметр ротора выбирают в зависимости от размеров наибольших кусков в питании D = 1,25ашах+ 200. (11.68) Расчет мощности производится по той же формуле (11.64), что и молотковых дробилок. Например, для ДРК 12хЮ имеем при п=26,5 м/с М=3-1,25-1-26,5 = 100 кВт. Как видно из табл. 11.41, при этой же средней скорости v = 26,5 м/с расчетная мощность совпадает с паспортной. При v — 35 м/с мощность электродвигателя должна быть повышена до 130 кВт. Производительность рассчитывается по формулам (11.66) и (11.67). Монтаж, смазка, ремонт, износ деталей и правила эксплуатации подробно изложены в инструкциях заводов-изготовителей и литературе [25, 26, 62]. Таблица П.42 Основные параметры роторных дробилок среднего и мелкого дробления по ГОСТ 12375—70 Параметры ДРСЮх 10 СМД-75 ДРС12Х 12 СМД-94 Размеры ротора, мм: диаметр D 1000 1250 длина L Размеры приемного отверстия, мм: 1000 1250 продольный £0 1000 1250 поперечный Во 500 600 Производительность, м3-/ч 125 200 Размер максимального куска загружаемого материала dmax, мм 300 375 Окружная скорость 20; 24; 28,8; 34,6; ротора Пр, м/с Мощность электродвигателя, кВт Габаритные размеры, мм, не более: 41,5; 50 125 200 длина L 2700 3400 ширина В 2800 3200 высота Н 2100 2800 Масса дробилки, т, не более 10 18 РАЗДЕЛ III Классификация в водной и воздушной средах Глава 1 Закономерности свободного падения частиц § 1. Физические основы. Диаграмма Релея Классификация измельченных продуктов в жидкой или воздушной среде, а также гравитационные методы обогащения основаны на различии в скоростях падения частиц различного размера и плотности в этих средах. Падение частиц может быть свободным и стесненным. Свободным называется падение одиночного тела в безграничной среде или падение тела в жидкости *, находящейся в сосуде, размеры поперечного сечения которого велики по сравнению с размерами падающего тела. Если падение тела в жидкости происходит в сосуде, размеры сечения которого соизмеримы с размерам^ тела, или падение тела происходит в жидкости, в которой находятся другие тела, сходные с ним или отличающиеся от него размерами, плотностью и формой, то такое падение будет стесненным. Скорость падения частиц относительно жидкости определяется соотношением следующих действующих на частицы сил: силы тяжести Р, подъемной (архимедовой) силы R, гидродинамического сопротивления F жидкости и сил механического взаимодействия частиц при их соприкосновении. Сила тяжести Р, направленная вниз, определяется объемом V и плотностью рт частицы Р=Крт£, (III.1) где g — ускорение свободного падения. Подъемная (архимедова) сила, направленная вверх, равна R = П>Ж£, (HI.2) гДе Рж — плотность жидкости. Гидродинамическое сопротивление зависит от размеров и формы частиц, плотности и вязкости жидкости, скорости и ускорения частицы относительно * В главах 1, 2 настоящего раздела под термином «жидкость» следует понимать как собственно жидкость, так н газ. жидкости, а в условиях стесненного падения — и от расстояния между частицами. Гидродинамическое сопротивление возникает вследствие трения жидкости о поверхность тела, а также перепада давления между передней (по отношению к движению) и противоположной частью его поверхности («кормой»). При больших скоростях перепад давления определяется в основном образованием вихрей за «кормой» движущегося тела. Сила трения и образование вихрей обусловлены вязкостью жидкости. Сила гидродинамического сопротивления/7 жидкости при движении в ней частицы (зерна) со скоростью v выражается формулой [41] (II 1.3) где ф — коэффициент гидродинамического сопротивления; d — характерный размер частицы (например, диаметр равновеликого по объему шара). Чем больше размеры тела d и его скорость v и чем меньше вязкость, тем больше вихревая область и сопротивление, вызванные перепадом давления, но тем относительно менЬше сопротивление, вызванное трением жидкости о поверхность тела. Силы механического взаимодействия частиц определяются массой частиц и скоростью их соприкосновения. В классифицирующих и гравитационных обогатительных аппаратах происходит только совместное падение многих частиц (стесненное падение) *. Свободное падение является частным случаем стесненного, когда количество частиц в пульте стремится к нулю. Вследствие относительной простоты свободное падение изучалось более подробно. Формулы скорости свободного падения положены в основу многих формул стесненного падения, .в которые вводились соответствующие поправки. Формулы скорости свободного падения применяются для расчета аппаратов, в которых степень стесненности незначительна (содержание твердого незначительно). При падении в неподвижной жидкости с начальной нулевой скоростью частица (зерно) под действием силы тяжести будет постепенно увеличивать скорость падения, прн этом будет одновременно расти и сила сопротивления F. По истечении некоторого, промежутка времени частица приобретает практически постоянную скорость, называемую конечной скоростью .падения. С этого момента сила тяжести Р и подъемная сила R уравновешиваются силой гидродинамического сопротивления F. Поэтому с учетом формул (III. 1)—(II 1.3) для шарообразных частиц (объем их V = nd3/6) справедливо равенство (Рт — Рж) gnd?/Q - фр,ке2(12. (III.4) * Закономерности стесненного падения рассмотрены ниже в главе 2 настоящего раздела. 145 Рис. III.1. ЗависимостьТкоэффицисита сопротивления М> от числа Рейнольдса Re при свободном падении шаров в жидкостях (диаграмма Релея) Коэффициент гидродинамического сопротивления ф зависит от формы и ориентации частицы в пространстве и является функцией безразмерного числа Рейнольдса Re, определяемого по формуле Re = ржта1/р. = vd/v, (II 1.5) где р и v = |х/рж — соответственно динамический и кинематический коэффициенты вязкости ^жидкости. Зная зависимость коэффициента сопротивления ф от числа Рейнольдса Re, можно по формуле (Ш .4) определить скорость v падения частицы в жидкости. Поскольку коэффициент сопротивления шара не зависит от его ориентации в пространстве, сферическая форма частиц принята в качестве исходной при исследовании их движения в жидкости. Основные закономерности падения шаров в жидкости справедливы и для несферических частиц с поправками на влияние их формы. График зависимости коэффициента сопротивления ф от числа Рейнольдса Re для шаров (диаграмма Релея, рис. III.1) [43] имеет четыре характерные области. 1. Область малых чисел Рейнольдса (Re < < 1), иначе ламинарная область, где коэффициент ф уменьшается обратно пропорционально Re. На рис. III. 1 построенном в логарифмическом масштабе, этот участок представлен прямой линией KL с угловым коэффициентом, равным —1, в этой области две трети общего гидродинамического сопротивления F составляет сила трения жидкости о поверхность частицы, а одна треть приходится на долю сопротивления за счет перепада давления [40]. 2. Переходная область, где 1 < < Re < 10s (см. участок кривой £G), в которой коэффициент сопротивления убывает медленнее, чем в первой области, приближаясь к постоянной величине. Здесь сила сопротивления обусловливается трением жидкости о поверхность тела и перепадом давления впереди и за кормой. Хотя коэффициент сопротивления ф в области малых чисел Рейнольдса (Re < 1) и в переходной постепенно уменьшается с увеличением Re, сила сопротивления F при этом непрерывно увеличивается, согласно формуле (II 1.3). 3. Область изменения чисел Рейнольдса 103 < Re < 105, (участок GH), в которой коэффициент сопротивления -является приблизительно постоянной величиной (ф « «« 0,16), а сила сопротивления определяется почти целиком перепадом давления (турбулентная область). 4. Область резкого снижения коэффициента сопротивления (105 < Re < 3-105) (участок НМ), в которой с увеличением скорости v сила сопротивления уменьшается. Это явление, получившее название «кризиса сопротивления», вызвано сужением вихревой области за частицей вследствие перехода так называемого ламинарного пограничного слоя в турбулентный. Для частиц несферической- формы зависимость между коэффициентом сопротивления и числом Рейнольдса имеет аналогичный вид (см. рис. III.5). § 2. Определение скорости свободного падения шарообразных частиц Скорости свободного падения частиц определяются: по теоретическому уравнению; по эмпирическим и интерполяционным форму- 146 Тйвлицн III.I Интерполяционные формулы для расчета скорости падения шаров в жидкости Область применения Показатель степени п в формуле (Ш.9) Формула' скорости Система единиц * СГС Система . единиц СИ Пределы применимости формул vl- It скорость V, см/с к v 1—2 л по числу Рейнольдса Re по параметру по шарам из кварца в воде а, мм А = Ке»ф В = ф/Re от До ОТ До ОТ До от | ДО Общий вид формулы для всех областей п о = Kd3n~1 X х v1-^" — — — — — — — — — — — — — Ламинарное движение (Стокс) 1 о, = 54,5 100 5450<РД 0,545 10» 0 0,5 0 5,25 ~ 42 0 0,082 Начало переходной области 5/6 d2 = Krf3/2 x X V—2/Зд5/6 23,6 21,54 508<23/2Д5/6 0,508 10» 0,5 30 '/ 5,25 720 42 0,027 0,082 0,44 Середина переходной области (Аллен) 2/3 o8 = 1/Зд2/3 24,3 4,64 113,2<1Д2/3 1,132 10» 30 300 720 2,3-10*» 0,027 8,7-10-» 0,44 1,40 Конец переходной области 5/9 = K.cfl№ X x 37,2 1,67 62(/2/Зд5/9 2,88 4,64 300 3 000 2,3- 10‘ 1,4-10» 8,7-10-‘ 5.2-10-» 1,40 5,50 Турбулентное движение (Ньютон-Рит-тиигер) • 1/2 1/2 О, = М1/2д1/2 О, = К^/2д1/2 57,5 52,6 1,00 1.00 57,5й(1/2д1/2 бг.бй’/гд^г 5,75 5,26 1,00 1,00 3 000 20 000 20 000 100 000 1,4-10» 7-10’ 7-10’ 1,7-10» 5,2-10-» 8,8-10-» 8,8-10-» 1,7-10-» 5,50 19,4 19,4 60 * Диаметр-d в формуле скорости берется в см; значения \Д~2п вычислены для воды при температуре 20 °C; при вычислениях коэффициента К принято а = =981 см/с». Таблица 111.2 Кинематические коэффициенты вязкости воды и воздуха при различной температуре и давлении 1013 гПа (760 мм. рт. ст.) Температура. °C v.io« Мя/С (в СИ) V. 10я смя/с (в системе СГС) Температура, °C v. 10е мя/с в (СИ) V.10* смя/с (в системе СГС) вода воздух вода воздух 4 1,567 13,4 28 0,839 15,8 6 1,473 13,6 30 0,804 16,0 8 1,386 13,8 32 0,772 16,2 10 1,308 14,0 34 0,741 16,4 12 1,237 14,2 36 0,713 16,6 14 1,172 14,4 38 0,686 16,8 16 1,112 14,6 40 0,661 16,9 18 1,057 14,8 42 0,637 17,1 20 1,007 15,0 44 0,616 17,3 22 0,960 15,2 46 0,594 17,5 24 0,917 15,4 48 0,574 17,7 26 0,887 15,6 50 0,556 17,9 лам; по графикам и по таблицам, составленным на основе экспериментальных данных. Скорость падения шаров (сферических частиц) по теоретическому уравнению может быть рассчитана только для малых чисел Рейнольдса (Re < < 1), .соответствующих условию ламинарного движения. В этом случае сила сопротивления выражается формулой [40] F = Злц dv, (II 1.6) что соответствует зависимости ф= Зя/Re. (Ш.7) Последнее равенство есть результат комбинации формул (III.3), (III.5) и (III.6). На основании равенств (Ш.4) и (Ш.7) скорость может быть определена по уравнению Стокса v = gd2(pT — рж)/18|х. (Ш.8) Интерполяционные формулы для расчета скорости падения сферических частиц получены, как правило, на основании аппроксимации кривой Релея. Наиболее простым способом аппроксимации является разделение кривой (см.рис.III. 1) на ряд участков, в каждом из которых зависимость между ф и Re приближенно заменяется линейной [52]. Поскольку кривая Релея построена в логарифмических координатах, уравнение каждого ее участка имеет вид ф = где Ki и Pt — некоторые постоянные для каждого участка. 148 В этом случае скорость определяется по формуле [52] V = Kd^n—lvl—2ПдЛ ( (Ш.9) где К = (ng/6Kt)n, п. = 1/(р,- +2), Д = = (Рт РжУРж- В табл. II 1.1 приведены значения К я я для шести участков кривой Релея, а также значения коэффициента V1"2” для воды при температуре 20 °C (в системе СГС и в СИ) и соответствующие формулы для вычисления скорости о. При использовании иной, чем вода, жидкости или воды с температурой, отличной от 20 °C, необходимо соответствующим образом изменить коэффициент v1-2". В табл. Ш.2 приведены значения V для воды и воздуха при различной температуре и нормальном давлении. Полученные частные формулы скорое™ совпадают: для первого участка (п = 1) с формулой (III.8) Стокса; для третьего (л = = 2/3) и пятого (п = 1/2) участков соответственно с формулами Аллена и Ньютона— Риттингера, установленными экспериментально [43]. Для определения вида частной, формулы скорости табл. II 1.1, которую следует применить в том или ином случае, необходимо знать число Рейнольдса, зависящее в своп очередь от искомой скорости. Во избежание этого затруднения предложено [43] ввести безразмерные параметры А = Ре2ф и В = = ф/Re, значения которых определяются из соотношений: А = Ре2ф = л d3gbl&v\ (III. 10) В = ф/Re = ngvA/6vs. (III.11) Для расчета скорости по той или иной формуле табл. II 1.1 необходимо предварительно определить А = Re2 ф по формуле (III.10) и применить соответствующую частную формулу. Предельные значения параметра А приведены в табл. III.1. Погрешность в определении скорости указанным методом не превышает ± 5 %. Достаточно хорошо аппроксимирует кривую Релея в диапазоне изменения Re от 0,1 до 5000, охватывающем всю область, практически необходимую для условий гидравлической классификации частиц, формула ф = ф0 (1 4-2C/]/"Re)2, (III.12) где фо — постоянные, а именно: при ф0 = = 0,115; С = 4,52 [4, 36]. Из формул (II 1.4) и (II 1.12) получается следующая формула для определения скорости: v = 2L (J/ 20,4 + 2,95КР?ф - 4,52)2. d (III.13) При пользовании последней формулой погрешность не превышает ±9%. Предложен также ряд других интерполяционных формул [9, 67, 82]. Диаметр шара при з ад айвой конечной скорости его падения может быть определен по приведенным в табл. II 1.1 уравнениям. Для выбора конкретной формулы следует воспользоваться значением параметра В (формула III.11). Предельные значения В приведены в табл. III. 1. При использовании зависимости (III. 12) диаметр шара определяется по формуле d = 0,0287V (I/ 1 +Ю7/В + l)2/vB> (III.14) где В = ф/Re рассчитывают из соотношения (III.11) (при этом принято ф0= 0,115; <?= 4,52). Может быть применен графический метод Лященк о—Ш и л л е р а — Наумана [43]. По формуле (II 1.10) рассчитывают параметр А = Йе2ф. Пользуясь графиком Ке2ф=/(Ке) (рис. III.2), во найденному значению Ёе?ф определяют Re н по нему вычисляют скорость v * * * 1. Для нахождения диаметра шара по заданной скорости следует рассчитать параметр В = ф/Re [см. формулу (III.11)] и по графику ф/Re = /(Re) (рис. III.3) определить значение Re. Диаметр частиц найдется из соотношения d = Rev/v [см. формулу (III.5)]. Известны также другие графические методы спределения скорости свободного падения шаров в жидкости [49, 88]. Например, п о м е-т о д у Олевског о—П а в л у ш е н -ю [49] вычисляют следующие критерии: безразмерный диаметр Do, пропорциональный действительному диаметру d: Do = уЛ^ф = d >/ ngA/6v2, (III.15) w безразмерную скорость Уо, пропорциональную истинной скорости V У0 Re/ф = vV&/ngvA. (III.16) На диаграмме, построенной в координатах £>о и Va (рис. II 1.4) по одной из величин Ю. или Уо) находят вторую. От найденного безразмерного параметра переходят затем ж действительному по формуле (II 1.15) или <111.16). Диаграмма на рис. II 1.4 [49] представляет собой сочетание двух диаграмм, вображенных на рис. III.2 и III.3. В частном случае при падении шарообраз-кх частиц в воде с температурой 20 °C фор-жулы перехода от Do к d и от Уо к v будут О0 = /^ф= 171dy<A, (III.17) а У0=г/^ё/ф = 0,585у/Уд, (III.18) ое d — диаметр шарообразной частицы, см; в — скорость падения шарообразной части-Wi, см/с и Д = (рт — 1)/1. 9 При построении графиков (см. рис. III.2 а III.3) использованы модифицированные значе- *1 числа Рейнольдса Re$ и коэффициента сопро-ашяения для частиц различной формы. Для ЧП Res = Re и ф5 = ф. Рис. III.2. Зависимость параметра Re| ips от числа Рейнольдса Re$ при падении тел правильной геометрической формы в жидкости (первая диаграмма Лященко): / — шар; 2 — октаэдр; 3 — усеченный октаэдр; 4 — куб; 5 — тетраэдр; б — диск Таким образом, при определении скорости падения шаров по любому методу необходимо рассчитать значение параметра Ре2ф, после чего применить соответствующую формулу или графический метод. Во избежание ошибки целесообразно определять скорость падения (или диаметр) шара двумя способами — расчетным и графическим. Пример. Определить скорость падения шара диаметром d = 0,5 мм и плотностью рт = 4 г/см3 в воде при температуре 10 °C [Д = (4 — 1)/1 = 3]. Кинематический коэффициент вязкости для воды при температуре 10 °C равен (см. табл. III.2) v = 0,01308 см2/с. 1. Рассчитаем параметр Ре2ф [по формуле (ШЛО)] Ре2ф = nd3gA/6v2 = 3,14 • 0,053.981 (4 — — 1)/6 • 0.013082 - 1 = 1125. По табл. II 1.1 этому значению Ре2ф = А соответствует середина переходной области (%)• Применяя для расчета интерполяционную формулу (см. табл. III. 1), получим v = = = 24,3dv~1/3A2/3 = 24,3-0,05.0,01308'1/3х X З2/3 = 10,7 см/с. 149 Рис. III.3. Зависимость параметра ips/Res от числа Рейнольдса Res при падении частиц правильной геометрической формы в жидкости (вторая диаграмма Лященко): 1 — шар: 2 — усеченный октаэдр; 3 — октаэдр; 4 — куб; 5 — тетраэдр; б — диск Рис. III.4. Зависимость параметра Го = (безразмерная скорость) от параметра Do = = Reaip (безразмерный диаметр) (диаграмма Олевского—Павлушеико) 2. Применяя для расчета формулу (III. 13), будем иметь: v = (v/d) (К20,4 -f- 2,9&КРеаф - 4,52)2 = = (0,01308/0,05) (/20,4 + 2,95 /7125 — — 4,52)2 = 10,7 см/с. Скорость 3. Применяя графический метод Лященко (см. рис. II 1.2, кривая /), по значению Re2 ф = 1125 находим Re = 42. определяем из соотношения Rev 42-0,01308 V=-—= 0,05 =И см/с. Олевско- 4. Применяя графический метод го—Павлушенко (см. рис. II 1.4), определяем Do = 3/Р<7ф = V Н25 = 10,4. По графику рис. Ш.4находим значение V0 = 4,L Скорость определяем из зависимости (III. 16) ngvA/6=4,1^3,14-981-0,01308-3/6 = = 11,1 см/с. Расхождение между значениями скорости, определенными различными методами, не превышает 5 % определяемой величины. § 3. Скорость свободного падения " частиц правильной геометрической формы, отличающихся от сферических Для тел правильной геометрической формы (куб, тетраэдр, октаэдр и др.) имеется определенная зависимость между характерным размером тела, а также коэффициентом, определяющим его форму, и скоростью падения. За характерный размер для таких тел принимают или диаметр dginapa, равновеликого по объему тела, или диаметр ds такого шара, поверхность которого равна поверхности 5 тела. Форма тела характеризуется коэффициентом сферичности © (табл. III.3), равным отношению поверхности равновеликого по объему шара к истинной поверхности частицы © = nd-l/S = 4,82V2/3/S = (Q/d2s, (III.19) где S = nd^ — площадь поверхности тела; V = ndl/G — объем тела. Зависимость коэффициента сопротивления ф8, определяемого из формулы (III.4) при выборе в качестве характерного размера ds, от числа Рейнольдса Res = vds v для тел различной формы приведена на рис. II 1.5, а соответствующие ей зависимости Re2i|/s и фз/Res от Res — на рис. III.2 и II 1.3. При этом Re^ips = Ре2ф = nd|gA/6v2. (III.20) 150 Таблица III.3 Значения коэффициентов и Рг Форма частицы Эквивалентный диаметр d9 Коэффициент сферичности (0 Поправочные коэффициенты р' Шар d 1,000 1,000 1,000 Усеченный октаэдр * 2,78a ** 0,906 0,952 0,706 Октаэдр 0,966a 0,846 0,920 0,611 Куб 1,241a 0,806 0,890 0,563 Тетраэдр 0,608a 0,670 0,819 0,450 Параллелепипед: аХаХ2а ** 1,563a 0,767 0,875 0,525 аХ 2аХ 2а ** 1,970a 0,761 0,872 0,520 аХ2аХЗа** 2,253a 0,725 0,851 0,490 аХаХ0,2а 0,726a 0,591 0,770 0,420 аХаХ0,1а 0,576a 0,435 0,660 0,321 аХаХ 0,05а 0,457a 0,298 0,546 0,254 Цилиндр: h = 2d*** l,442d 0,831 0,912 0,592 h = l,5d l,310d 0,858 0,926 0,627 h= d l,145d 0,875 0,935 0,652 h = 0,5d 0,909d 0,826 0,909 0,586 0,15d 0,608d 0,570 0,755 0,390 * Многогранник, образованный 8 правильными шестиугольниками и 6 квадратами. *♦ а — размер наименьшего ребра тела. *** h — высота цилиндра, d — диаметр его основания. Для всех тел, за исключением дисков, при числах Рейнольдса меньше 20 зависимости Ts = f (Res) выражаются одной кривой (см. рис. III.5), в то время как при больших значениях Res (в так называемой автомодельной областй, где ips = const) каждому значению коэффициента сферичности соответствует своя линия, удаление которой от оси Re$ увеличивается с уменьшением о). Для определения конечной скорости падения тел предложена формула v = Pv9, (III.21) где г»э — скорость падения шара, эквивалентного по объему падающему телу; Р — поправочный коэффициент, учитывающий форму тела, зависящий от коэффициента сферичности [36]. Для приближенных расчетов при 0,25 < ш < I можно рекомендовать эмпирические зависимости: Р = Pi = Кш при Res < 20 (Re2i|> < 350) (111.22) P =P2= l,245/w/(8,95 — 7,4") при Res > 500 (Re2ip> N). (III.23) Значение TV, зависящее от коэффициента сферичности, изменяясь в пределах 5-104— 3-105, определяется по графику рис. III.2. Зависимости коэффициентов Pj и Р2 от ш приведены на рис. III.6, а их значения для некоторых тел — в табл. III.3. Погрешность при использовании для расчетов формул (III.21)—(III.23) не превышает 10 % определяемой величины. Для промежуточных значений 20 < Res < < 500 скорость падения тел следует определять графическим методом. Графический метод определения скорости падения тел несферической формы аналогичен применяемому для шаров. Рассчитывают Рис. III.5. Зависимость коэффициента сопротивления от числа Рейиольдса Res при падении частиц правильной геометрической формы в жидкости: ., ‘ 1 — шар; 2 — усеченный октаэдр; 3 — октаэдр; 4 — куб; 5 — тетраэдр; 6 — диск 151 Рис. III.6. Зависимость поправочных коэффициентов Pi и Р2 по формулам (III.2) и (III.3) от коэффициента сферичности со параметр Re^ips [см. формулу (III.20)]. По найденному значению с помощью графика (см. рис. III.2) для заданного <й находят Res, после чего искомая скорость определяется по формуле v = Resv/ds- (III-24) Пример. Определить скорость падения куба, имеющего размер ребра а = 3 мм и плотность рт = 6 г/см3, в воде при температуре 26 °C [Д (р — 1)/1 = 5]. Кинематический коэффициент вязкости воды при температуре 26 °C равен v = = 0,00887 см2/с (см. табл. III.2). Эквивалентный диаметр шара определяется для куба нз соотношения </э = 1,241а, d3 = = 1,241-3 = 3,723 мм = 0,3723 см, коэффициент сферичности <й = 0,806 (см. табл. III.3) Для определения коэффициента Р, входящего в формулу (III.21), находим по формуле (III.20) значение параметра Reji]is = nd3gA/6v2 = 3,14 0,3723s 981 X X 5/6 - 0,008872 = 1,684- 10е. • Полученное значение Re^ip5 больше значения N, равного для куба 3-10* (см. рис. III.2). Поэтому для расчета скорости следует использовать формулы (III.21) и (III.23) о = Д2оа = Р257,5/= о,563 X X 57,5/ 0,3823 5 = 44,2 см/с. (значение Р2 = 0,563 взято из табл. III.3). При использовании графического метода (см. рис. III.2) находимдля куба Res=l,8-103, соответствующее значение Re|ips = 1,684-10®. Искомая скорость определяется из соотношений (III.24) н (III.19) Re2ips = 1,684-10®. v = Res v/d5 = Resv/ w/d3 = 1,8 • 103 X X 0,00887/0,806/0,3723 = 38,5 см/с. Для нахождения эквивалентного диаметр* частицы по заданной конечной скорости па- дения пользуются, как и для шаров, графиком (см. рис. III.3), причем значения пара- метра Фз Res рассчитывают по формуле фз/Res = ngvAw3/2/6t>3. (III.25) Для этой цели предложен также метод с использованием зависимостей (III.22)» (Ш.23) [36]. § 4. Скорость падения частиц неправильной геометрической формы Для тел неправильной ф о р -м ы (частицы минералов) четких зависимостей между коэффициентом сопротивления ф, числом Рейнольдса Re и коэффициентом сферичности о) не установлено. Отличие по форме наблюдается не только между частицами разных минералов, но и между частицами одних и тех же минералов. Поэтому под скоростью свободного падения в жидкости частиц заданной крупности (т. е. узкого класса) следует понимать среднюю скорость (наиболее вероятную). Скорости отдельных частиц этого класса могут существенно (иногда в несколько раз) отличаться от средней. За размер частицы при расчете принимают средний (среднеарифметический) размер отверстий двух смежных ситйср, а в некоторых случаях эквивалентный диаметр шара da. Указанные величины для многих минералов (за исключением имеющих пластинчатую форму) связаны эмпирической зависимостью d3 = (1,05=1,1) dcp. (III.26) Скорость свободного падения частиц неправильной формы можно приближенно рассчитать по формулам (III.21)—(Ш.23) [36]. Основная трудность при их применении состоит в правильном определении коэффициента сферичности. Значения <в для некоторых минералов приведены в табл. III.4. Для промежуточных значении Res, при которых формулы (III.22) и (Ш.23) неприменимы (20 < Res < 500), коэффициент Р" в формуле (III.21) следует определять по экспериментальным данным (табл. III.5). Приближенно для этой области Р ~ <в. Экспериментальные значения скорости падения частиц некоторых минералов в воде при температуре 20 °C приведены в табл. Ш.6 и Ш.7. Они могут служить ориентиром для оценки скорости падения частиц других минералов, если последние не обладают какими-либо резкими особенностями формы (например, частицы не являются плоскими). За условный размер частиц в табл. Ш.6 и III.7 принят средний (арифметический) размер двух смежных сит, на которых выделяется данный класс. 