С.П. АРТЮШИН

ОБОГАЩЕНИЕ

УГЛЕЙ

Допущено Министерством угольной про-
мышленности СССР в качестве учебника для.
учащихся горных техникумов

МОСКВА «НЕДРА» 1975
УДК [622.7 : 622.33[(075.3)

Артюшин С. П. Обогащение углей. М., «Недра», 1675. 384 с.

В книге рассмотрены основные п вспомогательные процессы
обогащения углей. Освещены теоретические основы процессов,
описаны конструкции и принцип действия применяемого обогати-
тельного оборудования. Приведены технические характеристики
и вксплуатационные данные основного п вспомогательного оборудо-
вания. Описаны современные методы опробования п контроля
технологических процессов.

Книга предназначена в качестве учебника для учащихся гор-
ных п горно-металлургических техникумов п может быть полезна
студентам горных вувов п инженерно-техническим работникам
углеобогатительных фабрик.

Табл. 94, пл. 223, список лит. — 67 назв.

30706-139

043(01) 75

(g) Ивдатедьство «Недра®, 1975
ПРЕДИСЛОВИЕ

Постоянно растущая потребность народного хозяй-
ства в углях определяет высокий темп развития их до-
бычи. По годовой-добыче углей СССР занимает первое
место в мире.

В связи с отработкой малозольных пластов и выемкой
высокозольных и труднообогатимых углей — обогащение
их является обязательной стадией в производстве топлива,
удовлетворяющего требованиям народного хозяйства.

Сейчас обогащением охвачено более половины всех
добываемых углей. Обогащаются все коксующиеся угли.
Резко повысились объем и технический уровень обога-
щения энергетических углей и антрацитов.

Развитию углеобогащения в нашей стране уделяется
большое внимание.

Последовательный рост объема обогащения происхо-
дит за счет строительства новых н повышении мощно-
стей и технического перевооружения действующих
фабрик.

Расширяется применение таких процессов, как обо-
гащение в тяжелых средах и флотация.

1а новых обогатительных фабриках предусмотрено*
как правило, обогащение крупных углей в магнетитовой
суспензии, мелких — отсадкой и шлама — флотацией.

Одиой из важных задач технического развития обо-
гащения углей является ликвидация выпуска угольных
шламов как продукта обогащения. В связи с этим в даль-
нейшем будут расширяться области применения флота-
ции и фильтрования шламов при обогащении антраци-
тов и энергетических углей.

Создано эффективное и высокопроизводительное обо-
рудование: гидрогрохот «Лугапец» для мокрой класси-
фикации, резонансные грохоты типа ГРД для подготови
тельного грохочения, отсадочные машины типа OKLA для
обогащения антрацитов, шнековые сепараторы для рав-
делепия углей в криволинейных потоках, флотационные
машины МФУ-2-63 и др. Созданы и внедрены в производ-
ство системы автоматизации основных технологических
процессов и управления производством.

Для условий сложного современного производства
большое значение имеет подготовка квалифицированных
кадров специалистов.

Настоящий учебник составлен в соответствии с про-
граммой курса «Обогащение углей» для учащихся сред-
них специальных учебных заведений по специальности
«Обогащение и брикетирование углей».

В книге нашли отражение все новые достижения науки
и техники в области обогащения углей.

Для лучшего усвоения материала в учебнике приве-
дены примеры применения расчетных формул.
ВВЕДЕНИЕ

Все ископаемые угли являются горючими осадочными породами.
Они образовались из продуктов биохимического и физико-химиче-
ского разложения исходного растительного материала, которые
превращались сначала в торф, а затем и уголь в результате дей-
ствия температуры, давления и других геологических факторов.

Свойства ископаемых углей обусловлены условиями его образо-
вания и углефикацией.

По степени углефикации различают угли:	*

бурые — низшей степени углефикации, характеризуемые нали-
чием гуминовых кислот и бурым или черным цветом с матовым или
маслянистым блеском;

камедные —-средней степени углефикации, характеризуемые от-
сутствием гуминовых кислот, спекаемостью и черным цветом с ярким
жирным блеском;

антрацитовые — высшей степени углефикации, характеризуемые
большой плотностью, механической прочностью, увеличением элек-
тропроводпости (по сравнению с электропроводностью каменных
углей). Они имеют серовато-черный цвет с ярким металлическим
блеском.

Угли состоят из органической (горючей) массы
и негорючих компонентов (минеральных примесей
и влаги).

В состав органической массы входят химические элементы:
углерод С, водород Н, кислород О, азот N, сера S, фосфор Р. Самый
ценный элемент в углях — углерод. Содержание его растет с уве-
личением стадии метаморфизма; в бурых углях — 68—80%, камен-
ных — 80—92% и антрацвтах — более 92%. Содержание водорода
и кислорода уменьшается. Вредными примесями в углях являются
сера и фосфор.

К минеральным примесям относятся: глинистый сланец (А12О8 -
2SiO2 -211 „О), песчанистый сланец (SiO2), пирит (FeS2), сульфиты
(CaSO4), карбонаты (MgCO3, FeCO3) и др.

Минеральные примеси, перешедшие в уголь из растительных
организмов, называются связанными, а примеси, попавшие
в период накопления растительных остатков, — наносными.
Минеральные примеси, которые попали в уголь при его добыче,
называются свободными. Из всех минеральных примесей
могут быть удалены, только свободные.

Влага является балластом. Она снижает теплоту сгорания углей
п экономическую эффективность их использования. В зимних усло-
виях влажные угли смерзаются, что затрудняет их транспортиро-
вание. С увеличением влажности углей затрудняется их техно
логическая переработка.

Показатели качества угля:

влага рабочего топлива И/р (ГОСТ 11014—70) состоит из внеш-
ней влаги, находящейся на поверхности частиц, н гигроскопической.
Содержание влаги И'р в каменных углях 3—18% н в бурых — до
60%;

зола абсолютно сухого топлива Ас (ГОСТ 11022—64). Золой
называется неорганический остаток после полного сгорания угля
в условиях, предусмотренных стандартом. Зола добываемых углей
доходит до 38% (н более);

сера общая абсолютно сухого топлива 6^ (ГОСТ 8606—72).
Сера в углях бывает трех разновидностей: органическая, входящая
в состав сложных органических соединений углей, пиритная FeS3
и сульфатная CaSO4 FeSO Содержание серы в углях 6'^ = 0,14-
— 10%;

выходлетучпх веществ Угна горючую массу (ГОСТ
6382—65) — газообразные н парообразные продукты разложения
топлива при его нагревании до определенной температуры без до-
ступа воздуха. Выход летучих веществ в углях составляет 8—55%;

теплота сгорания по бомбе — количество тепла, выде-
ляемое единицей массы топлива при полном сгорании в калориметри-
ческой бомбе в стандартных условиях. Удельная теплота сгорания
на условную горючую массу Qt» Дж/кг (ГОСТ 147—64) — количе-
ство тепла, выделенного при полном сгорании 1 кг топлива;

толщина пластического слоя у, мм (ГОСТ
1186—69) — максимальное расстояние между границами твердых
фав — неизмененного угля н полукокса, между которыми нахо-
дится уголь в пластическом состоянии. Величина у характеризует
коксуемость угля.

Качество углей повышается с уменьшением содержания в них
Ас н 5^.

Промышленная классификация и мнрклровка углей производятся
по следующим показателям: для бурых углей — содержание рабо-
чей влаги И р, каменных — выход летучих веществ Уг н толщина
пластического слоя у, антрацитов — объемный выход летучих
веществ Г^.

Бурые угли разделены на три группы: Б1 — И р > 40%; Б2 —
И’р = 304^0%; БЗ — Шр< 30%. ‘

Промышленная классификация углей и антрацитов основных
угольных бассейнов СССР приведена в табл. 1

о
Промышленная классификация углей основных бассейнов СССР

Марки	обоэппчрние мл pi ж	Донецкий бассейн. ГОСТ 8180—59		К уз цени и Я бассейн, ГОСТ 8162-59		Карагандинский бассейн, ГОСТ 8159—66	
		Vr, %	9. мм	Vr. %	V. мм	vr. %	V. мм
Длинно- ПЛЯМРННЫП  Газовый  Жирный  Коксовый  Отощениый спека- ющийся Тощпи Полу- антрацит  Антрацит	д Г  Ж  К  ОС  т  ПА  А	37 и более  35 и более  27—35  18-25  14-22  9-17 Менее 9  Мепее 9	6-25  13-21 и более 14-21 и более  6-13	Более 37  Более 37  Более 33  17-25  Мевее 17  Менее 17	6-25  26 п более 13—25  6-9	Более 33  23 и более  33 и менее Менее 22	6-24  25 м более 12-18  6—11

В зависимости от марочного состава все угли условно можно
разделить па две технологические группы: коксующиеся — Г, Ж, К,
ОС и энергетические — Д, Т, ПА, А. Угли используют для полу-
чения кокса, технологических целей (получение химических продук-
тов) и как топливо.

Углп для коксования должны иметь Ас«^7% и Wp = 5 — 8%t
углп для энергетических целей — 4е = 7-5-10°© и И₽ — 9%.
II рп повышении зольности кокса на 1% увеличивается его расход
па 2—2,5%. Повышение содержания серы па 0,1% экннвалентно
по вредности увеличению зольности на 1%.

Добываемые углп в большинстве случаев не отвечают требованиям
потребителей по качеству, поэтому их обогащают.

Обогащением углей называется совокупность процессов механи-
ческой обработки их с целью повышения содержания к нпх горючей
массы.

Все процессы обогащения являются процессами разделения, ос-
нояапнымп на использовании физических п физико-химических
свойств частиц угля и породы: плотности, смачиваемости водой,
прочности п др. Плотность угля 6 = 1200-5-1600 кг/м3, минераль-
ных примесей (породы) fi 1800-5-5200 кг/м3: частицы угля плохо
смачиваются водой, а частицы породы — хорошо.

'Гравитационные процессы обогащения углей, основанные на
различии плотностей угля в породы, получили широкое распро-
странение.
Процесс флотации, основанный на различной смачиваемости
водой поверхности частиц угля и nopo,iu, применяют для обога-
щения самого мелкого угля.

В процессе обогащения угли получают следующие продукты:
концентрат — продукт с наибольшим содержанием горю-
чей массы;	.

пром продукт — продукт с наибольшим содержанием
сростков угля с породой;

отходы — продукт с наибольшим содержанием минеральных
примесей (негорючих компонентов).

Показатели процесса обогащения:

выход продукта

V = -^-100, %,	(1)

где Q. и Q — масса полученного продукта и исходного питания, т;
извлечение данных фракций в какой-либо продукт — это
отношение массы извлекаемых фракций к массе этих же фракций
в исходном питании, выраженное в %.

«Ф=^. %.	(2)

где у — выход продукта от исходного питания, %;

Р — содержание данных фракций в продукте, %;

а — то же, в нсходпом питании, %;

качество продукта определяется содержанием Wp, Ас и 8^.

Углеобогатительными фабриками называются промышленные
предприятия, предназначенные для обогащения углей.

По территориальному расположению по отношению к шахтам,
поставляющим угли, углеобогатительные фабрики бывают:

индивидуальные (ОФ) для обогащения углей одной
шахты, расположенные на территории этой шахты;

групповые (ГОФ) — для обогащения углей группы шахт,
расположенные на территории одной из шахт;

центральные (ЦОФ) — для обогащения углей группы шахт,
территориально ие связанные ни с одной из шахт.
РАЗДЕЛ ПЕРВЫЙ

ГРОХОЧЕНИЕ И ДРОБЛЕНИЕ УГЛЕЙ

>

Г
р

>

т

Глава 1

ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

О ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКОМ СОСТАВЕ УГЛЕП

§ 1. Крупность отдельных частиц и их смеси

Добываемые угли представляют собой сыпучую смесь частиц 1 *
угля и минеральных примесей разных размеров и формы. Каждую
частицу неправильной формы можно охарактеризовать тремя раз-
мерами: длиной I, шириной b и высотой Л, измеренными по трем
взаимно перпендикулярным направлениям.

Крупность отдельной частицы принято определять средним
диаметром:

среднеарифметическим:

й _ £+ь «ср —	2	5	(3)
. _ 1 b+h  “ср —	3	•	(4)
среднегеометрическим;	
dcp = y/fe;	(5)
dcp = у' lbh\	(6)

эквивалентным — диаметр шара, объем которого равен
объему частицы неправильной формы.

Объем шара и частицы

«»_ nd j,____ т nd т

б и Л *	6 й г

откуда

где т — масса частицы, кг;

6 — плотность частицы, кг/м8.

1 Термин «частица» здесьп да ice будет относиться к частицам материала

любых раамероп.
Крупность частицы условно характеризуют также размером от-
верстия сита, через которое прошла частица.

Классом крупности называется совокупность частиц
угля, ограниченных верхним и пияшнрт предельными размерами.
Класс обозначают двумя цифрами, папрнмер 13—25 мм, или одной —
например >13 мм, <13 мм (или 0—13 мм)

Средняя крупность класса определяется среднеарифметическим
диаметром

(8)

где dY и d2 — минимальный в максимальный размеры частиц
класса, мм.

Средняя крупность частиц сыпучей смеси определяется сред-
нединамическим диаметром

j   Yi^i 4- 4- • • • 4~ Yndn  S У*?	/n\

cp Yi+Ys+---+Yn Уу ’	(У)

где Yj, ...» Y„ — выходы классов, %;

dlt d2, . . ., dn — средине диаметры соответствующих клас-
сов, мм.

Количественное распределение смеси частиц материала по клас-
сам крупности называется гранулометрическим со
ставом. Его определяют ситовым, седиментационным и микро-
скопическим анализами

Пример. Определить среднединамический диаметр сыпучей смеси
следующего гранулометрического состава:

Класс, мм...................6—10 3—6 1—3 0—1

Выход, %.................... 13,7	26,7 41,0 18,6

Определяем средний диаметр классов по формуле (8):
л 6+10 о	.	3+6

«1»—g— “ 8 мм; ва —g— = 4,0 мм:

1 2 3 2 1Ш’	2 1 0,5 мм

Средпедивамическнй диаметр определяем по формуле (9)

^ср —

13.7 • 8 +26.7 • 4,5+41.0 • 2+18.6  0.5	9

13.7 4-26.7+41,0+18.6	им.

§ 2. Ситовый анализ

Ситовым анализом называется метод определения гра-
нулометрического состава сыпучего материала путем его рассева
на ситах.

Назначение ситового анализа — определение выхода и качества
отдельных классов исходного угля и продуктов обогащения; опре-
деление эффективности паботы грохотов, дробилок и других аппара-
тов; расчет техпологичМН<нх схем обогащения.

Сиговый анализ производится по ГОСТ 2093—69 «Метод сито-

вого анализа».

В пробу для ситового анализа отбирают не менее 30 порций.
Масса порций и масса пробы в зависимости от максимальных разме-
ров частиц приведены в табл. 2.

Рассев пробы производят на лабораторных грохотах или механи-

зированным способом иа установке
торых 150, 100, 50, 25, 13, 6, 3, 1
и 0,5 мм.

Схема производства ситового
анализа показана на рис, 1.

Классы >25 мм подвергают
углеразборке с выделением угля,
сростков, породы и колчедана
Массу классов в продуктов опре-
деляют взвешиванием с точно-
стью до 0,1 кг. От каждого класса
п продукта отбирают пробу для
определения их качества.

По ГОСТ 2093—69 резуль-
таты испытаний угля оформляют
актом, где приводят таблицу
результатов ситового анализа
(табл. 3).

Заполнение табл. 3 производят

с ситами, размер отверстии ко-

Таблица 2

Масса порций и масса пробы
для ситового анализа

	Минимальная	
	масса, кг	
		
частиц мм		
	пор- ции	пробы
Более 200	60	1800
Более 150 до 200	40	1200
»	100 > 150	30	900
»	50 » 100	20	600
»	25 » 50	10	300
»	13 » 25	5	150
»	6 » 13	2,6	78
•	3 > б	1,2	36
Менее 3	0,6	18

следующим образом.

В графы 2 и 6 заносят массу классов н продуктов углеразборки.

В графы 8, 9 и 10 — данные химических анализов проб.

Выход классов и продуктов углеразборки (графы 3 и 7) опре-
деляют в % к пробе:

100 = 5%;

180

?1оо-1и = "|Z77T 100 = 10% и т. д. для других классов;

72

Туг=-18(Ю 100 — 4% и т. д. для других продуктов.

Суммарные выходы и зольность отдельных классов, а также всего
угля определяют по формулам:

т=?1+т>+.. .+t„ = Sv;	(10)

ле _	+ .  +Vn^S _ £,уас	,1П

vi+v»+• •+>. 2v ’

где ур V», ...,	— выходы классов, %;

И', Аг, ... Л'—зольности классов, %.
Суммарный выход и зольность класса > 150 мм (графы 7 и 8):

?>iSo = 4+O,2+O,8 = 5%;

43.6+0,2-39+0.8-75.5 со/ _

А > гео —---------g---------—16,5 % и т. д.

для других классов.

проЬа

* яглезиЬрля чюх^елие ла сите 25w

О 8з1еши/цние
в Сокращение

Рис. 1. Схема ситового анализа

toexewue "я сите tf*

Гпохачение -а .-леа^ч

Общий выход и зольность всего угли в строке «Всего» (графы 3
и 8) определяют по формулам (10) и (11).

Графу 4 заполняют последовательным суммированием выходов
классов сверху. ^5
12
Результаты ситового анализа угля

	£	« R X		Состав топлива по компо- нентам			Качественная хя рактерасгвка		
мм	р ®s	Выход сл, %	% 'Лх дохла гихЛэ	К именование компонент^	Масса, кг	Выход, %	лс. %	IVP. %	sc v  Об« 7»
1	2	3	4	5	в	7	8	9	10
> 150	90.0	5,0	5.0	Уголь Сростки Порода Колчедан	72,0 3,6  14,4	4.0  02  0.8	3.6  39.0  75,5	-	—
				Итого	90.0	5.0	16,5	—	-
100-150	180.0	10,0	15.0	Уголь Сростки Порода Колчедан	135,0  23.4  18,0  3.6	7.5  1.3  10  02	5.9  37.4  78.1  25,1	-	—
				Итого	180,0	10.0	17,6	-	-
50-100	126.0	7.0	22.0	Уголь Сростки Порода Колчедан	90.0  14.4  21.6	5.0  0.8  1.2	6.2  35.9  75.0	—	—
				Итого	126	7	21.4	-	-
25- 50	270.0	15.0	37.0	Уголь Сростки Порода Колчедан	216  18  27  9	12  1  1.5  0.5	10.9  34,5  70.8  23,1	—	
				Итого	270	15	18.9	-	-
13-25 6-13 3-6 1-3  0.5-1  0-0,5	234.0  149.4  300.8  225.0  149.4  75.6	13.0  8.3  16.7  12,5  8.3  4.2	50,0  58.3  75.0  87,5  95.8  100.0	mill	1 1 1 1 1 1	-	13.9  19.7  20.1  21.3  18.9  19.2	—	—
Всего	1800.0	100,0	-	-	-	-	18.8	-	-
Графическое изображение результатов ситового анализа назы-
вается кривыми ситового анализа. По этим кривым
определяют выход и зольность любого класса, не вошедшего в таб-
лицу ситового анализа.

Рис. 2. Кривые ситового анализа

Пример. По данный ситового анализа угля (табл. 4) построить кривые
ситового анализа и определить выход и зольность класса 8—75 «мм.

1.	Заполняем графу 4 табл. 4 последовательным суммированием сверху
и ни и данных графы 2 п определяем среднединамнческую зольность (графа 5)
по формуле (11).

2.	Производим построение кривой ситового анализа а по данным табл. 4
(рис. 2):

на осн ординат откладываем в масштабе суммарные выходы классов и про-
водим линии, параллельные оси абсцисс;

ва вспомогательных линиях откладываем в масштабе размер отверстий епт;
14
полученные точки соедивяем плавной кривой.

3.	Производим построение кривой сродней вольности 0:

на вспомогательных линиях суммарных выходов откладываем в масштабе
среднединамическую вольность графы 5;

Таблица 4

Данные для построения кривых ситового анализа

Класс, нм	V, %	л*. %	Суммарным выход у, %	лс. %
1	2	3	4	5
80-100	3,7	12,5	3,7	12,5
50-80	14,2	23,4	17,9	21,1
25-50	13,4	21,1	31,3	21,1
13-25	14,7	13,1	46,0	19,2
6-13	17,0	17,6	63,0	18,3
3-6	13,3	15,8	76,3	18,0
1-3	13,7	14,5	90,0	17,3
0,5-1	6,9	17,1	96,9	17,3
0-0,5	3,1	15,2	100,0	17,3

Итого

100,0	17,3

полученные точки соединяем плавной
кривой.

4.	Определяем выход и зольность
класса 8—75 мм:

ив оси абсцисс (см. рис. 2) отклады-
ваем в масштабе крупность 8 п 75 мн
п проводим линии, параллельные осп ор-
динат. до пересечения с кривой а;

черев точки пересечения крвной про-
водим демаркационные линии I и П
и определяем выход класса >8 мм.
у>8*=56.5% п вольность — расстояние от
точки пересечения кривой ₽ демаркацион-
ной линией I до осп ординат, 8«=
= 18,5%;

выход п зольность класса > 75 мм на-
ходим авалогпчпо предыдущим: у>75 =
-6% и Л^75-15%.

Определяем выход и вольность класса

Рис. 3. Форма кривых ситового
анализа

8—75 мм*.

V»-7S=V>,--V>7b=5e-5-6=50,5%;

лс _	Т>7Ь'4>7«	565-18.5 6.0-15.0

•-«	“	50.5
Форма кривой ситового анализа а дает наглядное представление
о гранулометрическом составе угля- Выпуклая кривая 1 (рис. 3)
показывает преобладание крупных классов, вогнутая кривая —
преобладание мелких н прямая 2 — равномерное распределение
частиц по крупности.

Глава II

ОСНОВЫ ПРОЦЕССА ГРОХОЧЕНИЯ

§ 1.	Назначение и виды грохочения

Негодное oomoiue

Рес. 4. Схема процесса грохо-
чения

Шкалой грохоче

Г рохочением называется процесс разделения сыпучего
материала по крупности на просеивающих поверхностях
(ситах, решетах).

Машины и устройства для грохочения называют грохотами.

Уголь, который поступает на грохот, называется исходным
питанием. Уголь, оставшийся на сите, называется н а д pe-
rn е т н ы м продуктом, а уголь,
прошедший через сито,— подрешет-
в ы м продуктом.

Сущность процесса грохочения за
ключается в том, что частицы исход-
ного питания размерами меньше раз-
мера отверстий сита под действием
силы тяжести и колебаний грохота
проходят через отверстия сига. Части-
цы размерами больше размеров от-
верстий сита остаются иа нем и уда-
ляются с грохота (рис. 4).

ния называется отношение максималь-

ного размера частиц к минимальному в данном классе;

Если уголь разделяется на несколько классов, то общая шкала
грохочения

=	mn,	(13)

где т2, . . тп — шкалы грохочения отдельных классов.

При постоянной шкале грохочения m1 — mt ~ . - . т„ = т

шо =(14)
где л — число классов.

Понятием шкалы классификации пользуются при подготовке
угля к процессу обогащения.