152 Таблица III.4 Значения коэффициентов w./’i./’a для частиц минералов Минерал Коэффициент сферичности со Поправочные коэффициенты в формуле (Ш.21) р> Р, Уголь 0,650 0,806 0,437 Антрацит 0,397—0,666 0,630—0,816 0,302—0,447 Кварц дробленый 0,710 0,843 0,478 Песок кварцевый окатанный 0,833—0,855 0,913—0,925 0,464—0,623 Сланец 0,286—0,315 0,535—0,561 0,249—0,263 Касситерит 0,710 0,843 0,479 Галенит 0,806 0,890 0,563 Слюда 0,280 0,529 0,246 Пример. Определить скорость падения частиц кварца (р = 2,65г/см3), класса—0,1 + 4-0,08 мм в воде при температуре 20 °C. Коэффициент кинематической вязкости v = = 0,01 см2/с (см. табл. III.2) (Д = (2,65—• — 1)/1 = 1,65). Эквивалентный диаметр шара в соответствии с зависимостью (III.26) составляет da = l,ldCn = 1,1-0,09 0,1 мм. По табл. Ш.4 <о = 0,71. Определяем параметр Re^ips по формуле (Ш.20) Re^ = /6v2 = 3,14-0,013-981 х X 1,65/6-0,012 = 8,48. Поскольку Re^ips = 8,22 < 350, поправочный коэффициент определяется по формуле (III.22) Р = = К<о. Скорость падения частиц определяем по формулам (Ш.21), (III.13): о = Pv3 = /й (v/da) |/ 20,4 + 2,95/ЁЛр — — 4,52)а = . = K0jTo(0,01/0,01)(/20,44-2,95/848 — — 4,52)2 = 0,63 см/с. Экспериментальное значение скорости v = = 0,6 см/с (см. табл. III.6). Таблица III.5 Значения коэффициента Р в формуле (111.21) для частиц различных минералов (по А, К. Королькову) Минерал Р Минерал Р Уголь Алмаз Кварц Вольфрамит 0,45— 0,75 0,8—0,9 0,6—0,7 0,55—0,7 Касситерит Галенит Золото 0,6—0,75 0,75—0,8 0,4—0,6 В начальный период движение частицы в жидкости происходит с ускорением. Приближенное дифференциальное уравнение движения имеет вид V Рт = V <р г “ Рж) 8 ~ ,lxi2P’Kt’2 (III.27) где С — коэффициент присоединенной массы (для шара £ = 0,5). Рис. III.7. Зависимость относительного пути, пройденного шарами различной плотности в воде (до достижения ими скорости, равной 95 % скорости свободного падения), рассчитанного по уравнению (III.27), от их диаметра 153 Таблица III.6 Средняя скорость свободного падения минеральных частиц мельче 1 мм в воде (d — в мм, v — в см/с) Уголь рт = = 1,35 г/см’ Антрацит Рт » 1,55 г/см8 Кварц Рт “ = 2,65 г/см8 Касситерит Рт = 6,92 г/см8 Галенит Рт — 7,65 г/см8 Золото Рт — 17 г/см8 d fl d fl d fl d fl d fl d fl 0,95 3,2 0,88 3,7 0,91 8,4 0,95 19,4 0,91 22,8 0,79 2,6 0,85 3,6 0,76 7,7 0,74 16,7 0,76 20,8 0,7 45,2 — — — — 0,63 6,8 0,57 14,4 0,63 19,3 — —_ — — — — 0,51 5,3 0,49 12,4 0,51 16,0 0,5 33,0 0,42 1,53 0,42 2,29 0,41 4,1 0,41 11,6 0,41 12,6 — — 0,32 1,15 0,32 1,75 0,32 3,2 0,34 9,5 0,32 10,3 0,3 20,0 0,27 0,95 0,27 1,43 0,23 2,9 0,27 6,9 0,28 И,1 — 0,23 0,83 0,23 1,14 0,20 2,4 0,23 6,0 0,21 8,9 0,2 15,0 0,18 0,74 0,18 0,88 0,18 2,1 0,19 5,1 0,16 7,5 —-. — — — —— — 0,16 1,7 0,16 4,0 0,13 6,3 0,16 10,5 0,13 0,35 0,13 0,52 0,12 1,2 0,12 2,8 0,11 5,26 0,10 6,6 —— — 0,10 1,0 — —— — — —• 0,09 0,21 0,09 0,31 0,091 0,60 0,09 2,06 0,074 3,70 .— — 0,07 0,14 0,07 0,18 0,075 0,35 0,07 1,82 0,072 2,63 — — — — — — 0,063 0,25 0,06 1,23 0,060 1,85 — . 0,05 0,11 0,05 0,13 0,048 0,15 0,05 1,04 0,048 1,10 0,05 1,3 — — — — 0,038 о,и 0,044 0,56 0,039 0,55 — — — — — — 0,028 0,06 0,028 0,25 0,028 0,33 — — — — — 0,021 0,031 0,020 0,13 0,021 0,16 0,02 0,34 — — —- — 0,016 0,019 — — 0,016 0,096 — — — — — 0,013 0,013 0,012 0,066 0,011 0,040 0,01 0,081 —— — — — 0,009 0,011 0,008 0,030 0,008 0,028 — — — — — 0,006 0,009 — — 0,006 0,020 0,005 0,035 — — — — — — 0,004 0,014 0,004 . 0,014 — — Задаваясь зависимостью коэффициента сопротивления ф от скорости, из последнего уравнения можно определить время начального периода и путь S, пройденный в этот период шаром. Оценка указанного пути для шаров различной плотности (в долях их диаметров) на основе решения уравнения III.27 (при условии достижения шарами скорости, равной 95 % от конечной скорости падения) приведена на рис. III.7 [36]. Она показывает значительность пути, проходимого крупными частицами в начальный период движения, что необходимо учитывать при экспериментальном определении скорости свободного падения. Скорость движения частиц во вращающейся жидкости (гидроциклоны, центрифуги) в направлении, перпендикулярном оси вращения, может быть определена по вышеприведенным уравнениям или графическими методами, при условии замены ускорения при свободном падении g центростремительным ускорением W. Например, формула Стокса (III.8) для рассматриваемого случая примет вид 154 v = Wd2 (рт — рж)/18|х = agd2 (рт—рж)/18р , (III.28) где IT — центростремительное ускорение жидкости в некоторой точке пространства; а — так называемый фактор разделения (отношение центростремительного ускорения к ускорению при свободном падении: а — = W/g). При применении формулы (III.28) или других формул (см. табл. III.1) для определения скорости движения частиц в центробежном поле жидкости следует учитывать изменение при этом числа Рейнольдса или соответствующего параметра Re2i|> (формула III.10 при замене g на ag) по сравнению с аналогичными параметрами при движении частицы в гравитационном поле. По указанной причине скорость одной к той же частицы в гравитационном и центробежных полях может определяться по различным формулам (см. табл. III.1). Т*Али1ш III.? Средняя скорость свободного падения минеральных частиц крупнее 1 мм в воде (а — в мм; v — в см/с) Уголь Ру ““ 1,35 г/см8 Антрацит Рт =1,55 г/сма Минерал Рт я = 2,2 г/см8 Кварц Ру = = 2,65 г/см3 Минерал • рт = 3,5 г/см8 Минерал рт = 4,4 г/см8 Касситерит Ру = 6,92 г/см8 Галенит рт = 7,65 г/см8 Золото Рт в = 17 г/см8 d V d V d V d 11 d V d 11 d 11 d V d 11 36,3 27,0 27,8 25,4 — — 59,4 114 — — — — — — — — — — 23,1 21,0 21,0 22,9 — — 25,2 60 12,0 38,8 12,0 51,3 12,4 77,8 11,9 93,4 — — 17,2 19,4 16,4 21,7 11,0 21,6 14,2 49 11,0 33,9 и,о 50,4 10,5' 69,5 10,3 86,5 10,0 227 15,6 18,5 15,6 19,5 10,0 21,4 11,9 39,3 10,0 27,6 10,0 49,3 9,1 67,0 8,7 81,0 — — 12,4 17,9 13,2 19,0 9,0 20,7 10,3 36,1 9,0 25,3 9,0 45,5 7,2 64,2 7,3 72,9 — — 11,8 16,3 Н,1 17,2 8,0 19,3. 8,7 34,0 8,0 24,4 8,0 40,6 5,3 51,8 6,4 68,0 5,0 155 9,1 14,9 8,7 14,9 7,0 17,8 6,4 28,9 7,0 23,8 7,0 38,5 4,6 48,3 5,5 63,1 — — 7,6 13,4 7,5 -14,0 6,0 15,8 5,5 26,0 6,0 22,8 6,0 32,6 3,6 42,7 4,6 55,8 — — 5,3 н,о 5,6 11,5 5,0 13,4 4,5 24,0 5,0 21,0 5,0 25,9 3,1 39,7 4,2 53,8 — — 4,4 8,9 4,4 10,6 4,0 12,5 4,2 22,5 4,0 18,5 4,0 21,3 2,7 35,7 3,5 51,3 — — 3,6 8,7 3,4 8,6 3,0 И,7 3,5 20,9 3,0 17,5 3,0 19,6 2,4 34,0 2,4 42,0 — — 2,3 5,6 2,3 7,4 — — 2,3 16,7 2,0 14,9 2,0 16,7 1,9 29,8 1,6 33,1 2,0 114 1,5 4,5 1,6 5,2 — — 1,6 12,7 — — — — 1,6 26,6 1,4 29,5 — — — — - — — — — 1,4 11,8 — — — — 1,4 24,5 1,2 27,0 — — — — — — — — 1,2 10,6 — — — — 1,2 22,5 1,0 25,3 1,0 62 — — — — — — 1,0 9,4 — — — — — — • — — — — Примечание. Размер частиц d — среднее арифметическое размеров отверстий двух смежных сит, на которых выделяется класс d. Глава 2 Закономерности стесненного падения частиц § 1. Физические основы При совместном падении группы частиц (стесненное падение) гидродинамические условия обтекания их жидкостью иные, чем при свободном падении. При стесненном падении встречные потоки жидкости, обтекающие частицы, движутся в промежутках между частицами. Сужение сечений потоков увеличивает градиент относительной скорости жидкости, что в свою очередь увеличивает касательные напряжения, действующие на поверхности частиц. Кроме того, повышается разрежение в вихревых зонах за частицами вследствие увеличения скоростей потоков в промежутках между частицами следующего ряда, хотя размеры зон несколько уменьшаются. Это приводит к увеличению перепада давления между передней и задней сторонами частицы. Указанные причины вызывают повышение гидродинамического сопротивления частиц и потому при действии одной и той же активной силы (например, силы тяжести) скорость частиц при совместйом падении будет меньше скорости их свободного падения., Чем меньше расстояние между частицами, т. е. чем больше их объемная концентрация, тем меньше будет скорость стесненного падения. В классифицирующих и обогатительных аппаратах стесненное падение частиц происходит в потоке движущейся в определенном направлении жидкости, ограниченной стенками аппарата. Вследствие воздействия турбулентных вихрей, срывающихся со стенок, в аппарате происходит перемешивание частиц как в продольном, так н в поперечном направлениях, аналогичное диффузионному. Кроме того, распределение скоростей жидкости неравномерно по сечению сосуда: у стенок они меньше, а в центре — больше. Благодаря неравномерности скоростей потока по сечению камеры и поперечному перемешиванию скорости частиц относительно стенок аппарата различны. Во взвешенном слое в центре потока они направлены вверх, у стенок — вниз. Возникающее вследствие этого циркуляционное движение частиц существенно усложняет расчеты классификаторов и обогатительных гравитационных аппаратов. В связи с этим получает развитие направление, рассматривающее процессы классификации н гравитационного обогащения как вероятностные [12, 46, 89]. Условия стесненного падения возникают как при падении одиночных частиц в узких трубах, когда размер зерен соизмерим с диаметром трубы, так н при совместном падении однородных или разнородных по размерам, форме и плотности зерен в больших сосудах. 156 В практике обогащения встречается лип» последний вид стесненного падения, так как размеры обогатительных машин и аппарата» во много раз превышают размеры минеральных частиц, а пульпа содержит частицы различной крупности, плотности и формы, второй вид стесненного падения (падение однородных частцц), являющийся частным и нав-более простым случаем, изучен в наибольшей степени. Как показывают исследования [36], скорости стесненного падения однородных частиц могут служить основой для расчет скоростей падения частиц при наличии в пульпе различных по крупности и плотности частиц. § 2. Определение скоростей стесненного падения частиц Скорость стесненного падения однородных частиц можно рассматривать как скорость группового падения частиц в неподвижна* жидкости или как скорость движения жидкости, поддерживающей слой частиц, которые находятся относительно наблюдателя в неподвижном состоянии (взвешенный слой). Эксперименты показывают [90], что прм одном и том же объемном содержании частик в сосуде скорости стесненного падения, определяемые обоими методами, почти совпадают. В качестве характеристики взвешенного слоя обычно принимают коэффициент разрыхления (пористость) т — объемное содержание жидкой части в слое. Для определения скорости стесненного падения частиц предложены две группы формул, отвечающие двум исходным положениям: совокупность падающих зерен — это фильтрационная среда, через которую жидкость протекает в вертикальном направлении снизу вверх; стесненное падение — это падение отдельной частицы, находящейся в массе других частиц; прн этом за основу принимается скорость свободного падения, а условия стесненности учитываются введением поправочных коэффициентов. Хотя первая концепция имеет более четко выраженный физический смысл, недостатком формул, основанных на ней, является ограниченность их применения областью сравнительно малых коэффициентов разрыхления (т 0,8), так как только при этих условиях совокупность падающих частиц можно рассматривать как фильтрационную среду. Характерной для первой группы является формула скорости стесненного падения [36] t>CT = Mv (1 — где (III.29) L = Агш3т3/216(1 — т)г, (II1.30) Таблица III.8 Значения параметров М и / в формуле (III.29) L <7 7—17 17— 750 750— 5000. 5 000— 130 000 м 1,8 2,4 3,6 5,7 7,2 f 1 5/6 2/3 3/5 4/7 пг — коэффициент разрыхления; Аг = R^di = 6 э = -^-Re2 ф — критерий Архимеда; М н f — параметры, зависящие от L (табл. III.8). Параметр L аналогичен критерию Лященко Re2 ф для условий свободного падения. Из формул второй группы наиболее распространенной является формула Лященко [43] Л vcT = vCBm\ (III.31) где vCT и Ис в — соответственно скорости стесненного и свободного падения частиц; пг — коэффициент разрыхления взвеси частиц; А — показатель степени, зависящий от размера, плотности и формы частиц, а также от соотношения размеров частиц и аппарата, в котором происходит падение. На рис. III.8 изображены графики зависимости А от числа Рейнольдса (Re = Осв^э/^по экспериментальным данным [43, 45, 90]. Для грубой оценки скорости стесненного падения можно пользоваться табл. III.9, в которой приведены значения отношений Цст/рсв для шаров, рассчитанные по формуле (III.31) и графикам рис. III.8. Предложен также ряд других формул, аналогичных приведенным [36]. При использовании в качестве характеристики взвешенного слоя массового содержания твердого в пульпе Т, % для расчета скорости стесненного падения частиц предложена [50] формула Рст — Усв (1 — Т/Ттах)> (III.32) где Ттах — условное максимальное содержание твердого, %. Рис. П1.8. Зависимость показателя степени К в формуле (III.31) от числа Рейнольдса Re: 1 — шар; 2 — кварц; 3 — уголь Формула (III.32) применима для следующих значений параметров взвешенного слоя: Т <: 40 %; 0,2 < d < 1 мм; 2,65 рт 3 г/см3. При этом значении Т’тах— « 70%. Для взвешенных слоев, составленных из шаров, значение Т’щах определяется по зависимости Лпах = ЮО------------~---------- । ° Рт — Рж + — Рж (Ш.ЗЗ) Таблица III.9 Отношение скоростей стесненного и свободного падения vct/vgb для шаров по формуле (III.31) Число Рейнольдса ^есв Диаметр шаров кварца d, мм Отношение 0ст/усв при коэффициенте разрыхления 0,6 0,7 0,8 0,9 0,95 • <0,2 <0,059 0,0925 0,191 0,358 0,611 0,790 1,00 0,5 0,084 0,103 0,200 0,375 0,625 0,798 1,00 5 0,189 0,137 0,250 0,425 0,662 0,822 1,00 50 0,52 0,216 0,342 0,514 0,726 0,858 1,00 100 0,72 0,238 0,368 0,538 0,743 0,867 1,00 300 1,31 0,279 0,408 0,574 0,765 0,882 1,00 >500 >1,75 0,295 0,426 0,590 0,776 0,885 1,00 157 Переход от пористости т к параметру Т осуществляется по формуле т = юо-7-------^-"0 . JpT —рж) (1 — От)+р.к (III. 34) Примеры. 1. Определить скорость стесненного падения частиц кварца класса —0,1 4-0,08 мм (dCp = 0,09 мм) в воде при температуре 20 °C при значении коэффициента разрыхления т = 0,75. Коэффициент сферичности частиц кварца со = 0,71 (см. табл. III.4). А. По табл. III.6 для d = 0,09 мм находим скорость свободного падения частиц кварца »св = 0,6 см/с и скорость эквивалентных им шаров оСВэ == = 0,6//0,71 = = 0,71 см/с. Для определения показателя степени Л. вычисляем число Рейнольдса при свободном падении эквивалентного шара Re = vCB3d3/v = 0,71 -0,01/0,01 = 0,71. По графику 2 рис. III.8 находим значение 1 = 5,35, соответствующее числу Рейнольдса Re = 0,71. Подставляя значения оСв = 0,6 и 1. = 5,35 в формулу (III.32), получим »ст.= vCBmK = 0,6-0,755,35 ^ 0,13 см/с. Б. Применяя для расчета формулу (III.29), находим предварительно значения Аг и L Аг = gAd^/v2 = 981 • 1,65 0,018/0,012 = 16,2. L = Arw3m3/216 (1 — m)2 = 16,2-0,71s X X 0,753/216 (1 — 0,75)2 = 0,181. По Табл. III.8 находим значения М = 1,8 и f = 1, соответствующие значению L = = 0,181. По формуле (III.29) получим «ст = Mv (1 — т) lJ/d3a = 1,8-0,01 (1 — I — 0,75) 0,18U/0,01 -0,71 « 0,12 см/с. 2. Определить скорость стесненного падения кварцевых шаров диаметром 0,3 мм в воде при температуре 10 °C (v = 0,0121 см2/с) и значении коэффициента разрыхления т = = 0,85. А. Значение параметра А (см. формулу III. 10) будет равно А = Re2ip = jwPgA/&v2 = л. 0,03s-981 X X 1,65/6-0,0121*= 135,5. По формуле (III. 13) находим скорость свободного падения »св = (v/d) (/ 20,4 + 2,95/R^p — 4,5г)2 = = (0,0131/0,03)(/20,4 4-2,95/13^5—. — 4,52)2 = 3,62 см/с, по числу Рейнольдса Re = vCBdlv = 3,62 х X 0,03/0,0131 = 8,3 находим, применяя график 1 рис. III.8, % « 3,6. 158 По формуле (III.31) будем иметь vCT =DCBmx = З,62-О,853,Б = 2 см/с. Б. Для применения формулы (III.32) определим значение Т из фюрмулы (II 1.34) т = юо---------РтС1 — от)= (Рт — Рж) (1 — т) 4-рж - ЮО 2,65 (1 -0,85) _ ~ 1U0 (2,65 - 1)(1 - 0,85) + 1 Значение 7’шахнаходим из формулы (III.33) Лпах = ЮО---------------g----= (Рт — Рж) + ~ Рж = 100 -------2,65 Ц-----= 74,4. (2,65- 1) 4-^-1 Применяя формулу (III.32), получаем v = осв (1 - Т/Тшах) = 3,62 (1 - 32/74,4) = = 2,07 см/с. Расхождения между рассчитанными по разным формулам значениями в первом примере не превышают 8 %, во втором 4 %. Совместное падение разнородных частиц можно разделить на два вида: а) падение при наличии в пульпе частиц различных размеров и, в общем случае, разных плотностей; б) падение крупных частиц в суспензии, состоящей из воды и тонких частиц, размеры которых в сотни раз меньше размеров крупных зерен. Первый из указанных случаев имеет место во всех классификаторах, второй — при обогащении в тяжелых суспензиях. Совместное падение разнородных частиц исследовалось ’ в сравнительно небольшом числе работ [20, 28, 36]. В результате проведенных исследований установлено, что скорость падения крупных частиц в присутствии мелких уменьшается по сравнению со скоростью стесненного падения первых в отсутствии вторых (при одном и том же общем объемном содержании твердого). Наоборот, скорость падения мелких частиц прн наличии в пульпе крупных увеличивается. При расчете скоростей падения частиц в полидисперсной пульпе основной трудностью является определение коэффициента разрыхления пульпы внутри аппарата, как праиило, заранее неизвестного и не совпадающего с коэффициентом разрыхления пульпы в питании. Поэтому формулы, устанавливающие зависимость скорости’ падения частиц от их объемного содержания внутри аппарата, имеют ограниченное применение. Известна формула Годэна «ст = «св (1 — Y 3 ) (1 — Y) (1 — 2.5Y). (II 1.35) где у=1 — ш — часть объема пульпы, занятая твердыми частицами (объемная кон- цёнтрация твердого); t»0B — скорость свободного падения, определяемая по формуле (Ш.8). Формула (III.35) пригодна для расчета скорости падения мелких частиц, подчиняющихся закону Стокса, при небольшой их концентрации (у < 0,3). Экспериментально установлено, что в восходящем потоке пульпы, содержащей частицы разной крупности (1—0,1 мм) и разной плотности (2,2—7 г/см3), скорость падения частиц какого-либо узкого класса относительно жидкости определяется их крупностью, плотностью и формой, а также плотностью пульпы и скоростью ее движения и не зависит от состава твердой фазы в питании, камеры классификатора. На основании приведенного положения получены формулы для расчета скорости падения узких классов частиц и их содержания внутри камеры при заданных значениях содержания частиц в питании и скорости пульпы [36]. При падении частиц в суспензии принимается, что бесструктурные суспензии по отношению к перемещающимся в ней крупным телам может рассматриваться как жидкость с определенной плотностью и вязкостью. Последняя может быть определена методом истечения нз капилляра. Скорость падения крупных тел в суспензиях (для Re > 20 000, или для значений Re2 Ф :> 7-107) может быть определена по одному из методов, изложенных выше. Для меньших чисел Рейнольдса (или меньших значений Re2 ф) суспензию уже нельзя рассматривать как жидкость по отношению к перемещающимся в ней телам. Однако в этом случае, как показывают эксперименты [83], зависимость коэффициента сопротивления от числа Рейнольдса Re при постоянной объемной концентрации утяжелителя q (в %) изображается одной кривой (рис. III.9). Для заданной объемной концентрации q по соответствующей кривой находится скорость свободного падения тел графическим методом. Для расчета скоростей падения (или всплывания) тел в бесструктурных суспензиях предложена [36, 84] формула о = рш4-3%, (II 1.36) где Р — коэффициент, определяемый зависимостями (III.22) и (III.23); <в — коэффициент сферичности тела; q — объемная концентрации утяжелителя; —1 скорость падения и суспензии шара, эквивалентного по объему тела, рассчитываемая по формуле »э = (Vc/d) (/20,4а + 2,95/17 — -4,52/а)2; (III.37) v0 — кинематический коэффициент вязкости суспензии; d — диаметр шара; а — Ю3*7; — Re2 ф — параметр Лященко,' рассчитываемый из соотношения Л =nd®(p -рc)£/6pcv2; (111.38) рс — плотность суспензии. При значениях Re2 > 7*107 для опре деления скорости падения шара в суспензии следует пользоваться зависимостью v = 52,6/d (рт - Рс)/ро, (111.39) где диаметр d выражен в см, а скорость v — в см/с. Пример. Определить скорость падения тела призматической формы а X 2а х За (а — размер одного нз ребер), имеющего эквивалентный диаметр da — 5 мм и плотность рт = 2,1 г/см® в суспензии с параметрами рс = 1,85 г/см3; <7 = 0,20; vc= = 1,212 10-2 см2/с. Коэффициент сферичности тела со = 0,725. Рассчитаем по формуле (III.38) параметр -4i = nd3(pT-pc)/6pcv2^ = 3,14 0,5s(2,1 — 1,85) 981/6-1,85-1,2122 х X ia-4 = 5,9104. Определяем величину а = 1037 = 10з о,2О= = 3,98. Рассчитываем по формуле (III.37) скорость падения в суспензии эквивалентного шара fa = (vc/dg) (К 20,4а+2,95/Л - — 4,52/а)2 = (1,212 X XЮ'2/0,5) (/20,4-3,98 + 2,95/5,9-10* — — 4,52/3^8)2 = 8,88 см/с. Коэффициент Р определяем по формуле (III.23) Р2 = 1,245/'<о/(8,95—7,4“) = = 1,245//0,725/(8,95 — 7,4°’725) = 0,489. Применяя формулу (III.36), получаем v = Рш4’31?