Процесс грохочения на углеобогатительных фабриках является
подготовительной операцией перед обогащением углей, а на угле-
сортировках — самостоятельной для получения сортового топлива.

16
Различают следующие виды грохочения:

предварительное — отделение крупных кусков от
рядового угля для их последующего дробления;

подготовительное — получение машинных классов,
предназначенных для последующего обогащения в обогатительных

машинах;

окончательное — са-
мостоятельная операция для
получения на углесортиров-
ках различных сортов топ-
лива, которые направляются
потребителю;

вспомогательное —
для выделения мелочи перед
дроблением или перед от-
правной сортового топлива
потребителям.

Грохочение применяется
с целью обезвоживания и
.X обесшламливания продуктов
г\ мокрого обогащения.

В зависнмости от вида
грохочения, влажности угля
и других факторов произво-
дят зыбор типа грохота.

§ 2.	Порядок выделения
классов при грохочении

В зависимости от распо-
ложения сит на грохоте
различают следующие спосо-
бы выделевпя классов:

от мелкого к круп-
ному- сита расположены
последовательно в одной
плоскости (рнс. 5, а). Дви-
жение материала происходит
от сит с меньшими отверстия-
ми к ситам с большими отвер-

/ Dm мелкого к крупному

Рис. 5. Способы грохочения

долями, при этом выделяются сначала мелкие классы, а затем круп-
ные. Преимущества этого способа: облегченно надзора за работой
грохота и его ремонта, небольшая высота установки грохота. Недо-
статки: пониженное качество грохочения, переизмельчение крупных
кусков угля при прохождении по всем ситам, быстрое изнашивание
слабого (первого) сита, значительная длина грохота. Порядок выде-

ления классов от мелкого к крупному «ццщеняют при грохочении

сухих углей;

2 Зан>8 1321


от крупного к мелкому — сита на грохоте расположены
каскадно, одно под другим (рис. 5, б). Движение угля происходит
от сит с большими отверстиями к ситам с меньшими отверстиями.
Преимущества этого способа: уменьшение измельчения угля и износа
сит, повышение качества грохочения. Недостатки: трудность надзора
за работой грохота и его ремонта, сложность конструкции и большая
высота грохота, узкий фронт разгрузки классов. Порядок выделения
классов от крупного к мелкому получил широкое распространение
на углеобогатительных фабриках и углесортировках;

комбинированный (см. рнс. 5, а) — по своим преиму-
ществам и недостаткам занимает промежуточное положение между
двумя предыдущими способами грохочения-

§ 3.	Решета и сита

Просеивающими (рабочими) поверхностями грохотов являются
решета и сита. Кроме грохотов, решета и сита применяются в ка-
честве рабочих поверхностей различных обогатительных машин
и аппаратов

Колосниковые решета состоят из ряда параллельно
расположенных колосников различного сечения (рис. 6). Размер
отверстий колосниковых решет определяется шириной щели между
колосниками. Форма сечения колосников влияет на качество работы
грохота. Трапециевидная форма (рнс. 6, a, б, в) уменьшает заклини-
вание кусков между колосниками и облегчает прохождение кусков
подрешетного продукта через отверстия Колосники с полукруг-
лыми поверхностями (рис. 6, г) позволяют уменьшить трение при
движении угля по решету. Колосники с поверхностями в форме
ромба (рис. 6, д) способствуют лучшему отделению частиц пластин-
чатой формы. Колосники из рельсов (рнс. 6, е) располагают голов-
кой KHH3J .
Колосниковые ренюта со щелью более 50 мм применяют на гро-
хотах для предварительного грохочения, а также для мокрого гро-
хочения. Недостаток колосниковых решет — малое живое сечение.

Листовые снта изготовляют из листовой стали со штампо-
ванными или сверлеными отверстиями. Форма и расположение от-
верстий листовых сит показаны на рис. 7. При штамповке отверстия
получаются расширенными кинзу, что улучшает прохождение ча-
стиц через отверстия.

////////
////////<
////////

Рнс. 7. Форма и расположение отверстий листовых сит

I III 11
ниш

Толщина сита зависит от размера отверстий: для отверстий
D > 20 мм Ъ — (0,14-0,25) £), для D = 54-20 мм Ь — (0,254-0,6) Z)

Коэффициентом живого сечения решета
(сита) называется отношение площади всех отверстий к общей пло-
щади решета (сита).

Для листовых сит с круглыми отверстиями и шахматным распо-
ложением коэффициент живого сечения

0 = 90,7%;

(15)

для сит с квадратными отверстиями
р=100-£, %,	(16)

где d — диаметр отверстий сита, мм;

t — шаг отверстий, мм.

Для листовых сит со щелевыми отверстиями
•‘ЧКЖкЧ100 <П)
где d — ширина щелп, мм;

I — длина щели, мм;

5 — расстояние между сторонами и концами щелп, мм.
2*	19
По ГОСТ 11187—65 листовые сита изготовляют с отверстиями раз-
мерами 5—150 мм, длиной 500—5000 мм и шириной 400—3000 мм
из стели марки Ст.З и нержавеющей стали различных марок.

Преимущества листовых сит: длительный срок службы, проч-

ность и жесткость,
о

S

Рис. 8. Виды сит по
собу изготовления

недостатки — малая площадь живого сечения
(р = 40—70%) и сравнительно большая
гх масса.

ч)	Листовые сита применяют на грохотах

// для предварительного грохочения.

//	Проволочные сита изгото-

и	вл я ют из стальной проволоки с квадрат-

\\ ними (ГОСТ 3306—70) и реже с прямо-
угольными отверстиями. По способу из-
готовлення проволочные сита бывают:

рифленые, в которых проволоки
основы и утка имеют изгиб рифления
в местах переплетения (рис. 8, а);

сложнорифленые, в которых
{проволоки основы и утка имеют допол-
нительные изгибы рифления по сторонам
ячейки (рис. 8, б);

частично рифленые, в кото-
рых проволоки утка имеют дополнитель-
ные изгибы, а проволоки основы, как
и у простых сит.

Проволочные сита изготовляют шири-
ной 1000, 1250, 1500, 1750 н 2000 мм.
Характеристика проволочных сит приве-
дена в табл. 5.

а Коэффициент живого сечеиия про-
волочных сит:

с квадратными отверстиями

‘‘'йуГ100-
r (di ay

(18)

с прямоугольными отверстиями

Р= (»+*.Ш+*Г100-	(19>

где d — размер отверстий сит, мм;

dj — диаметр проволоки, мм;

b и I — ширина и длина отверстия, мм.

Для лабораторных испытаний применяют сетки с квадратными
отверстиями (табл. 6). Номера сетки совпадают с размером отвер-
стия сита, который представляет собой прогрессию со знаменателем
М |3/10	1,122 (модуль ситовой шкалы).
Таблица 5

Характеристика проволочник сит

Размер ячейки в свету, мм	Диаметр проволоки, мм	Коеффициент гянвого сечения, %
	Сита рифленые	
6	1.8 и 2.2	59,2—52,0
8	3	52,9
10	3	59,2
13	3 я 4	66,0
15	3.6	65,1
20	5	66,0
25	5 я 6	69,4—65,0
Сита сложнорифленые		
25	4.5	
40	5 и 6	79,0-76,2
50	6	79.2
60	6: 8 и 10	83,0-79,2-73,4
70	6 8 я 10	65,1—80,9-76 5
80	10	70,3
100	10	82,7
Сита частично рифленые		
3	1,2	53,0
6	2,2	53,6
8	3	52,5
10	3	59,3
13	3	66,4
25	3,6 и 4,5	77,0—71.9

Таблица 6

Характеристика сеток высокой тонкости

Номер сетки	Число отверстий на 1 см" сетки	Номер сетки	Число отверстий на 1 см* сетки	Номер сетки	Числи отверстий на 1 см* сетки
2,6	10,4	045	252	0112	2 630
2,5	11,2	042	308	0105	3140
2	16	04	331	01	3 460
1,6	23,8	0355	400	009	3 900
1,25	34,6	0315	491	0085	4 450
1	54,9	028	567	008	5 476
09	64	025	694	0075	5100
085	75,5	0224	763	0071	6 400
08	82,6	02	918	0063	8 270
07	98	018	1040	006	10 000
063	100	016	1480	0056	10 085
06	139	015	1600	005	13 900
056	160	014	1890	0045	15 000
U5	193	0125	2130	004	20 450
Размеры отверстий сетки определяют по формуле

dx = A/do, мм

da= Mdx, мм и т. д..

(20)

где do — 0,04 мм — наименьший размер отверстия сетки.

За рубежом распространена серия сит Тайлера с модулем V —
= |/У Размер отверстий сит выражается числом меш—числом
квадратных отверстий, приходящихся иа один линейный дюйм,
т. е. 25,4 мм (табл. 7).

Таблица 7

Характернстпиа тканых проволочных сеток

меш	Размер отверстий, мм	Меш	Размер отверсткй, мм	меш	Размер отверстий, мм
3	6,68	16	0,99	80	0,175
4	4,70	20	0,83	100	0,147
5	3,96	24	0,70	115	0,124
6	3,33	28	0,59	150	0,104
7	2,79	32	0,495	170	0,088
8	2,36	35	0,417	200	0,074
9	1,98	42	0,351	250	0,061
10	1,65	48	0,295	270	0,053
12	1,40	60	0,246	325	0,043
14	1.17	65	0,208	400	0,038

Преимущества проволочных сит: сравнительно большое живое
сечение, высокое качество грохочения и малая масса; недостаток —
быстрый износ проволок (особенно в местах соединений).

Проволочные сита применяют для грохочения средних и мелких
классов.

Сита«Лиузип» изготовляют из стальной углеродистой пру-
жинной проволоки диаметром основы 2,2 и 2,5 мм с прямоугольными
отверстиями размером 6x12 и 6x18 мм и Р = 55,8%. Применяют
для грохочения мелких углей и антрацитов (ГОСТ 9389—60) повы-
шенной влажности.

С ет к а «Л у г а и к а» изготовляется из нержавеющей стальной
проволоки с отверстиями размером 0,4 X 1,2 мм и диаметром прово-
локи 0,4 мм, 0 = 37,5%. Применяют для обезвоживания продуктов
обогащения.

Щелевые сита изготовляют из бронзовой или нержавею-
щей стали трапецеидального сечения. Размер отверстий сит 0,3;
0,5; 0,75 и 1 мм (ГОСТ 9074—71).

Щелевое сито (рис. 9) состоит из параллельно расположенных
стержней /, проволочных элементов, состоящих из круглых петель 2
и прямолинейных участков 3 длиной 70 мм- На концах стержней
имеются гайки 4, которые плотно прижимают элементы спта друг
к другу.

Ряс. 9. Щелевое сито

Щелевые сита прочны, но имеют малый коэффициент живого се-
чения Р = 94-27%. Щелевые сита применяют для обезвоживания
одуктов обогащения.

Резиновыесита струнноготипа (рис. 10) состоят
из круглых раяииовых шнуров 7, поддерживающих планок 2, кре-
пежного устройства 3 и хомутиков 4 для крепления поддерживающих
планок к коробу. Размер отверстий резиновых сит 6, 12, 20,
25 мм; диаметр шнура 6; 10; 12 и 15 мм. Диаметр шнура выб^л^РЬтся
в зависимости от крупности выделяемого класса.

Резиновые сита предназначены для грохочения влажных сыпучих
материалов, грохочение которых па металлических ситах неудовлет-
ворительно. Срок службы резиновых сит 5—10 месяцев.

Секционные сита «Эластик» изготовляют из резины со
штампованными отверстиями 25x25 и 30x30 мм. Сита «Эластик»
состоят из отдельных секций размером 250 x 500 мм, которые соеди-
няют между собой металлическими стержнями. Преимущества сит
«Эластик» — высокая прочность, стойкость к коррозии и истиранию-
Срок службы сит 1—2 года.

§ 4. Условия прохождения частиц через отверстия сита

Движение частиц по ситу неподвижного
наклонного грохота (рис. 11). На частицу действует сила
тяжести G и сила трения между частицей и поверхностью сита FTP.
Разложим силу G на две составляющие: перпендикулярную G cos а

Рис. 11. Схема действия сил на ча
стицу, движущуюся по неподвижному
ва к лонному грохоту

G

Рис. 12. Схема действия сил на частицу,
движущуюся по горизонтальному гро-
хоту с прямолинейными нолебвниями

непараллельную G sin а плоскости сита. Частица будет двигаться
вдоль сита при условии

G sin а > Fyp,	(21)

где

G — mg, Н

т — масса частицы, кг;

g — 9,81 м/с2 — ускорение снлы тяжести;
а — угол наклона сита, градусы.

FTp = /A' =/Gcosa. Н,	(22)

где / — коэффициент трения

/ = tg^,	(23)

ф — угол трения, градусы;

N — нормальное давление, Н.
Тогда

mg sin а tgip/ngcosa,
откуда

tg а tg ф
или^и

а^ф,	(24)

т. е. для движения частиц вдоль сита его угол наклона должен быть
больше угла трения.

Движение частиц по ситу горизонтального
грохота с прямолинейными колебаниями под
углом к ситу (рис-12). На частицу действует сила тяжести G,
сила инерции Р. сообщаемая частице движением сита, и сила тре-
ния Гтр.

Разложим силу Р иа две составляющие — параллельную и
перпендикулярную поверхности сита.

Частица будет двигаться вдоль сита при условии

Pcos₽>FTP,	(25 >

где

Р = та,	(26)

а — ускорение частицы, м/с*;

Р — угол между направлением колебания и плоскостью сита,
градусы;

ЛР = /<С— Psina).

Тогда выражение (25)	d

та cos р f(mg—та sin Р),
откуда после преобразования с учетом выражения (23)

<27>

Из формулы (27) видно, что ускорение, сообщаемое частице,
постоянное по величине.

Грохот будет работать с подбрасыванием частиц при условии

Р sin Р

та sin Р S* mg,
откуда
Движение частиц по ситу па клоп и ого *
хота с круговыми колебаниями к вертикальной
плоскости (рнс. 13). На частицу действует сила тяжести С, сила инер-
ции Р в сила трения Л\р. Разложим силы G и Р на две составляющие,
параллельные и перпендикулярные
плоскости сита

Частица будет двигаться адоль
сига при условии

G

Рис. 13. Схема действия сил на
частицу, движущуюся по наклов
вону грохоту с круговыми коле-
баниями

Pcoscp + Gsina FTP, (29)

где — переменный угол между сп-
лои Р и плоскостью сита,
градусы;

FTp — / (G cos а — Р sin <р), Н.

Тогда

та cos <р -f- mg sin a 2^ f (mg cos a —
— ma sin<f).

откуда после преобразования с учетом выражения (23)

3in(q> —а) , 2
а —-----—------—к. м/с3.

сов (фЧ-а) ®*	1

(30)

Из формулы (30) видно, что ускорение, сообщаемое частице,
по величине переменное.

Грохот будет работать с подбрасыванием при условии

Р sin <р 53s G cos a;

та sin <р 2s mg cos a.

откуда

cos a . ,
a 2s ------g, м/с3.

SIH ф 1

(31)

§ 5.	Основные факторы, влияющие на процесс грохочения

Размер отверстий сита влияет на скорость движения
частиц вдоль сита и их прохождение через отверстия. Частицы раз-
мером значительно меньше размера отверстий сита легко проходят
через него. Частицы, близкие к размеру отверстий сита, очень за-
трудняют процесс грохочения. Такио частицы называются т р j д-
н ы м п, их размер находится в пределах 0,75—1,5 размера отвер-
стий сита. Трудные частицы застроаают в отверстиях или перекры-
вают их, что уменьшает площадь живого сеченпн сита и понижает
качество грохочения.

Скорость движения частиц по спту влияет на их
прохождение через отверстия. Частица диаметром d, движущаяся
ио ситу со скоростью и, пройдет в отверстие размером D при совпа-
дении центра тяжести частицы с верхней плоскостью сита (рис. 14).
Частицу можно рассматривать как свободно брошенное тело, тогда

Рнс. 14. Схема движения частицы
по ситу

Рис. 15. Схема прохождения частицы
через отверстие сита

Из рис. 14 видно, что х = D — d/2 и у — d/2- Из формулы (32)
находим

Подставляя х и t в выражение (33), получаем

откуда

При D ~ d — самый неблагоприятный случай прохождения ча-
стицы через отверстие

v*z±VgD
или

v < 1,57 VD , м/с.	(34)

И.ч формулы (34) видно, что с уменьшением размера отверстий
сита скорость движения частиц уменьшается.

У г о л наклона сита и его толщина влияют на
размер частиц подрешетного продукта. Из рис. 15 видно, что

d — D cos а — b sin а.

(35)
где D — размер отверстий сита, мм;

b — толщина сита, мм

а — угол наклона сита, градусы.

Из формулы (35) видно, что при горизонтальном сите а = О,
d =D С увеличением угла наклона сита а и его точщпны b умень-
шается размер частиц, проходящих через отверстия.

Рис. 16. Зависимость к п. д. грохота
от размера отверстий сит

Рис. 17. Зависимость н. п. д. гро-
хота от удельной производительно-
сти

Размер отверстий сит. Эффективность процесса грохоче-
ния понижается с уменьшением размера отверстий сит (рпс 16)

Удельная производительность. Повышение
удельпой производительности снижает эффективность грохочения
(рис. 17).

грохочение

Рис. 19. Схема односитиого грохота

Рис. 18. Зависимость к. и. д. грохота
от влажяости угля

Влажность исходного питания является одним пз важных
факторов, влияющих па процесс грохочения Повышенная влажность
материала приводит к дотацию мелких частиц между собой, нали-
панию их па крупные куски и замазыванию отверстии епта. Осо-
бенно низкпй к. п. д. грохота получается при грохочении мелких
влажных классов. С увеличением влвжности каменных углей п антра-
цитов до 6% К- п. д. грохота уменьшается пезпачительно (рнс. 18).
Резкое снижение к. п. д. и удельпой производительности происхо-
дит при содержании влаги более 7%; при Н’р > 12% и мокром гро-
хочении к. п. д. возрастает до 95%.
§ 6.	Эффективность процесса грохочения

Эффективность работы грохотов определяется коэффициентом
полезного действии к п. д.

Коэффициентом полезного действия грохота
называется отношение массы подрешетного продукта, полученного
при грохочении, н его массе в исходном питании

К и. д. односитного грохота (рис. 19)

>1 =-^1-100, %,	(36)

где Qi — масса под решетного продукта, т;

Q — масса подрешетного продукта в исходном питании, т
Определение к. п д. грохота по формуле (36) неудобно из-за
больших масс продуктов грохочения Обычно массу продуктов опре-
деляют в % к пробе

К. п. д. грохота (см. рпс. 19)

4=^-100, %,	(37)

где у2 — выход подрешетного продукта к исходному питанию, %;

Ь — содержание подрешетного продукта в исходном питании, % -
Уравнения баланса продуктов грохочения-

?1+?2 = 100;

Vic + У?  100 loot,	(38)

где yj — выход надрешетного продукта к исходному питанию, %;
с — содержание подрешетного продукта в надрешетном, °ь -
Из уравнений (38) находим

100(6-0

100—с

п подстааляем в выражение (37)

’1=ТПбВг100-	<'«>

К. п. д. двух ситного грохота определяют по резуль-
татам контрольного рассева проб исходного питания и продуктов
грохочения па ситах, соответствующих размерам отверстий сит гро-
хота.

К. п. д. грохота по верхнему ситу (рис. 20)

^=Оч°)100-(40)
по пнжпему

100(63 — 62)
где b} и ег — содержание под решетного продукта и исходном пита-
нии и вадрешетнол! продукте верхнего сита, %;

и с2 — содержание под решетного продукта в исходном
питании и надрешетном нижнего сита, %.

Так как отобрать пробу от подрешетиого продукта верхнего сита
иевозлюжно, то Ь2 определяют из уравнений баланса подрешстноги
продукта нижнего сита.

исходное
питание

I

Подрешетный продукт
нижнего сито

МадрСшетныи продукт
верхнего сита у, с,

•- ^вдрешетный продукт
Верхнего сита J^-^г

HadpfOJCm»fiij продукт
нижнего сатанел

Рис. 20. Схема двухситного грохота

К. п. д. грохота зависит от размера отверстий сита, удельной
производительности и влажности угля и других факторов (см. стр. 28)»

Пример. Определить к. п. д. диухситного грохота с отверстиями верх-
него сита 13 мм н нижпего 6 мм (см. рпс. 20). Результаты контрольного рассеве
исходного питания и продуктов грохочения приведены в табл. 8.

1.	По табл. 8 находим содержание подрешетиого продукта (класс 0—13 мм)
в исходном питании

&!=* 12+ 35.4= 47.4%.

2.	По табл. 8 ваходнм содержание подрешетного продукта (класс 0—13 мм)
и надрешетном продукте верхнего сита

d—1,6+<3.7 =15,3%.

3.	К. п. д. верхнего сита определяем по формуле (40)

100 (47.4 — 15.3)

4l“ 47.4(100-15.3)

100= 80%.

4.
юшего

Определяем выход класса О—13 мм (от исходного питания), поступа-
на нижнее сито.

=	_	474 ’80 ,0-00/

К 100	100	’ Л

5* Определяем выход иадрешетного продукта верхнего сита
100-72 = 100—37,9=62,1%.

в. Определяем содержание подрешетиого продукта в угле, поступающем
на нижнее сито (класс 0 6 мм), ив уравнения баланса класса 0—6 мм:

Tl»«+Ylbs=«X»».

(42)
где fej, ba и fej — содержание класса 0—6 мм соответственно в надрешетном
продукте верхнего сита; в продукте, поступающем на нижнее сито, и в неход-
ком питании, %.

По табл. 8 находим Ь3 = 35,4% и = 13,7% .Из уравнения (42) определяем

.	100&3- Y1**	100-35.4 -62.1-13.7

t,=------------=-----------------------= 71%.

7.	Содержание класса 0—6 мм в надрешетном продукте находим по табл. 8
с, = 42,7%.

8.	К. п. До нижнего сита определяем по формуле (41)

_ 100(71,0 - 42.7)

42	71,0(100-42.7)

100 fv 70%.

Таблица 8

Результаты контрольного рассева исходного питания
н продуктов грохочения

Класс. мм	выход. %		
	Исходное питание	Надрсшетный продукт	
		верхнего сите	нижнего сита
13-75	52,6	84,7	
6-13	12,0	1,6	57,3
0-6	35,4	13.7	42,7
Итого	100,0	100.0-	100,0

Глава III
конструкции П ЭКСПЛУАТАЦИЯ ГРОХОТОВ

§ 1.	Обозначение и классификация

Грохоты обозначают буквами и цифрами: Г — грохот, II — инер-
ционный, Р — резонансный, С — самобалансиый, Л — легкого
типа, Т — тяжелого типа.

Первая цифра после буквы указывает на ширину грохота: 1 —
750 мм, 2— 1000 мм, 3 — 1250 мм, 4 — 1500 мм, 5 — 1750 мм, 6 —
2000 мм, 7 — 2500 мм, 8 — 3000 мм; вторая цифра —. число сит.

Например, ГИЛ52 означает: грохот инерционный, легкого тппа,
ширина сита 1750 мм, двухситный.

В соответствии с ГОСТ 5526—67 все грохоты в зависимости
от принципа действия классифппируют на три типа:

инерционные наклонные:
легкие типа ГИЛ для подготовительного и окончательного
грохочения;

т я ж е л ы е типа ГИТ для предварительного н подготовитель-
ного грохочения:

сам обаз ап сные:

л е г к п е типа ГСЛ для обезволспваипя, обссголамливанпя и от-
мывки суспензии;

средние типа ГСС для обесшламливания н отмыаки сус-
пензии;

резонансные:

легкие типов ГРЛ и ГРД для подготовительного и окончатель-
ного грохочения, обезвоживания, обесшламливания и отмывки су-
спензии.

Кроме грохотов, указанных в классификации, иа углеобогати-
тельных фабриках эксплуатируют неподвижные колосниковые гро-
хоты, гидрогрохоты ГГЛ и цилиндрические ГЦЛ.

Основные характеристики грохотов приведены в табл. 9.

§ 2.	Неподвижные колосниковые грохоты

Неподвижный колосниковый грохот для
сухого грохочения (рис 21) состоит из колосников 1,
скрепленных между собой поперечными стержнями 2 с гайками и а

Рис. 21. Нсподвижаыв колосаиковын грохот

концах. Стержни проходят через отверстия в колосниках, между
которыми установлены распорные трубки 3 для фиксации размера
отверстий между колосниками. Размер отверстий решета не менее
50 мм. Угол наклона колосникового грохота 25—45°.

Исходное питание подают на решето грохота, и под действием
силы тяжести подрешетпый продукт проходит через отверстия, а
падрешотиый движется по решету под действием составляющей
силы тяжести.
Основные характеристики грохотов

Тип грохота	Число сит	Макси- мальная круп- ность в исход- ной пи- тании.  мм	механизм приведения в колебатель- ное движение короба с ситами	Характер дпжженжд короба с ситами
ГИЛ	2-3	300	Вибратор добалапсный одновапь-	Круговые или близкие
ГИТ	1—2	400	ный с вращающейся неуравнове- шенной массой	к ним колебания' (в вертикальной плос-
ГСЛ	2	300	Ввбратор самобалансный двухвалъ-	Прямолинейные коле-
ГСС	2	100	ный с вращающимися неуравно- вешенными массами	бапия под углом к плоскости сита
ГРЛ	1-2	300	Кривошипно-шатунный механизм с упругой связью. Возбудитель колебаний с частотой, близкой к частоте колебания грохота	То же

Преймущества колосниковых грохотов: простота конструкции
надежность и долговечность. Недостаток — низкий к. п. д., особенно
□ри влажных углях.

Колосниковые грохоты применяют для предварительного гро-
хочения, отделения крупных кусков при разгрузке углей на прием-
ных устройствах и иногда для вспомогательного грохочения перед
дроблением промп родукта.

Производительность Q колосникового грохота определяют но
формуле

Q~qFt т/ч,	(43)

где q — удельпая производительность, т/(ч-м2);

F — площадь решета, м*.

Удельная производительность грохотов приведена в табл. 10=
Гпдрогрохоты ГГЛ2 и ГГЛЗ для мокрого гро-
хочения (рис. 22) состоят из короба 7, разравнивателя 2, непо-
движного колосникового (наборного) решета 3, трех дуговых сит 4
с поддоном 5, труб 6 с консольными соплами. 7.

Исходное питание поступает по желобу в загрузочную часть ги-
дрогрохота, где уголь предварительно смачивается и разрыхляется.
Разравниватель 2 обеспечивает равномерное распределение потока
воды и угля по ширине решета. Материал по решету 3 транспорти-
руется под действием струй воды, выходящих под давлением из
сопел 7. Подрешетный продукт вместе с водой проходит через отвер-
стия решета 3 н поступает на трп дуговых сита 4. Под решетная вода
дуговых сит удаляется по желобу 8, а надрешетный продукт — по
поддону 5.

3 заказ 13’1

33

> дельная производительность колосниковых, быстроходных
качающихся, плоских качающихся п резонансных грохотов,
т/(ч. м2)

Тип грохота	Рнвмср отверстий СИТ мм	Подготови- тельное и предвари- тельное грохочение	Оконча- тельное грохо- чение
Колосниковый (сухое грохочение)	150	80—100	—
	100	40—80	—•
	50	20-40	—-
Колосниковый (мокрое грохочение) ГГЛ	10 (13)	150—200	—
Быстроходный качающийся, плос-	100	80—ВО	50—60
кий качающийся и резонанс пыл	75	50-70	45—50
	50	40 80	35—40
	25	30—35	25—35
	13	20—25	18—20
	10	11-17	8-15
	8	8—10	6—8
	6	6—12	4—6

Примечание. Бблыпая удельная производительность принимается
для сухих угле*.

Конструкция консольных сопел дает возможность изменять в ши
рокмх пределах гидравлический режим работы гидрогрохота путем
смещения сопел и регулирования расхода воды.

Рис. 23. Общий влд гидрогрохота ГГЛ1

Гндрогрохот ГГЛ1 (рис- 23) в отличие от грохота ГГЛ2 не имеет
под решетом дуговых сит для обесшламливания подрешетного про-
дукта. Для регулирования площади решета на грохоте ГГЛ1 уста-
новлены два подвижных борта.

3*

35
Технические характеристики гидрогрохотов типа ГГЛ приведены
в табл. <1.

Таблица И

Технические характеристики грохотов типа ГГЛ

ПоказвтеЛ	ГГЛ1	ГГЛ2	гглз
Проиэводите-ьвость, тДч-м1)	150-	-200	
Рабочая площадь решета, м’	2,9—4	4	2
Ширила щелей решета, мм	10-13	18,25	18,25
Угол наклона решета, градусы	15	15	15—18
Число дуговых сит	——	3	3
Площадь дуговых сит, м*	—	2,3	2,3
Давление воды, кПа	100	100	100
Расход воды, м’/т	До 2	До 2	До 3
Масса, кг  Габаритные размеры, мм:	5245	7700	8700
длина	4800	4735	5425
ширина	1900	1920	1920
высота	3250	3610	4685

Преимущества гидрогрохотов: большая производительность,
высокий к. п. д. (до 95%), простота конструкции и отсутствие дина-
мических нагрузок на фундамент.

Гидрогрохоты применяют для мокрого подготовительного гро-
хочения.

Необходимое число гидрогрохотов

где к = 1,15;

Q — количество угля, поступающего на грохочение, т/ч;

q—удельная производительность, т/(ч-м3) (см. табл. 10);

Fу — рабочая площадь решета одного грохота, м*.

§ 3.	Валковые грохоты

Валковый грохот типа ГВ состоит из короба, рамы,
валков, привода.

В коробе на наклонной раме установлены горизонтальные вра-
щающиеся валки с круглыми эксцентричными дисками. Валки н
диски образуют просеивающую поверхность с квадратными отвер-
стиями.

Вращение ведущего валка осуществляется от электродвигателя
через редуктор и цепную передачу. Остальные валки получают вра-
щение от ведущего валка с помощью системы цепных передач.

Исходное питание поступает по желобу иа грохот, где разрых-
ляется дисками. Под решетный продукт проходпт через отверстия
36
сита, а крупные куски вадрешетпого продукта транспортируются
валками под действием силы трония и составляющей силы тяжести.

Типоразмеры валковых грохотов:

ГВП-75АВ
ГВП-75В
ГВП-100В

Размер
отяерстм!, мм

75X75

75X75

100X100

Рабочая
площадь, м*

4.5

4.5

4.5

Недостатки грохотов типа ГВ: малая производительность, из-
мельчение крупных классов, засорение подрешетиого продукта над-
решетпым и залипапие валков при грохочении влажных углей.

Валковые грохоты применяют для предварительного грохочения.
Сейчас грохоты типа ГВ заменяют более совершенными типами
грохотов.

Производительность валкового грохота рассчитывают ио фор-
муле (43).

§ 4.	Плоские качающиеся грохоты

Плоскио качающиеся грохоты ранее широко применялись па
углеобогатительных фабриках для всех видов грохочения п обез-
воживания. В настоящее время этп грохоты сняты с производства.

Быстроходный качающийся грохот БКГ-11
состоит из рамы, на которой подвешены на шарнирных подвесках
два наклонных короба с ситами. Оба короба приводятся в движение
от электродвигателя и ременной передачи посредством эксцентрико-
вого вала и четырех шатунов. Колебание коробов происходит в про-
тивоположные стороны под углом к ситу.

Недостаток грохотов БКГ: малыо площадь сит (5 м ) и произво-
дительность.

Быстроходный качающийся грохот для
обезвоживания мелкого угля БКГОМ-2 состоит из
двух горизонтальных последовательно расположенных коробов
с щелевидными ситами, рамы, шарнирных опор, эксцентрикового
вала и привода.

Движение коробов осуществляется от электродвигателя п ремен-
ной передачи посредством эксцентрикового вала, четырьмя шату-
нами.

Грохот БКГОМ-2 с ситами площадью 7,5 м2 имеют производи-
тельность 13—25 т/ч.

Грохоты уравновешенные качающиеся
ГУКК состоят из рамы, сварного короба, шарнирных опор и привода.
Движение короба осуществляется от электродвигателя и клииоре-
менпой передачи через горизонтальный вал с двумя коническими
шестернями и два эксцентриковых вала с шатунами. Короб полу-
чает прямолинейные колебания под углом 45° к ситу.

Грохоты ГУ КО для обезвоживания имеют одно щелевпдное
сито.
Недостатки грохотов типа ГУ1СК: частая поломка короба вслед-
ствие неуравновешенности масс и динамические нагрузки на опоры
и перекрытие.

Грохоты плоскокачающпеся четырех к о-
робиые типа ГП состоят пз рамы, четырех коробов на рычагах
и шарнирных опорах и эксцентрикового вала с четырьмя шатунами.
Движение коробов осуществляется от электродвигателя через кли-
ноременную передачу посредством эксцентрикового вала с двумя
парами шатунов, связанных шарнирно с рычагами. При вращении
вала рычаги колеблются в противоположные стороны и коробы полу-
чают прямолинейные колебания попарно в разные стороны под
углом к ситу.

Грохоты ГН-411A (Fj = 16 м3) применяют для подготовительного
грохочения; ГПО-4НБ (F1 = 16 м2), ГПО-4КА (Ft — 9 м2) и
ГПО-4М = 2х9 — 18 м2) — для обезвоживания.

Недостаток грохотов ГП-4: поломка коробов, соединительных
труб и шатунов.

Все плоские качающиеся грохоты имеют постоянную амплитуду
колебаний, величина которой определяется конструкцией привод-
ного механизма.

Производительность плоского качающегося грохота рассчиты-
вают по формуле (43).

§ 5.	Инерционные грохоты

Инерционные грохоты с дебалансным вибратором! выпускаются
легкого и тяжелого типов.

Грохот инерционный легко! о типа ГИЛ32А
монтируют на пружинпы.х опорах или подвесках. Грохот ГИЛ32А
в опорном пополнении (рис. 24) состоит пз паклоппого короба 1
с ситами 3, вибратора 2, спиральных пружин 4, опор 5 и привода.

Короб представляет собой сварною металлоконструкцию, со-
стоящую из двух боковин, которые соединены между собой двумя
рядами труб и задней стенкой. Сита уложепы на трубах. Их крепят
с двух сторон захватами и иатшивают вдоль короба болтами. Для
лучшего натяжения сит трубы в коробе уложены так, что образуют
выпуклую опорную поверхность. К вмешпнм сторонам боковин
укреплены опорные цапфы для пружин или подиссок.

Сверху короба установлен вибратор (рпс. 25), который состоит
из дебалансного вала 7 полукруглого сечения в среднем части, вра-
щающегося в подшипниках, и эксцентрично пасяжспиого шкива 2.

Привод анбратора состоит из электродвигателя 6. у крепленного
на салазках 7. и клино ременной передачи (см. рис. 24).

Кииематическая схема инерционного грохота показана на рис. 26.

Дебалапс (неуравновешенный груз) 1 приводится во вращение
от электродвигателя 4 через клинорсменну ю передачу' 5. При вра-
щении дсбалапса возникает центробежная сила

Рц = т(й*г, Н,

(45)
где т — масса дебаланса, кг;

со — угловая скорость вращения дебаланса, 1/с;

г — радиус вращения центра тяжести дебаланса, м.

Рис. 24. Инерционный грохот ГП Л 32А

Под действием центробежной силы короб 2, стоящий на пружи-
нах 3, получает почти круговые колебания в вертикальной плоскости
с радиусом окружности, равным амплитуде колебаний А короба.

Ускорение короба

а = соМ.	(46)

Величина амплитуды колебаний в зарезонансном режиме

т

М

Л =

(47)
где V — масса короба с вибратором п материалом
сите, кг.

Из формулы (47) видно, что амплитуда колебаний короба— ве-
личина переменпаяи зависит от массы материала на сите (при
постоянных т и г).

Угловая скорость вращения дебаланса равна

(48)

“	30

где п — число колебаний короба

Рис.

Схема вибратора .грохо-
та ГИЛ 32 А

26. Кинематическая схема
инерционного грохота

Так как грохот работает с подбрасыванием, то после подстановки со
в формулу (46) и а из формулы (31) получим минимальное число ко-
лебаний короба (<р = 90°)

«<мп = 30

(49)

где а — угол наклона короба, градусы.

Число колебаний короба грохота ГИЛ32А

п“60

(50)

Исходное питание по желобу подается па верхнее сито (см. рис. 24),
где под действием сплы тяжести и колебаний короба подрешетный
продукт проходит через отверстия сита, а надрешетпый удаляется
с грохота. Подрешетный продукт верхнего сита попадает на нижнее,
где разделяется па два класса. На п ситах получают «4-1 продук-
тов грохочения-

Пренмущества ГИЛ32А: простота конструкции, легкое регули-
рованпе режима работы, надежность в эксплуатации и высокий
к. п. д.. Недостатки; малая площадь сит и небольшая производи-
тельность.

Грохоты ГИЛ32А применяют для подготовительного, вспомога-
тельного и окончательного грохочения углей и антрацитов.

Грохоты инерционные ГИЛ42 и ГИЛ43 (рис. 27)
и 28) монтируются на пружинных опорах или подвесках. Грохот
состоит из наклонного короба 1 с ситами, вибратора 2, пружинных
опор (или подвесок) 3 и привода.

Короб состоит из двух боковин, соединенных трубами. На внеш-
них сторонах боковин прикреплены четыре опорные цапфы 4, кото-
рые служат для установки короба на пружинных опорах или под-

Рис. 27. Грохота инерционные ГИЛ42;
а — поцвеано!, 6 — спорны!

веских. Сита ^опираются па резиновые кольца, надетые на трубы
(ГИЛ42) или ия продольные саязн с резиновыми амортизаторами
(ГИЛ43). Натяжение снт грохота ГИЛ42 продольное с помощью
пнеаматнческой системы и грохота ГИЛ43 — поперечное с помощью
натяжных болтов. Грохот комплектуется пылезащитным кожухом
и опорной рамой с воронкой для подрешетного продукта.

Привод грохота осуществляют от электродвигателя 5 через кли-
норемепную^передачу 6.
Hcrcdf-ct

Рже. 28, Грохот инерционным опорным ГИЛ43

Ри«, 29, Общий вид инерционного грохо-
та ГПЛ42
liODOl	Т F

Общий вид грохота ГИЛ42 показан на рис 29-

Вибратор грохота (рис. 30) состоит из вала 7, двух дебалансов 2
и эксцентрично насаженного на вал шкива 3- Каждый дебаланс
имеет отверстие, в котором закреплен груз. Вынув этот груз, можно
уменьшить амплитуду колебаний короба.

Привод вибратора состоит из электродвигателя н клинороменпом
передачи

При вращении вала с дебалансами возникает центробежная сила,
под действием которой короб получает круговые колебания в вер-
тикальной плоскости с радиусом окружности, равным амплитуде
колебаний Л

Число колебаний короба Ъ-------------е---------—— хФ\

определяют по формуле	S

л = 56	, кол мин. Он

(51) рис. 30. Схема вибратора грохота ГИЛ42

Исходное питание подастся на грохот, где оно под действием
колебаний короба и силы тяжести разделяется по крупности на
три (или четыре) класса.

Преимущества грохотов ГИЛ42 н ГИЛ43: простота конструкции,
надежность в зкеплуатации, высокий к. п. д., небольшая масса и
небольшие динамические нагрузки на здание.

Грохоты ГИЛ42 и ГИЛ43 применяют для подготовительного и
окончательного грохочения углей и антрацитов.

Грохот инерционный ГИЛ52 (рис. 31) монтируют на
пружинных опорах или подвесках Он состоит из иаклоиного ко-
роба 1 с двумя ситами, вибратора 2, пружинных опор 3 (или подве-
сок) и привода. Общий вид грохота ГИЛ 52 показан на рис. 32.
Впбратор состоит из вращающеюся в подшипниках вала, двух де-
балансов и шкива (см. рис. 30). Привод вибратора состоит из элек-
тродвнгателя 4 с салазками 5 (см. рис- 31). При вращении дебалансов
возникает центробежная сила, под действием которой короб получает
круговые колебания в вертикальной плоскости. Исходное питание
поступает на верхнее сито л разделяется по крупности па три
класса.

Преимущества грохота ГИЛ52 те же, что и грохотов ГИЛ42
и ГИЛ43

Грохоты ГИЛ52 применяют для подготовительного н окончатель-
ного грохочения углей и антрацитов.

Грохоты инерционные ГИТ51 и ГИТ71 монтируют на пружин-
ных опорах или подвесках.

Грохот ГИТ51 (рис. 33) состоит пз наклонного короба 1
с решетом, пружинных опор 2 (или подвесок), вибратора б, кожуха 7,
клиноремешюн передачи 5, электродвигателя 4, установленного
на раме и пружине 3. Такая установка электродвигателя устраняет
разрыв клиновидных ремней при пуске и остановке 1рохота.
Короб состоит из двух прочных боковин, связан пых подситными
рамами и поперечными связями. В коробе установлено лнстовое нли
колосниковое рошето.

Рис. 31. Грохот инерционный ГП Л 52

Общий вид грохота ГИТ51 показан на рис. 34.

Грохот ГИТ71 отличается от ГИТ51 большими размерами и
отсутствием пылезащитного кожуха. Конструкция вибратора гро-
хота такая же, как и у грохотов ГИЛ42 и ГНЛ52. При вращении

Рис. 32. Общий вид грохота ГИЛ52

дебалансов вибратора возникает центробежная сила, под действием
которой короб получает круговые колебания в вертикальной плос-
кости. Исходное питание подается на решето грохота я разделяется
по крупности на два класса.

Технические характеристики инерционных грохотов

Преимущества грохотов типа ГИТ: прочность конструкции, на-
дежность в эксплуатации и минимальные динамические нагрузки на
фундамент и перекрытие здания.

Грохоты типа ГИТ применяют для предварительного грохочения.

Технические характеристики инерционных грохотов приведены
в табл. 12.

Расчет инерционных грохотов сводится к определению необхо-
димого числа их.

Производительность одного грохота^йределяют по формуле

Qr=FtfS^klmnop,	(52)

где Fy — рабочая площадь сита одного грохота, м®;

q — удельная производительность, №/(ч-м£);

60 — насыпная плотность угля, t/ms;

к — поправочный коэффициент па содержание в исходном пп-
тапнн частиц размерами меньше половины размера отвер-
стий сита;

I — поправочный коэффициент на содержание в исходном пи-
тании избыточных частиц (больше размера отверстий сита);

т — поправочный коэффициент па к. н. д. грохочения;

п — поправочный коэффициент на форму частиц;

о — поправочный коэффициент на влажность материала;

р — поправочный коэффициент на способ грохочения (сухой
нли мокрый).

Удельная производительность приведена в табл. 13, а значения
поправочных коэффициентов — в табл. 14.

Таблица 13

Удельная производительность инерционных грохотов

Размер отверстий сита  ш	в	в		10	13	25	50	75	100
Я. ы’/(ч м2)	13	17		19	24	31	42	54	63
Число грохотов		i =	*<?  <?1 						(53)

где к == 1,15;

Q — количество материала, поступающего на грохочение, т/ч.

Расчет двухситных грохотов производят по каждому ситу и
принимают большее число.

Пример. Определить число двухситных грохотов ГИЛ52 (F. = 7,9 м*)
для грохочения угля в количестве Q = 400 т/ч на классы 50—100,25—50 и 0—
25 мм. Несышгаи плотность угля 6e = 1 т/м*.

К. п. Д- грохота = 95% для сита с отверстиями 50 мм и »)я = 92% Для
сита с отверстиями 25 ми Кривая ситового анализа угля показана иа ржо. 35.

i. Определяем число грохотов с отверстиями сита 50 мм.

По табл. 13 находим удельную производительность gj — 42 м’Дч-м2).

По кривой ситового анализа (рис. 35) определяем содержание в исходном
питании частиц размерами меньше половины отверстий сита; Yt-яь = 60,8%.
По табл. 14 находим = 1,4.

По кривой определяем содержание избыточных частиц у>50= 10.6%
и ня табл. 14 находим I, = 0,94; при тц = 95% п»х = 0.8;	= 1,5; oL = 0,9

и р = 1 (грохочение сухое).

— — S0 ни .........

Рис. 35. Кривая ситового анализа угля

Производительность грохота по верхнему ситу определяем по формуле (52)

Число грохотов

^=7.9 - 42 • 1  1.4—0.94 • 0.8 • 1.5 -1 w 470 т/ч.

kQ 1.15-400

4 Qt “ 470

— 0.98 w

2. Определяем число грохотов с отверстиями сита 25 мм.

По табл. 13 находим д, — 31 м’Дч-ы1).

По кривой (рис. 35) определяем выход класса 0—50 и 0—13 мм Уя-м =
= 100 - у>50= 100 - 10,6 = 89,4%; tf_la = 29,7%.

Определяем содержание в исходном питании частиц размерами меньше
половины размера отверстий сита (0—13 мм)

Yo-is100

УО-ЬО

29.7-100

89.4

-33%.



4 ЖИ8 1321

49
По табл. 14 находим kt — 0,86.

По кривой определяем содержание избыточных частиц у>2-=	=

= 28,6% или к исходному питанию

 М-Ц»
Yo-60

28.fi-100

89.4

= 32%.

По табл. 14 находим: 1Л — 1,06: при ты = 92% т, — 0,9; и, — 1,5; о. =
= 0.9 и р = 1.

Производительность грохота по нижнему cirrv (? — 7,9-31-1 0,86-1.06X
X 0.9 1.5 0,9 1^270 т/ч.

Число грохотов

. _	-60*11

2 Qi -100

1.15  400  89,4 • 0.95
270-100

= 1.45	2.

Пз двух полученных чисел принимаем ббльшую: t, = 2 грохота.

§ 6.	Самобалшк ные грохоты

Самобалансныс грохоты легкого типа ГСЛ42
п ГСЛ62 монтируют на пружинных опорах иле подвесках, а грохот
ГСЛ72 — только на пружинных опорах. Грохот ГСЛ42 (рис. 36)
состоит пэ короба / с ситами, пружинных опор 5 (или подвесок)г
самобаланспого вибратора 4, привода, состоящего на электродвпга
теля 3 и клинореыеннон передачи 6.