рэ = 0,489 О,7254,3’0,2,8,88 = = 3,32 см/с. Экспериментальное значение скорости v = 3,37 см/с (данные В. Н; Шохина). Рис. III.9. Зависимость коэффициента сопротивления ф от числа Рейнольдса Re при падении шаров в суспензии 159 Глава 3 Основы расчета параметров классификаторов и^результатов классификации § 1. Основные принципы классификации В гравитационных и центробежных классификаторах используются два основных способа разделения частиц: разделение в потоке, направление которого совпадает с направлением основных действующих сил (или является ему противоположным), и разделение в потоке, направление которого перпендикулярно действующим силам (или, в общем случае, направлено под углом к ним). Первый способ разделения частиц имеет место в классификационных камерах гидравлических классификаторов, а также в лабораторных центрифугах, второй вид — в корытной части гидравлических классификаторов, в механических классификаторах, гидроциклонах и непрерывно действующих осадительных центрифугах. Разделение в классификационных камерах гидравлических классификаторов происходит в восходящем потоке жидкости. Исходный материал подается в центральную часть камеры (классификаторы типа Реакс) нли в верхнюю ее часть (многокамерные гидравлические классификаторы). Теоретически все частицы, гидравлическая крупность (скорость падения) которых больше скорости восходящего потока, должны опуститься на дно камеры и перейти в продукт, разгружаемый снизу; наоборот, частицы, гидравлическая крупность которых меньше скорости восходящего потока, должны быть вынесены в верхний продукт. Практически такого четкого разделения' не. происходит: в нижнем продукте всегда остаются и мелкие зерна, а в верхнем — часть крупных. Причинами нечеткости разделения частиц являются: неравномерность скоростей потока по сечению аппарата; циркуляционное движение пульпы, направленное, как правило, вверх — в центральной части потока и вниз — вдоль стенок; перемешивание частиц турбулентными вихрями жидкости. Оказывает также влияние’ форма и плотность частиц, поскольку оценка эффективности классификации производится по результатам ситовых анализов, т. е. по размерам частиц, а не по их гидравлической крупности. Отношение размеров частиц, имеющих одинаковую гидравлическую крупность (скорость падения), называется коэффициентом равнопадаемости. На основании формул (III.9), (III.21) и (III.31) имеем для коэффициента равнопадаемости I следующее соотношение: = ^1/^2 = 1/Зп—1 (т2А<2 т21 \ Рт2 — Рж — Рж \ 1 IЗп-1 . ' X n/3n—1 X (III.40) где Р', Р"—значения коэффициентов Р [см. формулы (III.22) н (Ш.23)], п — определяется по таблице II 1.1; н т3— коэффициенты разрыхления слоев частиц с диаметрами d3 и d3s- Формула (III.40) справедлива для частиц, имеющих одинаковые значения показателя п. Для условий свободного падения (mi = = т2 = 1). (III.41) Задавая значения п и Р, можно определить по формуле (III.4I) значения I для частиц различной крупности и плотности. В частности, для достаточно мелких или достаточно крупных частиц, в условиях свободного падения Р определяется формулой (III.22) или (Ш.23), в соответствии с которой: при мелких частицах (п = 1) I = ша/ш1(Рт2 — Рж)/ (Ртх Рж)- (111.42) при крупных частицах (n = 1/2) (8,95 — 7,4ai) м2 (Рта — Рж) (8,95 — 7,4Ш») wj (Ртд — Рж) ’ (III.43) Расчеты показывают, что коэффициент равнопадаемости для крупных частиц больше, чем для мелких, он увеличивается с уменьшением разрыхления слоя. Зная средний диаметр частиц определенной плотности (например, частиц кварца), выносимых в слив классификатора, и коэффициент равнопадаемости /, можно рассчитать размер частиц любой плотности, выносимых в слив, по формуле *э2 = <М- (III .44) § 2. Принципы расчета гидравлических классификаторов Расчет классификационных камер гидравлического классификатора производится приближенно [12, 27, 81] по скоростям стесненного падения частиц, определяемых по одной нз приведенных выше формул, например по формуле (III.31). При этом смесь частиц, поступающих в камеру, условно разделяется на два класса — крупнее граничного н мельче граничного зерна. Приближенный расчет классификационной камеры с подачей материала в ее среднюю часть (классифи. 160 катор «ВНИИЖелезобетон») производится следующим образом [81]. 1. Скорость потока в классификационной камере принимается равной скорости падения граничного зерна. Под граничным зерном понимается такой узкий класс, извлечение которого в слив и песковую фракцию одинаково (50 %). 2. Скорость падения частиц, размер которых отличается от размера граничного зерна, относительно стенок камеры рассчитывается как алгебраическая сумма скорости частицы относительно жидкости v4 и скорости самой жидкости иа =^ч + ^ж. (II 1.45) Для крупных частиц скорость va будет направлена вниз и по абсолютной величине равна va. к = v4. к — (II 1.46) Для мелких частиц она направлена вверх и по абсолютной величине равна «а. м = уж — £>ч. м- (III.47) В формулах (III.46) и (III.47) индексы «к» и «м» у скоростей оа и оч означают, что указанные скорости рассчитываются для средних по размеру частиц, крупнее и соответственно мельче граничного зерна. При этом средние размеры определяются по кривой Тромпа, построенной по данным гранулометрического состава питания. Наибольшую трудность при рассматриваемом способе (как и при других подобных расчетах) представляет определение коэффициента разрыхления пульпы в камере. Этот коэффициент определяют из условия его равенства в приемно-разделительной части камеры (куда поступает питание) и в нижней более узкой классификационной камере (куда дополнительно вводится вода), а также равенства скоростей жидкости в указанных частях камеры. Площадь камеры рассчитывается по формуле SK =Qt/(1 — m)va, к, (III.48) где QT — объемный расход твердых частиц, выделяемых в крупный продукт данной камеры; т — коэффициент разрыхления взвеси в камере. Для приближенного расчета извлечения частиц узкого по крупности класса в крупный продукт классификационной камеры с подачей питания в центральную ее часть и двусторонней разгрузкой предложена формула [36] «ст,- — и/т^ р - , . . . __ _______________ 1 Qn/^н + ^СТ^оо (5н ---- ^в)/5н ’ (III.49) где Et- — извлечение в долях единицы; vCT/— скорость стесненного падения частиц относительно жидкости; значение определяется из уравнения т„ - (* - - u/vcX = 0; (III.50) X — показатель степени в формуле (III.31); и — скорость восходящего потока воды; vCB— скорость свободного падения частиц; Qn — объемный расход пульпы (питание классификатора); SB, $н — соответственно площадь поперечного сечения верхней и нижней частей камеры. Формула (II 1.49) применима и для расчета извлечения частиц узких классов в условиях широко классифицированного материала. В этом случае принята гипотеза, согласно которой распределение частиц каждого узкого класса между мелким и крупным продуктами происходит так же, как и при движении пульпы, содержащей один этот класс, с теми же расходами пульпы и дополнительной восходящей воды. Расчет камер многокамерного классификатора [27] также основан на формуле (Ш.46). Однако в отличие от предыдущего, скорость частиц относительно жидкости определяется из соотношения v —V -I- v (1— Ч ст. ПР ‘ Ж \ "‘пр/’ (III.51) где аст, Пр — скорость стесненного падения частиц в неподвижной жидкости при максимально возможном расходе частиц; /иПр — коэффициент разрыхления, соответствующий этой скорости; X — показатель степени в формуле (III.31). Анализ показывает, что найденная по уравнению (III.51) скорость ач обеспечивает максимальный расход частиц относительно^сте-нок камеры при скорости восходящего потока Значение /иПр может быть определено путем несложных расчетов, если принять скорость стесненного падения по формуле (III.31). В этом случае тПР^ \ ; (III.52) 1 *-[- л v = о т^. (III.53) Ст. пр св пр \ 1 Фактический коэффициент разрыхления т в камере рассчитывается по формуле Л. /—/— т = /цч/цСв, (III.54) где ич — определяется по формуле (II 1.51)* Скорость жидкости для к л а с/ и ф и катора со стесненным паде н и е м рекомендуется принимать равной минимальной скорости потока, взвешива-ющего^слой [27]. Площадь сечения камеры рассчитывается по формуле (III.48), причем t’p.K и т определяются соответственно по формулам (III.46) и (III.54). 6 Заказ 81 161 Таблица III.10 Параметры Fr0 и К для воздушной классификации материалов различной плотности [12] О сч Материал Плотность, кг/м* £ к. 10- Гранулированный пенополистирол изо 0,11 10 Гипсовый щебень 2350 0,0525 19,5 Кварцит 2650 0,0445 21,9 Дробленые окатыши 4000 0,0295 24 Дробленый металлургический шлак 4270 0,0335 20 Магнетит 4450 0,0275 26 Расчет корытной части гидравлического многокамерного классификатора производят, исходя из условия попадания частиц заданной крупности в камеру. Это условие соответствует равенству времени прохождения пульпы над камерой и времени осаждения частиц, выделяемых в данной камере на высоту желоба. Для определения площади желоба над камерой А. И. Поваровым предложена формула 5ж= 0-St)+Q»+ (III.55) где QT — объемный расход твердого в питании классификатора, м3/с; <2Ж— расход воды, подаваемой с питанием, м3/с; — сум- марный расход восходящей воды, поступающей из предыдущих камер, м3/с; JJy— суммарный объемный выход твердого в предыдущих камерах (доли единицы); v' — скорость стесненного осаждения частиц класса, выделяемого в рассчитываемой камере, при коэффициенте разрыхления т в верхнем слое пульпы, м/с. В последнее время стала развиваться статистическая теория классификации [12, 22, 36, 46, 89], согласно которой движение частиц в классификационной камере рассчитывается как состоящее из двух перемещений: гравитационного падения и беспорядочного перемешивания, подобного броуновскому движению. Экспериментально установлено [12], что извлечение узкого класса частиц в мелкий продукт воздушного классификатора с пересыпными полками и скорость потока связаны зависимостью 8 = ешахе-а/ш, (II 1.56) где Вшах — максимально возможное извлечение данного класса крупности в мелкий продукт; w — скорость потока; а — коэффициент, зависящий от крупности и плотности частиц. Уравнение (III.56) по своему виду аналогично уравнению распределения беспоря- 162 дочио двигающихся частиц газа в гравитационном поле (Больцман). Такое сходство дало возможность авторам [12] утверждать, что полученная зависимость (III.56) извлечения частиц от скорости потока обусловлена их беспорядочным перемешиванием. • С учетом случайного характера возмущений в турбулентном потоке жидкости или газа скорость частиц рассматривается как случайная величина, распределение которой относительно установившейся скорости носит вероятностный характер [12]. Для практического расчета извлечения частиц в мелкий продукт воздушного классификатора с пересыпными полками предложено следующее уравнение: е = 50-10“ ^<C1/Fr—i/FTo); (III.57) где К — коэффициент; Fr — критерий Фруда, определяемый по формуле Fr = v?!gd, (111.58) d — размер извлекаемых частиц; Fr0 — значение Fr, при котором е = 50 %. Значения К, Fr0 (табл. ШЛО) зависят от плотности частиц и определяются экспериментально. § 3. Принципы расчета механических классификаторов Приближенный расчет крупности слива механического классификатора аналогичен расчету процесса разделения в корытной части гидравлического классификатора [50]. Крупность граничной частицы определяется из условия, что ее траектория проходит через верхнюю кромку сливного порога. Указанное условие математически выражается в равенстве времени падения частицы от уровня пульпы в корыте механического классификатора в месте загрузки до уровня сливного порога tx и времени движения частиц в горизонтальней направлении от места загрузки до сливного порсга t или /1 = t2. При этом = H/vct, (II 1.59) где И — разность уровней пульны и сливного порога; ост — скорость стесненного па дения частицы. Тогда t2 = b/vi = bH!q0, (Ш.60) где Ь — расстояние по горизонтали от места подачи пульпы до сливного порсга; г/ — средняя скорость горизонтального потока пульпы; q0 — удельная объемная производительность классификатора по сливу иа единицу ширины сливного порога. Из последних равенств можно получить формулу ост = (III.61) Определяя скорость ост по формуле (III.61) и применяя одну из формул скорсстей стесненного падения, можно определить круп. ность граничной частицы. Коэффициент разрыхления, необходимый для расчета размера частиц по скорости оСт, принимается равным задаваемому коэффициенту разрыхления пульпы в сливе. Как показывают эксперименты, формула (III.61) может служить лишь для самой приближенной оценки размера граничного зерна. Предложен [101 метод расчета результатов классификации в механическом классификаторе, в котором учитывается движение частиц в горизонтальном направлении во всей толще потока, их взаимное влияние на скорость стесненного падения и перемешивающее действие транспортирующего механизма. При расчете определяется количество частиц, выпадающих из объема пульпы, перемещающегося от места загрузки питания к сливному порогу, с учетом изменения в нем коэффициента разрыхления вследствие выпадения частиц. В работах [22, 89 ] процесс классификации в механическом классификаторе рассматривается как статистический. Предполагается, что под действием сил тяжести, сопротивления среды и перемешивания, вызванного движением спиралей, в вертикальном сечении классификатора устанавливается квазистационарное • равновесие, определяемое уравнением Ddcldz -|- соСт = О, (III,62) I де О — константа перемешивания (коэффициент диффузии) частиц пульпы; с — объемная концентрация твердых частиц данного размера в пульпе; оСт ~ скорость стесненного падения частиц; z — расстояние площадки от дна корыта классификатора. В уравнении (111.62) первый член выражает поток частиц в вертикальном направлении через площадку единичной площади в соот-। етствин с законом Фика; второй — поток частиц через ту же площадку вследствие их падения со скоростью Ост- Коэффициент перемешивания D предлагается находить по значению граничного зерна, определяемому как размер такого бесконечно узкого класса, содержание кото-?ого в питании, песках и сливе одинаковое 22], или такого класса, который делится поровну между сливом и песками [89]. Величина D для механических классификаторов находится в пределах 10—103 см3/с [89]. Решение уравнения (III.62) при некоторых упрощающих задачу предположениях позволяет получить соотношение между содержанием частиц узкого класса в сливе и песках. Извлечение узкого класса в слив рассчитывается по формуле е =_____________Vc__________________, Vc + (1 - То) (с1/сд) (1 “ v°m)/v^r ’ (III.63) где То — выход слива (доли единицы); clt сп — соответственно содержание класса в сливе и песках; осв., оСВг—соответственно скорость свободного падения частиц класса и граничного зерна. Применение формулы (II 1.63) для расчета реечных классификаторов показало удовлетворительное совпадение расчетных и экспериментальных данных [22]. Недостатком предложенного расчета является необходимость экспериментального определения выхода слива, размера граничного зерна, а также содержания частиц в ннжней части классификатора. Последнее для грубых расчетов может быть принято равным 0,5. Расчет параметров механического классификатора и производительности см. раздел III,.глава 4, § 3 настоящего Справочника. Глава 4 Классификаторы § 1. Общий обзор К классификаторам относятся машины и аппараты, предназначенные для разделения тонкозернистых материалов по равнопадаемости на фракции различной крупности и плотности в жидкой или воздушной среде. Осуществляемый в них процесс разделения основан на различии скоростей стеснеииого падения крупных и мелких плотных и легких частиц, взвешенных в покоющейся или движущейся среде. За классификаторами с воздушной средой в технической литературе закрепилось специальное название — «воздушные сепараторы», поэтому к классифицирующим машинам и аппаратам в более узком значении этого термина относят оборудование с разделением в водной среде. Вода вместе со взвешенными в ней минеральными частицами представляет собой пульпу, являющуюся исходным продуктом (питанием) классификатора. В классификаторе пульпа разделяется на два или несколько продуктов (фракций) различной крупности. При разделении на два продукта более крупный продукт носит название песковой фракции, сокращенно — песков, а более мелкий называется сливом. Разделение на три и более продукта (фракции) производится в многопродуктовых классификаторах. Силовое поле, под действием которого происходит разделение взвеси в классификаторе, может быть полем силы тяжести, иначе — гравитационным, и полем центробежных сил инерции. Поэтому все классификаторы можно разделить на две основные разновидности: А — классификаторы гравитационные (с гравитационным разделением); 6* 163 Таблица III.11 Схема разделения классификаторов А. Гравитационные классификаторы Б. Центробежные классификаторы I. С механической р азгрузкой песков II. С самотечной разгрузкой песков III. С самотечной разгрузкой песков IV. С механической разгрузкой песков Механические классификаторы (реечный, спиральный, чашевый и др.) Однокамерные (разделительный конус) Гидравлические многокамерные Гидроциклоны, центрифуга с гидроциклонной разгрузкой Центрифуги (шнековые осадительные) Б — классификаторы центробежные (с разделением в поле центробежных сил). Во всех случаях слив удаляется декантацией, т. е. переливанием через сливной порог. Вторым признаком для систематизации классификаторов, входящих в ту или иную разновидность, служит способ разгрузки песков; оиа может быть механической и самотечной. В связи с этим все классификаторы могут быть разделены на четыре основные группы. Внутри групп возможно дальнейшее деление по технологическому назначению классификаторов, как показано в табл. III.11. В зависимости от конструктивного типа классификатора движение пульпы (или добавляемой воды) может быть направленным по вертикали, по горизонтали, по оси классификатора или по пространственной спирали. § 2. Классификаторы гравитационные механические Механические классификаторы работают по принципу разделения исходного продукта в горизонтальном потоке иа крупную фракцию — пески и на мелкую — слив. Разгрузка песков осуществляется механическим способом. В зависимости от конструкции разгрузочных устройств различают механические классификаторы: реечные, спиральные, чаше-вые, дражные, гидроосцилляторы (отличающиеся от чашевых тем, что чаше приданы круговые вибрации в горизонтальной плоскости) и др. В связи с появлением более компактных и экономичных центробежных классификаторов — гидроциклонов область применения механических классификаторов существенно уменьшилась. Из числа указанных конструктивных модификаций механических классификаторов в практике обогащения в настоящее время применяются, за редкими исключениями, только с п и- 164 ральные классификаторы. Реечные классификаторы остались иа некоторых старых обогатительных фабриках, а их серийное производство прекращено с 1957 г. *. * О реечных, дражных и чашевых классификаторах см. § 64. Т. I, справочник по обогащению-руд. Недра, 1972. Таблица III.12 Классификаторы типа КСН (диаметр спирали 300—1000 мм), изготовляемые по ТУ 24-8-1048—77 (до выпуска нового ГОСТ) Параметры 1КСН-3 1КСН-5 1КСН-7.5 1КСН-10 Диаметр спи- 300 500 750 1000 рали, мм Длина коры- 3000 4500 5500 6500 та, мм Число захо- 2 2 2 1 дов спирали Угол уста- 18 18 18 18 новки, градус Частота вра- 25 12 7,8 5 щения вала спирали, мин-1 Мощность 1,1 1,1 3,0 5,5 двигателя привода спирали, кВт, не более Габаритные размеры, мм, не более: длина 4000 5600 7100 8500 ширина 800 1000 1320 1600 высота 950 1320 1600 2000 Масса, кг 800 1500 3000 5000 6 5 Спиральный классификатор (рис. III. 10) состоит из наклонного корыта 1, в котором помещены одни или два вращающихся вала 2 с насаженными на них спиралями 3. Спирали изготовляются из стальных полос, образующих двухзаходную винтовую ленту. Для предохранения от износа спираль футеруется пластинами из отбеленного чугуна, легированной стали или высокопрочных сплавов. Ширина полос выбирается в зависимости от нагрузки классификатора по пескам и составляет от 0,1 до 0,4 диаметра спирали. Шаг спирали равен примерно половине ее диаметра. Верхняя цапфа вала шарнирно укреплена в упорных подшипниках, что позволяет поднимать нижнюю часть спирали без нарушения сцепления конических зубчатых колес. Это дает возможность производить пуск аппарата (после его остановки) под нагрузкой без очистки корыта от песков. В классификаторах малых размеров подъем спиралей производится вручную (рукояткой через редуктор и пару цилиндрических шестерен). Для классификаторов больших размеров применяют механические (винто- Рис. III.10. Спиральный классификатор: 1 — корыто: 2 — валы; 3 — спирали; 4 — питающий желоб; 5 — упорные подшипники; 6 — привод; 7 — подъемное устройство; 3 — сливной желоб вые), гидравлические и пневматические подъемные устройства. ^Применяются также подъемники автоматического типа. Классификаторы изготовляются в двух конструктивных исполнениях — односпиральные и двухспиральные в зависимости от необходимой производительности. Различают два технологических типа спиральных I классификаторов: с непогруженными и с погруженными спиралями. В первом случае вся верхняя половина витка спирали выступает над зеркалом пульпы, во втором — участок спирали, находящийся вблизи сливного порога, целиком погружен в пульпу. Для работы в сопряжении с мельницами при крупности разделения 0,2 мм и выше применяют классификаторы с непогруженной 165 Таблица III.13 Классификаторы с непогруженной спиралью, предусмотренные ТУ 24-8-1171—79 (до выпуска нового ГОСТ) Основные параметры н размеры 1КСН-12 1КСН-15 1КСН-17 IKCH-20 1КСН-24 2КСН-24 1 • 1КСН-24А 2КСН-24А 1КСН-24Б 1КСН-30 2КСН-30 Диаметр спирали, мм Длина спирали, мм 1200 6500 1500 8200 1700 & 2000 00 9200 2400 12 500 13 400 3000 12 500 Количество спира- 1 1 1 1 1 2 1 I 1 1 2 лей, шт. Частота вращения 4,1 3,4 2,5 2,0 1,8 3,5 3,6 1,5 3,0 вала спирали в мину- ту Мощность электро- 8,3 5,5 6,8 7,5 5,0 10,0 4,0 13,0 13,0 22,0 22,0 40,0 22,0 30,0 40,0 двигатели привода спирали, кВт, не более Масса классифика- 7,0 13,0 17,0 19,0 23,0 37,0 34,0 57,0 39,0 / 42,0 12,0 тора без электродвигателя,. т, не более Габаритные размеры, мм, ие более: длина 8500 11 200 12 500 16 000 17 000 16 000 ширина 1700 1360 2500 2800 3150 5600 2800 5700 2800 4000 7100 высота 3000 3750 4250 4750 1900 5000 6200 5800 6600 6000 Таблица III.14 Классификаторы с погруженной спиралью, предусмотренные ТУ 24-8-1171-79 (до выпуска нового ГОСТ) Основные параметры и размеры 1КСП-12 2КСП-12 1КСП-15 2К.