Короб грохота клепано-сварной конструкции состоит из двух
боковин, связанных балками пз швеллеров. Нижние поперечные
связи короба служат опорой для щелевидного сита. Щслевпдное
слто состоит иа десяти отдельных секций. Крепление секций осу-
ществляют деревянными клиньями (рис. 37) и болтами. Верхнее
слто является разгрузочным и состоит нз десяти секций, которые
крепят также деревянными клиньями. Наверху короба в средней
части расположена мощная связь-балка, на которой крепится бол-
тами вибратор. Угол наклона короба к горизонту от 0 до 8 .
На четырех цапфах, прикрепленных к боковинам, короб устанавли-
вают на пружинные опоры или подвески.

Брызгальное устройство 2 выполнено пз труб — одной горизон-
тальной п трех вертикальных, по которым вода поступает в брыз-
гало, предназначенное для равномерного ополаскивания материала
на енте.

Саыобалансный вибратор грохота (рпс. 38) состоит нз литого кор-
пуса, в котором на четырех подшипниках установлены два вала с де-
балансами 1. Валы связаны между собой зубчатой передачей 2,
благодаря которой вращение валов с дебал а псами происходит син-
хронно навстречу друг другу. Прп вращении дебалансов короб 3
получает прямолинейные колебания под углом 50 к ситу, что и обес-
печивает транспортирование материала.


Рис. 36. Грохот самобалансвый ГСЛ42




Число колебаний короба при работе с подбрасыванием

п = 69 j/ ,С^Р-1 кол/мин,	(54)

где р — угол между направленном колебаний и ситом, градусы;
А — амплитуда колебаний короба, м.

Технические характеристики самобалансных грохотов приве-
дены в табл. 15.

Рес. 37. Крепление сита обезвожи-
вающего грохота:

J — свто; Я — Орус; Я — клин; < — утопок

Рис. 38. Схема самобалансного гро-
хота типа ГСЛ

Исходное питание вместо с водой (пульпа) подается на спто, на
котором задерживаются частицы крупнее отверстий сита. Под дей-
ствием силы тяжести и колебаний короба вода проходит через от-
верстия сита вместе с топким материалом, а надрешетнын продукт
транспортируется к разгрузочному концу.

Таблица 15

Технические характеристики самобалансных грохотов ГСЛ

Показатели	ГСЛ 42	ГСЛ62	ГС Л 72
Производительность, т/ч	75-100	100-120	120-150
Рабочая площадь сита, и’	7,5	10	15
Число сит ...	2	2	2
Размеры сита, мм:			
ширина	1500	2000	2500
длина 		5000	5000	6000
Угол наклона короба, градусы		0—8	
Число колебаний короба в 1 мил	820	800	820
Амплитуда колебаний короба, мм	4,85	4,35	4,25
Э л ектродвигател ь:			
тми 		КО21-4	КО21-4	КО21-4
мощность, кВт	15	15	15 X 2
Масса грохота, кг ...	6620	7300	11990
Габаритные размеры, мм:			
длина	5530	5530	6890
ширина	2580	2980	4750
высота	. .	2280	2280	2430
Преимущества самобалакспых грохотов: простота и надежность
конструкции, высокая эффективность обезвоживания, так как сита
расположены горизонтально.

7/Z5------------------------------------------

Рис. 39. Грохот резонансный ГРЛ72

Грохоты ГСЛ предназначены для обезвоживания крупного и
мелкого угля, а также для обесшламливания и отмывки магнетита
от продуктов обогащения.

§ 7.	Резонансные грохоты

Резонансные грохоты легкого типа н двухкоробные имеют сле-
дующие типоразмеры: ГРЛ61 (секционные), ГРЛ62, ГРЛ72, ГРД62
и ГРД72.

Грохот резонансный легкого типа ГРЛ72
(рнс 39) состоит нз горизонтального короба 4 с ситами и подвижной
рамы 8, соединенных между собой системой упругих связей, привод-
ного кривошппно-шатунного механизма и привода.

Короб представляет собой клепано-сварную конструкцию, со-
стоящую пз боковин и поперечных связей, на которых крепят сита.
Он связан с рамой 8 плоскими рессорами 5. Упругая связь короба
с рамой состоит из пружинных опор 2 н буферных свяаей 3.

Рима грохота представляет собой разборную металлоконструк-
цию Боковые и поперечные стороны рамы изготовлены из листо-
вого металла коробчатой формы.

Полости рамы заполнены бетоном, который служит для утяже-
ления. К раме крепят кронштейны под буфера н рессоры. Рама уста-
новлена на эластичных резиновых амортизаторах 6. Горизонталь-
ные спиральные пружнпы 7 под рамой служат для поддержания
грохота в наклонном положении.

Приводной кривошипно-шатунный механизм расположен на
раме грохота и состоит из эксцентрикового вала с подшипниками
и двух шатунов 7. Шатуны упруго связано с коробом двумя
парами резиновых элементов. На концах вала установлены гони
и маховик 11 с дебалансами для уравновешивания инерционных
сил головок шатунов.

Привод грохота состоит нз электродвигателя 9 и клиноременноп
передачи 10.

Общий вид грохота ГРЛ72 показан на рис. 40.

Принцип работы резонансных грохотов основан на явлении ре-
зонанса. Грохот представляет собой колебательную систему,
состоящую нз двух масс — но роба 1 с ситами и подвижной рамы 2
(рис. 41). Если при колебании системы двух масс совпадают числа
свободных (собственных) а)! и вынужденных колебаний о, то имеет
место явление резонанса. При = со возникают большие амплитуды

Рис. 40. Общий вид резонансного грохо- Рис. 41. Схема розопапсвого
та ГРЛ 72	грохота

колебаний масс, и система может разрушиться. Поэтому резонанс-
ные грохоты работают в дорезонансном режиме to o>j.

При вращении эксцентрикового вала шатупы £ создают вынуж-
денные колебания короба и рамы. Колебания короба и рамы направ-
лены в противоположные стороны под углом к спту. Амплитуда ко-
лебаний зависит от масс короба п рамы

m1Al = —

где mt и ?п2 — массы короба и рамы, кг;

A i и А 2 — амплитуды колебаний короба и рамы, м.

Обычно принимают mt = 3mlt тогда Лх = ЗА2, что приводит
к хволнчению общей массы грохота.

Число колебаний короба прп работе грохота с подбрасыванием

п~К у/ кол/мин.	(55)

где /С = 674-81;

Р — угол между направлением колебаний и плоскостью сита,
градусы.

Преимущества грохотов типа ГРЛ: большая производительность,
высокий к. п. д. Недостатки: большая масса грохота и наличие боль-
шого количества упругих элементов, что затрудняет эксплуатацию
и регулирование грохота.
Грохоты типа ГРЛ применяют для всех видов грохочения н обез-
воживания (в настоящее время грохоты типа ГРЛ сняты с произ-
водства).

Грохоты резонансные двухкоробиые без-
рамные ГРДС2 и ГРД72 (рпс. 42) состоят из двух горизон-
тально расположенных коробов — нижнего 1 и верхнего 2 с ситами,
подвесок 3t опор 4, прпводпого кривошипно-шатунного механизма 6
и привода.

Коробы грохота состоят из боковин двутаврового сечения с по-
перечными связями, на которых крепят секции сит- Коробы соеди-
нены между собой шарнирно с помощью резиновых блок-шарниров.

Ряс. 42. Грохот резонансный двухкоробный тпда ГРД

расположенных па концах рычагов подвесок 3. Рычаги установлены
шарнирно на опорах 4. Между коробами расположены удругие-
связп — резиновые буфера 5.

Приводной кривоппшпо-шатупный механизм состоит из эксцен-
трикового вала и двух шатунов 7 с головками, шкива и маховика
с дебалансами- Эксцентриковый вал вращается в коренных подшип-
никах, установленных в загрузочном части нижпего короба. Ша-
туны 7 соединены с верхним коробом упругими связями. Вращение
эксцентрикового вала осуществляется от электродвигателя 8 по-
средством клнноременной передачи 9

Общин впд грохота ГРД72 показан на рис. 43,

При вращении зкецентрнкового вала коробы получают прямо-
линейные колебания под углом 35° к ситу, направленные в проти-
воположные стороны. Величины масс коробов и жесткость упругих
элементов подобраны так, что частота собственных колебаний си-
стемы близка к частоте вынужденных колебаний.

Исходное питание поступает па грохот и разделяется по круп-
ности па три класса. Надрешетиые продукты транспортируются ио
ситу под действием колебании коробов.
Грохоты типа ГРД имеют массу в два раза меньше и динамиче-
ские нагрузки в пять раз меньше, чем грохоты типа ГРЛ. Грохоты
типа ГРД применяют для подготовительного и окончательного

Рис. 43. Общий вид грохота ГРД72

грохочения углей и антрацитов, а также для обезвоживания крупного
н мелкого концентратов н шлама.

Технические характеристики резонансных грохотов приведены
в табл. 16-

Таблица 16

Технические характеристики резонансных грохотов типа ГРД

Показатели	ГРДВ2	ГРД 7 2
Максимальный равиер частиц в исходном ни га- нии, мм	.	.	. .			600	600
Рабочая площадь сита, м’	10	15
Число сит		2	2
Размер сита, мм:  длила	5000	6000
ширина .			 ...	2000	2500
Угол наклона короба, градусы . .	0—	5
Амплитуда колебаний короба, мм Число колебаний короба в 1 мин	10  600	
Электродвигатель:  ТИЛ 			КО21-6	КО22-6
мощность, кВт . .	11	15
Масса грохота, кг . . .	12 900	14 900
Габаритные раагеры. мм: длина 	 ...	6000	7100
ширина .	.	.......	3770	4270
высота 		    .	1700	1695
Расчет резонансных грохотов сводится к определению необхо-
димого числа их:

КС

Jfl ’

(56>

где К = 1,15;

Q — масса материала, поступающего на грохочение, т/ч;
д — удельная производительность, т/(ч м1) (по табл. 11);

Fr — рабочая площадь сита одного грохота, м®»

Прн мокром грохочении принимают дм — (1,5-=-2,5) д.

§ 8.	Цилиндрические грохоты

Грохоты цилиндрические легкие типа ГЦЛ
(рис. 44) состоят из наклонной рамы 7, четырех катков 5, барабана 6Г
кожуха 5, загрузочного желоба 7 н привода, состоящего из электро-
двигателя 8 и редуктора 2.

Просеивающей поверхностью грохота является барабан 6,
боковая поверхность которого выполнена в виде многозаходной
спирали Т-образного сечения.

Вращение барабана осуществляется электродвигателем через.
редуктор п два ведущих катка.

Технические характеристики грохотов типа ГЦЛ

	г ши	ГШ13
Производительность, т/ч Барабан:	До 400	До 1000
частота вращения, об/мин	11	9.26
угол наклона, градусы	8	8
диаметр, мм	  Расстояние между витками	1350	1710
спирали, мм	  Мощность электродвигателя,	50, 70,100	100,150,200
кВт	4,5	7.5
Масса, кг	...  Габаритные размеры, мм:	3046	8963
длина .	3750	5700
ширина	2400	2660
ВЫСОТА	1850	3460

Исходное пнтапне подается по желобу 7 на внутреннюю спираль-
ную поверхность вращающегося барабана и перемещается вдоль
барабана в сторону разгрузки. Подрешетный продукт провали-
вается через щели между спиралями, а нздрешетный удаляется
по разгрузочному желобу 4.

Грохоты типа ГЦЛ отличаются простой конструкцией, надеж-
ностью в эксплуатации, сравнительно небольшим перензмельчениеы
крупных кусков угля, спокойной работой и высокой пронзво
дител ьпостыо. Недостаток: засорение под решетного продукта
I

Bui A

------$ 760-------------—|	[— -------2520
Ряс* 44. Грохот цилиндрический ГЦЛ1
надрешетным вследствие попадания в подрешетник продукт продол-
гонатых частиц.

Грохоты типа ГЦЛ применяют для предварительного грохо-
чения

§ 9.	Интенсификация процесса грохочения
мелких классов углей

Рост механизации выемки и транспортирования углей в шахтах
приводит к увеличению выхода мелкнх классов в рядовых углях.
Применение орошения углей для борьбы с пылеобразованием и улуч-
шением санитарных условий труда в шахте связано с повышением
их влажности.

Процесс грохочения сухих каменных углей и антрацитов влаж-
ностью 4—5°о не вызывает затруднений. При грохочении углей
повышенной влажности происходит резкое снижение производи-
тельности и к. п. д. грохота. Это объясняется тем. что прн наличии
поверхностной влаги происходит слипание частиц угля м ухудше-
ние сто сыпучести, а также залипание отверстии сита.

Для интенсификации процесса грохочения влажных мелких
углей применяют след>ющпе способы:

1)	псполтзованпе специальных, эффективно просеивающих по-
верхностей — металлических п резиновых сит;

2)	очистка сит с помощью различных приспособлений — рези
новых шаров п стержней, расположенных под ситом;

3)	применение специальных грохотов для рассева влажных
углей;

4)	применение электроподогрева сит на грохоте.

Для грохочения влажных углей предложен ряд грохотоэ.

Грохот наклонный с самоочищающимися
с и т а м п ГС51 (рпс. 45) состоит из короба 7, самоочищающегося
сита, 2, пружинных подвесок 5, инерционного вибратора 4, вспомо-
гательного вибратора 5 для очистки ент, резиновых опор 12, крон-
штейнов 11, связанных с поворотными осями /0, н тяг 6

Самоочищающееся сито состоит из колосников 7, расположенных
на поперечных полосах 8 Привод вибратора состоит из электро-
двигателя 9 и ьлниореыенной передачи.

Прн вращении вала вибратора с дебалансами короб получает кру-
говые колебания в вертикал! ион плоскости. Шарнирно закреплен
ныс осн под действием центробежных сил и связанных с ними экс-
центричных масс кронштейнов, поперечных полос, колосников,
рессор, тяг и вспомогательного вибратора совершают круговые коле-
бания вокруг своих осей. Эти колебания передаются колосникам
епта. На поперечных полосах и резиновых опорах колосники уста-
новлены так, что одна половина нх (через один) закреплена на пра
вых, а другая — на левых полосах поворотной оси- Поэтому обе
половины колосников сита попеременно опускаются и поднимаются,
вследствие чего повышается эффективность грохочения.
Вспомогательный вибратор включается периодически на 2—
5 мин только для очистки сита. Принцип действия грохота ГС51
в остальном не отличается от принципа действия грохотов типа ГИЛ.

Рис. 45. Грохот с самоочищающимися ситами ГС51

Грохот ГС51 предназначен для рассева влажных антрацитов
влажностью до 10%.

Техническая характеристика грохота ГС51

Производительность, т/ч ................ ....	. 100 150

Максимальная крупность исходного литания, мм . .	100

Рабочая площадь епта, м*......................... 7,9

Равыеры епта, мм:
ширина......................................... 1750

длина........................................... 4500

Число колебании короба в 1 мин .	800—900

Угол наклона короба, градусы .	10—25

Ами литу да колебании короба, мм .	2,5—3

Мощность электродвигателя, кВт .	.	10

Масса грохота, кг.................................. 5090

Габаритные размеры при угле наклона 159, мм:
длина .	.	.	5500

ширина	. .	2940

высота	2130
Грохот центробежный гнрационный ГЦ1
(рис. 46) состоит из верхней 1 и нижней 2 частей корпуса, электро-
двигателя 3, клнноременной передачи 4, эксцентрикового привод-
ного вала 5, вибропзолятора б, сателлита 7, планетарной передачи 8Г
диска-питателя Р, противовеса 10 и вертикального барабана 11
с ситом.

Рис. 46, Схема центробежного гирацяонного гро-
хота ГЦ1

Исходное питание через загрузочную воронку поступает на
диск-питатель 9, соединенный с приводным механизмом. При вра-
щении диска-питателя материал равномерно разбрасывается по вну-
тренней поверхности сита. Под действием центробежных сил он
прижимается к ситу, в гнрационные движения барабана 11, направ-
ленные перпендикулярно отверстиям сита, обусловливают просев.
Подрешетный и надрешетный продукты под действием силы тяжести
поступают в нижнюю часть корпуса, откуда они выходят через соот-
ветствующие воронки.
Техническая характеристика грохота ГЦ1
Производительность, т/ч	........	35—60

Влажность походного питания,	%	.	7—8

Площадь сита, м2............... 3.5

Диаметр барабана, мм.......... 1200

Амплитуда колебаний барабана, мм .	.	.	6,5

Число колебаний барабана в 1 мин .	.	.	850—1000

Мощность электродвигателя, кВт . .	.	.	5,5

Масса грохота, кг ...........	.	2532

Преимущество грохота ГЦ1: высокий к. п. д. при рассеве влаж-
ных углей. Недостаток: залипание сит при влажности материала
более 7%.

Рис. 47. Грохот инерционный ГИЛ52Э

Грохот ГЦ1 предназначен для грохочения влажных углей и ан-
трацитов крупностью менее 13 (25) мм.

Грохот инерционный легкого типа с элек-
трическим обогревом сит ГИЛ52Э (рис. 47) создай
на базе грохота ГИЛ 52 и отличается от пего устройством сит. Сита 1
грохота изготовлены нз пе ржавеющей стали с отверстиями раз-
мерами 13 мм для верхнего сита и 6 мм для нижнего сита. Сито
разделено на две карты, которые по всей шпрвие опираются па изо-
ляторы. Электропзгров производится подключением продольных
(по движению материала) проволок к сетевой электрической цени
через специальные понижающие трансформаторы 2 верхнего и 3
нижнего сита. Температура нагрева сита 90—100° С без нагрузки и
50—60° С с нагрузкой (с материалом).

При грохочении влажного материала на нагретых ситах устра-
няется залипание отверстий, что повышает эффективность про-
цесса грохочения- В остальном принцип действия грохота ГИЛ52Э
не отличается от принципа действия грохота ГИЛ52.

Эксплуатация грохотов. Перед пуском грохотов
в работу необходимо: проверить натяжение и крепление сит; очистить
сита от набившогося и налипшего угля и посторонних предметов;
тщательно осмотреть в проворить затяжку болтовых соединений
и подтянуть их по мере надобности; проверить наличие смазки и ***
состояние смазочных отверстии; проворить состояние привода гро-
хота (шкивы, клиноременные передачи и др.); в течение 2—3 мни
опробовать грохот вхолостую на полных оборотах и убедиться в его
исправности.

Во время работы грохотов необходимо: следить за равномер-
ной подачей исходного питания и его равномерным распределением
по всей площади сита; во допускать попадание на грохоты посторон-
них предметов; следить за нормальной смазкой подшипников и ис-
правностью доступных частей грохота; при обнаружении ненормаль-
ного шума сит них ослабления грохот следует остановить и неисправ-
ность устранить.

Регулирование инерционных грохотов. -—-
Угол наклона короба в подвесном исполнении регулируют длиной
подвесок, а в опорном исполнении — промежуточными опорами,
установленными под пружинами. Число п амплитуду колебаний
короба регулируют установкой шкивов клиноременион передачи

соответствующего диаметра.

Регулирование резонансных грохотов. Ам-
плитуду колебаний короба регулируют изменением либо зазоров
между буферами при постоянном числе колебании, либо числом ко-
лебаний при постоянных зазорах- Число колебаний изменяют пере-
становкой шкивоа клиноремеппой передачи

Правила безопасности при обслуживании «грохотов

следующие:	 

1)	все вращающиеся части грохотов (шкивы, клиноременные^^^^
передачи, муфты, концы валов, выступающие шпонки, дебалавсы,-^
эксцентрики и другие-, детали) должны быть надожио' ограждены;.^

2)	грохоты должны ‘бцть укрыты кожухами для устранениям*
пыл еоб разевания;	/ *

3)	перед пуском грохота необходимо подавать сигйал;

4)	производить ремонт грохотов во время их работы запре^‘*/’
щается;

5)	все площадки, проемы, лестницы должны быть ограждены;

6)	держать открытый огонь и курить в эдашш фабрики запре-
щается.
Глава IV

ОСНОВЫ ПРОЦЕССА ДРОБЛЕНИЯ

§ 1. Общие сведения

Дроблением называется процесс разрушения частиц угля
под действием внешних механических усилий для получения про-
дукта заданной крупностн.

Дробимость углей характеризует способность их раз-
рушаться при заданных нагрузках н определенной крупности. Дро-
бимость углей зависит от их стадии метаморфизма, петрографического
состава, степени минерализации, трещиноватости и др-

Рис. 48. Способы дробления

Твердость углей — свойство сопротивляться проникно-
вению в них другого, более твердого тела. Твердость углей по шкале
Мооса колеблется от 1 до 5. Самые слабые — бурно угли, самые
твердые — антрациты.

Прочность углей — сопротивление разрушению под дей-
ствием внутренних напряжений прп воздействии внешних механи-
ческих сил. Ее характеризуют временным сопротивлением сжа-
тию о.,. Для углей Ор = 7000—24 000 кПа, антрацитов ор = 25 0004-
4-30000 кПа.

Хрупкость углей — способность их разрушаться при внеш-
нем воздействии сил без заметных пластических деформаций. Ее опре-
деляют испытанием пробы угля в барабане. Максимальной хруп-
костью обладают коксующиеся угли.

На углеобогатительных фабриках дробление применяют вместе
с грохочением для подготовки угля к обогащению и как самостоя-
тельную операцию.

Различают три вида дробления:

самостоятельное — продукты дробления являются ко-
нечными (товарными) и не подвергаются дальнейшей обработке;

подготовительное — для подготовки угля к обога-
щению;

избирательное — для обогащения по прочности, когда
один из компонентов материала отличается незначительной проч-
ностью и разрушаетси эффективнее другого.
Стадией дробления называют часть общего процесса
дробления, осуществляемую в одной дробильной машине. В зави-
симости от верхнего предела крупности дробленого продукта условно
различают четыре стадии дробления:

крупное — до 100—200 мм;

среднее — до 25—100 мм;

мелкое — до 3—25 мм;

измельчение — менее 3 мм.

Степенью дробления называют отношение максималь-
ного размера частиц в исходном питании к максимальному размеру
частиц дробленого продукта:

- i =	(57)

Umax

где Л„ах и — максимальные размеры частиц в исходном пи-
тании и дробленом продукте, мм.

Иногда степень дробления определяют как отношение средне-
динамических диаметров частиц исходного питания и дробленого
продукта:

где и dcp — среднедннамическне диаметры исходного питания
и дробленого продуктов, определяемые по формуле (9).

При дроблении в несколько последовательных стадии общая
степень дроблении

* = У8...*н,	(59)

где i1T ia, . . in — степень дробления в отдельных стадиях.

При крупном и среднем дроблении обычно принимают i = 34-8,
при измельчении i — 104-30.

Способы дробления, на которых основана работа дробильных
машин (дробилок), следующие:

раздавливание (рис. 48, а) — для крупного и среднего
дробления твердого угля и пород;

раскалывание (рис. 48; б) — в большинстве случаев для
крупного дробления хрупких углей с целью получения меньшего
выхода мелочи;

УДаР (рис. 48. е) — для мелкого дробления угля и промпро-
дукта. При этом способе дробления получается большой выход
мелочи;

истирание (рис. 48, г) — для измельчения.

Cj&e мы ДР о бл е и и я предусматривают дробление углей
’в открытоьГ^заьп<йуТбмчциклах.