СП-15 ! 1КСП-20 2КСП-20 1КСП-24 2КСП-24 1КСП-30 Диаметр спирали, мм 1200 1 500 2 000 2 400 3 000 Диаметр корыта, мм 8400 101 000 13 000 14 000 15 500 Количество спиралей, шт. 1 2 1 2 1 2х 1 2 1 Частота вращения вала спирали, МИН-* 4,1 8,3 3,4 6,8 2,5 5,0 2,0 4,0 1,5; 3,0 Мощность электродвигателя привода спирали, кВт, не более 5,5 10,0 7,5 10,0 13,0 22,0 13,0 30,0 Масса классификатора без электродвигателя, т, не более * Габаритные размеры, мм, не более: 10,5 17,0 19,0 32,0 31,0 56,0 35,0 63,5 60,0 длина 10 600 13 200 16 000 17 000 2000 ширина 2240 3350 ЮО 3000 4500 4000 6000 4250 6700 5000 высота 4Е 5600 6000 6700 7100 7500 9000 * Масса указана с корытом. изготовленным из металла. 166 спиралью, а для получения более тонкого слива (более 65 % класса —0,071 мм) до широкого внедрения гидроциклонов применялись классификаторы с погруженной спиралью. Основные параметры классификаторов, изготовляющихся по техническим условиям ТУ 24-8-1048—77 и ТУ 24-8-1171—79, приведены в табл. III.12, III.13, III.14. В 1980 г. на спиральные классификаторы начата разработка нового ГОСТа, согласно ₽ис. III.lt. Спирально-лопастной классификатор (гидросепаратор): 1 — круговой порог; i — чаша; 3 — гребки; 4 — днище; S — песковый коиус; 6 — труба для удаления песков; 7 — труба для подачи воды которому предусматривается] выпуск классификаторов лишь с непогруженной спиралью й регулируемой высотой сливиого 167 Таблица III.15 Основные параметры спиральнолопастного классификатора (гидросепаратора) Диаметр чаши, мм Вертикальный вал Мощность электродвигателя, кВт Масса, т Частота вращения, МИН“‘ Подъем, мм 4200 5000 6000 1,16 1,16 0,78 0—250 0—250 0—350 2,7 2,7 2,7 5,40 6,90 12,42 порога, а классификаторы с погруженной спиралью снимаются с производства. Гидросепаратор, или спирально-лопастной классификатор (рис. III. 11) аналогичен сгустителю небольшого размера. Применяется при получении особенно тонкого слива, а также для обесшламливания. На рис. III. 11 показан гидросепаратор, а в табл. III.15 приведена его характеристика. Разгрузка слива гидросепаратора производится через круговой порог 1 цилиндрической чаши 2; пески собираются плоскими спиральными гребками 3 к центру днища и удаляются по трубе 6. § 3. Параметры и расчет спиральных классификаторов Основными параметрами, определяющими технологические показатели спирального классификатора, являются: ширина корыта (или диаметр спиралей D), длина I и угол наклона а корыта, высота сливного порога и частота вращения спиралей. Ширина корыта В = D (или В = 2D) классификатора выбирается в соответствии с требуемой производительностью по сливу и по пескам. Длина I классификатора определяется скоростью процесса обезвоживания песков. а Ка ........... Практикой установлено, что для получения песков с содержанием влаги 15—25 % длина части корыта, выступающей над зеркалом пульпы, должна быть 1,5—1,8 м. При работе в замкнутом цикле с мельницей длина корыта зависит также от высоты, иа которую нужно поднять пески для транспортировки их в мельницу. Угол наклона а корыта классификатора определяет длину зеркала и объем пульпы. Максимально допустимый угол определяется способностью песков стекать обратно в зону осаждения. В спиральных классификаторах тяжелых конструкций пределы изменения угла наклона .ограничены и принимаются равными около 18°. С увеличением угла наклона корыта производительность классификатора уменьшается. Высота сливного порога должна обеспечивать достаточную площадь зеркала пульпы- Необходимая высота зависит от плотности обрабатываемой руды. За эталонную принимается руда плотностью 2,65 т/м3. Производительность классификатора зависит также от требуемой крупности слива, его плотности, вязкости пульпы. Производительность (в т/ч) по слнву классификаторов с непогруженной спиралью определяется по формуле Q = 4,56тК₽Х6ХсКаО1’765, (Ш.64) где т — число спиралей; Хр — поправочный коэффициент, учитывающий крупность слива, находится по табл. Ш.16. В этой же таблице приведено ориентировочное содержание в сливе классов —0,074 мм и —0,045 мм в зависимости от его номинальной крупности и так называемое базисное разбавление слива; Хе — поправочный коэффициент, учитывающий плотность классифицируемого материала (в пределах плотности последнего от 2 до 5 т/м3), Х6 = 6/2,7, (III.65) Ка — поправочный коэффициент на угол наклона днища классификатора: 14 15 16 17 18 19 - 20 1,12 1,10 1,06 1,03 1,00 0,97 0,94 Таблицами!.16 Коэффициент Хр, учитывающий крупность слива в формуле (III.64) Параметры Номинальная крупность слива d9it мм 1,17 0,83 0,59 0,42 0,30 0,21 0,15 0,10 0,074 Содержание в сливе классов: %: —0,074 мм —0,045 мм Базисное (условное) разжижение слива: Ж.: Т по массе Х2,7 твердого, % Коэффициент Хр 17 11 1,3 43 2,5 23 15 1,5 40 2,37 31 20 1,6 38 2,19 41 27 1,8 36 1,96 53 36 2,0 33 1,70 65 45 2,33 30 1,41 78 50 4,0 20 1,0 88 72 4,5 18 0,67 95 83 5,7 16,5 0,46 168 Таблица III. 17 Коэффициент Кс, учитывающий разжижение слива Плотность руды, б, т/м8 Отношение Ят/Яя,7 0,4 0.6 0,8 1,0 1,2 1,5 2,0 2,7 0,60 0,73-я 0,86^й 1,00 1,13 1,33 1,67 3,0 0,63 0,77W 0,93 7 1,07 1,23 1,44 1,82 3,3 0,66 0,82 0,98 1,15 1,31 1,55 1,97 3,5 0,68 0,85 1,02 1,20 1,37 1,63 2,07 4,0 0,73 0,92 1,12 1,32 1,52 1,81 2,32 4,5 0,78 1,00 1,22 1,45 1,66 1,99 2,56 5,0 0,83 1,07 1,32 1,57 1,81 2,18 2,81 Таблица III.18 Производительность (в т/ч) по сливу одиоспиральиых классификаторов с непогруженной спиралью (для руды 6= 2,7 т/м? и а = 18°) Номинальная крупность слива d9i, мм спирали, м 1.17 0, 83 0,59 0, 42 0,30 0,21 0,15 0,10 0,074 1,0 11,6 11,0 10,2 9,1 7,9 6,55 4,65 3,12 2,14 1,2 16,0 15,2 14,1 12,6 10,9 9,05 6,41 4,30 2,95 1,5 23,8 22,5 20,8 18,6 16,1 13,4 9,50 6,36 4,37 2,0 39,5 37,4 33,6 31,0 26,9 22,3 15,8 10,6 7,26 2,4 58,5 51,6 47,8 42,7 37,0 30,8 21,8 14,6 10,00 3,0 81,0 76,8 71Д 63,5 55,0 45,8 32,4 21,7 14,9 Кс — поправочный коэффициент на требуемую плотность слива (см. табл. II 1.17), где Т?2,7 — базисное разжижение Ж : Т (см. табл. III.16); R-c — требуемое (заданное) отношение Ж : I в сливе по условиям последующего технологического процесса. При классификации материала с большим содержанием тонких шламов вязкость пульпы увеличивается, что понижает скорость осаждения зерен. Поэтому производительность, рассчитанная по формуле (III.64), должна быть уменьшена для руд с высоким содержанием первичных шламов на 20—25 %. для руд с низким содержанием шламов увеличена на 10—20%. Формула (III.64) основана на прямой пропорциональности производительности по сливу площади зеркала пульпы в классификаторе. Это позволяет использовать практические данные о работе классификатора на конкретной руде для определения производительности классификаторов других размеров в аналогичных условиях. В этом случае т2^а2 miKai (?2 = Q1 О2 \ 1.765 О?) (II1.66) где индексы 1 и 2 относятся соответственно к эталонному и рассчитываемому классификаторам. Производительность (в т/ч) спиральных классификаторов по пескам определяется по формуле Q = 5,45тО?л (6/2,7) Ка, (Ш.67) где п — частота вращения спиралей, 1/мин; К, m и D — имеют прежние значения. Для упрощения расчетов по формулам (III.64), (III.67) ниже приведены значения О1-'65 и £>3 для стандартных классификаторов. Величины О1-765 и О3 для стандартных к л ассифи катеров: D........... д1.765 D3 . . 0,3 0,5 0,75 1,0 1,2 1,5 2,0 2,4 3,0 0,12 0,27 0,60 1,00 1,38 2,04 3,40 4,70 6,97 0,027 0,111 0,422 1,00 1,73 3,38 8,00 13,62 27,00 169 Таблица III.19 Ориентировочная производительность спиральных классификаторов с непогруженной спиралью, выпускаемых Днепропетровским заводом гориошахтиого оборудования (каталог НИИИнформтяжмаш 18—3—15) для руды плотностью 2,65 т/м* при крупности слива 0,15 мм Типоразмер классификатора Частота вращения спирали, мин-* Производительность, т/ч по сливу DO иескам 1КСН-3 25,0 0,25 1,0 IKCH-5 15,0 0,54 2,2 1КСН-7.5 10,0 1,3 4,0 1 КСН-12 8,5 7,1 81 1КСН-15 7,0 10,0 133 1КСН-20 5,0 16,6 226 1КСН-24 3,5 24,2 258 1КСН-30 1,5 32,5 156 1КСН-30 3,0 312 1КСН-24Б • 3,5 106,0 212 2КСН-24 2,5 —- 374 2КСН-24 3,5 45,8 520 2КСН-24 5,2 770 2КСН-24А 2,5 —. 537 2КСН-24А 3,5 101,0 720 2КСН-24А 5,2 —. 1075 2КСН-30 1,5 65,0 312 2КСН-30 3,0 — 625 * Скальпирующий классификатор, угол иакло-на корыта 24°. Вычисленные по формуле (II 1.64) значения Q для одиоспиральных классификаторов при плотности руды 2,7 т/м3 и! угле наклона днища 18° приведены в табл. III.18, а ио каталожным данным — в табл. III.19 и III.20. В табл. II 1.19 приведена производительность классификаторов по пескам. При необходимости рассчитать частные выходы слива и песков и эффективность классификации производится опробование всех продуктов классификатора с определением содержания в них расчетного класса твердого. Выход слива (%) определяется по формуле у = 100 (а — v)/(₽ — v), (111.68) где а, р, v — соответственно содержание расчетного класса в питании, сливе, песках классификатора, доли единиц или %. В процессе эксплуатации контроль за выполнением режима классификации производится посредством замеров плотности пульпы слива с содержанием в ней твердого (%), определяемого из уравнения Т = 100 (р — 1) бт/р (8т — 1), (III.69) где р — плотность пульпы, т/м3; &г—илот-ность^твердого, т/м3. 170 Эффективность (%) процесса разделения по расчетной крупности можно определить по формуле Е = 10000 (р — а) (а — у)/а (100 — а)Х Х(Р — V), (III.70) где а, р и v 1— содержание соответственно в исходном продукте, сливе и песках расчетного класса крупности, %. В среднем эффективность классификации в реечных и спиральных классификаторах находится в пределах 35—65 %. Примеры расчета спиральных классификаторов. А. Выбрать спиральный классификатор для следующих условий: производительность по сливу Q = 25 т/ч, по пескам 100 т/ч, крупность слива —0,2 мм, разбавление слива Ет = 1,8, плотность руды 3 т/м3, руда средняя по содержанию шламов, угол наклона классификатора а = 17°. 1. Определяем значение поправочных коэффициентов Ар, Ав, Кс, Ка к расчетной формуле (III.64): поправка на крупность слива (0,2 мм) Ар = 1,41 (см. табл. III.16); поправка на плотность руды (3 т/м8) по формуле (III.65) Аб = 3/2,7 = 1,11; поправка на плотность слива: по табл. III.16 находим базисное разбавление А2,7 = 2,33, затем отношение Ят/п2>7 = 1,8/2,33 = 0,775. по табл. III.17 для отношения Ат /Rs,7 = = 0,77 и плотности руды 3 т/м8 находим величину коэффициента Ас = 0,91 (интерполяцией); поправка на угол наклона классификатора Аа = 1,03. Поправка на содержание первичных шламов ие вводится. 2. Определяем по формуле (III.64) диаметр спирали для одно- и двухспиральиых классификаторов: для односпирального 01,765 = Q/4,56mApA6AcAa = = 25/4,56 1,0 • 1,41 1,11 0,91 - 1,03 = 3,69. Ближайший диаметр О = 2,0 м; для двухспирального О1,765= 1,84. Достаточно принять диаметр D = 1,5 м. 3. Определяем расчетную производительность: для односпирального классификатора D = = 2 м Q = 4,56mApAeAcAaD1’76'; = = 4,56 1-1,41-1,11-0,91-1,03-3,40 = = 22,7 т/ч; для двухспирального О = 1,5 м Q=4,56-2-1,41-1,11-0,91-1,03-2,04= = 27,3 т/ч. Следует принять двухспиральный классификатор со спиралями диаметром 1,5 м. 4. Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам по формуле (III.67), принимая частоту вращения спиралей 3,4 мни-8, Q = 5,45т1Яп (6/2,7) Ка = 5,45 2 3,38 X X 3,4 (3,0/2,7) 1,03 = 142 т/ч. ' Проверка показывает, что даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор с избытком обеспечивает требуемую производительность по пескам (100 т/ч). Б. Определение производительности при изменении диаметра спирали. Классификатор двухспиральный D = 2 м с углом наклона а= 18° работает в цикле измельчения на апатитовой руде при содержании в сливе 52 % класса —0,074 мм и дает производительность по сливу 50 т/ч. Требуется определить производительность двухспирального классификатора со спиралями £)'= 3 м, поставленного в аналогичные условия работы иа той же руде. Воспользуемся прямой пропорциональ-костью производительности классификатора от площади зеркала пульпы [см. формулу (111.66)] msKa., ( Ds \ 1,765 Qs = Qi т v— I I — msAa2 у D2]l _n 2-1-6,97 , -50 2-1-3,-40 = 103 т/ч- Индексы 2 и 3 относятся соответственно к двух- и трехметровому классификаторам. § 4. Эксплуатация механических классификаторов 1 На обогатительных фабриках наибольшее-распространение получили спиральные классификаторы. По сравнению с применявшимися ранее механическими-классификаторами других конструкций они имеют ряд технологических и механических преимуществ. Перемешивающее действие-спиралей имеет более спокойный характер, благодари чему взмучивание пульпы значительно меньше, чем в реечном классификаторе. Непрерывность действия спирали позволяет применять больший угол наклона корыта. Для реечного классификатора максимально допустимый угол наклона составляет 16°, а для спирального— до 18°, что упрощает самотечное сопряжение мельниц со-спиральными классификаторами. Максимальная крупность питания спиральных классификаторов малых размеров, составляет 6 мм, а больших— до 12 мм. Наличие в питании классификатора значительного количества первичных глинистых шламов увеличивает вязкость, пульпы, отчего скорость осаждения частиц; уменьшается и в слив поступает материал! 171 Рис. HI. 12. Схема механического скребка для удаления щепы: 1 — барабан; 2 — скребки; 3 — сито крупнее расчетной крупности разделения. Вязкость пульпы, вызванную наличием шламов, можно уменьшить реагентами-пеп-тизаторами, которые добавляют в цикл измельчения. Флотационные реагенты оказывают различное влияние на процесс классификации в зависимости от того, способствуют ли они коагуляции или, наоборот, диспергации частиц в пульпе. Для более эффективной классификации желательно, чтобы минеральные частицы были диспергированы. Поэтому, если для технологического процесса обогащения вводят диспергирующие реагенты Рис. III.13. Схема установки гидравлического транспорта щепы: 1 — бутара; 2 — желоб; 3 — бункер;. 4 — водопроводная магистраль; 5 — иасос; 6 — труба; 7 — ответвления трубы; 8 — напорная труба; 9 — инжектор; 10 — воронка; 11 — щепопровод; 12 — барабанный уловитель; 13 — отстойник; 14 — бункер (например, жидкое стекло), то целесообразно их загружать в цикл измельчения. Необходимо также учитывать, что pH жидкой фазы пульпы влияет на дисперсность частиц. При pH ниже нейтральных значений тонкие частицы коагулируют. С повышением температуры пульпы, уменьшается ее вязкость, что позволяет при повышенной температуре работать иа более плотной пульпе. Остановка спирального классификатора производится без освобождения корыта, при этом спирали поднимают, а при пуске— постепенно опускают. Перед длительной остановкой корыто классификатора освобождают от материала. Степень разжижения пульпы является определяющим фактором для получения слива необходимой крупности. Для поддержания нужной плотности пульпы (при фиксированном количестве и качестве питания) подача воды поддерживается постоянной. При разжижении пульпы скорость осаждения крупных частиц увеличивается, следовательно, уменьшается возможность попадания их в слив; наоборот, в вей>ма плотных пульпах осаждение крупных частиц происходит медленнее и слив получается более грубым. Это возможно при условии, что классификатор не перегружен. Однако чрезмерное разжижение пульпы может настолько увеличить скорость восходящего потока, что слив будет загрубляться. В классификаторы, работающие в измель- чительных отделениях, часто поступает значительное количество древесной щепы. Удаление ее производится различными способами. Иногда желоб, распределяющий пульпу по ширине реечного классификатора, перекрывают перфорированным листом или сеткой, на которой щепа задерживается. На некоторых установках сетка для удаления щепы устанавливается в желобе ниже сливного порога классификатора. При малом количестве щепы очистка сетки производится, вручную, а при большом •— применяется механическая очистка. На Г72 Таблица III.21 Показатели работы спиральных классификаторов с непогруженной спиралью на медно-цннковых и медных фабриках Параметры Средне-Уральская 1 стадия Красноуральская Кировградская Сибайская Джезказганская Учалинская II стадия II стадия доизмель-чение II стадия доизмель-чеиие I стадия II стадия № 1, I стадия № 2, II стадия Число спиралей 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 Диаметр, мм 1500 1500 1500 2000 2000 2400 2400 2400 3000 2400 Частота вращения, мин-1 3,6 4 3 4 4 2,5 1,75 3,6 3,0 4,0 Угол наклона, градус 18 15 15 18 18 18 17 17 17 17 Установочная мощность, кВт Питание 27 7,5 7,5 16 16 20 20 20 40 30 Плотность руды, т/м5 Содержание, %: 4,2 3,2 — 2,9 — 4,1 4,1 2,7 2,7 4,65 твердого 77—82 65 70—75 38—40 38—40 — — 75—80 75 72 класса —0,071 мм Слив Содержание, %: 30—37 27 58 33,1 — 30—35 60 19—20 24 29 твердого 48—55 32—36 28—32 38—40 29—30 45-48 40—45 62—65 40 62 ' класса —0,071 мм Пески Содержание, %: 48-52 60,5 90—95 61,4 —- 52—58 71 30—34 44 41 твердого 86—88 85 — 82 79 82—86 78—82 82—87 85 87 класса —0,071 мм 11—15 11,0 10 22 — 8—12 22 7-8 8,5 16,2 Циркулирующая нагрузка, % 40—120 200 250—300 400 300-550 100—200 200 100—110 150 730 Эффективность классификации по классу —0,071 мм, % 35 54,5 53,0 37—39 — 49 37 39 43 29 Удельная производительность по сливу на 1 м порога, т/ч 15,8 11,7 — 8,3 —- 16,7 — 14,0 22,9 18,7 Таблица III.22 Показатели работы спиральных классификаторов с непогруженной спиралью иа медно-никелевых, медно-молибденовых и апатитовой фабриках Параметры Норильская, I стадия Печенга-никель, II стадия Сорская АНОФ-2, I стадия I стадия доиз-мель-чение Число спиралей 2 2 2 1 1 2 Диаметр, мм 2400 2400 2400 1000 3000 3000 Частота вращения, мин-1 4—6 3 3,8—4 — 30 30 Угол наклона, градус 16 17 15—16 12 18 17 Установочная мощность, кВт 30 14 20 3,2 30 40 Питание Плотность руды, т/м® 3,0 2,9—3,0 2,7 2,9 2,8 2,8 Содержание, %: твердого класса —0,071 мм 65 23—28 58 30—32 17 30—32 82 80 15 68 16 Слив: Содержание, %: твердого класса —0,071 мм 40—42 45—48 26—30 75 34—36 55—58 8—10 94—96 78 21 43 47 Пески: Содержание, %: твердого класса —0,071 мм 80 5-8 78 13 80—82 5,4 65—70 28—34 84 7,7 79 8,7 Циркулирующая нагрузка, % 100—150 410 300 — 52 415 Эффективность классификации по классу —0,071 мм 48 50,7 60 62 9 45 Удельная нагрузка по сливу на 1 м порога, т/ч 2,1 — 10,8 — 230,0 15,0 рис. II 1.12 показано одно из устройств для удаления щепы из сливного потока спирального классификатора. На некоторых фабриках применяют небольшие барабанные грохоты (бутары) с внутренней спиралью, которые устанавливают на сливе классификатора. Схема установки гидравлического транспорта щепы показана на рис. III.13 [58]. Показатели работы спиральных классификаторов (в замкнутом цикле с мельницами) приведены в табл. II 1.21, 22, 23, результаты ситовых анализов — в табл. III.24. 174 Таблица Ш.23 Показатели работы спиральных классификаторов с непогруженной спиралью на полиметаллических фабриках Параметры Алмалыкская свинцовая Клич-кии-ская Када-ннская Мнзурская Актюзская Леинногор-ская № 3 Зыря-иов-ская Белоусовская Березовская Миргалим-сайская I стадия II стадия I стадия I стадия I стадия II стадия 1 секция I стадия доиз-мель-чение I стадия донз-мель-чение I стадия I стадия доиз-мель-чеиие I стадия II стадия I стадия II стадия Число спиралей Диаметр, мм Частота вращения, 2 2400 3 2 2400 2—3 1 1200 1 1200 1 1500 7 2 2000 2,5 1 1200 3 1 1000. 3 1 2400 3,7 2 1500 2 2400 4,5 2 1500 2 1500 2 2 1500 1 2400 4,5 2 2000 3 мин 1 Угол наклона, градус Установочная мощ- 18 22 17 22 12 4,5 12 4,5 8—12 10 7 14—16 4,5 14 4,5 17 10 15—17 16—18 14 14 14 16 14 16 14 иость, кВт Питание Плотность руды, т/м3 2,85 — 3,0 3,0 2,7 2,8 —г — 2,85 3,0 2,7 3,2 3,4 3,2 3,4 3,0 3,15 Содержание, %: 71 39 75—78 75—76 72—75 50—60 75—78 68,5 68 70 60 50—60 38 твердого класса —0,071 мм 29 31,5 19 17,5 21,8 40,5 25 65 23,4 23,2 — 22,2 37 18,3 47 Слив Содержание, %: твердого класса —0,071 мм 40 30 60,9 60 70 38—42 50—55 52 40/2; 52 38—40 28—31 60,2 36—40 50—56 26—32 92—93 49,7 54 71,7 81 54 76,6 58—60 48,2 26--28 78,82 Пески Содержание, %: RQ К1 80—85 80—82 80 75—78 90 70 75—76 твердого класса —0,071 мм Циркулирующая на- 5 40 7,2 120. 5 1'0—14 8,4’ 12,0» 9,0 8—10 30—35 8,8 10,3 — 11 17,6 5,6 9—12 290 300 300—350 250 300— 350 300 89 180 200 240 290 200 240 200—300 грузка, % Эффективность клас- 35 61 — — 40 45 37 55 51,5 56 ,52 50 — 48 57 59 55—60 сификацин по классу —0,071 мм, % Удельная производи- 12,5 14J) 4,8 5,4 7,1—8,3 — — — — — — 9,4 3,7 12,7 10,4 — тельность по сливу на 1 м порога, т/ч * Таблица Ш.24 Результаты ситовых анализов продуктов классификации на некоторых обогатительных фабриках (суммарные остатки на ситах, %) Фабрика, стадия классификации Продук- ТЫ ♦ Крупность, мм 20 10 3 1,25 0,30 0,21 0,15 0,10 0,071 -0,071 Печенганикель, и с — — 6,5 23,1 30,8 0,6 41,5 5,5 50,4 14,5 68,4 24,2 31,6 75,8 II стадия п — — — 12,6 32,0 48,7 70,2 81,0 86,7 13,3 Тырныаузская, и 15,4 34,8 42,1 56,2 69,4 81,9 18,1 с - 3,5 13,8 30,1 38,8 43,0 57,0 I стадия п — — — 28,9 46,1 62,7 75,3 81,6 89,2 10,8 Каджаранская, и 1,6 8,7 16,2 45,4 55,8 61,9 68,0 73,3 26,7 с 19,1 33,1 41,9 50,4 55,7 44,3 I стадия п — 12,8 33,6 51,7 80,4 86,7 87,1 90,4 94,8 5,2 Алмалыкская и 7,1 15,1 28,3 43,9 50,4 57,3 64,1 70,6 29,4 свинцовая, с — — 6,0 26,1 33,9 39,4 46,8 55,1 60,8 39,2 I стадия п 4,0 39,9 70,3 84,4 90,7 91.9 92,5 93,7 94,9 5,1 Алмалыкская и 0,7 5,4- 10,6 19,0 29,5 35,6 68,5 31,5 свинцовая, с — 3,8 12,1 21,0 27,1 33,1 39,1 60,9 II стадия п — — 4,2 19,6 49,6 64,5 73,2 83,4 92,8 7,2 Лениногорская и 3,6 6,9 26,4 44,1 54,1 65,8 74,6 25,4 с 0,8 12,1 22,0 27,6 34,9 44,8 55.2 №3,1 стадия п — — 13,9 41,8 61,2 75,6 80,7 ' 86,4 90,9 9,1 Лениногорская и - 0,4 4,1 22,3 30,6 35,1 64,9 № 3, доизмель- с — — — — 0,1 2,9 6,0 7,1 8,0 92,0 чение п — — — — 1,2 5,6 56,2 60,0 65,4 34,6 Зыр яновская, и 0,4 2,4 10,3 33,6 46,9 68,5 71,7’ 72,8 76,6 23,4 с — 1,8 9,0 34,3 40,9 46,9 50,3 49,7 I стадия п 1,0 7,9 28,7 38,7 69,9 77,1 80,3 83,6 91,2 8,8 Белоусовская, и с — — 3,0 8,7 39,5 1,7 52,5 4,0 53,3 6,6 59,4 13,8 76,« 28,3 23,2 71,7 I стадия п — — 24,6 43,8 80,5 82,9 85,4 87,1 89,7 10,3 Березовская, и 1,7 4,8 20,1 45,2 51,6 59,8 63,9 77,8 22,2 с 1,1 16,6 23,5 31,7 38,9 46,0 54,0 I стадия п — 2,7 8,6 49,3 74,4 80,1 83,3 86,0 89,0 11,0 Березовская, и 1,2 3,8 16,6 25,8 36,1 49,0 63,0 37,0 с 5,2 8,8 14,1 20,1 23,4 76,6 II стадия п — — 3,4 39,2 51,6 62,1 70,8 76,9 82,4 17,6 и 7,1 12,2 40,4 70,6 76,0 80,0 81,7 18,3 Миргалимсай- с 0,5 18,9 25,6 34,6 40,5 51,8 48,2 ская, I стадия п — — 9,1 16,0 51,9 84,1 87,6 90,0 94,4 5,6 * И —исходный, С — слив, П —пески. 176 Продолжение табл. III.24 Фабрика, стадия классификации £ £3 Крупность, мм 20 10 3 1,25 0,30 0,21 0,15 0,10 0,071 — 0,071 Джезказган- и с — —- — — 31,3 8,7 51,2 18,9 66,7 31,3 73,5 40,7 75,9 48,6 24,6 51,6 ская № 2 п — — 2,2 — 73,2 84,0 89,9 92,4 94,0 6,0 АНОФ-2, одно- и 42,2 53,9 61,4 71,6 80,5 19,5 спиральный с — — — — 38,6 50,6 58,5 69,4 78,9 20,0 классификатор п — — — — 66,4 78,1 82,7 87,8 92,3 7,7 АНОФ-2, двух- и 35,9 55,8 62,7 76,2 83,8 16,2 спиральный с — — — — 2,3 13,9 20,0 37,4 52,9 47,1 классификатор п — — — — 44,0 65,9 73,1 85,6 91,3 8,7 * И — исходный, С — слив, П — пески. § 5. Классификаторы гравитационные гидравлические однокамерные Простейшими гидравлическими классифи" катерами с горизонтальным потоком пульпы являются автоматические конусы (рис. III. 14). На обогатительных фабриках они применяются в отдельных случаях во вспомогательных операциях — для отделения песков от шламов при низкой эффективности классификации или обезвоживания обесшламленного мелкозернистого материала, а также как буферные емкости. Разгрузка слива из иих происходит самотеком через сливной порог, а разгрузка песков — непрерывная через песковые насадки или с применением разного рода затворов периодического действия. Таблица III.25 Основные параметры конусных классификаторов Параметры ККП-2,4 ККШ-2.4 Основные размеры, мм: длина 3350 3210 ширина 3000 2830 высота 3326 2900 Диаметр сливного поро- 2400 2400 га, мм Площадь кольцевого 2,85 4,52 пространства, м2 Наибольшая крупность 1,6 0,29 частиц в питании, мм Производительность, т/ч 9—22 4,45— Масса, кг 1570 11,0 800 Прежде выпускались песковые и шламовые конусы с автоматической разгрузкой песков ККП И ККШ. Однако вследствие неудовлетворительной работы разгрузочных устройств и малой эффективности классификации из пяти типоразмеров, производимых заводом «Труд» (г. Новосибирск), в настоящее время изготовляются только два. Основные параметры их приведены в табл. III.25. Производительность (в т/ч) конусных классификаторов по питанию определяется по формуле 1,76аЕ>2 У ~ Я-уА + (1 — У)/6 ’ (III.71) где v — скорость осаждения граничного зерна, мм/с; D — диаметр конуса, м; R и N — разжижение (Ж : Т) соответственно в питании и в песках (по массе); у— выход твердого в песках, доли ед.; б— плотность руды, т/м3. Рис. 111.14. Схема классифицирующего конуса 177 4>panufiu различной крупности Рис. III.15. Схема многокамерного гидравлического классификатора Производительность конуса может изменяться в широких пределах в зависимости от режима работы и расчетной крупности разделения. Однокамерные горизонтальные классификаторы по принципу действия подобны конусам. Простейший однокамерный классификатор Новикова, применяемый для предварительного выделения песковой фракции из различных продуктов на обогатительной фабрике Солнечного ГОКа, состоит из пирамидального отстойника непрерывного действия размером 1,4 X 1>4Х 1.4 м, установленного на четырех пружинах. Питание поступает с одной стороны отстойника, а слив удаляется через сливной порог с другой стороны. Рис. III. 16. Прямоточный классификатор конструкции ВНИИГС: 1 — питающая труба; 2 — диффузор; 3 — кольцевой коллектор; 4 — камера; 5 — зона разделения; 6 — стейка цилиндрической части; 7 — воронка; 8 и 9 — трубы для удаления соответственно крупной и мелкой фракций Пульпа. Крупная фракция Рис. 111.17. Противоточный классификатор конструкции Н И ИЖелезобетон Пески разгружаются через сменную насадку диаметром 50—60 мм. Над насадкой подвешен неподвижный шар диаметром 80 мм. При изменении нагрузки в отстойнике за счет осаждающихся песков изменяется общая масса отстойника и он либо опускается, либо поднимается на пружинах, соответственно изменяется расстояние от шарика до насадки и, следовательно, скорость разгрузки песков. Слив, получаемый из этого классификатора, содержит класса -|-0,2 мм около 53 %, класса — 0,071 мм около. 15%, а пески соответственно около 85 и 2 % этих классов. |^В многокамерных горизонтальных классификаторах (рис. III.15) зона разделения имеет значительную протяженность. Такие классификаторы применяются для разделения песков на несколько фракций различной крупности; качество классификации невысокое. Гидравлические классификаторы с восходящим потоком воды одно- и многокамерные имеют, как правило, непрерывную разгрузку песковых фракций. Прямоточный вертикальный классификатор (рис. III.16) для гидравлической классификации конструкции ВНИИГС предназначен для разделения песка и гравия на две фракции (по граничному зерну крупностью 0,5—0,3 мм). Пульпа поступает в классификатор снизу по питающей трубе 1 в диффузор 2, имеющий иа конце раструб конусообразной формы. Из диффузора пульпа подхватывается мощной струей воды, поступающей в зону разделения через окна из кольцевого коллектора 3, и уносится в цилиндрическую камеру 4. Процесс разделения происходит в зоне 5, 178 Таблица III,26 Основные параметры классификаторов конструкции ВНИИГС Параметры Тип диффузора ГКД-2-100 ГКД-2-400 ГК. Д-2-800 ГКД-2-1200 ГКД-2-1600 1 Высота классификатора, мм Основной, А и Б 3750 5500 6500 9500 11 500 Площадь сечения каме- Основной 17,5 33,2 46,0 105,0 137,0 ры классификации, м2 А 12,1 21,7 31,6 69,5 91,0 Б 9,0 16,5 23,6 51,9 69,0 Граничная крупность Основной, От 0,5 От 0,5 От 0,5 От 0,5 От 0,5 классификации, мм А и Б До 3 ДО 3 ДО 3 ДО 3 до 3 Максимально допусти- Основной 50 50 50 100 150 мый размер частиц в ис- А 35 35 35 75 100 ходком питании, мм Б 25 25 25 50 75 Максимальный выход Основной 14 42 70 140 210 крупного продукта, м3/ч А 10 28 49 95 145 Б 7 21 35 70 105 Необходимый напор пульпы и воды, Па Основной, А и Б 29,4 49 49 98 98 Расход дополнительной Основной 170 390 700 1280 1790 воды, м3/ч А 120 260 425 855 1100 Б 85 190 295 640 900 Производительность, м3/ч Основной А и Б 100 400 800 1200 1600 Масса классификатора, кг Основной, А и Б 1200 1500 2260 7435 9480 Таблица Ш.27 Основные параметры классификаторов конструкции НИИжелезобетои Параметры КГ-50 КГ-100 КГ-200 Основные размеры, м: диаметр 1,8 2,4 3,6 высота с дозатором 6,5 7,8 9,4 высота без дозатора 5,5 7,2 8,1 Расход дополнительной воды, м3/ч 100—300 200—300 300—400 Граничная крупность разделения, мм Производительность, м3/ч: 0,3—3 0,3—3 0,3—3 по гидросмеси 300—600 600—1200 1200—2200 по твердому Масса классификатора: 25—100 50—250 100—400 с дозатором 2,5 4,4 5,6 без дозатора 2,2 3,9 5,0 расположенной между стенкой цилиндрической части и диффузором. Крупная фракция (пески) удаляется через воронку 7 и трубу 8, а мелкая— через сливную трубу 9. Для получения нескольких продуктов классификации аппараты устанавливаются последовательно. Прямоточные классификаторы просты по конструкции и надежны в эксплуатации, но требуют большого расхода воды. Применяются диффузоры тоех р«пов: основной,' А и Б. Основные параметры классификаторов конструкции ВНИИГС приведены в табл. III.26. Производительность и расход дополнительной воды указаны применительно к граничной крупности классификации —1,2 мм. Противоточный вертикальный классификатор конструкции НИЙжелезобетон (рис. III. 17) предназначен для разделения песка по граничному зерну крупностью от 0,3 до 1,2 мм. Питание (пульпа) подается в классификатор сверху, навстречу восходящему потоку воды. 179 Питание Рис. III.18. Сифонный классификатор-дешламатор: 1 — чаи; 2 — питающий патрубок; 3 — сливной желоб; 4 — труба для подачи воды снизу; 5 — сифоны; 6 — регулирующий поплавковый механизм с игольчатым клапаном; 7 — пьезометрическая трубка; В — труба для подачи воды в сифон; 9 — дренажные патрубки Точность и эффективность классификации практически определяются только производительностью. Основные параметры классификатора приведены в табл. III.27. Во всех описанных выше конструкциях классификаторов клапанные механические (с противовесом) и автоматические системы разгрузки (с датчиками уровня) работают недостаточно четко, особенно в случаях резких колебаний в гранулометрическом со ставе исходного материала и плотности пульпы. Значительно более эффективной и надежной системой разгрузки является сифонная, применяемая в гидравлических классификаторах с сифонной разгрузкой (за рубежом такие классификаторы называют сифон-сайзерами). Конструктивно такой классификатор состоит из цилиндрического чана 1 (рис. III.18), имеющего патрубок 2 для подачи питания, концентрического сливного желоба 3, трубы 4 для подачи воды снизу, предназначенной для создания взвешенного слоя оседающего зернистого материала, и систему сифонов 5. Крупная фракция, концентрирующаяся в нижней части чана, разгружается с помощью сифонов 5, опущенных в донную часть последнего. Производительность сифонов регулируется воздушными подсасывающими клапанами 6 игольчатого типа, связанными через поплавок, и пьезометрические трубки 7 со средней частью чана. Изменения плотности пульпы в этой части чана, вызванные колебаниями производительности по питанию и гранулометрического состава исходного материала, передаются через пьезометрические трубки на клапаны 6, и, таким образом, происходит саморегулирование производительности сифонов. В начальный период работы классификатора, например после его остановки, сифоны приводятся в действие путем подачи в их нижнюю часть воды через вспомогательные трубы 8. На обогатительной фабрике Качканарского ГОКа классификаторы с сифонной разгрузкой применяются в качестве дешламаторов в схеме обогащения титаномагнетитовых руд. Основные параметры этих классификаторов: диаметр чана 3600 мм, высота 2000 мм, площадь осаждения 8,5 м2, число сифонов (диаметром 40 мм) 4 штуки, в том числе один резервный. Производительность по твердому в питании (при дешламации предварительно намагниченной пульпы) 30 — Таблица III.28 Результаты дешламации слива гидроциклонов II стадии измельчения в классификаторе с сифонной разгрузкой з" Питание Пески Слив Удельн ая о х КС о X Содержание, °. Содержание, СО СП 4> ч Содержание, % я дитель- «3 S 1 2 1 а 4> 2 1 т/(м2.ч) X X л ч л со о О О ч сса — '1 мм агнит! кции '1 мм СО я 4) О о |=с X ® ® X — X 4> 4> • о4- |=с о СО СО 4) ЭГНИТ1 кции 1 мм 5^ >> S 4 4> я а? X кла< 0,07 4) О. . И’в’о ч 4> Я • 41 в 2 «о 4) I и-е 1 X 3 И Ч № Я 2 22 4) С1" . И’8’© 1,8 2,4 52,1 24,1 72,3 14,4 57,6 52,3 4,1 98,6 10,7 6,9 99,6 2,6 2,3 52,3 18,6 89,4 12,2 57,1 50,8 3,0 98,6 9,5 7,5 99,8 3,4 2,5 53,2 17,8 81,7 14,0 60,5 44,0 2,1 98,1 13,7 7,3 88,9 4,0 2,6 53,7 18,2 82,2 14,3 60,9 48,0 2,4 98,0 13,5 7,9 90,6 4,7 2,3 51,8 79,5 14,6 57,8 52,8 3,6 98,1 12,1 8,3 94,2 6,1 2,5 51,3 30,2 78,6 12,0 55,0 55,0 3,8 98,4 8,7 9,7 97,5 180 Таблица III.29 Результаты испытаний классификатора с сифонной разгрузкой на обогатительной фабрике Качканарского ГОКа Продукты Выход, % Содержание, % Удельная производительность т/(м2.ч) Количество воды, м3/т Скорость восходящего потока твердого классов, мм + 0,071 — 0 045 Питание Слив Пески 100,0 38,1 61,9 18,4 5,4 60,0 30,3 1,1 48,1 45,1 88,7 18,3 1,62 2,66 0,306 Питание Слив Пески 100,0 25,6 74,4 33,7 8,0 57,5 38,6 0,4 51,6 40,9 86,6 25,1 4,05 1,19 0,389 Питание Слив Пески 100,0 42,0 58,0 21,9 7,9 67,6 35,6 3,6 58,7 41,6 78,2 15,2 2,63 1,61 0,367 35 т/ч. Производительность по пескам 30— 45 м3/ч. Результаты испытаний классификатора •с сифонной разгрузкой в операции дешлама-ции слива гидроциклонов III стадии измельчения. (после намагничивания) приведены в табл. III.28, а в операции классификации^— в табл. III.29 (по данным В. В. Стаханова). •§ 6. Многокамерные гидравлические классификаторы Классификаторы, предназначенные для подготовки материала к гравитационному обогащению, изготовляются обычно многокамер-«ыми. В них материал разделяется в восходя щем потоке воды на несколько продуктов (фракций). В каждой камере устанавливается скорость восходящего потока воды, равная конечной скорости стесненного падения частиц расчетной крупности разделения. Заводом «Труд» (Новосибирск) изготовлялись классификаторы четырехкамерные (КГ-4) (рис. III. 19), шестикамерные (КГ-6) и восьмикамерные (КГ-8). Рис. III. 19. Многокамерный гидравлический классификатор (завод «Труд» г. Новосибирск): 1 — чан; 2 — карман; 3 и 5 — камеры; 4 — конус; 6 — патрубок; 7 — клапан; 8 — полый вал; 9 — шток; 10 мешалка; 11 — червячное колесо; 12 — кулачки 181 Таблица 111.30 Результаты ситовых анализов продуктов классификации оловянных руд в камерном гидравлическом классификаторе КГ-4 Крупность, мм Питание Камеры Слив I " 1 111 IV Выход, % Краснореченская фабрика +1,0 1,5 10,0 2,0 0,3 +0,5 8,1 45,9 25,6 6,5 1,4 —— +0,2 13,3 28,3 38,8 29,1 21,0 4,3 +0,071 25,4 11,4 25,4 39,5 58,5 14,1 —0,071 41,7 4,4 8,2 24,6 19,1 81,6 Итого 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 Ярославская фабрика + 1,0 4,4 21,6 2,8 __ +0,5 27,9 39,1 37,5 12,4 2,5 • +0,2 12,4 11,4 20,7 20,6 15,3 7,5 +0,071 10,6 12,3 20,4 36,8 25,8 12,4 —0,071 44,7 15,6 18,6 30,2 56,4 80,1 Итого 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 Шерловогорская фабрика + 1,0 14,8 37,4 8,1 +0,5 18,5 36,8 32,4 4,7 — +0,2 12,5 11,8 28,9 27,9 8,2 1,2 +0,071 14,0 5,4 12,1 37,4 59,1 3,6 —0,071 40,2 8,6 18,5 30,0 32,7 95,2 Итого 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0 Основные параметры четырехкамерного гидравлического классификатора модели 0-80А (типа КГ-4): Ширина камеры, мм: первой ........................... 620 последней .........................1500 Общая длина всех камер, мм ... 2925 Частота вращения валов, мин-1: горизонтального ................... 72 вертикальных................1,2 Мощность электродвигателя, кВт . . 1,7 Масса классификатора, кг........ 2020 Результаты работы классификатора КГ-4 приведены в табл. II 1.30. В связи с тем что конструкция этих классификаторов устарела, разработан новый классификатор с автоматической разгрузкой КГ-4А (рис. III.20). Этот классификатор имеет четыре классификационных камеры, каждая нз которых снабжена автоматическим разгрузочным устройством. По мере накопления материала в камере изменяется разность гидростатиче-182 ского давления, контролируемая двумя пьезометрическими трубками, опущенным» в камеру на разную глубину. Это изменение воспринимается мембраной, связанной с золотником, который регулирует давление воды в исполнительном механизме и обеспечивает-поднятие или опускание пробок, перекрывающих разгрузочные отверстия. Основные технические данные четырехкамерного гидравлического классификатора с автоматической разгрузкой типа КГ-4А Общая длина корыта, мм ... . 3240 Ширина корыта у сливного порога, мм .......................... 2200 Общая высота, мм................. 3590 Масса, кг, не более ............. 3400 Число камер........................ 4 Расход воды, м3/ч: с разгружаемыми продуктами 2,5—4,0» иа управление................ 0,7 Крупность исходного материала, мм .............................2,5—0 Производительность по питанию твердого, т/ч, не болеё ...... 30 Питание классификатора не должно быть крупнее 3—4 мм. Производительность классификатора Q (м3/с) по сливу ориентировочно определяется по формуле Q = BLv, (II1.72) где В и L — соответственно ширина и длина корыта классификатора (камер и верхней части), м; v — скорость осаждения граничного зерна, м/с. Кроме рассмотренных гравитационных гидравлических классификаторов в литературе описан целый ряд зарубежных классификаторов подобного типа (например, Фа-ренволда, Стокса и др.), а также классификаторов, не нашедших применения в технике обогащения руд [12]. § 7. Воздушные сепараторы Воздушная (пневматическая) классификация — процесс разделения сухих материалов на различные по крупности фракции. Крупность разделения — от 1,5 до 0,005 мм в воздушной среде. Они широко используются в циклах сухого измельчения, например при приготовлении пылевидного топлива, а также для удаления тонких и пылевидных частиц (обеспыливание). Обычно в воздушном классификаторе (сепараторе) материал разделяется только на два класса — крупный и мелкий (пыль). При необходимости получения нескольких продуктов применяется два или несколько аппаратов. На рис. II 1.21 изображен центробежный воздушный классификатор, предназначенный для работы в замкнутом цикле с мельницами. Материал (аэросмесь) подается в классификатор воздухом снизу по трубе 3 Рис. II 1.20. Четырехкамерный гидравлический классификатор с автоматической разгрузкой: / — ванна; 2 — классификационные камеры; 3 — коллектор восходящей воды; 4 — исполнительный механизм; 5 — ротаметр; 6 — пьезостаиция; 7 — регулятор расхода; 8 — коллектор воды для управления пьеаостанцией; 9 — пробка; 10 — фильтр; 11 — регулятор' давления Рис. III.21. Центробежный воздушный классификатор (сепаратор): 1 и 2 — соответственно внешний и внутренний конусы; 3 и 7 — трубы; 4 и 6 — патрубки; 5 — направляющие лопатки 183 Рис. III.22. Центробежный воздушный сепаратор с замкнутым потоком воздуха (завод «Волго-цеммаш» ): 1 — желоб; 2 — диск; 3 — вентиляционное ко" лесо; 4 — лопастн; 5 и 6 — патрубки; 7 — жалюзи; 8 — дроссельная задвижка; 9 — штурвал; 10 — внутренний конус; 11 — наружный конус со скоростью 18—20 м/с, что обеспечивает подъем частиц угля крупностью до 5 мм. При выходе из трубы в пространство между конусами 1 и 2 скорость пылевоздушного потока снижается до 4—6 м/с. Наиболее крупные частицы выпадают из потока и осаждаются на внутренней поверхности конуса 1, откуда самотеком поступают в мельницу (недомол). Более мелкие частицы уносятся потоком воздуха в верхнюю часть конуса 184 и при переходе через тангенциально установленные створки (лопатки) 5 получают радиальное движение. Дальнейший процесс разделения происходит в поле центробежных сил. Промпродукт с помощью патрубка 6 присоединяется к крупному продукту, а готовый мелкий продукт выносится из сепаратора потоком воздуха. На рис. 111.22 показан центробежный сепаратор, выпускаемый заводом «Волгоцеммаш» (г. Тольятти). Подлежащий классификации материал подается по желобу 1 на распределительный диск 2, с которого попадает в поток воздуха, создаваемый вентиляторным колесом 3. Крупные частицы, слетая с диска. достигают стенки внутреннего конуса 10, теряют скорость, выпадают из общего потока и разгружаются через патрубок 5. Щебень 1 /г циклонам Рис. III.23. Схема воздушного классификатора с пересыпными полками: 1 — вертикальная шахта; 2 — пересыпные полки; 3 — тяги; 4 — дроссельный клапан; 5 — рукоятка; 6,2 — затворы; 8 — патрубок Воздушный поток вместе сг увлеченными частичками материала подвергается действию системы лопастей 4, которые вращаются на одном валу с вентиляторным колесом 3 и распределительным диском 2. Лопасти 4 выбивают из потока оставшиеся крупные частицы, повышая эффективность разделения. Пройдя через систему лопастей и вентиляторное колесо, воздушный поток попадает в наружный конус 11, где происходит выпадение тонких фракций. Очищенный воздух через жалюзи 7 возвращается во внутренний конус, и цикл повторяется. Для возможности регулирования аппарата на всасывающем тракте вентиляторного колеса смонтирована дроссельная задвижка, перемещение которой осуществляется во время работы аппарата штурвалами. Регулировка крупности разделения возможна также- изменением числа лопастей. Основные параметры сепаратора конструкции Волгоцеммаша Диаметр, мм...................... 500 Частота вращения вала, мин -1. . . 