При открытом цикле (рис. 49, а) уголь пропускается
через дробилку только один раз. Дробленый продукт обычно содер-
жит куски больше аа давно го размера.

При ваыкнутом цикле (рис. 49, б) дробленый продукт
поступает на грохочение для отделения мелкого класса. Ыедодроб-

5 Зака* 1321

65


ленный продукт возвращается в
в замкнутом цикле обеспечивает
крупности.

эту же дробилку. Дробление
получение кусков равномерной

Исходное
питание

Исходное
питание

Грохочение

Грохочение

О-100мм

> 100мм

О-100 мм

>100 мм |

Продление до 100мм

Продление до 100мм

Рис. 49. Схемы дробления

S

Наиболее совершенными являются схемы, в которых предусмо-
трено вспомогательное грохочение перед дроблением, т. е. схемы,
организованные по принципу «не дробить ничего лишнего».

§ 2. Теоретические основы

Процесс дробления очень сложен и зависит от многих факторов:
крупности и формы частиц дробимого материала и его физико-меха-
нических свойств — твердости, прочности и хрупкости.

Для объяснения процесса дробления предложены две гипотезы-

По гипотезе Р иттингера (1867 г.) работа, затрачен-
ная на дробление, пропорциональна величине вновь образованной
поверхности:

Лр = /?р5, Дж,	(60)

где КР — коэффициент пропорциональности, Дж/м2;

S — величина вновь образованной поверхности, м®.

Гипотеза Риттингера учитывает работу, затрачиваемую при мел-
ком дроблении и измельчении.

По гипотезе Кирпнчева (1874 г.) работа, затрачен-
ная на дробление, пропорциональна объему дробимых кусков:

АЯ = КУ, Дж,	(61)

где К — коэффициент пропорциональности, Дж/м’;

V — деформируемый объем, м®.

Работа может быть подсчитана приближенно по формуле теории
упругости

Лк = -^. Дж,

где ор — предел прочности прн сжатии, Па;

F — объем деформируемого теча, м’;

£ — модуль упругости, Пз.

66

(62)

Л
Для каменных углей Е — 670 000 кПа и антрацитов Е =
= 3 200 000 кПа.

Гипотеза Кирпичева учитывает работу, затрачиваемую при
крупном и среднем дроблении.

Акад. П. А- Ребиндер объединил гипотезы Ритгингера в
Кнрпичева. Работа, затрачиваемая на дробление, равна сумме работ
образования новых поверхностей и деформаций:

A = aS+KxV, Дж,	(63)

где о — поверхностная энергия твердого тела, Дж/м*;

S — величина вновь образованной поверхности, м*;

Kj — коэффициент, зависящий от прочности и упругих свойств
тела, Дж/м®.

Прн больших размерах разрушаемого тела н малой величине
вновь образованной поверхности второй член уравнения (63) значи-
тельно больше первого и работа дробления почти пропорциональна
объему (гипотеза Кирпичева).

При малых размерах разрушаемого тела и большой величине
вновь образованной поверхности первый член уравнения (63) зна-
чительно больше второго и работа дробления почти пропорциональна
новой поверхности (гипотеза Риттнигера).

Для ориентировочных расчетов работа дробления может быть
определена по формуле [49]

А----2^('-1). Дж.	(64)

где i — степень дробления.

Качество дробленого угля и промлродукта определяют равномер-
ной крупностью (при отсутствии в них избыточных частиц) и мини-
мальным содержанием тонких частиц <1 мм.

Эффективностью дробления называют отношение
количества образованного при дроблении класса заданной крупности
к количеству материала в исходном питании, требующему додрабли-
вания,

Е= tl8ar°1~' 100, %,	(65)

где	s — заданная крупность дробления, мм;

fli-i и — содержание класса 1 — а, мм в исходном питании
и дробленом продукте, %;

а>а— содержание класса >ав исходном питании, %.

Эффективность дробления зависит от состояния дробящих эле-
ментов в дробилке. При изнашивании этих элементов эффективность
дробления резко снижается.
Глава V

КОНСТРУКЦИИ И ЭКСПЛУАТАЦИЯ ДРОБИЛОК

Дробилки — машины, при помощи которых производят
дробление углей и антрацитов.

Классификация дробилок по конструкции и основному способу
дробления:

щековые, работающие на принципе раздавливания и раска-
лывания;

конусные — раздавливание с изломом;
валковые (зубчатые) — раскалывание;
барабанные — удар;

молотковые н роторные — удар.

Для дробления углей на углеобогатительных фабриках нашли
широкое применение валковые и молотковые дробилки.

§ 1.	Щековые дробилки

Щековая дробилка типа СМД (рис. 50) состоит иа кор-
пуса с неподвижной щекой I, задней 7 и двух боковых 11 стенок,
подвижной щеки 3, подвешенной на оси 4, футеровочных плит 2
ребристой или волнистой формы, эксцентрикового вала 5, шатуна 15
с вкладышами 12, распорных плит 13 с вкладышами 10 в 16, упора 9,
пружины 8 с тягой 14, прикрепленной к подвижном щеке, махо-
вика 17 и шкива б.

Выступы футеровочных плит на неподвижном щеке совпадают
со впадинами на подвижной щеке, что облегчает дробление кусков
материала.

Исходное питание подают в пространство между щеками. При
ходе шатуна вверх угол между распорными плитами увеличивается.
Подвижная щека приближается к неподвижной и раздавливает на-
ходящиеся в пространстве между ними куски угля. При ходе шатуна
вниз подвижная щека отходит от неподвижной, дробленый продукт
проваливается через разгрузочную щель, а на его место поступает
новая порция материала, н цикл дробления повторяется-

Технические характеристики щековых дробилок типа СМД при-
ведены в табл. 17.

Щековые дробилки применяют для крупного дробления горной
массы и твердого угля Степень дробления в них составляет от 4
до 6.

Производительность щековой дробилки
определяют по эмпирической формуле

Q = 6006^9. т/ч.

(66)

где бо — насыпная плотность угля, т/м®;

Lu S — длина и ширина разгрузочной щели, м.
ВиЗ A

Рве. 50. Щекомя дробилка типа
Таблица 17

Технические характеристики щековых дробилок типа СМД

Пока вл тел и	С МД-5 8 В	СМД-68А	СМД-Й0А
Производительность, м*/ч	  Максимальная крупность исходного пита-	160	280	550
ння, мм 		  Ширина, мм;	750	1000	1200
нагрузочного отверстия		900	1200	1500
разгрузочной щели . .	130	150	180
Длина разгрузочной щели, мм .... Частота вра(цения эксцентрикового вала,	1200	1500	2100
об/мин ...	170	135	100
Мощность электродвигателя, кВт	100	160	250
Масса, кг ...	....	....  Габаритный размеры, мм:	72 000	144 600	250 200
длина	5000	6400	7350
ширина ...	4340	5190	6280
высота		3270	3890	4800

Расход электроэнергии

N=iO*cLB, кВт.

(67)

где с = 1/60 4- 1/120 — коэффициент, зависящий от размеров за-
грузочного отверстия дробилки;

L н В — длина и ширина загрузочного отверстия, м.
Оптимальная частота вращения эксцентрикового вала

40
Л^=	, Об/МИН,

(68)

где $ — ход щеки, м.

§ 2.	Конусные дробилки

Конусная дробилка типа ККД с подвешен-
ным валом для крупного дробления (рис. 51) состоит из не-
подвижного 1 н подвижного 2 дробящих конусов, футерованных
стальными плитами 3 и 7, вертикального вала 6, крестовины 5,
облицованной плитами 4, полого эксцентрикового стакана 10, вра-
щающегося в вертикальной втулке 11, конических шестерен 8 и 13
с приводным валом 9.

Верхний конец вала 6 шарнирно подвешен к крестовине 5, а ниж-
ний конец помещен в эксцентриковый стакан 10. При вращении
шкива 12 и приводного вала 9 эксцентриковый стакан получает вра-
щение от конических шестерен 8 в 13. Ось вала 6 при вращении экс-
центрикового стакана описывает коническую поверхность, и дробя-
щий конус совершает круговые качания, последовательно прибли-
жаясь к стенкам неподвижного копуса и удаляясь от них.
Исходвое питание подают в пространство между конусами.
При приближении дробящего конуса к неподвижному куски раз-
давливаются (рис. 52). Дробленый продукт выгружается внизу

Рис. 51. Конусная дробилка типа ККД

дробилки через кольцевую щель, которая образуется при отходе
дробящего конуса

Технические характеристики конусных дробилок типа ККД
приведены в табл. 18-

Рис. 52. Схема работы конусной
дробилки:

/ — неподвижный конус; я — подвижный
нонус; л — вал

Конусные дробилки применяют для дробления горной массы
и твердых углей.

Производительность конусной дробилки
определяют по эмпирической формуле

<> = 980во/Л*е, т/ч.

(69)
где бе — насыпная плотность материала, т/м8;

D — диаметр нижнего основания подвижного конуса, м;
е — ширина разгрузочной щели, м.

Таблица 18

Технические характера стики конусных дробилок типа ККД

Пояаватедх	ккд-пво	ККд-tbOOA	ККД-1600В
Производительность, ы*/ч .	680	2300	1150
Максимальная крупность питания, мм Ширина отверстия, мм:	1000	1200	1200
загрузочного .	1200	1500	1500
разгрузочного	...	150	300	160
Диаметр дробящего конуса, мм	2000	3200	2500
Мощность электродвигателя, кВт	320	400	400
Масса, кг 	  .  Габаритные размеры, мм:	242 000	611 720	405 000
длина	10 160	14 760	11 570
ширина	,	.	.	4 540	6 150	6 000
высота 		0 950	9 780	8 410

Мощность электродвигателя
2V«=85D*, кВт.

Частота вращения эксцентрикового стакана

У ---2?---• об/мин,

где а — 214-23° — угол захвата;

г — эксцентриситет подвижного конуса, м.

(70)

(71)

§ 3.	Балковые дробилки

Дробилка двухвалковая зубчатая модер-
низированная ДДЗ-4М (рнс. 53) состоит нз рамы 7, двух
зубчатых валков 12 отжимного устройства с буферными пружи-
нами 5, приводного вала 7, кожуха 4 и привода.

На раме смонтированы в роликовых подшипниках 2 в 10 два ра-
бочих вала с ведущим и ведомом зубчатыми валками. Зубчатые
валки (рис. 54) состоят нз чугунных литых барабанов, к которым
крепятся стальные литые зубчатые сегменты с наплавкой зубьев
твердым сплавом. Зубья ведущего валка расположены в промежутке
между зубьями ведомого валка.

Отжимное устройство состоит из двух подвижных подшипников
(см. рис. 53), которые удерживаются и фиксируются буферными


6

Ряс. 53. Двухвалковая вубчатая дробилка ДДЗ-4М

Рис. 54, Зубчатый валок
пружинами. Прн попадании металлических деталей пружины дают
возможность ведомому валку отодвигаться, что предохраняет дро-
билку от поломки.

Зубчатые валки приводятся во вращение от электродвигателя
н клиноременной передачи. Ведущий валок получает вращение
от приводного вала со шкивом 6 посредством шестерен 8 и 9. Ведо-
мый валок получает вращение от второй зубчатой передачи 77
На шкиве приводного вала установлена предохранительная шпилька^
которая срезается прн закли-
нивании валков.

Исходное питание поступает
по желобу в верхнюю часть
загрузочной воронки 5 и попа-
дает между зубьями валков,
вращающихся навстречу друг
ДРУГУ (рис. 55)» Куски мате-
риала раскалываются и про-
валиваются между валками.

Степень дробления в валко-
вых зубчатых дробилках I =
= 4-=-6.

Технические характеристики
валковых эубчатых дробилок
типов ДДЗ и ДДЗМ приведены
в табл. 19.

Преимущества валковых
зубчатых дробилок: простота
конструкции, удобство обслу-
живания н ремонта, незначи-
тельный выход мелочи в дробле-
ном продукте.

Недостатки: малый срок службы сегментов вследствие изнаши-
вания аубьев, недостаточный отход валка при попадании металли-
ческих деталей, невозможность регулирования щели между валками.

Валковые дробилки типа ДДЗ получили широкое распростране-
ние для крупного и среднего дробления каменных углей, антрацитов
и сланцев.

Производительность валковой зубчатой дробилки определяют
по формуле

Qi = 188Z)n£s6p, т/ч,

(72)

где D — диаметр валков_, м;

п — частота вращения валков, об/мин;

L — длина валков, м;

s — ширина щели между валками, м;

5 — плотность угля, т/м3;

р = 0,25-5-0,5 — коэффициент разрыхления материала.
Таблица 19

Технические характеристики валковых зубчатых дробилок типов ДДЗ и ДДЗМ

Показатели	ДДЗ-4	«с с! И d		ДДЗ-ЗМ	Я ю  Н	ДДЗ-10	с! И п	
Производительность, t т/ч	  Максимальный размер частицы исходного пи- тания, мм 		  Круштость дробленого продукта, мм ....  Размеры валков, мм диаметр 	  длина	  Частота вращения вал- ков, об/пин	  Электродвигатель: тип 		  мощность, кВт . .  Масса, кг	  Габаритные размеры, мм длила 	  ширина	  высота 		50  300  0-100  400 500  64  13,0  4855  2700  2500 925	150  500  0-125  630 600  50  КО32/8 20.0 11 200  3600  3445  1235		125-180  800  0—150  900  900  36  КО41/8 25,0 11400  4000 3270 1215	200—240  1000  0-150  900 1200  36  КО42/8 32.0 12500  4000 3570 1215	200  1000  0—150  1000 1250  36  40.0  23 507  5000  4375  1750	1000  1300  0—300  1600  2000  41  А 013-55-10  320  119200  7825  8570  2705	

Диаметр валков принимают

Z>«(2-?4)d„„,

где dnjax = 150-г20СГмм — максимальный размер куска в исходном

питании, мм;

Z), L, п и 8 подбирают по табл. 19.

Число дробилок

<?1

(73)

где k ~ 1,15;

Q — количество материала, поступающего на дробление, т/ч.
Мощность электродвигателя определяют по формуле

/V ~ 0,857) Ln, кВт.

(74)

| 4. Барабанные дробилки

Барабанная дробилка типа ДБ (рис. 56) состоит
из^барабана 1, опорных роликов 6, кожуха 5, загрузочного желоба 10,
разгрузочного желоба 5 и привода»

Барабан состоит и а двух фланцев, зубчатого венца, продольных
балок и штампованных решет. Решета изготовлены из листовой стали
Рве. 56. Барабанная дробилка типа ДБ
с круглыми отверстиями и состоят из отдельных секций. Внутри
барабана установлены поднимающие полки 2 и разгружающие
лопатки 4. Материал вдоль барабана перемещается с помещью^по-
лок- Скорость перемещения регулируют изменением продольного угла
наклона полок. Барабап установлен на четырех опорных роликах.

Привод дробилки состоит из электродвигателя 7, редуктора 8
и зубчатой передачи 9.

Принцип работы барабанной дробилки основан на избиратель-
ном дроблении угля и породы, которые имеют различную прочность.

Исходное питание по загрузочному желобу поступает внутрь
вращающегося барабана и поднимается полками 2. Падая с полок,
крупный уголь дробится от удара о поверхность решет барабана
и просеивается через решето. Крупная и более твердая порода
перемещается полками вдоль барабана и выбрасывается лопат-
ками 4 в разгрузочный желоб 5.

Скорость падения кусков материала в момент удара

г = У 2gff, м/с,	(75)

где высота падения Н — 1,737? (7? — радиус барабана, м).

Подставив значение Н в формулу (75), получим

v = 5,83 VR.

Работа удара

Л=^-=СЯ,Дж,	(76)

где т. — масса частицы, кг;

G — сила тижестн частицы, Н-

Таблица 20

Технические характеристики барабанных дробилок типа ДБ

Показателя	ДБ-22	ДБ-28	ДБ-35
Производительность, т/ч 	  Максимальная крупность дробимого угля,	До 400	До 750	До 1500
мм 	 		600	600	1200
Размер отверстий решет, мм Размеры барабана, мм	50-150	25-300	50-300
диаметр . .	. .	...	2200	2800	3500
длина 	 ...  Число рядов:	2800	4500	5616
поднимающих полок	4	5	6
подающих полок .........	4	5	6
Частота вращения барабана, об/мин  Электродвигатель:	16.1	15.4	«4,1
тип	....	КО22-4	КО42-4	КО52-4
мощность, кВт . . .	20	50	90
Масса дробилки, кг . .  Габаритные размеры, мм:	10 000	31 600	43 400
длина	,	6165	0250	9680
ширив .	4110	4325	5179
высота .....			3315	4050	4655
Работа падения зависит от высоты Н, поэтому барабанные дро-
билки должны быть большого диаметра.

Технические характеристики барабанных дробилок приведены
в табл. 20.

Преимущество барабанных дробилок — небольшие капитальные
ватраты, недостаток — громоздкость конструкции.

Барабанные дробилки типа ДБ применяют для механизирован-
ной выборки породы из угля.

§ 5. Молотковые и роторные дробилки

Молотковая дробилка (рнс. 57) состоит из нижней 1 н верхней 2
частей корпуса с люком~4, ротора 5, колосниковой решетки 6 и
привода.

Рис. 57. Молотковая дробилка

Ротор состоит из вала 7, вращающегося в подшипниках /?, н на-
саженных на него дисков 9 с молотками 10. Молотки г/арнирио
подвешены на стержнях в кольцевых пазах между дисками/ Шарнир-
ное крепление молотков дает возможность избежать поломки дро-
билки при попадании железных частей. Молотки отливают из мар-
ганцовистой стали, диски изготовляют из стального литья В зави-
симости от формы и исполнения молотки можно переставлять при
их изнашивании два или четыре раза.

Верхнюю часть корпуса футеруют плитами 3 из марганцовистой
стали.

Дробленый продукт разгружается через отверстия колосниковой
решетки. Размер отверстий решетки определяет крупность дробле-
ного продукта.

Привод молотковой дробилки состоит из клиноременной пере-
дачи и шкива 11. При вращении ротора молотки под действием
центробежной силы занимают радиальное положение.

Исходное питание через загрузочное отверстие поступает в про-
странство между молотками н футеровочными плитами, где крупные
частицы подвергаются многократным ударам молотков и раздраблн
ваются.
Технические характеристики молотковых дробилок приведены
в табл» 21.

Таблица 21

Технические характеристики молотковых дробилок

Показатели	М-8-6П	М-10-1 в
Производительность, т/ч 		18—24		
Максимальная крупность дробимого угля, мм 		250	300
Размеры ротора, мы:  диаметр .......	....	800	1000
длина	.......	600	800
Крутшость дробленого продукта, мм . .	0—13	0-45
Частота вращения ротора, об/мин . . .	1000	075
Мощность электродвигателя, кВт . . .	55	125
Масса дробилки, кг . 			2245	5055
Габаритные размеры, мы: длила 		1350	2100
ширина ..............	1400	1750
высота 		1250	1600

Недостатки молотковых дробилок: быстрое изнашивание молот-
ков и залипание отверстий колосниковой решетки при дроблении
влажных углей-

Молотковые дробилки применяют для среднего и мелкого дроб-
ления промпродукта н углей. Их изготовляют односторонними, дву-
сторонними, реверсивными и нереверсивными. В угольной промышлен-

ности получили распространение одиороторные нереверсивные дро-
билки (см. рис. 57).

Производительность молотковой дробилки опреде-

ляют по формуле

0,^	. т/ч

3600(1, 1) ' ' 

(77)

где К — коэффициент, зависящий от конструкции дробилки и
твердости угля, К — 44-62

d — диаметр ротора, м;

L — длина ротора, м;

п — частота вращения ротора, об/мин;

ц — степей?, дробления.

Величины d, L и п берут нз табл. 21.

Число дробилок

1=-^.

где Q — масса материала, поступающего в дробилки, т/ч.
Мощность электродвигателя определяют подформуле

Л'=0,15d2Ln, кВт.	(78)
Роторные дробилки типа ОЦД (отбойные центро-
бежные дробилки) состоят из ротора 1 (рис. 58), нижней 2 и верх-
ней 3 частей корпуса, отбойных плпт 4, четырех пружинных амор-
тизаторов 5, цепей 6 и привода.

Ротор представляет собой барабан сварной конструкции, иа
наружной поверхности которого имеются клинообразные пазы для
молотков (бил). Молотки крепятся клиньями. Ротор насажен на

Ряс. 58. Роторная дробилка типа ОЦД

вал, вращающийся в роликовых подшипниках, смонтированных
в корпусе.

Отбойные плиты изготовляют из стального листа с ребрами
жесткости. Поверхность плит наплавлена твердым сплавом.

Привод дробилки состоит из электродвигателя и клиноременной
передачи.

Исходное питание через загрузочную воронку поступает в про-
странство между вращающимися ротором и плитами, где захваты-
вается молотками и отбрасывается иа отбойные плиты. При ударе
о плиты и столкновении между собой отдельные частицы дробятся.
Дробленый продукт разгружается через нижнее отверстие корпуса.
Для равномерной загрузки и предотвращения выброса нз нее мате-
риала подвешены цепи 6.
Технические характеристики дробилок типа ОЦД приведены
в табл. 22- Роторные дробилки применяют для среднего дробления
крепких в средней крепости углей и пород, а также для дробления
промпродукта.

Таблица 22

Технические характерней! кв роторных дробилок типов ОЦД в ДР

Показатели	ОЦД-50С	ОЦД-100М	ДР-11
Производительность, т/ч 	  Максимальная крупность дробимого угля,	50	100	200
мм 				350	500	250
Максимальная крупность дробленого про-			
дукга, мм			 . .	13	20	6—25
Диаметр ротора, мм		600	800	1000
Частота вращения ротора, об/мин , . . Электродвигатель:	600—1200	292; 370; 486	985
тип 		КО41/4	КО5^6	МА36-52/6
мощность, кВт	  Масса дробилки, кг . . .	40	72	125
	3733	8317	19 900
Габаритные размеры, мм:			
длина 			1870	2335	2935
ширина ,	....	1525	2015	2840
высота 		1545	1925	2670

Дробилки роторные ДР-11 применяют для дробления
промпродукта (см. табл. 22)- Их внедряют на коксохимических за-
водах для дробления угля взамен молотковых дробилок.

Эксплуатация дробилок. Перед дроблением должно
быть предусмотрено устройство для удаления деревянных н метал-
лических предметов, поступающих вместе с углем.

Деревянные и другие предметы удаляют с ленточного конвейера.

Для удаления из угля металлических предметов применяются
электромагнитные шкивы и подвесные электромагнитные железо-
отделители.

Электромагнитный шкив типа ШЭ (рис. 59)
состоит на вращающегося барабана 7, внутри которого монтируют
батарею электромагнитов 2, токораспределительной коробки 5,
подшипников 3 н вала 4.

Электромагниты вращаются вместе с барабаном нли устанавли-
ваются неподвижно. Оии питаются постоянным током при напряже-
нии 110—220 В. Электромагнитные шкивы используют в качестве
приводного барабана ленточного конвейера.

Металлические продметы, транспортируемые ленточным кон-
вейером вместе с углем, при попадании на барабан притягиваются
электромагнитом и удерживаются на ленте. При выходе из зоны
электромагнитного поля они удаляются.
Технические характеристики электромагнитных шкпвоа при-
ведены в табл- 23.