180 Мощность электродвигателя, кВт . . 75 Производительность по готовому продукту (цемент), т/ч................. 40 Кроме вышеописанных воздушных сепараторов (классификаторов) известен ряд других конструкций подобного оборудования,. которое не получило применения в технике обогащения руд [12]. Одним из перспективных аппаратов среди этого оборудования является воздушный каскадный классификатор с пересыпными полками (рис. Ш.23), внедренный на предприятиях по подготовке строительных материалов. Аппарат представляет собой вертикальную шахту 1 с пересыпными полками 2. Исходный материал поступает в сепаратор через приемный бункер с затворами 6 и продувается движущимся навстречу воздушным потоком. Крупный продукт разгружается через затворы 7, а мелкий направляется в циклон по патрубку 8. Процесс классификации регулируется путем изменения расхода воздуха дроссельным клапаном 4, связанным с рукояткой 5, а также положением полок 2, которые попарно связаны тягами 3 для изменения их угла наклона а. Глава 5 Гидроциклоны и центрифуги § 1. Гндроциклоны. Общие данные Гидроциклоиы (рис. III.24) — аппараты для классификации тонкоизмельчениых материалов по гидравлической крупности в центробежном поле, создаваемом в результате вращения пульпы. Они применяются также для обогащения мелко- и средиезернистых руд в тяжелых суспензиях. Исходная пульпа подается в гидроциклон под давлением через питающую насадку 2, установленную тангенциально непосредственно под крышкой аппарата. Пески разгружаются через песковую насадку 3, а слив — через сливной патрубок 4, расположенный в центре крышки, и соединенный со сливной трубой 5 непосредственно или через сливную коробку 6 (см. рис. III.24). Движущихся деталей в гидроциклоне не имеется. Главной действующей в гидроциклоне силой является центробежная сила инерции, возникающая при вращении пульпы благодаря тангенциальной подаче питания и осевой разгрузке продуктов. Под действием центробежной силы более крупные и более тяжелые частицы твердого отбрасываются к стенке корпуса 1 гидроциклона и затем разгружаются через песковую насадку 3, а более тонкие и легкие частицы выносятся со сливом. 185 Рис. HI.24. Гидроциклом: 1 — цилиидро-коннческий сосуд; 2 — питающая насадка; 3 — песковая насадка; 4 — сливиой патрубок; 5 — сливная труба Рис, III.25. Линия тока в гндроцнклоне Движение жидкости в гидроциклоне. 'При вихревом движении жидкости в гидроциклоне образуются два вращающихся потока — внешний, перемещающийся вдоль стенок конуса вниз к песковой насадке, и внутренний цилиндрический, направленный вверх вдоль оси к сливному патрубку. Вблизи геометрической оси аппарата центробежная сила становится настолько большой, что происходит разрыв жидкости — вокруг оси образуется воздушное ядро (воздушный столб). Диаметр его составляет 0,6—-0,7 диаметра сливного патрубка d. Линии тока в продольном сечении гидроциклона показаны на рис. Ш.25 [59]. Тангенциальная скорость пульпы увеличивается с уменьшением расстояния от оси, поэтому в гидроциклоне наблюдается резкое возрастание центробежной силы от стенок к оси. Осевая скорость во внешнем потоке направлена вниз, а во внутреннем — вверх. Таким образом, между внутренним и внешним потоками имеется коническая поверхность, на которой осевые скорости равны нулю. Характер изменения радиальных скоростей изучен еще недостаточно. Абсолютные значения скорости жидкости зависят от большого числа исходных условий. Поэтому попытки аналитического выражения скоростей приводят к чрезвычайно сложным уравнениям, дающим лишь качественную характеристику процесса. Изменение основных свойств суспензии в гидроциклоне. Твердые частицы, поступая в гидроциклон вместе с потоком пульпы, вовлекаются во вращательное движение со скоростью, близкой к окружной скорости жидкой фазы. Одновремеиио они движутся относительно пульпы в осевом и радиальном направлениях в соответствии с действующими на них силами, из которых главными являются: центробежная сила; сила тяжести; силы, обусловленные воздействием жидкости (гидродинамическое давление, жидкостное трение, архимедова подъемная сила); силы, связанные с воздействием других твердых частиц и стенок гидроциклоиа. Чем мельче частицы, или чем ближе их плотность к плотности жидкой фазы пульпы, тем относительно большее влияние оказывает на иих сопротивление среды, поэтому тем ближе совпадают траектории их движения с линиями тока жидкости. Самые тонкие и легкие по плотности частицы распределяются в том же соотношении, между сливом и песками, что и жидкость. На обогатительных фабриках гидроциклоны работают на сравнительно плотных пульпах. Под действием совокупности сил частицы твердой фазы пульпы распределяются по всему объему аппарата, причем сохраняется следующая основная закономерность: плотность пульпы, крупность и плотность твердых частиц увеличиваются в направлении от геометрической оси гидроциклона к его стенкам и от сливного патрубка к песковой насадке [59]. 186 Рис. III.26. Кривые изменения плотности пульпы и крупности частиц по высоте гидроциклоиа' (иа радиусе сливного патрубка): / — плотность пульпы; 2 и 3 — содержание соответственно классов —0,035 и —0,1 + 0,035 мм; 4 — концентрация класса —0,035 мм Кривые изменения плотности пульпы и крупности частиц в зависимости от высоты гидроциклона показаны на рис. II 1.26. В результате повышения плотности пульпы и крупности частиц в нижней части гидроциклона уплотненная пульпа вращается почти как твердое тело. Распределение пульпы по плотности и ее твердой фазы по крупности в гидроциклоне диаметром 1000 мм, работавшем в операции поверочной классификации в замкнутом цикле с мельницей объемом 70 м3, показано на рис. III.27 [33]. Можно выделить четыре зоны в объеме работающего гидроциклона: зону песков 4, занимающую пространство вблизи песковой насадки; зону питания исходной пульпы 3, располагающуюся концентрически внутри зоны песков 4; промежуточную зону 2, в которой крупность твердой фазы и плотность пульпы изменяются от крупности и плотности исходной пульпы до крупности и плотности слива; зону слива 1, находящуюся непосредственно под сливным патрубком. В 'зависимости от конструкции гидроциклоиа (в частности от угла конусности) и от условий работы относительный объем этих зон может существенно изменяться. Рис. III.27. Распределение содержания твердого (а), содержания классов —0,071 мм (tf) и +0,16 мм (в) в объеме гидроциклоиа: 1 — зона слива; 2 — промежуточная зона; 3 — зона питания; 4 — зона песков; I—V — сечение по высоте гидроциклона § 2. Конструкция гидроциклонов Известен целый ряд конструктивных модификаций гидроциклонов и оборудования гидроциклонного типа. Однако на обогатительных фабриках применяют только гидроциклоны цилиндроконическо-г о типа. В зависимости от назначения они отличаются между собой: соотношением геометрических размеров и углом конусности а (от 5 до 140°); способом подачи питания — с тангенциальным вводом, по прямому патрубку или со спиральным вводом; способом удаления слива — через сливной патрубок, соединенный непосредственно со сливной трубой, или через приемную камеру, к которой присоединена сливная труба. Иногда применяются трехпродуктовые гидроциклоны — с двумя концентрически установленными сливными патрубками, причем из внутреннего удаляется наиболее тонкий слив, а из внешнего — более крупный, количество которого регулируется краном; конструкцией песковых насадок (сменные нерегулируемые и регулируемые вручную или автоматически); конструкцией корпуса и материалом футеровки (легированный чугун, каменное литье, резина, полиуретаны и пр.). В некоторых конструкциях предусмотрено устройство для подачи промывной воды в песковую насадку. Для получения тонкого слива при сравнительно высокой производительности применяют батареи гидроциклонов малого диаметра. Батареи компонуются либо из отдельных гидроциклонов, либо имеют специальную конструкцию блочного типа. Известно большое число конструктивных модификаций батарейных гидро- 187 да Таблица Ш.31 00 Основные параметры гидроциклонов Параметры ГЦ-25 ГЦ-50 ГЦ-75 ГЦ-150 ГЦ-250 ГЦ-360 ГЦ-500 ГЦ-710 ГЦ-1000 ГЦ-1400 ГЦ-2000 Диаметр D, мм (предельные отклонения ±2 %) Угол конуса а, градус 25 50 К 75 150 250 360 500 710 21 1000 J 1400 2000 Эквивалентный диаметр питающего отверстия dg, мм * (предельные отклонения + 2,5 %) 6 12 17 32 40 65 90 130 150 210 300 420 Диаметр сливного отверстия de, мм (предельные отклонения ±2%) 7 13 22 40 50 80 115 160 200 250 380 520 Диаметр пескового отверстия Д, 4; 6; 6; 8 8; 12 12; 17 24; 34 35; 48 48; 75 100; 75 100; 150 150; 200 250; 300 мм (предельные отклонения ±1,5 %) Давление на вводе, МПа (кг/см2) 8 12 17 ),01— 0,2 (0,1—2,0) 24; 34 48; 75 75; 96 0,03—0,25 (0,3—2,5) 96; 150 150; 200 .200; 250 0,06 (0,6 250; 300 360 -0,45 -4,5) 360; 500 Производительность по питанию с содержанием твердого 40 % при давлении 0,1 МПа, м3/ч ** 0,7 2,5 5 15 20 50 95 180 280 500 1100 2100 Крупность слива, мкм Габаритные размеры, мм, не более: 10 10—60 28-95 37—135 44—180 52—240 60—260 70—280 80—300 — длина L 120 230 300 500 600 700 900 1200 1500 2100 3 400 ширина В 70 100 350 450 650 750 1000 1400 1600 2200 3 500 высота Н 200 400 600 1100 1400 1900 2500 3500 4500 6200 8 500 Масса, кг, не более 2 5 20 100 220 400 600 1450 2400 4500 И 500 Изготовитель Усольский завод горного оборудования Днепропетровский завод горношахт-иого оборудования эиачеиий производительности на У^ТЗр. / 4 * — £Л, ГДе & и — размеры питающего отверстия в мм. ** При давлении р, большем или меньшем 0,1 МПа, производительность подсчитывается умножением указанных циклонов, отличающихся между собой числом отдельных гидроциклонов, их размером, способами соединения в батареи, способом питания и разгрузки продуктов, материалом, из которого изготовлены гидро-циклоиы и корпус батареи. Батарейные гидроциклоны применяют главным образом в тех отраслях промышленности, где требуется обработка весьма тонкодисперсных суспензий с малой плотностью твердой фазы, не загрязненных крупными посторонними включениями, например в пищевой, химической и др. В практике обогащения руд батарейные гидроциклоны блочного типа не применяют. При необходимости получения тоцкого слива крупностью <20 мкм (например, при дешламации перед обогащением на шлюзах или перед флотацией) применяют стандартные гидроциклоны малого диаметра (250—75 мм), скомпонованные в батареи. При компоновке предпочтительнее радиальное расположение гидроциклоиов относительно питающей трубы, что обеспечивает более равномерное распределение питания. Стандартные гидроциклоны, применяемые на отечественных и. зарубежных обогатительных фабриках для классификации по крупности (или дешламации), имеют угол конусности около 20°. Малые гидроциклоны диаметром меньше , 150 мм выпускаются с углом конусности 10°. Обогащение в тяжелых суспензиях и обогащение золотосодержащих продуктов в водной среде производится в гидроциклонах с углом конусности от 40 до 140°. В табл. III.31 приведены основные параметры гидроциклонов, выпускаемых Усольским и Днепропетровским заводами. В СССР стандартные гидроциклоны диаметром от 75 до 500 мм выпускались до 1980 г. Уфимским заводом горного оборудования, а с 1980 Г. их производство передано Усольскому заводу горного оборудования, причем гидроциклоны Уфимского завода имеют футеровку из каменного литья, а Усольского завода — нз резины. Гидроциклоны диаметром 710—1400 мм, футерованные плитками из каменного литья, производятся Днепропетровским заводом горно-шахтного оборудования. Кроме того, некоторые крупные горно-обогатительные предприятия производят гидроциклоны для обеспечения собственных нужд на своих ремоитно-механи-ческих заводах. На рис. III.28 показан гидроциклон, футерованный сменными резиновыми деталями, выпускаемый Усольским заводом горно-обогатительного оборудования. На рис. II 1.29 и III.30 показаны примеры компоновки гидроциклонов малого размера в батареи. На показатели работы гидроциклонов открытого цикла (не связанных с работой мельниц) влияют конструктивные и технологические факторы. К первым относятся форма и геометрические размеры гидроциклона, а также питающей и разгрузочных насадок, угол наклона его оси, давление Л-Л Рис. III.28. Гидроциклов, футерованный смен-ними резиновыми деталями (Усольский завод УЗГО) Рис. III.29. Батарея из 31 гидроциклона, D = = 40 мм с фильтром для слива и песков (фирма «АКА Вортекс» ) 189 Рис. 111.30. Батарея из двух блоков гидроциклонов, D = 15 мм по 24 штуки в каждом блоке для двухстадиальной классификации (фирма «Дорр-Оливер» , США): а — общий внд; б — внутреннее устройство иа входе, способ удаления слива, состояние внутренней поверхности. Ко второй группе относятся объемная производительность или давление на входе и свойства обрабатываемой пульпы — содержание твердого, его гранулометрический и вещественный состав. Разгрузочное отношение Д/d, т. е. отношение диаметра песковой насадки к диаметру сливного патрубка (см. рис. III.28) является основным фактором, определяющим показатели работы гидроциклоиа при обработке рядовых пульп обогатительных фабрик. С увеличением разгрузочного отношения Д/d увеличивается выход песков, понижается их крупность и содержание твердого, соответственно этому уменьшается крупность слива и его выход. Эффективность классификации достигает максимума при оптималь 190 ном разгрузочном отношении. Если изменение . разгрузочного отношения Д/d производится за счет изменения диаметра песковой насадки Д, то при постоянном давлении на входе объемная производительность гидроциклона при этом изменяется мало, если же за счет диаметра сливного патрубка d, то производительность изменяется прямо пропорционально этому диаметру. Оптимальной длиной h сливного патрубка считается такая, когда его иижний край погружен в гидроциклон несколько ниже питающего патрубка (см. рис. III.28). Увеличение глубины погружения сливного патрубка в гидроциклон приводит к увеличению крупности слива. Размер питающей насадки dn влияет главным образом на производительность гидроциклоиа, которая прямо пропорциональна эквивалентному диаметру этой насадки d3. При этом качественные показатели изменяются в большинстве случаев незначительно. С увеличением угла конусности а гидроциклоиа при прочих постоянных условиях снижается объемная производительность, уменьшается выход песков и соответственно увеличивается крупность продуктов классификации. При обработке сравнительно крупнозернистых пульп и необходимости получения малого выхода песков (например, при обогащении золотосодержащих руд) предпочтительнее гидроциклоны с большим углом конусности (9(f), в которых при этих условиях ие происходит забивания песковых насадок. Гидроциклоиы с малым углом конусности (5—10°) применяются для получения весьма тонкого слива (10—20 мкм) в операциях дешламации. Сливная труба может оказывать существенное влияние на показатели работы гидроциклона. Чем больше перепад высоты между концами сливной трубы, тем больше возрастает ее действие как сифона. При большом перепаде может происходить постоянное или периодическое засасывание в слив некоторой части крупных частиц. Для нормальной работы гидроциклоиа требуется, чтобы диаметр сливной трубы был больше диаметра сливного патрубка d, а также чтобы вакуум в его воздушном столбе поддерживался в пределах от 0 до высоты водяного столба, равной высоте гидроциклона. Давление иа входе р при заданной объемной производительности Q и достаточной мощности насоса определяется главным образом диаметрами сливного d и питающего dn отверстий. Средние пределы давления при работе гидроциклонов на обогатительных фабриках составляют 0,05—0,15 МПа (0,5—1,5 кгс/см2). Более высокое давление требуется при получении тонкого плотного слива. Для получения удовлетворительных ре- зультатов классификации в гидроциклонах важно, чтобы давление на входе поддерживалось постоянным без резких кратковременных колебаний. С изменением объема исход- Давление на входе в гидроциклон, МПа. Рис. III.31. Влияние давления иа крупность граничного зерна (сульфидная руда Дегтярского месторождения) ного питания (а следовательно, и давления на входе) изменяется нагрузка на песковое отверстие. При слишком большом объеме питания песковая насадка может оказаться перегруженной и часть песков уйдет в слив. При слишком малом объеме питания и соответственно давлении, близком нулю, через песковую насадку будет уходить исходная пульпа. Влияние давления проявляется на тонкодисперсных разжиженных пульпах (рис. III.31). § 3. Применение гидроциклонов на обогатительных фабриках На обогатительных фабриках гидроциклоны применяют при: классификации в замкнутых циклах измельчения; классификации в открытом цикле (обес-шламливание); обогащении в водной среде (по гидравлической крупности); обогащении в тяжелых суспензиях. Этими общими направлениями охватываются разнообразные конкретные задачи. Наиболее важным направлением яиляется классификация в циклах измельчения, где занято подавляющее число гидроциклонов, установленных на обогатительных фабриках. Схемы замкнутых циклов измельчения иа ряде фабрик усложнены внутрнцикловыми операциями обогащения (магнитного, гравитационного, флотационного), что вызывает дополнительные сложности при работе гидроциклонов. На разгрузочных горловинах мельниц, работающих с гидроциклонами,. устанавливают бутары с отиерстиями 8—20 мм для предохранения насосов и гидроциклонов от попадания скрапа и случайных крупных кусков руды. Характерные схемы циклов измельчения с применением гидроциклонов показаны на рис. III.32. Схемы рис. III.32, а, б, в, г пр и-меияются при одностадиальном измельчении руды в шаровых мельницах, причем классификация слива мельницы осуществляется либо в один прием в гидроциклонах (а), либо в спиральных («скальпирующих») классификаторах (б, в), или гидроциклонах первого приема с кон трольной классификацией их слнва^ в [гидроциклонах второго приема (г). Достоинством схем с двумя приемами классификации является возможность получения более плотного слива, особенно при больших^циркулирующих нагрузках. Питание гидроциклонов контрольной классификации производится в большинстве случаев отдельным насосом, но в некоторых случаях (при больших циркулирующих нагрузках и сравнительно большой крупности руды разгружающиеся из мельницы) возможна установка этих гидроциклонов непосредственно на сливе гидроциклонов первого приема классификации. Схемы рис. III.32, д, е, ж л р[и м[е-няются при двухстадиальном измельчении, когда в первой стадии установлена стержневая мельница (С), работающая в открытом цикле, а ее слив подается либо непосредственно в шаровую мельницу второй стадии измельчения (Ш), либо в гидроциклоны поверочной классификации второй стадии измельчения. Число операций и схемы классификации во второй стадии измельчения определяются заданными условиями и крупностью готового продукта. По схеме рис. III.32,з двухстадиального измельчения первая стадия измельчения осуществляется в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле со спиральным классификатором. Схемы рис. III.32, и, к, л,, м применяются для второй и последующих стадий измельчения и доизмельчения различных продуктов фабрик. Из них наиболее простой и распространенной является схема рис. III.32, и. Схема рис. III.32, к, предусматривающая возвращение части слива гидроциклонов в их питание, предназначена для получения продукта измельчения повышенной плотности (за счет соответствующего уменьшения количества воды, подаваемой в зумгф насоса) и одновременно стабилизации работы насоса. Схема рис. III.32, л позволяет регулировать качество продуктов гидропиклонов предварительной классификапйи и соответственно изменять нагрузку и крупвссть| питания мельницы, работающей в замкнутом цикле с гидропиклоиами поверочной классификации. Эффективность классификации в первых гидроциклоиах обычно выше, чем во вторых. Эта схема особенно удобна в тех случаях, когда возможно обеспечить самотечное питавие первых гидроциклонов,t однако она более сложна в зксглуатапии и требует разбавления слива мельвины водой или частью слива первых гидропиклонов. По схеме рис. III. 32, м необходимо, чтобы плотность песков гидроциклоиов контрольной классификации была не ниже, чем требуется для эффективной работы мельницы. Если такую плотность песков получить не удается, то они направляются в питание гидроциклонов поверочной классификации. 