Железоотделитель подвесной влектрома-
гнитный с механической разгрузкой ЭПР120
(рнс. 60) состоит из рамы /, электромагнита 3, ведущего 6 и ведо-
мого 7 барабанов, натяжного барабана 2t разгрузочной лепты 4
и привода 5

2 f

Рнс. 59. Электромагнитный шкив

Электромагнит состоит из III-образной полюсной скобы и соеди-
нительном коробкп. Питание обмотки осуществляется постоянным
током напряжением 110—220 В.

Таблица 23

Технические характеристики алектромагннтных шкивов тли а ШЭ

Покааателв	ШЭ30-80	ШЭЮ 0-80	ШЭ120-100	ШЭ140-100
Ширина конвейерной ленты.				
мм		  Толщина слоя угля ва лепте.	800	1000	1200	1400
мм	До 250	До 250	300	300
Потребляемая мощность, кВт  Размеры шкива, мм:	4,8	4»	6,4	8,65
диаметр	- -	800	800	1000	1000
длина	1950	2150	2550	2750
Масса шкива, кг		3334	3387	4750	5658

Железоотделитель подвешивается иад ленточным конвейером,
транспортирующим уголь. Металлические предметы, находящиеся
в слое угля, под действием магнитного поля притягиваются к злек-
тромагпиту, а ватем с помощью разгрузочной ленты 4 разгружаются
в специальный бункер.

Технические характеристики железоотделителей типа ЭПР при-
ведены в табл. 24.

Рис. 60. Желеаоотдели-
тель подвесной электро-
магнитный ЭПР120

Таблвца 24

Технические характервстикп подвссных'*электромагнитиых
железоотделителей типа ЭПР

Покавателн

Ширина ленты, мм.................

Высота подвески, мм..............

Скорость движения разгрузочной ленты,
м/с ............................

Мощность электродвигателя, кВт . , .

Масса, кг .......................

Габаритные размеры, мм:
длина ..........................

ширина ..............
высота .......................

ЭПР 80	ЭПР120
800	1200
300	280-350
2,0—4,5	2.0
2,8	2,8
4163	4670
2317	3470
1310	1810
850	1170

Перед пуском валковой дробилки проверяют крепление ее сегмен-
тов и состояние зубьев, а также крепление подшипников и фунда-
ментных болтов.
В молотковых дробилках проверяют состояние молотков и колос-
никовой решетки.

Загрузка дробилок исходным питанием должна быть равно-
мерной.

Общие правила безопасности при обслуживании дробилок:

1)	все вращающиеся части дробилок (шкивы, клиноременные
передачи, выступающие шпонки и концы валов) должны быть на-
дежно ограждены;

2)	перед пуском дробилки необходимо подавать сигнал;

3)	производить чистку, осмотр и ремонт дробилок во время их
работы запрещается.
РАЗДЕЛ ВТОРОП

ТЕХНИЧЕСКИЙ КОНТРОЛЬ
НА ШАХТАХ И РАЗРЕЗАХ

Глава I

ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ТЕХНИЧЕСКОМ КОНТРОЛЕ
И ОПРОБОВАНИИ УГЛЕЙ

Качество отгружаемых потребителям углей нормируется госу-
дарственными общесоюзными стандартами, техническими условиями
я временными нормами. Нормирование качества углей обеспечивает
их рациональное распределение по отраслям промышленности и
эффективное использование, а также является стимулом повышения
качества продукции.

На добываемый шахтами (разрезами) уголь устанавливают нормы
показателей качества: среднюю и предельную — на
содержание Ас и S^, предельную — на содержание И/р.

Средняя норма служит для определения выполнения шах-
той (разрезом) показателей качества угля за месяц, а также для кон-
троля качества товарной продукции, а предельная норма — для
определения выпуска брака.

Для выполнения норм качества в целом по шахте (разрезу)
каждому участку устанавливают участковые нормы содер-
жания видимой породы и зольности.

С целью обеспечения выполнения норм качества добываемых
углей на шахте (разрезе) осуществляют технический кон
троль.

Технический контроль производит отдел технического
контроля (ОТК).

Основными задачами ОТК являются:

контроль за качеством, сортностью и маркировкой углей, добы-
ваемого шахтой (разрезом), а также за соответствием отгружаемого
потребителям топлива стандартам, техническим условиям и времен-
ным нормам;

оперативный контроль за соблюдением установленной технологии
добычи по шахте (разрезу) и отдельным участкам и забоям в соответ-
ствии с планами горных работ, паспортами крепления и буровзрыв-
ных работ;

осуществление мероприятий по улучшению качества добываемых
углем.
Отдел технического контроля возглавляет начальник ОТК, кото-
рый подчинен директору шахты (разреза).

Начальнику ОТК предоставлено право;

приостанавливать отправку потребителям топлива, не соответ-
ствующего стандартам, техническим условиям и временным нормам,
немедленно уведомляя об этом руководство предприятия;

представлять директору шахты (разреза) предложения о нака-
зании виновных в добыче недоброкачественного топлива, нарушении
технологии добычи, рассортировки и обогащения угля.

Для определения показателей качества добываемых углей произ-
водят их опробование.

Пробой называют небольшую часть угля, отобранную по
определенным правилам и отображающую с заданной точностью
его состав и качество.

Опробованием называется совокупность операций по
отбору, подготовке и исследованию проб углей для изучения их со-
става и определения показателей качества.

Методы отбора, подготовки и химического анализа отобран-
ных проб определены соответствующими ГОСТами (см. «Введе-
ние»).

В процессе выемки пласта уголь засоряется минеральными
примесями из почвы, кровли и прослойков породы. Качество угля
зависит от мощности и структуры пласта, угла падения, прочности
боковых пород и технологии добычи.

На каждой шахте (разрезе) предусматриваются следующие про-
филактические мероприятия против засорения угля породой при
выемке пласта:

1)	при разработке двух и более пластов процентное участие
выемки каждого пласта должно соответствовать участию, установ-
ленному планом горных работ;

2)	крепление и буровзрывные работы в очистных вабоях и под-
готовительных выработках должно производиться строго по пас-
портам;

3)	на угольных разрезах должны быть подготовлены забои,
зачищенные от вскрыши; вскрытый пласт угля тщательно зачищают
от породы;

4)	отбойка угля должна производиться только после полного
удаления породы в выработанное пространство и зачистки от породы
всей площади рабочего участка;

5)	при выемке угля комбайнами кровля н почва не должны
захватываться режущими частями вместе с углем пласта;

6)	при наличии земника у почвы, а также слабой почвы вру-
бовые машины и комбайны должны иметь приспособления, устраня-
ющие рыхление почвы;

7)	крупные куски породы в немеханизированных забоях должны
выбрасываться в выработанное пространство;

8)	орошенио угля при его добыче и транспортировании не должно
быть чрезмерным;
9)	нельзя допускать измельчения угля прп транспортировании
по выработкам;

10)	вагонетки, подаваемые в шахту, должны быть очищены ог
породы.

Для обогащения углей на поверхности шахт предусматривают
обогатительные установки. Если угли отправляют на обогатитель-
ные фабрики, то выборку породы не предусматривают. В этом слу-
чае уголь отправляют в виде горной массы с повышенной
вольностью и крупными кусками породы.

Глава II

ПЛАСТОВЫЕ И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫЕ ПРОБЫ

§ 1.	Пластовые пробы

Пластовыми называют пробы, которые отбирают от угля,
находящегося в пласте.

Пластовая проба характеризует качество пласта в точке (месте}
отбора н состоит ив пластово-дифференциальной в пластово-про-
мышленной проб.

Пластово-дифференциальная проба харак-
теризует качество каждой отдельной пачки и каждого породного про-
слойка мощностью более 10 мм.

Пластово-промышленная проба характеризует
качество всех пачек и породных прослойков, подлежащих совместной
выемке в процессе эксплуатации пласта (без ложной почвы и кровли
и прослойков породы, удаляемых в выработанное пространство).

При особо сложном строении пласта, па открытых разработках
и при выемке мощных пластов на всю мощность допускается отби-
рать только пластово-промышленную пробу с выделением из нее
пластово-фракционной пробы.

Пластово-фракцвонная проба характеризует ка-
чество пласта по содержанию чистого угля, сростков и породы по-
данным расслоения в тяжелых жидкостях плотностью 1,4 (1,5)
и 1,8 г/см8 для углей и 1,6 и 2 г/см8 для антрацитов.

Пластовые пробы предназначены для установления норм качества
топлива.

Отбор пластовых проб производят по ГОСТ 9815—61
на каждой шахте (разрезе) отдельно от каждого пласта в очистных
и подготовительных выработках.

Точки отбора пластовых проб намечает и отбор произво-
дит ОТК под руководством главного инженера шахты с участием
представителей инспекции по качеству.

Пластовые пробы отбирают ежеквартально в каждой очистной
выработке в одной точке. Если суммарная мощность всех породных
прослойков составляет 20% и более общей мощности пласта и если
структура пласта и его качество резко меняются, то количество точек
увеличивают до трех и более.

Если пласт состоит из одной угольной пачки, то от него отбирают
только пластово-промышленную пробу. Мощность пачек в породных
прослойков пласта определяют путем замеров в 10—15 точках по
лилии обнажения пласта

Пластовые пробы запрещается отбирать в местах геологических

нарушений.

Перед отбором пластовой пробы поверхность пласта в точке
отбора выравнивают, почву тщательно очищают и на нее расстилают

Рис. 61. Равреэ пласта:

f — почве; ~ — угольная пачка; я —
прослоен породы; < — угольная j пачка;

S — кровля

брезент для сбора материала
пробы.

Производство вруба при отбо-
ре пробы осуществляется меха-
низированным способом в напра-
влении, перпендикулярном на-
пластованию, с помощью меха-
нической пилы нлн другого
механизма. В завнсимости от кон-
струкции рабочего органа меха-
низма сечение вруба может быть
треугольной формы с размерами
сторон 15 см или квадратной со
стороной 20 см. Расстояние меж-
ду врубами пластово-дифферен-
циальной и пластово-промышлен-
иой проб должно быть не менее

двойной ширины (рис. 61)

Механическая пила (рис. 62) состоит из режущей
цепи 1 с тремя рядами зубьев, шины 2, натяжной вилки 3, редук-
тора 4t электродвигателя 6 с гибким валом 5 н педального выклю-

чателя.

Бар пилы устанавливают под углом 60° к поверхности пласта
я производят вруб па всю длину бара. Второй запил производят
о противоположной стороны. Вырубленный материал в форме тре-
угольной призмы вынимают в пробу-

При отборе пластово-дифференциальной пробы материал (пачка
или прослоек) убирают в отдельный мешок. После уборки материала
приступают к выемке следующей пачки или прослойка. Мешки
тщательно завязывают и прикрепляют прочный ярлык, на котором
указывают номер акта, букву Д (пластово-дифференциальная) и
порядковый номер пачки или прослойка, считая сверху внив, напри-
мер, 3—Д—1 и т. д.

При отборе пластово-промышленной пробы пачки и прослойки,
идущие в добычу, вынимают совместно и убирают в отдельный
мешок. К мешку прикрепляют ярлык, на котором указывают номер
акта, буква П (пластово-промышленная) н перечисляют все пачки
и прослойки, вошедшие в пробу. Например, 3—П—1, 2, 3.
После отбора проб метки с пробами доставляют в про-
боразделочное помещение для приготовления лабораторных
проб.

Рис. 62. Механическая пыла

§ 2.	Оформление пластовых проб

Результаты отбора в анализов пластовых проб оформляют актом-
По пластово-дифференциальной пробе определяют плотность
и зольность каждой пачки и прослойка, по пластово-промышлен-
ной — все показатели качества и по пластово-фракционной — выход
и зольность фракций. Результаты анализов записывают в формы
акта (табл. 25, 26 и 27).

Таблица 25

Результаты анализе Пластове-дифференциальной пробы

М пробы	Мощность каждой отдельной иачк  породного прослой- ки М, м	Наименование пач- ки, породного про- слойка в их краткой характеристика	Плотность б, т/м»	Д'. %
1	2	3	4	5
				
	По пласту			

Таблица 26

Результаты анализа пластово-проиъпплеиной пробы
Результаты анализа пластово-фракционной пробы

Выход  вольность (%) фракция, г/см’						Суммарная  ВОЛЬНОСТЬ do пластово- фракционной пробе.  %
<1,5		1,5—1.8		>1.8		
выход		выход vnn	add	выход Vo	А8	
						

Зольность по пластово-дифференциальной пробе определяют по
формуле

4 с   М+ М2^2-^^ ~Г  - --\-МибпЛи	(7<й

Afjdi-j-л/гбгЧ-- • -+Л/л6л	*

где Мj, 7Иа, . . М„ — мощность каждой отдельной пачкп и по-
родного прослойка, м,

6Х, бя, . . 6П — плотность каждой отдельной пачки и по-
родного прослойка, т/м8;

Л1, -^2» •  •> -^п — зольность каждой отдельной пачки и по-
родного прослойка, %.

По формуле (79) подсчитывают зольность эксплуа-
тационной части пласта, чистых угольных
пачек и общую вольность пласта.

В эксплуатационную часть пласта не включают породные про-
слойки, выделяемые в выработанное пространство. При вычислении
мощности и зольности чистых угольных пачек исключают все пород-
ные прослойки мощностью более 10 мм

Зольность по пластово-фракционной пробе определяют по формуле

= Ук^к + Упп^пп + уол§	(80)

Ук+ Улл + Уо

ГД® Yx> Тип и То — выходы концентрата, промпродукта и отхо-
дов, %;

Лк, ЛцП и — зольности концентрата, промпродукта и от-
ходов, %.

К акту отбора пластовой пробы прилагают разрез пласта в месте
отбора.

Расхоясдеиие^между зольностью пластово-пром ьппленной н пла-
стово-дифференциальной проб не должно превышать 10%, отне-
сенных к зольности пластово-промышленной пробы, т. е.

Л*__ АС

а= * 100<10%.
где Ли и — зольность пластово-промышленной и пластово-диф-
ференциальной проб, %.

При а > 10% пробы бракуют и отбирают вновь на расстоянии
1—2 м от точки предыдущего отбора.

§ 3.	Эксплуатационные пробы

Эксплуатационные пробы характеризуют грануло-
метрический состав и качество добываемых углей и предназначены
для ситового анализа и установления норм качества углей и антра-
цитов.

Отбор эксплуатационных проб производят по
ГОСТ 16094—70 на каждом участке (забое, лаве) одновременно
с пластовыми пробами не реже одного раза в полугодие.

Перед отбором эксплуатационной пробы необходимо очистить
забой и призабойное пространство от остатков топлива за предыду-
щий цикл, а также от породы и мусора, чтобы они не попали в пробу.
При отборе пробы забой (лава) должны эксплуатироваться в нормаль-
ных условиях с соблюдением правил безопасности и технической
эксплуатации. Необходимо, чтобы выемка пласта соответствовала
утвержденной системе, крепление — утвержденному паспорту, а обо-
гащение топлива — установленной схеме.

При однородной структуре, выдержанном залегании и постоян-
ной качественной характеристике пласта от него отбирают одну
эксплуатационную пробу. При наличии в таком пласте нескольких
забоев (лав) количество порций, набираемых от каждого забоя
(лавы), должно быть пропорционально плановому участию их в до-
быче. Если пласт в разных участках сильно различается по струк-
туре, качественной характеристике и условиям залегания, то от каж-
дого характерного участка должна быть отобрана отдельная эксплуа-
тационная проба.

Эксплуатационные пробы можно отбирать из потока топлива
а местах перепада, с ленты остановленного конвейера, питателя,
дозатора или из топлива, погруженного в шахтные вагонетки.
Отбор порций производят в соответствии с ГОСТ 10742—71.

Количество порций, отбираемых в одну эксплуатацион-
ную пробу, должно быть не менее 30.

Масса порций и пробы зависит от максимального
размера кусков топлива. Она определяется по табл. 2.

Отбор проб с поверхности топлива пронзводят вручную в один
или несколько приемов путем выкапывання лунки приспособле-
нием, шириной не менее полуторного размера наибольшего куска
в опробуемом материале.

Результаты отбора эксплуатационной пробы оформляют актом.
ТОВАРНЫЕ ПРОБЫ

§ 1.	Отбор товарных проб

Товарные пробы характеризуют качество топлива, отгружае-
мого потребителям.

В зависимости от назначения товарные пробы разделяют на:
расчетные — для расчета за топливо по качеству;

контрольные — для определения возможности отправки
предъявленного топлива, вызывающего сомнение по качеству.

В процессе отбора и подготовки различают следующие виды проб:
первичные, составляемые пз всего количества порций, ото-
бранных непосредственно от отгружаемого потребителям топлива;

лабораторные, получаемые в результате подготовки пер-
вичной пробы и предназначаемые для лабораторных испытаний;

ан алнтическне, получаемые в результате подготовки
первичной или лабораторной пробы и предназначаемые для химиче-
ских анализов.

Отбор товарных проб производят по ГОСТ 10742—71.

Па р т и е й называют определенное количество топлива, опро-
бованное, отгруженное одновременно и полученное одним потре-
бителем.

Пробы отбирают от каждой партии топлива одной марки, группы,
класса по размеру кусков, предусмотренных стандартами или тех-
ническими условиями. Допускается отбор одной пробы от массы
топлива до 300 т, направляемого нескольким потребителям.

Отбор производят:

от потока топлива в местах его перепада или с поверхности
транспортирующего устройства;

от неподвижного слоя топлива, погруженного в транспортные
средства.

|Й^Отбор и подготовку проб производят механизированным способом.

Количество порЦий, отбираемых от партии топлива,
должно быть не менее количества, указанного в табл. 28.

Таблица 28

Количество отбираемых порций

Масса пврткж топлива, т	Количество порцж!, но менее
До 300  Свыше 300 до 600  Свыше 600	15  1 от каждых 20 т  30

Массу порций, отбираемых от топлива, определяют в за-
висимости от максимального размера кусков (табл. 29).
Масса порций

Отбор проб из потока осуществляют при погрузке
нли разгрузке вагонов, автомашин и других транспортных средств,
а также при транспортировании топлива конвейерами непосред-
ственно потребителям.

Пробы отбирают механическими пробоотборниками в местах
перепада потока или непосредственно на транспортирующей поверх-
ности (см. раздел седьмой, гл. II).

При отборе проб из потока порции отбирают через равные интер-
валы времени, которые вычисляют по формуле (297), Массу порции
определяют по формуле (296).

Пример. Партия топлива массой М = 500 т отгружается конвейером.
Производительность конвейера Q = 300 т/ч. Определить количество порций
в интервал их отбора.

1.	По табл. 28 находим количество порций

500 ч_
п ~~2q~“25 порпни.

2.	Интервал отбора порций определяем по формуле (297)

,	60Л/	№.-500

<?л “ 300-25 “4иин-

Отбор проб из транспортных средств. От то»
плива, погруженного в транспортные средства (железнодорожные
вагоны, вагонетки, автомашины и др.) пробу отбирают только в тех
случаях, когда невозможно отобрать ее от потока.

Отбор порций нз вагонов н других транспортных средств должны
производить механизированным способом или вручную. Прн зтом
глубина погружения отбирающего приспособления в топливо
должна быть не менее 0,4 м-

Количество и массу порций определяют по табл. 28 и 29.

Расположение точек отбора порций из железнодорожных вагонов
показано на рис. 63.

Расположение точек отбора порций нз вагонеток (автомашин)
показано на рис. 64.

Установка ОВ-4 для отбора проб из желез-
нодорожных вагонов (рис. 65, а) состоит из пробоотбор-
ника 1 ковшового типа, каретки 2, перемещающейся по рельсам пор-
тала 6, который установлен на вертикальных опорах 3 поперек же-
лезнодорожных путей, дроби льно-сократительного агрегата ДСД 5,
Предельные апачешш засорения угля вмещающими породами (тгп, к)
при подземной добыче в очистных аабоях с индивидуальной крепью

Тпп пород иепосредственноЯ кровли илиста	Угол падения пласта, градусы	КовФФнцнент креиостж горных пород кровле пласта по шкале И М. Протодьяконова (0,01 часть предела прочности пород при одноосном сжатии)					
		<1	1-3	3—5	5—7	7-»	
Б у рые	и каменные угли						
Аргиллиты	<40	0,18	0,14	0,08	0,02	—	—
	>40	0,24	0,19	0,12	0,05	—	—
Алевролиты, песчаники и нзвест-	<40	о,ю	0,08	0,07	0,05	0,04	0,03
Я Я КН	>40	0,13	0,12	0,11	0,09	0.08	0,05
Пол уа втрацвты н антрг				ц нт	а!		
Аргиллиты	<40	0,15	0,12	0,07	0,02	—	—
	>40	0,28	0,22	0,14	0,06	—	—
Алевролиты, песчаники и извест-	<40	0,08	0,08	0,08	0,08	0,08	0,07
я яки	>40	0,14	0,13	0,12	о,и	0,10	0,09

механизма передвижения пробоотборника с кареткой, ленточного
вертикального элеватора 4 для возврата остатка пробы, кабины
оператора с пультом управления и станции управления.

Ряс. 63. Схема отбора порций из железно-
дорожных вагонов (ГОСТ 10742—71)

Пробоотборник (рис. 65, б) состоит из клиновидного захвата 7
с крышкой 8 и электродвигателя 9 с редуктором.

Пробоотборник устанавливается над точкой отбора и после
включения механизма внедряется в уголь на глубину 500—700 мм.
Крышка захвата открывается. Затем крышка захвата закрывается
и пробоотборник с порцией поднимается в верхнее положение.
Далее крышка открывается и порция пробы ссыпается в воронку
каретки. Затем каретка перемещается на новую точку и цикл повто-
ряется. После окончания отбора всех порций каретка перемещается
в исходное положение, проба разгружается в проборазделочяую
$1S0

Рис. Со. Установка^ОВЧМ для отбора проб из вагонов:
о — устройство; б — общжЯ влд
машину типа ДСД. В машине типа ДСД проба дробится до 3 мм
и сокращается до лабораторной пробы — две банки по 0,5 кг. Оста-
ток пробы подается элеватором обратно в вагон.

Техническая характеристика установок типа ОВ

ов-зм

Опробуемый материал:

крупность, мм ... .	. . До 150

влажность, % . . . .	. До 12

Глубина отбора проб, мм.............. 500—700

Крупность материала лабораторной про-
бы, мм................................. 0—3

Масса одной порции пробы,	кг ........ 5-10

Максимальный ход тележки пробоотбор-
ники, мм.............................. 3000

Скорость подъема п опускания пробоот-
борника. м/мин........................ 19,7

Время открывания п закрывания крышки
захвата, с............................. 3,6

Скорость передвижения каретки с пробо-
отборником, м/мин................... 15,1

Среднее суммарное время цикла по отбо-
ру одной порции, с.................. 30—35

Масса, кг........................ ...	16370

Основные размеры, мм:
длина....................  .	10 532

ширина............ . .	10100

высота............... 10 050

ОВЧф

До 150
До 12
500—700

0-3
5-10

3000

19.7

3.6

15.1

30-35
19029

14 932

10 100
10050

Выпускаются установки ОВ-4М и ОВ-5 с дополнительной опорой
для отбора проб из вагонов, движущихся по двум путям.

Пример 1. Отгружается партия в два вагона грузоподъемностью 63 т.
Максимальный размер куска в угле 150 мм. Определить количество порций
и массу пробы.

Масса партии 63 2 = 126 т. По табл. 28 количество порций 15. По табл. 29
масса порции 9 кг, масса пробы 15-9 = 135 кг.

В первом вагоне набирается 8 порции, во втором — 7.

Пример 2. Отгружается партия в пять вагонов грузоподъемностью
93 т. Максимальный размер кусков 100 мм. Определить количество порций и
массу пробы.

Масса партии 93 5 = 465 т. По табл. 28 находим количество порций
и 465 «23
"“-20-”23'

По табл. 29 масса порции 5 кг, масса пробы 23-5 — 115 кг.

Пример 3. Отгружается партии в 35 вагонов грузоподъемностью 63 т.
Максимальный размер кусков 150 мм. Определить количество порций и массу
пробы.

Масса партии 63 -35 = 2205 т. По табл. 28 количество порций 30. По табл. 29
масса порции 9 кг, масса пробы 30*9 = 270 кг.

§ 2. Подготовка проб

Подготовку проб производят по ГОСТ 10742—71.

Пробу обрабатывают в процессе отбора порций непосредственно
в местах ее отбора в случае применения машин для подготовки проб
типа МИЛ пли МПА (см. раздел седьмой, гл. II) плн после ого окон-
чания в помещениях, предназначенных для этой цели.

Помещенея для подготовки проб должны быть просторными,
хорошо освещенными, защищенными от ветра, солнечного нагрева,
атмосферных осадков, излучающих тепло поверхностей и изолиро-
ванных от других производственных помещений.

Подготовка проб включает в себя последовательные операции
дробления, сокращения, измельчения и деления их, производимые
на соответствующем оборудовании (см. раздел седьмой, гл. III).

При подготовке пробы должны соблюдаться следующие условия
н требования:

потеря массы пробы при дроблении ее до крупности 3 мм по
должна превышать 1%;

сокращение массы пробы в процессе ее обработки допускается
при крупности 25 мм н менее.

Из пробы, измельченной до 3 мм и сокращенной не менее чем
до 2 кг, выделяют необходимое количество лабораторных проб мас-
сой пе менее 0,5 кг каждая.

Полученные лабораторные пробы помещают в предварительно
взвешенные вместе с крышками, маториалом для опечатывания н
двумя этикетками банки и снова взвешивают с точностью до 1 г.

Массу брутто и тары записывают на этикетках, в которых ука-
зывают следующие сведения:

наименование пробы (товарная, контрольная, исследовательская
п т. д.);

наименование предприятия;

вид продукции;

марку топлива, класс по размеру кусков;

номер пробы и дату ее отбора;

массу партии, от которой отобрзпа проба;

обозначение стандарта (ГОСТ 10742—71).

В банку с пробой вкладывают одну нз этикеток, другую закреп-
ляют на наружной поверхности банкн, после чего банку закрывают
и опечатывают.

Панки должны быть плотно закрытыми, чтобы проба сохраняла
свою представительность по содержанию влаги-

Этикетки должны быть подписаны лицом, ответственным за
отбор и подготовку проб.

Полученные лабораторные пробы направляют: первую — в ла-
бораторию для определения показателей качества топлива и вторую—
на храпение в качестве арбитражной пробы.

По требованию потребителя выделяют третью лабораторную
пробу, если это оговорено договором.
Глава IV

КОНТРОЛЬ КАЧЕСТВА ДОБЫВАЕМЫХ УГЛЕП

Видимой породой называется порода крупностью
>25 мм.

Контрольная браковка на видимою по-
роду осуществляется согласно положепию, утвержденному Мп-
нпсторством угольной промышленности СССР.

Предельные нормы па содержание видимой породы
устанавливают сроком на одни квартал в килограммах па одпу ва-
гопетку или в процентах для отдельных участков н мест работы.

Для установления предельных норм содержания видимой по-
роды отбирают эксплуатационную пробу от 2% суточной добычи
данного участка. Пробу просеивают на спте с отверстиями 25 мы-
Из класса >25 мм выбирают и взвешивают видимую породу и опре-
деляют предельную норму ее содержания.

Контролю подвергают 2% добытого участком угля. Отбор пробы
производят тем же способом, что и отбор эксплуатационной пробы.
Фактическое содержание видимой породы определяют в %. Превы-
шение предельной нормы вычисляют в % и производят скидку с до-
бычи участка в количестве 0,5% за каждый процент превышения
нормы. При превышении 150% и более уголь бракуется полностью.

В тех случаях, когда добыча по шахте в целом учитывается
с помощью скшгоа или конвейерных весов, общее количество добы-
того угля определяется без видимой породы. Фактическая добыча
каждого участка пли забоя распределяется по данным маркшейдер-
ских замеров.

Пример. Фактическое содержание видимой породы в одной вагонетке
32 кг при норме 28 кг. Определить скидку с добычи участка 400 т.

Определяем превышение нормы

-32~- 100=14.3%.

Скидка с добычи

"^0.5-28.6 т.

Для каждого участка шахты устанавливаются участковые
нормы вольности А,, (средние) н содержание
влаги (предельное).

Расчетная норма зольности для каждого участка на насту-
пающий период устанавливается псходя из средневзвешенной золь-
ности расчетной части пласта (с суммарной мощностью породных
прослойков пе более 20% общей мощности чистых угольных пачек)
с учетом допустимого засорения угля вмещающими породами п опре-
деляется по формуле

=	-(Л8п-.1£л).	(81)

тПлОлл I ,п гп°гп
где тпя и 6ПД — средневзвешенные зольность, мощность и
плотность расчетной части пласта на участке,
подлежащем обработке в планируемом пе-
риоде, %, и и т/ма соответственно;

Доп, /««п и $бп — средневзвешенные зольность, мощность и
плотность пород в непосредственной кровле
пласта, попадаемых в добычу в процессе
выемки пласта, %, м в т/м3 соответственно.

Средневзвешенные значения показателей в формуле (81) вычи-
сляются по данным актов отбора пластовых проб и табл. 31 по фор-
мулам:

2Й£-Ф‘

XL = ----i;-----—.	(82)

У| —ГЯпл < )<?А

^пл 	5	» м;	(S3)

V(?*

бщ.- —»-----------. т/м3:	(84)

j <?»

г, %;	(85)

2ft

бйл = —---7-------, т/м8,	(86)

где У — суммирование по всем i-ым точкам отбора проб н /с-й очист-
ной выработке и ее окрестностях (подготовительных вы-
работках);

h

X — суммирование по всем А-ым очистным выработкам;
Сводка показателей качественной характеристики пластов угля
с учетом их участия в добыче за истекший (на планируемый) период

Qk — плановая добыча по каждой к-ой выработке (лаве) в тыс. т.
Засорение угля боковыми породами, выраженное эквивалентном

ему мощностью слоя породы, вычисляется по формуле

_	_ (j4s — -4пл. 1) тпл. 8$пл. э	/Я7\

mta ~( ’

где и 6fin — зольность и плотность боковых пород, залегающих
в непосредственной кровле пласта, определяемых
по формулам (85) и (86);

/1$ — зольность добываемой на участке горной массы,
соответствующей зольности эксплуатационных
проб (принимается по данным перевески горной
массы на участке за истекший период), %;

Л® |. э — средневзвешенная зольность эксплуатационной (вы-
нимаемой) части пласта (вычисляется по данным
сводки качественной характеристики пласта) (см.
табл. 31), %;

6IIJb „ — плотность чистых угольных пачек н породных
прослойков, входящих в эксплуатационную (вы-
нимаемую) часть пласта;

$пл. э

^чуи^Чуп+^np\ip тум3.
’’’чупЧ-^Лр

(88)

тпл. > ~ средневзвешенное значение мощности эксплуата-
цией пой части пласта (принимается по данным
актов отбора пластовых проб за истекший пе-
риод), %.
Величина показателя т^а в формуле (81) для расчета участковой
нормы зольности угля не должна превышать:

в очистных забоях с индивидуальной крепью — предельных
значений, указанных в табл. 30;

в очистных забоях с механизированной крепью — расчетных
значений по формуле

______ ГС»пл	zcn\
,пва Ю0 ‘ М’	(8$)

Предельная порма содержания влаги WJq для
каждого участка рассчитывается по формуле

IVP _ К7Р

И*, = в4-	пл. min j	(tJ0)

где	ИТл. п — среднее содержание влаги в эксплуата-

ционной части пласта в окрестностях
участка, подлежащего отработке в на-
ступающем периоде (определяется по
пластово-промышленным пробам) (см.
табл. 31), %;

W&i. шнх и И’£л. 1П|П — максимальное и минимальное содержание
влагн в пласте, наблюдаемое по нластово-
промышленным пробам (см. табл. 31);

WJ?p — увеличение влажности угля па участке
вследствие его орошения плп предвари-
тельного увлажнения в массиве по нормам
МакНИИ, %.

При превышении установленной нормы зольности скидка породы
с горной массы, добытой участком за сутки, определяется по формуле

{91)

-*и — '’уч

где QB — количество породы, снимаемой с массы добытого угля, т:
— фактическая добыча за сутки, т;

/1ф — фактическая зольность за сутки, %;

ЛуЧ — участковая норма зольности, %;

Л® — зольность породы крупностью >25 мм, %.

Пример 1. Пласт участка разрабатывается севервон и южной лавами.
Качественная характеристика пласта в добываемых углей приведена в табл. 32.
Данные, характеризующие боковые породы и горно-геологические условия
добычи, приведены в табл. 33.

Рассчитать участковую норму зольности.

Р о ш е н и е. Определяем итоговые показатели а табл. 32.

1. Зольность эксплуатационной части пласта в точках отбора проб (графа 10
табл. 32) но формуле

|С	W<yn. i^syn. Г^ЧУП. i	Лир. i^Hpf	.g.,j

UJ1 ’	,Kwyn. t♦*qyn. i -rM*ep. i ^p. |
Таблица 32

Характеристика пласта и добываемого угли на участке

Наименование очистных выработок по пласту	Добыча, тыс. т	Характеристика внеллуатацвокной части пласта								Зольность добываемого угля пи данным перевески л§. %
		Чистые угольные пачки			Породные прослойки			Итого по пласту		
		f"  X - з i Sb	плотность ®чуп* Т/,“	зольность 'Цу"' %	□ »  1 =	плотность «,ф. »'«•	ЗОЛЬНОСТЬ ^Йр- '-4	о ч ч е Ев	зольность ^л. < %	
1	2	3	I 4	S	6	7	Я	9	to	11
В истекшем периоде										
Южная лава	—	1.0  0.8	1.40  1.30	ю.о 6.0	о.з 0.3	2.4  2.6	70,0  78.0	-	30.4  36.9	
Итого по лаве	210	—	-	-	-	-	-	1.77	33,6	
Северная лава	—	0.9  1.1	1.35  1.41	8.0  12.0	0,3 0.2	2,5  2.3	75.0  73.0	-	33.3  26.0	
Итого по лаас	390	-	-	-	-	-	—	1,64	29.6	
Итого по пласту  Южная .твои	Ни	и Л 11 1  0.9  1.0  0.8	пру  1.40  1.40  1.30	е мы  11.0  Ю.О  6.0	й пе  0.4  0.3  0.3	рпо  2,5 2,4  Х6	и  75.0  70.0  78.0	-	31,0  39.3  30.4  36.9	36.0
Итого но лаае	300	—	-	-	—	—		-	35.5	
Овсрвая липа		0.9  1.1	1.35  1.41	8.0  12.0	0.3  0.2	2.5  2.3	75,0  73.0	—	33.3  26.0	-
Итого по лаве	200				-				29.6	
Итого по пласту  В истекшем перис ио южной лаве  Iе,	де:  1.	0-1,4	10.0	0.3-	2.4-7	10			33.3	38.0
-^ол.1  -^ПЛ.  пс северной лаве  ^пл-	1.0 -1.4+ 0.3-2.4  0.8 -1.3-6.0 + 0.3-2.6-78.0						36.9%;  33.3%;			
	0.8-1.3 1 0.3-2.6  0.9 -1.35 - 8.0+ 0.3 - 2.5 - 75,0 __  1-	<1.9-1.354 0.3.2.5									

Лпд.

1.1-1.41.12.0-02-2.3.73.0 ,САо .

-----ГГ 1,47-^02-22--------“26-°%‘
Характеристика пород кровли л гирпо-геологичсских условии
добычи на участке

Наименование ОЧИСТНЫХ выработок	Угол падения, пмдусы	Вид креплении	Характеристика кровли пласта в тачках отбора пластовых проб				Добыча тыс. т		
			Литологиче- ский тип пород	ПЛОТНОСТЬ 6(5П, т/м*	Зольность ЛйП' %	Коэффициент кре- пости по М. М. Про тодьякоцову	На планируемый период		Зп истекший пери- од
Южная лава	<40  <40  <40	Индивиду- альное Го же »	Алевролит  » >	2,5  2.4  2,6	88,0  800 &V)	2		300	210
Итого и» лаве	-	-	-	2.4	84.0				
Северная  лава	<40  <40  <40	Индивиду- альное То же  *	Песчаник  •  •	2.6  2.8	95,0  89.0 «го	8  8  8		200	390
Итого ио лаве	-	-	-	2,7	92.0	-	-		-
Всего ио участиу	-		-	2,52	87 2	-	500		еоо

по участку по формуле (82)

2,0+^3 + 2^390

21U+390

= 31.0g.

В планируемом периоде:

.4 пл. 1 н ^пл. з Для южной лавы вычислены выше;

Л»

0,5-1.4-И.0+0.4-2,5-7.7.0

0.V-I.4 + 0.4-2.5	“•^А,

Апл. 1 и А пл. , для северной лавы вычислены выше;

ио участку

^М.9^-3 300+ 33,3+26.0

л'""=--------;------300+™------------------м-2»-
2. Зольность расчетной части пласта в очистных забоях на планируемый
период:

по южной леве

.с.	1.0-1.4-10.0 I 0.2-2.4-7U.0

Л™ •'=------1.0-1,4+0,2 - 2,4------25-3%’

...	0.8 -1.3-6.04-0.18  2.6-78,0

• =------0.8-1.3+0.18----------=-6-В-

...	0.9-1.4-11.0 I 0.18-2.5-73.0

1		-----6.9-1Z4 0,18-2Д---------27ЛЧ*

но северной лаве

^ИЛ

0.9-1.35-8.0+ 0.18-2.5-75.0	.

0.9 1.354-0.18 -2.5	°’

по участку



1лл —

25.34-ЭД.6+27.9 3^ 2Ы + 26£2(Х)

-	300 + 200	= 26Л°“-

3.	Определяем мощность и плотность эксплуатационной части пласта а ис-
текшем периодо ио формулам (83) и (84):

1.2-210 4-1,25 - 390	,

------210-1 390	'	’

д.

1.2-210-1.77 Ц.25-ЗЯ0-1,С1	,	, .

1.2- 210 +1,25- 31Ю

4.	Определяем аасорсппе угля вмещающими породами по формуле (87)
и чанным табл. 32:

(36.0-31.0) 1.23-1,6У_СОЯ

= <87.2 - 36.0)2.52---°'08

Сраппивасм полученный результат с табличными. Полученное значение /па;1
нровышиет табличное (см. табл. 30). Поэтому для расчета принимаем по табл. 30
п»еп = 0,02 м.

5.	Определяем расчетную норму зольности для участка по формуле (81)

А ^ 26.4 -4-

0.02-2,52

1.2Э.1.Ю+0.02.г.!В<ЭТг-^)-а**

Пример 2. Добыто угля участком за сутки (?<$> = 1000 т, фактическая
зольность угля = 30,7% при участковой норме Луч = 26,7%. Зольность
породы А ц = 75%.

Определить количество породы, снимаемой с добычи ва превышение нормы
аольиоств.

По формуле (91) определяем скидку породы

1000(30.7 - 26,7)

Vn” 75.0-26,7	8 ’

Добычу за сутки принимаем 1000—81 = 819 т вольностью 26,7%.
Глава V

ПРАВИЛА ПРИЕМКИ УГЛЕЙ

§ 1.	Приемка углей

Приемку топлива производят по данным предварительного кон-
троля ОТК путем отбора проб и их испытания.

Предварительный контроль качества топлива
осуществляют следующими способами:

1)	отбор проб пз потока в процессе заполнения погрузочных
бункеров и последующий ускоренный апзлиз этих проб. Отбор
проб производят пробоотборниками п подготовку — машинами для
подготовки аналитических проб;

2)	отбор проб с последующим расслоением класса Z>1 мы в тяже-
лых жидкостях плотностью 1,5 п 1,8 г/см*. По выходу отдельных
фракции п их зольности (с учетом отсева класса О—1 мы) подсчиты-
вают ожидаемую зольность.

Данные предварительного контроля предъявляют приемочному
аппарату или инспекции до погрузки и отправки топлива.

Приемку топлива по качеству производят по
ГОСТ 1137—64 у поставщика в местах погрузки приемочным аппара-
том пли инспекцией, а в случае отсутствия их — ОТК предприятия-
поставщика.

Приемку топлива производят по данным предварптелгного кон-
троля ОТК.

Предъявленное к приемке топливо подвергают наружному
осмотру, которым устанавливают: отсутствие течи или каплепадения,
соответствие классу по размеру кусков, содержание видимой породы
и мелочи, отсутствие самонагревания. Топливо, дающее точь или
каплепадение из вагонов, к отправке не допускают. Погрузку топ-
лива в загрязненные транспортные средства запрещают.

Отгружаемое топливо должно соответствовать марке, классу
и другим показателям, установленным стандартами, техническими
у с товня ыи и временными нормами.

Если предъявленное к погрузке топливо по результатам предва-
рительного контроля и наружного осмотра но вызывает сомнений,
то производят отбор расчетной пробы.

Принятым к отправке считают топлпво, от которого отобрана
проба, оформленная удостоверением.

От топлива, вызывающего сомнение в его соответствии уста-
новленным предельным нормам no Ас, Wp и Л’об, отби-
рают контрольные пробы для химических и с -
п ы т а н и й.

От топлива, вызывающего сомнение в соответствии данному
классу по размеру кусков, предельным нормам содержания видимой
породы и мелочи, отбпрают контрольные пробы для
механических испытаний.

1f»n
При отборе контрольной пробы представитель приемочного
аппарата или инспекции извещает об этом руководство предприя-
тия, которое выделяет своего ответственного представителя. Отбор
контрольных проб оформляют актом.

До получения результатов химических и механических испыта-
ний контрольных проб взятое на контроль топливо не отправляют.

На основании результатов анализов н механических испытаний
контрольных проб приемочный аппарат, инспекция или ОТК опре-
деляют соответствие топлива установленным показателям.

При отборе контрольной пробы расчетные пробы от взятых
на контроль вагонов пе отбирают. Контрольные пробы будут яв-
ляться расчетными, если качество топлива соответствует установ-
ленным нормам.

§ 2.	Отбор контрольных проб для механических испытании

Отбор контрольных проб для определе-
ния содержания видимой породы и мвлочи
производят по ГОСТ 1916—56.

Контрольные пробы для испытаний отбирают по схеме, преду-
смотренной ГОСТ 10742—71. В контрольную пробу отбирают не
менее 15 порций, каждую массой не менее 15 кг. Порции должны
быть распределены между вагонами равномерно и пропорционально.
При отборе порций не допускается отбрасывать отдельные куски
тОпЛийа иЛи породы.

Для определения содержания видимой породы и определения
содержания мелочи отбирают отдельные контрольные пробы.

Определение содержания видимой породы
производят на механическом грохоте с проволочным ситом (размер
отверстий 25x25 мм) и питателем. Отобранную пробу взвешивают,
затем осторожно загружают в бункер, установленный пад механи-
ческим грохотом па высоте но более 0,5 м, и рассевают ее отдельными
частями.

По окончании рассева отдельной части падрешетнын продукт
должен быть переведен на неподвижный лоток на котором произ-
водят отбор всей породы. Отобранную породу взвешивают и опреде-
ляют ее в процентах к массе всей пробы.

Определение содержания мелочи производят
на механическом грохоте с питателем. Мелочью называются куски
размером менее нижнего предела крупности, установленного для
каждого класса грохоченого топлива, а для рядового угля — куски
размером менее 6 мы.

Для определения содержания мелочи применяют сита с отвер-
стиями размером, соответствующим нижнему пределу размера кусков
испытуемого класса.

Отобранную для испытания проб) взвешивают, затем осторожно
загружают в бункер и рассевают ее отдельными частями.
После рассева пробы подрешетпый продукт тщательно собирают
в плотный ящик, взвешивают п определяют содержание мелочи в про-
центах к массе всей пробы.

Все взвешивания для определения содержания видимой породы
и мелочи производят с точностью до 0,1 кг. Результаты механиче-
ских испытаний контрольных проб оформляют актом.

Опробовательные пункты. Опробовательные
пункты располагают у потребителя (иа углеобогатительных фабри-
ках) и предназначают для опробования рядовых углей, отгружаемых
потребителю шахтамп-поста вщикамп.

Опробовательные пункты оборудованы железнодорожными
вагонооцрокидывателями, ленточными конвейерами, пробоотборни -
ками, машинами для подготовки проб, а также грохотами для опре-
деления содержания видимой породы и мелочи.

Партия рядовых углей, поступающих потребителю, разгру-
жается вагоноопрокидыаателем н системой ленточных конвейеров
подается на углеприем. Отбор проб осуществляется нз потока про-
боотборниками непосредственно с ленты или в местах перепада
угля с одного конвейера па другой. Отобранные товарные пробы
разделывают машинами для подготовки проб до крупности 3 нли
0,2 мм. Мастера ОТК пунктов оформляют расчетные удостоверения
и другие документы (в соответствии с ГОСТ 1137—64) и отправляют
пробы в химлабораторию для производства анализа.

Отбор и подготовку проб производят в присутствии представи-
теля от потребителя (фабрики).

Опробование угля на опробовательных пунктах является наи-
более перспективным видом контроля.

Г аава VI

НОРМИРОВАНИЕ КАЧЕСТВА УГЛЕЙ

§ 1.	Разработка проекта ТУ для рядовых углей
и сортового тепли ва

Все угли, добываемые шахтами (разрезами) и отправляемые
потребителям, подлежат нормированию по качеству. Целью норвпт-
рования углей является получение наибольшего эффекта от их
использования в народном хозяйстве и стимулирование улучшения
качества продукции.

Нормы показателей качества (НПК) разраба-
тываются предприятиями отдельно для каждой шахтовыдачп, марки,
сорта, продукта обогащения применительно к заданным условиям
производства товарной продукции и оформляются техниче-
скими условиями (ТУ).

Проекты ТУ рассматривают комбинаты в инспекции по кон-
тролю качества и оформляют протоколом, а затем представляют
Министерству угольной промышленности для утверждения или для
регистрации в Комитете стандартов прн Совете Министров СССР,
если топливо отгружают другим потребителям, которые пе входят
в состав МУП.

НПК для углей, отгружаемых на обогатительные фабрики, утвер-
ждаются Министерством угольной промышленности СССР. Они
пересматриваются не режо одного раза в год.

Временные нормы устанавливают для шахт, разрезов
при существенном изменении горно-геологических условий, вводе
в эксплуатацию новых пластов и т. п. Временные нормы согласо-
вывают с инспекцией по контролю качества и утверждают Министер-
ством угольной промышленности СССР. Срок действия временных
норм не более трех месяцев.