191 а Исходный Продуктом-продукт мельчен ин /П д Исходный Продукт аз-продукт мельчения дИсходный про- Продуктиз-дикт мельчения Ж-----*05 дукт б[с 1 ш 2 Рис. III.32. Схемы циклов измельчения с гидроциклонами: 1 — шаровая мельница; 2 — зумпф насоса; 3 — насос; 4 — гидроциклон; 5 — спиральный классификатор; 6 — стержневая мельница; 7 — пуль-поделитель На практике схемы циклов измельчения и классификации значительно разнообразнее, чем показаны на рис. III.32, и зависят от свойств перерабатываемых руд, технологических схем обогащения, производительности, применяемого оборудования и его компоновки. Прн работе гидроциклонов в циклах рудного самоизмельчения (рис. III.33) придается важное значение предохранению их от попадания крупнокускового материала, для чего разгрузка мельниц самоизмельчения подвергается грохочению, иногда — грохо- 192 д Продукт Ч е Продукт из- мельчения Исходный а _----► продукт Н*-! А А 6 С 1 ш чению и промежуточной классификации в спиральных классификаторах. В остальном условия работы гидроциклонов в циклах рудного и рудногалечного измельчения мало отличаются от условий работы в циклах шарового измельчения. Из схем открытого цикла, применяемых для классификации обесшламли-вания, сгущения схема рис. III.34, а является наиболее распространенной и простой, обеспечивает удовлетворительные результаты при отсутствии резких колебаний объема и качества исходной пульпы. Схемы рис. III.34, б, в могут применяться при необходимости получения тонкого слива с минимальным закрупнением при крупном и плотном исходном питании. При этом схема рис. III.34, б более надежна и устойчива в эксплуатации и обеспечивает лучшие показатели по сравнению со схемой рис. III.34, в. Второй гидроциклон по схеме а Исходный продукт А\ Крупное У продление Полу сам о-измельчение Грохочения (в дутаре закрытого типа на дву-дечном видрогрохоте) Исходныйпродукт гх Крупное У дродление А\ Самоизмель- У чение Грохочение (на дбу-дечном видрогрохоте) Исходный продукт А\ Крупное У продление А\ Полусамо- У измельчение Грохочение (в дутаре открытого типа) a Классификация (в гидроццклонах) Слив на флотацию Мелкое ( «' дродление' Классификация (в гидроциклонах) I-------------ь_ Слив на флотацию Рувная галя Промежуточная классификация (в механических классификатор pa-*) "Т Jf — I Классификация г*——’ '1 (вгидроциклонах) Мелкое (\ | 1 дродлениехх Слив на флотацию Рудная гал> s Исходный продукт А\ Крупное У дродление Полусамо- У измельчение ГрохочеЛе (на дбу-дечном видрогрохоте) Классификация (в гидроциклонах) Слив на флотацию Измельчение )(в шаровых мельницах 2 Исходный продукт Крупное У дродление Дч Полусамо- У измельчение Гр охо чение (в дута.'* ре закры того та па) Грохочение (на одно вечном виврогрохоте) Классификация ‘ (в гидроциклонах) Измельчение )(в шаровых мельницах) Слив на флотацию е Исходный продукт А Крупное У продление Ач Само и полу СО' < Умоиз мель чение Грохочение (на дву-дечном видрогрохоте) Мелкое Х\ Правление Классификация (в гидроццклонах) тИзнель чение С)( в шаровых ^мельницах) Слив на флотацию ж Исходный продукт (у Крупное У дродление 3 Исходный продукт А. Крупное дроВление Самоизмель-чение Рудная галя Самоизмель -чение! Исходный продукт А Крупное х^дродление Самоизмель-чение Грохочение Лианной средой (шары и рудная галя) Самоизмель- У чение JL Классификация (в механическом классификаторе) Грохочение , I Классиср, Г" ____ ,шкация (в механическом классификаторе) Гравитация Концентрат гравитации Классификация (в механическом классификаторе) Классификация (в гидроциклонах) Слив на флотацию Классификация (в гидроцикланах) Классификация (в гидроциклонах) Слив на флотацию Рудная галя в последующую Стадию измельчения Рудногалеч- JL ноеизмель-чение У Классификация (в мех ан и чес ком классификаторе) Слив на флотацию рис. III.34, в желательно устанавливать ниже первого на несколько метров. Схема рис. III.34, г применяется при необходимости получения песков, отмытых от шламов. Иногда для этой же цели применяется схема рис. III.34, а с подачей промывной воды в нижнюю часть гидроциклона, чни достаточного перепада высоты на фабри-через специальное устройство. ках для самотечного питания гидроциклонов. 7 Заказ 81 193 Рис. III.S3. Принципиальные схемы циклов рудного самоизмельчения Схема рис. III.34, д применяется при нали- Рис. III.34. Схемы классификации в гидроциклонах (в открытом цикле) Схема рис. III.34, е применяется для противоточной промывки шламов (например, после выщелачивания при гидрометаллургической переработке). При установке нескольких параллельно работающих гидроциклонов, питаемых одним насосом, целесообразно их радиальное расположение относительно питающей трубы, при котором обеспечивается равномерность распределения питания между ними. Гидроциклоны могут устанавливаться как вертикально, так и наклонно или горизонтально. В двух последних случаях возможна установка песковых насадок несколько большего диаметра. Но пески содержат несколько меньше тонких шламов и твердого, а слив — несколько крупнее, чем в первом. Условия работы гидроцик-лоиов в замкнутых циклах измельчения существенно отличаются от работы их в открытых циклах. Главное отличие состоит в том, что питание гидроциклонов замкнутого цикла измельчения не автономно, а зависит как от результатов работы мельницы, так и от результатов работы гидроциклонов. Гидроциклоны замкнутого цикла измельчения предназначаются для выделения в слив продукта заданной крупности, который производит мельница, и поддержания в мельнице оптимального режима по общей загрузке ее рудой, гранулометрическому составу этой загрузки и содержанию твердого. В этих условиях некоторые закономерности работы гидроциклонов открытого цикла не сохраняются. Например, если мельница не и состоянии произвести заданное количество готового продукта, то попытки снизить крупность слива гидроциклонов за счет разжижения их питания не приведут к желаемому результату. Получение продуктов измельчения обычной флотационной крупности (45—70 % класса —0,071 мм) и даже доизмельчения (до 90 % этого класса) в крупногабаритных мельницах может осуществляться в замкнутом цикле с гидроциклонами больших размеров (710—1400 мм). Основным фактором, определяющим показатели работы гидроциклоиов в циклах измельчения, является выход слива от операции. Чем больше выход слива, тем меньше разница между его крупностью и крупностью питания в данной операции. В зависимости от схемы замкнутого цикла измельчения пески гидроциклонов представляют либо всю циркулирующую нагрузку (например, для схем рис. III.32, а, д, е, з, и), либо ее часть. Получение слива одной и той же крупности в данной операции классификации при изменении циркулирующей нагрузки (или частного выхода слива) связано с соответствующим изменением содержания твердого в нем. Содержание твердого в сли-в е гидроциклонов зависит от содержания твердого в их питании, размера гидроциклонов и плотности обрабатываемого материала. В свою очередь содержание твердого в питании гидроциклонов зависит от схемы цикла измельчения и работы насосов. Содержание твердого в питании гидроциклонов поверочной классификации колеблется в пределах 30—60 %. Оно выше для I стадии измельчения и ниже для операций доизмельчения. Содержание твердого в п е-. с к а х гидроциклонов I и II стадий измельчения на обогатительных фабриках, перерабатывающих тяжелые руды, составляет 75—83 %, на остальных фабриках—70— 194 Рис. III.35. Графики для ориентировочного определения содержания твердого в сливе гидро-циклонов, работающих в замкнутом цикле с мельницами (см. табл. III.32) 78%, а для III стадии измельчения — 65— 70%. Ориентировочная зависимость между содержанием твердого в сливе Тс и его выходом у (от операции) для гидроциклонов, работающих в циклах измельчения руд плотностью 2,6—2,9 г/см3, показана на рис. III.35 (табл. III.32), а для руд плотностью рт выражается уравнением (при оценке крупности слива по содержанию класса —0,071 мм) т = -уГп[1-0,7р (2,7/рт)0,25] ° Т’ц—[1 — 0,7^(2,7/рт)0’25] (1 — у) ’ (II1.73) где Тс — содержание твердого в сливе гидроциклона, доли ед.; Та — содержание твердого в песках гидроциклоиа, принимаемое равным от 0,6 до 0,8, в зависимости от стадии Таблица III.32 Условия для получения плотности и крупяэсги сллза по рис. III. 35 № кривой на рис. III.35 Содержание твердого в питании, % Содержание класса — 0,071 мм, % Плотность твердого в пульпе, т/м8 в питании в сливе 1 2 3 4 5 6 7 8 30** 35 40. 45 50 55 60 70 70 55—70 50—55. 45—50 40—45 30—40 20—30 15 95—99 90-95 85—90 80—85 70—80 60—70 50—60 <—50 2,6—2,8 * * При другой плотности следует пользоваться уравнением (III.73). ** При меньшем содержании твердого в питании соответственно уменьшается содержание твердого в сливе. измельчения и плотности руды; у — выход слива от операции, доли ед.; Р — содержание класса —0,071 мм в сливе, доли ед.; рт — плотность твердого, т/м3. Рис. III.35 и уравнение (III.73) показывают, что, устанавливая частный выход слива в отдельных операциях, можно в значительной мере изменять содержание твердого в конечном сливе при заданной его крупности, а следовательно, выбирать наиболее рациональные схемы классификации. Одной из характерных особенностей циклов измельчения и классификации в гидроциклонах является то, что с увеличением циркулирующей нагрузки уменьшается извлечение расчетного (готового) класса в слив и эффективность классификации (после некоторого оптимума), но несмотря на это, удельная производительность мельницы растет. § 4. Выбор и технологический расчет гидроциклонов При выборе гидроциклонов руководствуются требованиями к продуктам классификации, свойствами обрабатываемой пульпы, технологической схемой" и возможными вариантами компоновки оборудования отделения фабрики, где гидроциклоны должны работать,, их производительностью и другими условиями. В табл. III.33 приведены ориентировочные данные для предварительного выбора стандартных гидроциклонов, используемых для классификации. Технологический расчет сопутствует выбору гидроциклонов и сводится к определению их размера, производительности, крупности продуктов классификации, содержанию в ннх твердого и других технологических показателей, а также в некоторых случаях к корректировке схемы классификации с учетом возможностей выбранных гидроциклонов. Поэтому методы выбора и технологического расчета стандартных гидроциклонов для различных фабричных операций должны учитывать конкретные особенности каждой из них. Например, метод расчета гидроциклонов для операции классификации в замкнутых циклах измельчения отличается от метода расчета для операций обес-шламливания. При этом ход расчета в каждом случае может также изменяться в зависимости от полноты информации об исходных условиях. При выборе гндроциклонов следует стремиться к установке их по одному на насос, т. е. к применению больших аппаратов, которые обеспечивают на фабриках получение слива крупностью до 80—90 % класса —0,071 мм.- Однако, чем тоньше требуемая крупность слива (например меньше 0,01— 0,02 мм) и больше его плотность, тем меньше должен быть диаметр гидроциклона. Но при соответствующих условиях слив одинаковой крупности может получаться в гидроцикло- 7* 195 Таблица III.33 Ориентировочные данные для выбора гидроциклонов Диаметр гидроциклона £>,мм Угол конусности а, градус Средняя производительность при Ра — 0,1 МПа Q, м3/ч * Крупность слива мкм (при рт = = 2,7 т/м3) Стандартный эквивалентный диаметр питающего отверстия d$, мм Стандартный диаметр сливного патрубка d, мм Диаметр’пес-ковой насадки А, мм 15 10 0,15—0,3 4 5 — 25 10 0,45—0,9 6 8 — 50 10 1,8—36 15 12 15 — 75 10 3—10 10—20 15—20 18—25 8—17 150 10,20 12—30 20—50 30—40 40—50 12—34 250 20 27—80 30—100 65 80 24—75 360 20 50—150 40—150 90 115 34—96 500 20 100—300 50—200 130 160 48—150 710 20 200—500 60—250 160 200 48—200 1000 20 360—1000 70—280 210 260 75—300 1400 20 700—2000 80—300 300 380 150—300 2000 20 1100—3800 90—330 420 520 250—450 • С учетом допускаемых изменений d в пределах 0,2D — 0.4D; dg — в пределах l.Od— 0,5d. нах разных размеров. Более тонкий слив образуется при большом разжижении и давлении на входе в гидроциклон. Получить в один прием топкий слив при крупном питании с характеристикой, близкой к прямолинейной, очень трудно. В таких случаях требуется перечистка слива первого приема классификации или применение схем с частичной циркуляцией слива. В случаях, когда содержание в питании частиц, близких по крупности к граничной («трудные зерна»), мало, тонкий слив может быть получен в гидроциклонах больших размеров. В начале технологического расчета должны быть точно установлены требования, которые предъявляются к гидроциклонам в данной операции и исходные условия их работы. Последнее зависит от схемы классификации и выполняемой операции. Например, если гидроциклон предназначается для обесшламливаиия какого-либо продукта фабрики, необходимо знать кроме объемной производительности гранулометрический состав исходного продукта, содержание твердого в питании и его плотность, а также крупность материала, который должен быть удален в слив, и требования к содержанию мелочи-в песках. При выборе и расчете гидроциклонов, предназначенных для классификации в циклах измельчения, должны быть известны (заранее рассчитаны) схемы измельчения и классификации, производительность мельницы по руде (исходному продукту) и ее удельная производительность, циркулирующая нагрузка, требования к характеристике крупности (или содержанию расчетного класса) и содержанию твердого в продукте измельчения, а также характеристика крупности исходного продукта (поступающего в цикл измельчения). Характеристика крупности питания гидроциклонов остается неизвестной, так как она зависит от циркулирующей нагрузки. Выбор гидроциклонов следует начинать с расчета количественной и шламовой схемы: а) при расчете операций классификации или обесшламливаиия, не связанных с замкнутым циклом измельчения, обычно задаются разжвжение 7?и и гранулометрический состав Ри исходной пульпы, а также крупность слива, чаше всего содержание определенного класса Рс (например, —0,071 мм). Иногда задается разжижение песков Rn- Ориентировочная зависимость между содержаниями отдельных классов различной крупности (для исходного материала и слива гидроциклоиов) Содержание класса, %: —74 мкм ............. —40 мкм ............. —20 мкм ............. Условная максимальная крупность d№, мкм . . . . 10 20 30 40 50 60 70 80 90 95 5,6 11,3 17,3 24 31,5 39,5 48 58 71,5 80,5 — — 9 13 17 23 26 35 46 55 430 320 240' 180 140 94 74 196 Если разжижение в песках по массе не задано, то оно принимается в пределах Rn = = 0,67—0,33 (60—75 % твердого); больший процент твердого принимается при крупных сливах и более плотных рудах. Для заданного содержания расчетного класса в питании ри и в сливе Рс можно найти номинальную крупность этих продуктов и содержание в них таких тонких зерен, которые распределяются по продуктам классификации как вода, крупность которых равняется 0,15dH. На основании этих данных находится разжижение слива Rc по формуле >с = «а₽с7₽и (II 1.74) где Ra и Rc — отношения жидкого к твердому соответственно в исходном продукте и сливе; и Р' — содержание мелкого класса, распределяющегося как вода в исходном продукте и сливе, в долях единицы (не обязательно брать точные значения крупности этих классов, можно принять ближайшие —0,04 или —0,02 мм). Затем определяются выходы слива и песков по формуле Содержание тщаЛьпс классов 6 питании к Рис. 111.36. Зависимость содержания минусовых классов в сливе от содержания их в питании при разных значениях я: 1 — 0,025; 2 — 0,35; 3 — 0,5; 4 — 0,75; 5 — 1.0J 6 — 1,5; 7 — 2,0; 3 — 3; 9 — 5; 10 — 10; 11 — оо т-*п)’ (П 1.75) Тп= 1 — Тс, где 7с и 7п — выходы слива и песков, доли ед.; б) для расчета шламовой схемы при работе гидроциклонов в замкнутых циклах измельчения заданной является циркулирующая нагрузка. Таким образом, для простых схем измельчения и классификации (типа рис. Ш.32, а, и) выход слива оказывается в числе исходных данных Ус = Тс/тс(’1 + С) = 1/(1 + С), (II1.76) где С — Циркулирующая нагрузка, доли ед. Содержание твердого в сливе для руд плотностью 2,6—2,9 т/м3 можно определить по рис. III.35 и табл. III.32, а для руд плотностью рт — по формуле (III.73). При этом содержание твердого в песках для руд плотностью 2,6—2,9 т/м3 зависит от крупности слива [59]. — То. Производительность (т/ч) для операций классификации в циклах измельчения То г= Ти, где 7*и — производительность цикла измельчения (тогда как производительность гидроциклонов по питанию в этом случае Ти = Тс + Тп)- Производительность по пескам ТП = ТсС. Производительность по воде W (м3/ч) IFc = Tc/?c; Гп = Тп/?п; ^ = 7^; 1Ги = IFC + Гп. Объемная производительность по пульпе Q (м»/ч) Qc = гс/рт + ®гс; Qn = Т'п/рт + 1^п; Qn = Qc + Qn- Результаты расчета количественной н шламовой схемы заносятся в таблицу (см. ниже примеры’расчета, табл. III.34). Производительность гидроциклонов по исходной пульпе рассчитывается по эмпирической формуле [59] Q = 3KaKi)dJId]/' pti, (III.77) Содержание класса —0,071 мм в сливе Рс, %........................... Содержание твердого в песках, % . . Разжижение песков Rn............ 50—60 60—70 70—80 80—85 85—90 90—95 95—100 80 75 72 70 70 67 65 0,25 0,33 0,39 0,43 0,43 0,49 0,54 Далее определяется производительность каждого продукта по твердому, по количеству воды и пульпы. Производительность (т/ч) по сливу для операций, не связанных с замкнутым циклом, равна Тс = уТи, где Ти — производительность по исходному, т/ч. Производительность (т/ч) по пескам ТП = ТИ — где Q — производительность, м3/ч; — поправка иа угол конусности гидроциклоиа: для а = 10°, 1,15; а = 204, = 1; Кв — поправка иа диаметр гидроциклоиа по формуле Кд = 0,8+ 1,2/(1 4-0,10), 197 для стандартных размеров D, см ................................... 15 25 36 50 71 100 140 200 KD......................................1,28 1,14 1,06 1,0 0,95 0,91 0,88 0,81 Высота гидроциклоиа Нт, м................................... — — — — 3,5 4,5 6 8 <dn — диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см; d — диаметр сливного патрубка, см; р0 — рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа. Для гидроциклонов диаметром больше 500 мм необходимо учитывать высоту гцдро-циклона р0 = р -|- 0,01Ягрп, где р — давление, создаваемое насосом на входе в гидро-циклон, МПа; Нг — высота гидроциклоиа, м; рп — плотность исходной пульпы, т/м*. Номинальная крупность слива, получаемая в гидроциклоне, рассчитывается по формуле [2] <Ш.78) где dB — номинальная крупность слива, мкм; D — диаметр гидроциклоиа, см; К[> — поправка на диаметр гидроциклоиа (см. выше); d — диаметр сливного отверстия, см; а — содержание твердого в исходной пульпе, %; Д — диаметр песковой иасадки, см; р0 — рабочее давление на входе в гидроциклон, МПа; р и Ро — плотность твердого и жидкости, г/см*. Содержание минусового класса в питании в зависимости от содержания этого класса в сливе можно определить по рис. Ш.36, причем величина п рассчитывается по формуле . п = Т/ев —у, (II 1.79) где ев = "fRc/Rn- Содержание этого же класса в песках (5~rf находится по балансу = CV*- т₽Г*)/(1 - ?)• (II 1.80) Для сопоставления расчетных показателей с данными практики ниже приводятся некоторые эмпирические зависимости. На рис. II 1.37 показана зависимость содержания класса —0,071 мм в сливе гидроциклона диаметром 500 мм от содержания твердого, а на рнс. III.38 — зависимость содержания класса —0,071 мм в песках от содержания этого же класса в сливе. Удельная нагрузка на песковую насадку в среднем составляет от 0,5 до 2 т/ч на 1 см2 ее площади. Она зависит в основном от разгрузочного отношения Д/</, от характеристики крупности исходного материала, содержания твердого в питании и давления на входе. На рис. II 1.39 показан характер изменения удельной нагрузки на единицу площади песковой насадки в зависимости от параметра dVp0Ta/b. Рис. III.37. Зависимость крупности слива гидроциклоиа диаметром Б00 мм от содержания в нем твердого; 1—S — содержание класса — 0,071 мм в питании соответственно 25, 45, 60. 70, 75 % и более Рис. III.38. Зависимость крупности слива от крупности песков Содержание класса- 0,074пн в сладе °/а 198 В большинстве случаев гидроциклоиы работают при значении этого параметра, находящемся в пределах 10—25%. Пример а. Выбрать гидроциклон для классификации хвостов первого приема флотации с целью выделения отвального слива и песковой части для последующего измельчения. Задано: производительность по поступающему твердому Q = 52,7 т/ч, содержание класса —74 мкм Р"74 = 42 %, плотность твердого р — 2,8 г/см* * 3 4 5, разжижение 7?и = — 1,27. Требуется получить слив крупностью Р”74 = 80 %. Определить: размеры гидроциклона D, d, dn и Д и давление пульпы на входе в гидроциклон для выбора насоса. 1. Рассчитаем шламовую схему операции. Сливу, содержащему 80 % класса — 74 мкм, соответствует номинальная крупность da = = 140 мкм (см. с. 196). При такой крупности слива зерна мельче 0,15dH = 0,15-140 = = 21 мкм распределятся по продуктам классификации как вода. Содержание класса —20 мкм в исходном продукте и в сливе будет Р' = 15% и Р'= 35% (смДс.ЩЭб). Разжижение в сливе определится по формуле (II1.74) Rc = ЯвРс/Ри = 1,27-0,35/0,15 = 2,96 (25,3 % твердого). Зададим разжижение в песках гидроциклона Rn = 0,43 (70 % твердого) и определим по формуле (II 1.75) выход слива рХ-рХ Ус РЖ-О 0,15-2,96 — 0,35.0,43 — 0,35(2,96 — 0,43) ~ = 0,332 = 33,2%. Результаты расчета шламовой схемы приведены в табл. III.34. 2. По табл. II 1.33 для заданных условий (крупность слива 140 мкм, производительность 85,8 м3/ч) выбираем гидроциклон D = 360 мм. Для этого размера гидроциклона имеем 4И = 90 мм, d = 115 мм, Д в пределах от 34 до 96 (мм. 3. Найдем напор пульпы на входе в в гидроциклои, необходимый для обеспечения заданной производительности по формуле (III.77). K<z = 1; Kd = 1,06; Q = 85,8 = 3 1-1,06-9-11,5/^J pt = 0,0684 МПа. 4. Проверяем, какая будет нагрузка на песковое отверстие, если принять насадок А = 5 см q = Qn/0,785A = 35,2/0,785 (5,0)2 = = 1,80 т/(ч-см2). Эта нагрузка находится в пределах нормы [0,5=2,5 т/(ч-см2)] и можно принять насадок диаметром около 5 см. 5. После того как все параметры гидро-циклоиа определены, проверим крупность Таблица III.34 Результаты расчета шламовой схемы (к примерам расчета гидроциклонов) Пример Продукт Выход V. % Производительность по твердому Q, т/ч Разжижение R==1F/Q Содержание твердого, % Расход воды QR, м’/ч Объем пульпы V=Q (1/р-Ь 4-7?), м’/ч а Слив Пески Исходный 33,2 66,8 100,0 17,5 36,2 52,7 2,96 0,43 1,27 25,3 70,0 44,0 51,7 15,3 67,0 57,95 27,85 85,8 Слив 25,0 100,0 1,63 38,0 163 196 б Пески 75,0 300,0 0,25 80,0 75 175 Исходный 100,0 400,0 0,60 62,6 238 371 19» номинального зерна в сливе ио формуле (II1.78) . 1 г, Г dDa da ~ 1>51 / ------------= И АЛКр0(р — Ро) ________И,5-36-44 5,0-1,Об/0,0684 (2,8— 1) = 130 мкм. Это соответствует заданной крупности (140 мкм) и, следовательно, можно принять выбранный гидроциклов D = 360 мм. 6. Гранулометрический состав песков можно рассчитать по балансу классов крупности по формуле (II 1.80), Пример б. Выбрать гидроциклон для работы в замкнутом цикле с шаровой мельницей. Задано. Схема измельчения показана на рис. II 1.32, а. Производительность цикла измельчения по руде Qc = 100 т/ч, плотность руды р = 3 г/см3. Слив гидроциклоиа должен иметь крупность 55 % класса — 74 мкм. Требуется определить размеры гидроциклона D, d, da, А и давление пульпы иа входе в гидроциклои для выбора иасоса. 1. Зададим наибольшую рабочую циркулирующую нагрузку 300 % и определим частный выход слива (от операции классификации) Ус = Q/Q (1 + с) = 1/(1 + 3) = = 0,25 = 25 %. 2. Зададим разжижение в песках Rn = = 0,25 (или Ь = 80 %) (см. с. 197). 3. Определим содержание твердого в сливе по формуле (III.73), где числитель а = 0, 25-0,8 [1 — 0,7-0,55(2,7/3)0’26] 100, знаменатель b = 0,8 —[1 —0,7-0,55(2,7/3)0,25] (1—0,25). С = а/b = 38. 4. Рассчитаем шламовую схему (см. табл. III.34). 5. Определим (см. с. 196) номинальную крупность слива dH = 280 мкм и размер класса, который распределяется по продуктам как вода d = 0,15dH = 42 мкм. В дальнейшем для этой крупности можно рассчитать содержание в продуктах по распределению воды. 6. По табл. II 1.33 подберем размер гидроциклона. Для заданных условий подходит гидроциклон D — 710 мм или гидроциклои D = (ООО мм. Определим ориентировочно производительность одного гидроциклоиа D = 710 мм, приняв условно давление иа входе 0,1 МПа я стандартные диаметры da = 150 мм, d — 200 ='200 мм, По формуле (III.77) имеем Q — 3R&KРо = 3 • 1 • 0,95 • 15 X X 20/0Л = 270 м3/ч. Следовательно, для заданной производительности требуется 371/270 = 1,4 ~ 2 гидроциклона D = 710 мм. Рассчитаем, сколько требуется гидроцикло-иов D = 1000 мм. По табл. Ш.ЗЗ стандартные размеры: dn = 210 мм, d = 250 мм. Определим производительность одного гидроциклона при условном давлении 0,1 МПа: Q=3KaKDdndi/"^l =3-1 -0,91.21 X X 25/бЛ = 454 м3/ч. Следовательно, для заданной производительности достаточно 371/454 — 0,82 =» 1 гидроциклон. Принимаем к установке один рабочий гидроциклон D = 1000 мм. 7. Проверим нагрузку гидроциклоиа по пескам при диаметре песковой насадки А = = 150 мм (сечение 177 см2), удельная нагрузка 300/177= 1,7 т/(ч-см2). 8. Определим достаточное давление на входе в гидроциклон по формуле (II 1.77) Q = 3KaKDdnV^; 371 =3-1-0,91 X X 21 -25/р0; р0 = 0,072 МПа. 9. По формуле (III.78) определим номинальную крупность слива, которую может обеспечить выбранный гидроциклон Н ’ |/ АКд/р0(р-Ро) , „ Г~~25-100-62,6 = 1,51/ ---------г" ---:----- = |/ 15-0,91/0,072 (3 - 1) = 225 мкм. Это меньше, чем задано, и гидроциклон D = 1000 мм обеспечит требуемую крупность слива. 10. Определим ориентировочно содержание класса — 74 мкм в питании и песках гидроциклона. Для этого вычислим по формуле (III.79) величину п, найдя по данным табл. III.34 извлечение воды в сливе ев = = 163/238 = 0,69. п = у/(ев — у) = 0,25/(0,69 — 0,25) = = 0,57. По рис. II 1.36 находим, что при п = 0,57 содержанию класса —74 мкм в сливе, равному |3“74 = 55 %, соответствует содержанйе этого класса в питании гидроциклоиа ₽~74= = 22 %. Содержание класса —74 мкм в песках находим по формуле (II 1.80) ₽774 = (₽Г74 - т₽Г74)/(1 - ?) = (°>22 -— 0,25-0,55)/(1 —0,25) =0,11 или 11%. Можно определить также содержание в продуктах класса —40 мкм, который распределяется как вода. Из ориентировочной зависимости между содержанием классов различной крупности, приведенной выше (см. с. 196) интерполяцией находим, что при содержании класса —74 мкм в сливе и питании, равном 55 и 22%, содержание класса —40 мкм составляет соответственно 33,5 и 12%, а содержание его в песках, рассчитанное по балансовой формуле (III.80), будет ₽’40 = 4,8 %. § 5. Эксплуатация гидроциклонов При правильной компоновке оборудования наладка гидроциклонов сводится к обеспечению заданного давления пульпы на входе в гидроциклои и его постоянства, обеспечению зонтообразной разгрузки песков и его оптимальной циркулирующей нагрузки, а также нормальной работы питающего насоса. В процессе наладки должны быть выявлены и устранены недостатки, которые могли быть допущены при проектировании и монтаже. Производительность насоса должна соответствовать производительности гидроциклонов. При чрезмерно большой пропускной способности насоса или гидррциклонов по сравнению с фактическим количеством пульпы, проходящим через них, питание поступает в гидроциклоны толчками. Устранение этих толчков может быть иногда достигнуто корректировкой размеров питающей насадки da и сливного патрубка d. Кроме того, для устранения толчков применяются: автоматическое регулирование скорости вращения рабочего колеса насоса в зависимости от количества исходной пульпы; возвращение в зумпф насоса части слива или части питания гидроциклонов (для поддержания в зумпфе постоянства уровня); установка задвижек на напорном или всасывающем трубопроводе и другие мероприятия. Оптимальная циркулирующая нагрузка гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле с шаровыми мельницами, создается подбором соответствующего диаметра песковых насадок. Обычно гидроциклоны в циклах измельчения работают при большом разгрузочном отношении (A/d), достигающем единицы и более. При очень больших циркулирующих нагрузках (600—800%), необходимых для получения тонкого слива, применяют параллельную установку нескольких гидроциклонов. Для предотвращения забивания гидроциклонов и коммуникаций предусматривается установка решеток на зумпфах насосов и бутар на разгрузочных горловинах мельниц. При эксплуатации насосов не следует допускать их перегрузки по давлению. Работа иасосов значительно облегчается при малых давлениях на входе в гидроциклон. Контроль за плотностью и крупностью продуктов классификации в гидроциклонах осуществляется теми • Полный напор насоса. Рис. III.40. Зависимость удельного расхода алектроэнергии от полного напора насоса: 1 — насосы песковые и грунтовые с диаметром нагнетательного трубопровода меньше 200 мм; 2 — насосы грунтовые с диаметром нагнетательного трубопровода больше 200 мм же способами, что и для механических классификаторов. Кроме того, контролируется объемная производительность и ее колебания по манометру, установленному иа питающем гидроциклон пульпопроводе. Если питание гидроциклоиов поддерживается постоянным по объему, крупности и плотности, то регулирования гидроциклонов не требуется, необходима лишь своевременная замена износившихся деталей. При изменениях количества и качества питания регулирование налаженных гидроциклоиов производится посредством смены или регулирования песковых насадок. Если из гидроциклона выделяется слишком крупный слив и слишком плотные пески, то диаметр песковой насадки А. следует увеличить и, наоборот. Если пески слишком разбавлены, то диаметр песковой-насадки следует уменьшить. Уменьшение-диаметра необходимо и тогда, когда требуется повысить крупность слива. Смена песковых насадок производится либо при остановке питающего насоса, либо» при соответствующем способе крепления их — на ходу. При работе гидроциклоиов в циклах измельчеиия поддержание плотности-слива может производиться регулированием подачи воды в зумпф питающего насоса. Для этого вполне применимы системы автоматического регулирования, разработанные-для механических классификаторов. При резких колебаниях в подаче питания и необходимости поддержания стабильной плотности и крупности песков иногда применяется автоматическое регулирование песковой насадки иа основе изменения вакуума в воздушном столбе гидроциклона. Эксплуатационные расходы при работе гидроциклонов складываются главным образом из стоимости электроэнергии, потребляемой питающим иасосом, расходов на-замену изношенных деталей гидроциклонов. и насосов и расходов иа обслуживание. 201 Таблица 111.35 Показатели работы гядроцяиюяоя яа иекетерых отечествеяяых и зарубежных обогатитель Показатели Кировск as АНОФ-2 АГМК дгмк нгмк Зырянов-ская фабрика Исходная руда, Апатято-иефе- Медная Медная Медно- Свинцо- продукт Стадия измельчения ЛИ! ювая 1 — п II нике- левая II во-цинковая II Размеры мельницы, 4500> 5000 3600Х 3600 X ММ Операция классифи- Дешла- Кои- Предва- Х4500 Пове- Пове- Х3800 Кон- Кон- нации мация троль- ритель- рочная рочная троль- троль- Диаметр гйдроцикло- 1400 иая 1000 иая 750 750 750 ная 650 ная 500 нор, мм Число рабочих гид- — 1 —- 2 1 1 1 роциклонов ц R. на 1 мельницу, шт. Эквивалентный диа- 300 230 120 120 160 100 84 метр питающего отверстия, мм Диаметр, мм: сливного патрубка 375 260 200 200 250 200 ПО песковой насадки 150 170 70 80 100 80 45 Давление на входе в 1.5 1.5 2,5 3,0 2,0 1,2 1,5 гидроциклон, 10БПа Питание гидроциклонов Объемная производи- 1646 636 360 435 364 230 108 тельность на 1 гид-роциклои, м3/ч •Содержание, %: твердого 12,7 68,0 42,1 36,0 53,5 30 60,5 класса —71 мкм 49,8 19,4 60,3 29,0 30,3 — 50,8 . класса —45 мкм 36,8 13,1 — — — 40—45 — Слив Производительность, 1396 346 269 314 194 ' 200 77,0 м3/ч , Содержание, %: твердого 4,8 42,1 31,4 23,5 31,5 20 49,6 | класса —71 мкм 96,2 50,2 83,7 < 68,0 70,9 — 73,6 класса — 45 мкм 90,5 35,4 — — 75—80 — Выход слива, % Эффективность клас- 30,2 26,4 62,3 33,3 25,4 40 52,5 70,0 45,7 60,7 63,5 48,4 51—63 49.7 сификации, % Пески Производительность, м37ч 250 290 91 121 170,0 30 31 Содержание, %: твердого 45,3 183,0 47,5 74,2 71,0 75—78 80,0 5 класса —71 мкм 29,8 8,3 21,6 у ' 9,5 16,5 — 25,6 । класса —45 мкм 13,5 5,1 — — — 10—15 — Изготовитель дзгшо НГМК 202 вых фабриках А ГМК СУМЗ югок Печеига-никель Нью-Кон-сорт (США) Сильвер Белл (США) Коппер-Сити (США) Вирджиния (США) Эри (США) Свинцо-во-цин-ковая II Поверочная 500 1 70 130 47 1,8 111,3 52,1 37,7 28,8 71,1 32,9 79,5 ч 66,7 34,0 60,5 40,2 74,7 16,2 9,3 Сульфидная II 2700Х Х3600 Контрольная 500 2 95 150 34 1,4 152 38,7 69,4 138,4 28,5 89,9 60,5 59,2 13,6 84,0 37,9 Пром-продукт магнитной сепарации III 3200Х Х4400 Поверочная 350 4 68 70—85 40—45 1,5—2,0 69 32,8 80,0 55,2 15,0 95,0 31,0 28,0 13,8 66—72 70 Медно-нике-левая II Поверочная 350 48 72 35 1,3 57,0 , 46,0 38,8" 39,4 30,0 72,6 39,5 57,0 17,6 70,0 16,7 Золотосодержащая I 1830Х Х3660 Поверочная 300 1 67 76 38 0,3 32,2 66,9 29,5 13,4 47,7 64,6 29,0 46,5 18,8 77,0 15,2 Медиый концеи-трат Доиз-мель-чение 2100Х Х3600 Пове- рочная 300 1 64 89 51—76 1,7 90,5 40,0 69,0 42,0 39,8 20,0 93,0 84,0 25,0 28,4 50,7 70,0 61,0 28,0 Медный концентрат Доиз-мель-чеиие Поверочная 250 4 76 89 25 90,8 40,0 60,9 77,0 15,0 91,2 30,0 43,8 13,8 75,0 45,0 Золотосодержащая I Поверочная 686 1 152 152 76 0,3 115,7 66,4 16 55,2 45,5 37,8 25,4 41,2 60,5 82,5 8,6 Промпро-дукт магнитной се* Парации 11 3200X 3600 Поверочная 335 5 63,5 89 82,5 1,4—1,8. 63,7 63,6 31,7 17,4- 30,3 26,3 87,3 73,3 12,8 33,0 . 33,4 80,0 23,5 9,2 УЗГО — Дорр — — Эри 203 Таблица Ш.36 Основные параметры шнековых осадительных центрифуг Параметры УЦМ-1 УЦМ-2А УЦМ-3 Производительность: по пульпе, м3/ч 160 300 450 по твердому, т/ч 25—30 60 100 Максимальный диаметр ротора, мм 1100 1350 1500 Угол наклона образующей конуса, градус 10 15 15 Частота вращения ротора, мни-1 900 700 730 Относительная частота вращения шиека, мин-1 18 23 15,5 Предельная крупность слива, мм 0,06 0,04 0,065 Мощность электродвигателя, кВт 85 155 310 Масса без электро-' двигатели, кг 7700 8000 15 100 Удельный расход электроэнергии при работе гидроциклонов может изменяться в широких пределах в зависимости от давления на входе и от схемы компоновки оборудовании. Потребление электроэнергии питающими насосами рассчитывают по общей их нагрузке, определяемой объемной производительностью, плотностью пульпы, напором, требующимся на подъем пульпы до гвдроцик-лона и созданием необходимого давления на входе в него, а также на преодоление общего сопротивления пульпопровода. Зависимость удельного расхода электроэнергии от общего напора, развиваемого насосом при работе гидроциклонов, показана на рис. II 1.40. Прн правильной установке гидроциклоиов н насосов средний расход электроэнергии составляет около 0,15— 0,20 кВт-ч иа 1 м3 исходной пульпы. Наибольшему износу подвергается нижняя часть гидроциклоиа, находящаяся вблизи песковой насадки, а также иесковая насадка; питающая насадка и стенки цилиндрической части корпуса (в месте поступления исходной!пульпы) и сливной натру-бок. Износ тем больше, чем крупнее и абра-зивнее твердая фаза, чем больше плотность пульпы и выше давление. Для борьбы с износом применяют футеровку корпуса и съемные детали из износостойких материалов. К таким материалам относятся: легированные чугуны, резина, каменное литье, полиуретан, фарфор, керамика, твердые сплавы. Для футеровки оте чественных гидроциклонов начиная с 1980 г. применяется резина марки УП-15-15 60—342 ТУ 38-105-1082—76. Физико-механические свойства каменного литья Плотность, г/см3 .......... 3,0 Кислотостой кость (в НС1, H2SO4, HNO3), % ..... : 100 Водопоглощение, %.......... Не более 0,2 Температура размягчения, °C 1000—1050 Временное сопротивление, МПа: на разрыв ........ 9—25 на сжатие ............... 400 Коэффициент истираемости, кПа ........................... 6,7 Твердость: по Моосу....................... 7 по Шору..................... 100—110 Состав шихты для приготовле- ния каменного литья, %: базальт..................... 83,5 горнблендит................. 15,0 хромистый железняк ... 1,5 Срок службы футеровки из ка- менного литья: питающие насадки......... 1 .год песковые насадки......... 10— 15 суток корпус гидроциклона. ... 3 года крышка гидроциклоиа ... 1 год Состав каменного литья, приготовленного из базальта, % SiO2 А12О3 46—49 16—20 FeaOs 15—16 СаО 8—10 MgO 4—9 К2О 2—3 Гидроциклоны из отбеленного чугуна служат около полугода. С увеличением крупности классифицируемых материалов срок службы чугунных деталей гидроциклонов уменьшается. Например, на обогатительной фабрике СУМЗ срок службы песковых насадок из серого чугуна при изменении содержания класса —0,074 мм в питании от 85 до 35 % уменьшился в 2 раза. На тонких материалах (с содержанием 95 % класса —0,074 мм и тоньше) износ деталей гидроциклонов незначителен. 204 Для футеровки песковых насадок находят применение карбиды различных металлов, альфа-корунд и металлокерамические сплавы. Эти материалы обладают значительно большей износостойкостью, чем резина и каменное литье. Испытания песковых насадок, изготовленных из этих материалов, показали, что после 3000 ч работы изменений в диаметре песковых отверстий не наблюдалось. Гидроциклоны применяются в настоящее время в качестве классифицирующих аппаратов на подавляющем большинстве обогатительных фабрик. В табл. III.35 приведено несколько примеров работы классифицирующих гидроциклонов на обогатительных фабриках. § 6. Центрифуги К числу классификаторов, осуществляющих процесс разделения материала по крупности с использованием центробежных сил, относятся осадительные центрифуги. Для целей классификации применяются главным образом шнековые осадительные центрифуги. Размер граничного зерна при различных режимах работы центрифуги колеблется в широких пределах. При классификации угольных шламов он обычно равен 0,04—0,08 мм, а рудных пульп — 0,005—0,03 мм. Влажность осадка 24—30 % (на угле). Техническая характеристика шнековых осадительных центрифуг приведена в табл. II 1.36. РАЗДЕЛ IV ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ Глава I Измельчительное оборудование § 1. Классификация, принцип действия мельниц и область их применения Общая классификация дробильно-измельчи-тельных машин приведена в табл. II.9, в которой все мельницы разделены на механические (с мелющими телами) и аэродинамические или струйные (без мелющих тел). По режиму работы измельчительиые машины делят иа машины непрерывного и периодического действия, по способу измельчения — иа Машины мокрого или сухого измельчения. По принципу действия и по конструкции измельчительиые машины разделяются на барабанные, ролико-кольцевые, чашевые (или бегунные) и дисковые. Барабанные мельницы классифицируются иа мельницы с вращающимся барабаном, вибрационные и центробежные. На обогатительных фабриках и в рудоподготовительных отделениях металлургических предприятий применяются вращающиеся барабанные мельницы [2, 34, 53, 71, 74, 76, 86]. А. Вращающиеся барабанные мельницы Вращающаяся барабанная мельница (рнс. IV. 1) представляет собой пустотелый барабан 1, закрытый, торцевыми крышками 2 и 3, заполненный определенным количеством измельчающих тел 4 и вращающийся вокруг горизонтальной оси. При вращении барабана измельчающие тела благодаря трению увлекаются внутренней поверхностью барабана и поднимаются на некоторую высоту, затем свободно падают (или перекатываются) вниз. В непрерывно работающих мельницах измельчаемый материал подается через центральное отверстие в одной из крышек внутрь барабана и, продвигаясь вдоль него, подвергается воздействию измельчающих тел. При этом измельчение частиц материала происходит ударом падающих измельчающих тел и истиранием и раздавливанием частиц между телами. Разгрузка измельченного материала производится либо через центральное отверстие в разгрузочной крышке, либо через решетку со щелевидными или круглыми отверстиями, либо через отверстия на конце цилиндрической части барабана. В мельницах периодического (дискретного) 206 действия измельченный'материал загружается в барабан и выгружается из него периодически через люк в цилиндрической части барабана или в одной из торцевых крышек. Классификация ^вращающихся барабанных мельниц по ряду основных признаков приведена иа рис. IV.2. В зависимости от формы барабана различают мельницы цилиндрические и цилиидро-конические (рис. IV.3). Первые в свою очередь классифицируются на три типа: короткие, длинные и трубные. К коротким мельницам относятся такие, у которых длина барабана меньше или равна его диаметру; к длинным — у которых длина барабана больше одного, но меньше трех его диаметров, к трубным — мельницы с длиной барабана больше трех диаметров. В зависимости от вида измельчающей среды различают мельницы шаровые, стержневые, галечные и рудногалечные, самоизмельчения и полусамоизмельчения. У шаровых мельниц измельчающая среда составляется из стальных или чугунных шаров одного или нескольких размеров. Иногда используются фарфоровые шары или шары из других неметаллических материалов. У стержневых мельниц измельчающая среда составляется из стальных стержней одного или нескольких диаметров и длиной, близкой к внутренней длине барабана. Для галечных мельниц используетси в качестве измельчающей среды окатанная кремневая галька, для рудногалечных — крупнокусковые фракции, выделенные из измельчаемой руды. В мельницах самоизмельчения и полусамоизмельчения измельчающей средой служат соответственно крупные кускн измельчаемой руды и смесь крупных кусков руды с некоторым количеством крупных стальных шаров. В ряде случаев в качестве измельчающей среды используется стальной или чугунный цильпебс, представляющий собой тела в виде цилиндриков или усеченных конусов. В качестве измельчающей среды находят применение также металлические тела, выполненные в форме эллипсоида, толстостенных трубок, дисков. Вращающиеся барабанные мельницы изготавливаются с одной камерой измельчения (короткие и длинные) и с двумя или несколькими камерами (длинные и трубные). Однокамерные барабанные мельницы непрерывного действия, являющиеся основным измельчитель ным оборудованием обогатительных фабрик, различаются по способу разгрузки измельченного материала на следующие типы: с центральной разгрузкой или сливного типа (рис. IV.4); с разгрузкой через торцовую решетку (рис. IV.5); с разгрузкой через решетку на разгрузочном конце цилиндрической части барабана (рис. 1V.6); с периферической разгрузкой через сито. Мельницы с центральной разгрузкой используются для ша- рового и стержневого измельчения. Удаление измельченного материала в этих мельницах происходит свободным сливом через пустотелую разгрузочную цапфу, поэтому уровень пульпы в мельнице несколько выше нижней образующей поверхности отверстия разгрузочной цапфы. Так как диаметр разгрузочной цапфы выполняется значительно меньше диаметра барабана, то в мельнице поддерживается высокий уровень пульпы. Поэтому мельницы с центральной разгрузкой называют также мельницами с высоким уровнем пульпы или мельницами сливного типа. Рнс. IV.1. Схема устройства и принцип действия вращающейся барабанной мельннцы: 1 — барабан; 2 н 3 — загрузочная и разгрузочная крышки с пустотелыми цапфами; 4 — измельчающие тела Рис. IV.2. Классификационные признаки и классификация вращающихся барабанных мельниц: а—м — классификационные признакн соответственно по; форме барабана, режиму работы, длине барабана, числу камер измельчения, способу разгрузки измельченного продукта, способу измельчения, виду измельчающих тел Вращающиеся барабанные мельницы а S 3 г Цилиндрические | | Цилиндра - конические | __________ г~ — ----- - —______________________ Непрерывного действия | | Периодического действия | Короткие- | |Длинные j [ , Трубные [ Однокамерные | | Многокамерные Мокрый, сухой ~ г • й iL С разгрузкой через отверстия в конце цилиндра -ческой части, барабана С разгрузкоичерезторцо-вую решетку иподьемом продукта в пустотелую Цитру С разгрузкой через торцовую решетку и выводом продукта через отверстия в цилиндре барабана Сухой Мокрый, сухой Мокрый, сухой Стержни Шары,циль-пеос,элипсо-иды, галя, крупная руда 5 S» -У £ £23 С разгрузкой через решетку на конце цилиндрической части барабана С пересрерической разгруз -кой через сито без вывода продукта между камерами Мокрый, сухой Сухой Мокрый Шары, циль-лево, галя Шары, галя Шары,циль-пев с эл ип са- йды а- £ <3 «Г fc у £4 «К ЧзЕ- Мокрый Мокрый, сухой JZZZZI £ • ъ !Чдп -оэипие1одэи -чипб'мо'птп £ £ 3 С периодической загрузкой и разгрузкой продукта через люк 1 Мокрый, сухой 1 Шары, стержни, цильпеос, галя 207 Рис. IV.3. Форма барабана однокамерных мельниц: а, б, в — цилиндрические короткие (а), длинные (б), трубные \в)', г — цилиндроконическне с короткой (гх) загрузочной конической частью, с увеличенной (г2) н уменьшенной (г3) цилиндрической частью барабана У стержневых мельниц патрубки загрузочной и р