Нормы устанавливают на следующие показатели качества:

а)	для углей, отгружаемых на обогатительные фабрики угольной
промышленности:

зольность Ае — средняя н предельная;

содержание влаги И’₽ — предельное;

содержание серы 5об — среднее;

б)	для товарных углей, отгружаемых потребителям:
зольность Лс — средняя и предельная;

содержание влаги И/р — предельное;

содержание серы 5^6 — среднее и предельное;

содержание минеральных примесей круп-
ностью >25 мм — предельные;

содержание мелочи 0—6 мм в рядовых антрацитах
и полуантрацитах, подвергаемых обогащению и рассортировно и
мелочи в сортовом топливе,— предельные.

Основными материалами для разработки и обоснования НПК
являются:

планы горных работ;

справка о фактической н планируемой добыче угля по очистным
забоям каждого пласта за время не мепее 6 месяцев по форме, при-
веденной в табл. 34;

сводпа показателей качественной характеристики разрабатывае-
мых пластов, слоев или уступов па наступающий п истекший периоды
по форме, приведенной в табл. 31. Сводки составляются на основании
планов горных работ и актов отбора пластовых проб;

копии актов перевески угли по участкам с указанием содержа
ния 4е п S„c и видимой породы;

сводка результатов ситового анализа угля по форме, приведенной
в табл. 35;

сводка колебаний показателей качества отгруженной продукции
за истекший период по форме, приведенной в табл. 36;

сводка качественной характеристики отгруженной продукция
за истекший период не менее 6 месяцев по форме, приведенной
в табл. 37;

пояснительная записка к проекту ТУ.
Справка о фактической (планируемой) добыче ио участкам тахты за (па) 10.
Таблица 36

Таблица 37

Характеристика качества товарной продукции (угля, сорта, продукта),
отгруженной за 19--------------------год

Предприятие, комбинат (трест)__________________________

В пояснительной записке должны быть отражены:
срок службы шахты (разреза);

пересматриваемые НПК и установленный срок их действия;

применяемая технология выемки пластов;

способ п порядок выдачи горной массы из очистных и подготови-
тельных работ;

характеристика устойчивости боковых пород и др.

Ий
§ 2. Расчет норм показателей качества для рядовых углей

Среднюю норму зольности Л£р угля по шахте
или разрезу определяют исходя из установленных расчетных норм
для участков и планируемого участия каждого участка в добыче по
шахте (разрезу)

Ci-4y4,	1 i - • • Ся^уч-п

(93)

где	Си С2, • - Сп — планируемое участие участков в до-

быче, %;

Л®,. 1, Луч. 2, -  •» Луч. п — участковые нормы зольности, %
(см. гл. IV);

п — число участков.

Предельную норму зольности zl„P угля по шахте
(разрезу) устанавливают исходя из средней нормы зольности ЛСр
и поправки а, характеризующей допустимую величин)’ отклонения
этого показателя от средней нормы, и рассчитывают по формуле

Л5р = Л®р-Ьа.

Для шахт и разрезов, отгружающих уголь па обогатительные
фабрики угольной промышленности, величина поправки принимается
при средней норме зольности Л™ <; 20 — а 5% и Л£р >20 — а =
6%.

Длн углей, отгружаемых другим потребителям, величина а
принимается с учетом колебаний зольпостп по сводке колебании
(см. табл. 36). Она но должна превышать 10% от установленной
средней нормы:

а^0,1Л*р, %.	(95)

Предельную норму содержания влаги JV£p
определяют исходя из установленных порм влажности для участков
и планируемого участия каждого участка в добыче по шахте (раз-
резу)

%> (96)

где	Са, Ct, . . ., Сп — планируемое участие каждого

участка в добыче, %;

и IF},, о, .. И $ч. п — участковая норма влажности, %
(см. гл. IV);

п — число участков.

Средние и предельные нормы содержания
серы в углях, отгружаемых потребителям, устанавливаются в та-
ком же порядке, как и нормы зольности. Предельная величина от-
клонения содержания серы не долила превышать

»=5 0,1555», %.	(97)
Нормы содержания минеральных приме-
сей крупностью >25 мм устанавливаются в соответствии с требо-
ваниями действующих ГОСТов.

Предельные нормы содержания мелочи 0—
6 мм устанавливаются по результатам ситового анализа отгружаемого
па обогатительные фабрики топ-
Таблпца 38 лива.

Данные по участкам, %

ьа участка	с	Лу.	Иу,
1	60	25	6,2
2	40	20	7,3

Пример. Рассчитать нормы золь-
ности в содержания влаги по шахте,
используя данные табл. 38.

Величина колебания зольности но
сводке а = 2,5% .

i. Определяем среднюю норму золь-
ности по формуле (93):

-'•ср

60-254-40-20

100

23%.

2.	Определяем предельную норму вольности по формуле (94), так каи
10%:

Л§р—23-1-0,1 -23 = 25,3%.

3.	Определяем предельную норму содержания влаги по формуле (96):

60-8.2+ 40-7
пр- 100

— 6.5%.

§ 3.	Расчет норм показателей качества сортового топлива

Согласно действующим ГОСТам энергетические угли марок Д, Г,
А, ПА и Б подлежат рассортировке (табл. 39).

Нормированию подлежат следующие показатели качества:
зольность Ас — средняя и предельная;

содержание влаги И71’ — предельное;

содержание серы — среднее;

содержание минеральных при месой >25 мм —
предельное;

содержание мелочи крупностью менее нижнего раз-
мера каждого сорта — предельное.

Основными материалами для разработки и обоснования НПК
каждого продукта, выпускаемого углесорти ровной, являются -
сводки по формам (см. табл. 35, 36 и 37);

результаты ситового анализа дробленого класса >100 мм.

В сводке результатов ситового анализа удаляют видимую
породу из классов >25 мм, а уголь н сростки объединяют вместе.
Если иа шахте не отгружают класс >100 мм, а дробят его, то дробле-
ный материал распределяют по всем классам.

Среднюю норму зольности для каждого класса
(сорта) устанавливают исходя из зольности соответствующего класса
по сводке результатов ситового анализа планируемого периода
с учетом поправочного коэффициента Кк, характеризующего изме-
нение зольности каждого продукта прн рассортировке исходной
шихты:

Л'р=Л'ЛГю %,	(98)

где

ле.: •

Лд — зольность соответствующего класса на планируемый
период, %;

Л' и — зольность класса (сорта), отгруженного за истекший
период, % (см. табл- 37);

и — зольность соответствующего класса (сорта), составлен-
ного с учетом фактического участия пластов шахт
в шихте за истекший период, % (см. табл. 35).

Предельную норму зольности рассчитывают по
формулам (94) и (95).

Нормы содержания серы рассчитывают аналогично
нормам зольности.

Предельные нормы содержания влаги для
каждого класса (сорта) рассчитывают по формуле

%,	(100)

где и — содержание влаги в классе на планируемый период, %;

tyP

к-=-^’ (101>

И'&т. п — содержание влаги в классе товарной продукции, %;

и — содержание влагн в классе с учетом участия пластов
в добыче за истекший период, %;

Ъ — колебания Kw в отгруженном товарном продукте за
истекший период, % (см. табл. 36),

^0,1(^ЖР. и).

.	Таблица 39

Классификация углей во крупности

Ншшеновапче класса	Условное обозначе- ние класса	Размер класса, мм	} словное обовдаче- ние клвосов- мярок		
			Д	г	А
Плитный	П	>100					АП
Крупный	К	50—100	ДК	ГК	АК
Орех . .	0	25—50	до	го	АО
Мелкий	м	13—25	дм	гм	АМ
Семечко	с	6-13	ДС	ГС	\С
Штыб .	ш	<6	дш	Г1П	АШ

8 Зала* 1911

из
Нормы содержания мелочи н в и д и м о и по-
роды устанавливают в соответствии с ГОСТом.

Пример. Рассчитать нормы зольности по данным результатов ситового
анализа на планируемый период (табл. 40), нормы вольности классов с учетом
фактического участия шахт в шихте за истекший пераод и зольности отгружен-
ных сортов за истекший период (табл 41).

1. Определяем выход и зольность класса 50—100 мм с учетом дробления
класса £> 100 мм (графы б и 7 табл. 40):

10,1+ 4,3 = 14,446;

^lw=W1-7;4y!,-39=C,l% в Т. д.
для других классов.

Таблица 40

Результаты ситового анализа угля на планируемый период, %

Класс, нм	Рядовой уголь		Дробленый		Суммарный	
	ТР	дс		АС	*к	Ав
50—100	10,1	7,1	4,3	3,9	14,4	6,1
25 5U	18 7	0,6	5,1	4,4	23,8	8,5
13—25	12.3	12,2	2,2	5,1	14,5	11,1
6-13	13,5	14 0	17	5,4	15,2	13,0
0-6	28,1	15,9	1,0	5,4	29,1	15,5
Итого	82.7	12.6	14,3	4,5	97.0	11,4

2 Определяем поправочный коэффициент для класса 50—100 мм (табл. 41)
Я,=-||-=1,08

и т. д. для других классов.

Таблица 41

Зольность классов за истекшим верпод

Класс, мм	а£ж %	А,«. %	Kw	Нормы зольности. *а	
				А?р	Арр
50—100	6,2	6,7	1,08	6,6	7,3
25-50	8,7	8,3	0,96	8,1	8,9
13-25	11.0	11,2	1,02	11,3	12,4
6—13	13.2	13,6	1,03	13,4	14,7
0-6	15.2	15,8	1,04	16,1	17,7
3.	Определяем среднюю норму зольности класса 50—100 во формуле (96)

Л?р= 6,1-1,08 = 6,6%

и т. д. для других ил весов.

4.	Предельная норма зольности класса 50—100 мм с учетом колебанаА:

а = 0,1Л®₽ = 0,1-6,6 = 0,7%;

= Л*р + а = 6,6+ 0,7 = 7,3%

и т. д для других классов (см. табл. 41).
РАЗДЕЛ ТРЕТИЙ

ГРАВИТАЦИОННОЕ ОБОГАЩЕНИЕ УГЛЕЙ

Глава I

ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
О ГРАВИТАЦИОННЫХ ПРОЦЕССАХ ОБОГАЩЕНИЯ

§ 1.	Основы гравитационного обогащения

Гравитационное обогащение — процессы разде-
ления сыпучей смеси минеральных частиц по плотности под
действием сил тяжести н сопротивления разделяющей
среды.

При движении частиц в разделяющей среде возникает сила
сопротивления среды Р, преодолеваемая силой тяжести частиц
в среде Go.

Равнодействующая сил, действующих на частицы,

P = G0-P, Н.	(102)

Сила тяжести в среде Go зависит от размера в плотности частиц,
а такжо от плотности среды; сила сопротивления Р — от физических
свойств среды и относительной скорости движения частиц.

Разделение частиц по плотности зависит от соотношения сил Go
и Р: при Н <;0 частицы всплывают, при R > 0 — осаждаются
п при R = 0 — находятся во взвешенном состоянии. При этом
частицы с мепыней плотностью будут вверху, а с большей плот-
ностью — внизу постели.

Отсадочной постелью называется масса материала,
которая находится па решете в рабочем отделении отсадочной
машины.

Слоем называется часть постели, состоящей иэ частиц почти
одинаковой плотности.

Разделяющими средами, применяемыми при грави-
тационном обогащении, могут быть тяжелые суспензии (взвесп
тонкопзмельченного минерала в воде), постель материала, вода и
воздух.

На эффективность гравитационного обогащения влияют физи-
ческие свойства разделяющих сред — плотность в вяз-
кость.

Тяжелые суспензии применяют с плотностью А *= 1,4-?-2 г/смя.
Постель материала характеризуется средвединамичесним диа-
метром dcp, определяемым по формуле (9), среднедипамической
плотностью бс1, и углом внутреннего трения <р.

Плотность воды Д = 1 г/см8 = 1000 кг/м3 и плотность воздуха
Д — 0,00123 г/см8 — 1,23 кг/м3 при атмосферном давлении и темпе-
ратуре t = 15° С-

С уменьшением плотности разделяющей среды эффективность
гравитационного обогащения снижается.

Вязкость среды — внутреннее тренне при относительном
перемещении элементарных слоев жидкости или гаэа. Она зависит
от сил взаимодействия между молекулами.

Вязкость характеризуется коэффициентом вязкости

Па <=. <103>

гдр — сила внутреннего трения, Н;

I — длина соприкасающихся слоев среды, м;

S — площадь соприкосновения слоев, м*;

v — относительная скорость перемещения слоев, м/с.

С повышением температуры жидкости ее вязкость уменьшается,
а вязкость газа — увеличивается.

Коэффициенты вязкости воды р. = 0,001 Па-с при t 20э С
и воздуха р — 0,000018 Па • с прп атмосферном давлении и t = 20е С.

Коэффициент вязкости тяжелых суспензий зависит от нх плот-
ности и количества утяжелителя.

С уменьшением вязкости разделяющей среды эффективность гра-
витационного обогащения повышается.

Продукты гравитационного обогащения
характеризуются плотностью разделения: концен-
трат б < 1,4 (1,5) г/см3; промпродукт 6 = 1,4 (1,5) — 1,8 г/см*
и отходы б > 1,8 г/см8.

§ 2. Классификация гравитационных процессов обогащения

Гравитационные процессы обогащения в зависимости от приме-
няемых разделяющих сред классифицируют на:

обогащение в тяжелых средах — разделение по
плотности в тяжелых суспензиях плотностью Д = 1,54-2 г/см3;

отсадку — разделение по плотности материала в постели,
разрыхляемой вертикальным пульсирующим потоком воды;

обогащение в криволипойпом потоке воды—
разделение по плотности, основанное па использовании центробеж-
ной силы в криволинейном иотоке воды;

концентрацию на столах — разделение по плот-
ности в тонком потоке воды, текущем по наклонной плоскости;

пневматическое обогащение — разделение по
плотности в постели, разрыхляемой вертикальным пульсирующим
потоком в воздухе.
Гравитационные процессы применяют для обогащения углей
широкого диапазона крупности — от 0,5 до 300 мм.

Из всех гравитационных процессов распространенно получили
обогащение в тяжелых суспензиях и отсадка. Пневматическое обо-
гащение по технологической эффективности уступает мокрым про-
цессам. Применение его ограничено также низкой влажностью
углей (4—5%), их крупностью (>50 (75) мм), легкой обогатимостью
материала. Оно применяется в основном в районах с суровым кли-
матом.

К подготовительной операции относится гидравлическая
классификация — процесс разделения мелких частиц по
крупности в зависимости от их скоростей падения в потоке воды.

Глава II

ФРАКЦИОННЫЙ АНАЛИЗ И ОБОГАТИМОСТЬ УГЛЕЙ

§ 1.	Общие сведении

Фракционным анализом называется операция разде-
ления угля на фракции различной плотности (ГОСТ 4790—58).

Плотность горючей массы углей находится в прямой зависимости
от степенп метаморфизма.

С увеличением содержания в угле минеральных примесей его
плотность н зольность повышаются. Если уголь разделить по плот-
ности, то его отдельные части будут различными по качеству.

Колебания плотности углей и мнпсральпых примесей (в г/сма)
приведены ниже:

Угли........ 1.2—1.6

Углпстме сланцы	. . .	1.6—2.2

Глинистые славны	...	2.0—2,8

Глина .........	1.8—2.2

Ппрпт ...	4.9—5,2

Песчаник	2.2—2,6

Кварц . .	2.5—2,7

Слюда .	2.7—2.9

Анкерпт............. ...........2,5—2.7

Сущность метода фракционного анализа заключается в расслое-
нии пробы угля или антрацита на фракции, химическом анализе
этих фракций и определении результатов фракционного анализа.

Фракционный анализ предназначен для определения теоре-
тически возможных качественно-количественных показателей
гравитационного обогащения икатегории обогатимости
угля. Результаты фракционного анализа используют прн проекти-
ровании и эксплуатации углеобогатительных фабрик.

Для фракционного анализа отбирают пробы угля или антрацита
от классов, полученных прн производстве ситового анализа в соот-
ветствии с ГОСТ 2093—69.
Масса пробы для отдельных классов должна быть не менее

КГ,
где dmlx — максимальный размер частицы в пробе, мм.

Тяжелые жидкости, применяемые для фракционного
анализа:

1)	водные растворы хлористого ципка ZnCl2 — для расслоения
классов > 1 мм;

2)	жпдкне органические соединения и смеси: бензольный раствор
четыреххлористого углерода СС14, раствор бромоформа СНВгэ
в СС14 — для расслоения классов 1 мм.

Для производства фракционного анализа применяют тяжелые
жидкости плотностью 1,3; 1,4; 1,5; 1,6; 1,8 г/см3 и дополнительно
жидкость плотностью 2 г/см8 для антрацитов. Состав тяжелых
жидкостей приведен в табл- 42.

Таблица 42
Состав тяжелых жидкостей

Плотность жидкости, Г/см*	Содержание хлористого ЦИНН8 в ВОДНОМ растворе, %	Бензольный рзстиор чстыреххлоржттого углерода (% оБ.)		Раствор бромоформа в четыреххлорнстом углероде (% ®б.)	
		CCJ*	с,н.	СМВг,	CCU
1,3	31	60,0	40				
1,4	39	74,0	26				—
1,5	46	89,0	11	.	—
1,6	52	-—	——	2	98
1,8	63		—	21	79
2,0	72	—	—	41	59

Работу с тяжелыми жидкостями необходимо производить с со-
блюдением правил безопасности.

В наличии должны быть индивидуальные средства защиты:
очки, резиновые перчатки, фартуки и резиновые сацоги. В помеще-
ниях для расслоения должна работать вентиляция.

Перед проведением фракционного анализа пробу угля или антра-
цита каждого класса подсушивают до воздушно-сухого состояния,
взвешнаают н обеспыливают или обесшламливают, т. е. отделяют
от нее класс 0— 1 мм путем отсева его на сите с отверстиями 1 мм
плн обесшламлнвапия в бачке с сетчатым дяом. Уголь промывают
водой из брызгал пли многократно погружают бачок в сосуд, запол-
ненный водой.

Во втором случае отмытый шлам улавливают и сушат до воздушно-
сухого состояния, взвешивают его и отбирают пробу на химический
анализ.

В первом случае (при отсеве) класса 0—1 мм собирают, взвеши-
вают н отбирают пробу па химический анализ.
§ 2.	Методика проведении фракционного анализа

Проведение анализа для классов >1 мм.
Приготовленные для фракционного анализа пробы расслаивают
в тяжелых жидкостях на фракции плотностью <1,3; 1,3—1,4;
1,4—1,5; 1,5—1,6; 1,6—1,8 и >1,8 г/см3. Антрациты расслаивают
на фракции 1,6; 1,6—1,8; 1,8—2 в >2 г/сма.

Расслоение производят начиная с наименее плотной жидкости
или с наиболее плотной жидкости (при размокаемой породе).

Рис. 66. Схема фракционного

анализа

Перед каждой операцией расслоения производят проверку плот-
ности жидкости денсиметром (ареометром), а плот-
ность жидкости >1,8 г/см8 — пикнометром.

Пробу угля частями не более 10 кг насыпают в бак с сетчатым дном,
который опускают в бак с жидкостью плотностью 1,3 г/см1. Емкость
баков для тяжелых жидкостей должна быть 45—50 л. Содержание
бака тщательно и осторожно перемешивают мешалкой или движением
бака с сетчатым дпом в вертикальном направлении и дают отстояться
пробам классов >25 мм в течение 1—2 мпп, класса 3—25 мм в те-
чение 2—3 мин и класса 1—3 мм в течении 3—5 мин.

Всплывшую на поверхность первого бака фракцию плотностью
<1,3 г/см1 тщательно снимают сетчатым черпаком н переносят
во второй бак с сетчатым дпом (рис. 66). Второй бак с сетчатым дном,
после того как с его содержимого стечет тяжелая жидкость, уста-
навливают под струю воды и промывают сначала холодной, а затем
юрячей водой. Отмытую часть пробы переносят па противень пя
подсушкв.
Первый бак с сетчатым дпом, с утонувшей частью пробы, ставят
аклошюе положение над тем же баком и дают стечь остаткам
тяжелой жидкости. Затем его переносят в следующий бак с тяжелой
жидкостью плотностью 1,4 г/см8 и производят в нем расслоение
в порядке, указанном выше.

После расслоения в последней жидкости плотностью 1,8 г/см®
утонувшую фракцию плотностью >1,8 г/см3 также промы-
вают водой и помещают и а отдельный противень для подсуши-
вания.

При расслоении по частям пробы от класса одинаковые фракции
собирают на одни и те же противни.

Подсушивание фракций производят в сушпльном шкафу при
t 50’ С до воздушно-сухого состояния. Высушенною пробу вы-

держивают на стеллаже до

4

Рис. 67. Лабораторная центрифуга ЦЭ-3
шарппрно укрепленных на валу;

температуры помещения, взве-
шивают и отбирают пробы для
химического анализа па Дс и,
в случае необходимости, на
Для механизации производ-
ства фракционного анализа
применяют различного типа
аппараты 150].

Проведение анали-
за классов <1 мм. Фрак-
ционный аналпз классов <1 мм
производят центрифугирова-
нием в лабораторной центри-
фуге ЦЭ-3.

Центрифуга ЦЭ-3 (рис. 67)
состоит из кожуха 1 с крыш-
кой 2, вала 3 с держателем 4,
четырех металлических гильз 5,

стаканчиков, изготовленных пз стекла или плексиглаза, и электро-
двигателя-

Пробу массой 80—100 г распределяют поровну в четыре стакан-
чика заливают тяжелой жидкостью плотностью 1,3 г/см8 и тщательна
перемешивают. После уравновешивания стаканчики помещают
в гильзы держателя и производят центрифугирование в течение 5 мин
при частоте вращения центрифуги 3000 об/мии.

По окончании центрифугирования всплывшую фракцию пере-
носят па фильтр, высушивают до воздушно-сухого состояния и
взвешивают. Утонувшую фракцию плотностью >1,3 г/см8 вынимают
и подвергают сушке, а затем дечят па четыре части н переносят в ста-
канчики. Процесс центрифугирования повторяют в жидкости плот-
ностью 1,4 г/см3, как указано выше.

Таким же образом пропускают пробу угля через все жидкости
установленной плотности. В результате получают фракции плот-
ностью <1,3; 1,3—1,4: 1,4—1,5; 1,5—1,6; 1,6—1,8 и >1,8 г/см8.
После подсушки и взвешивания отдельных фракции отбирают
пробы для химического анализа на Ае и, в случае необходимости,
на Sgo-

§ 3.	Обработка результатов фракционного анализа

Результаты фракционного анализа оформляют актом, в форму
которого заносят полученные данные — массу фракций и пх золь-
ность. Заполнение таблицы результатов фракционного анализа
поясним примером.

Пример. В табл. 43 приведены результаты фракционного анализа угля
(графы 2 и 5). Выход класса к рядовому углю ур = 9%. Заполнить графы 3 и 4.

1.	Определяем выход фракции плотностью <1,3 г/см3 к классу без шлама
(графа 3):

16725-ЦМ1 .

Y<1 3 ——94mil.—=65.1% и т. л. для других фракции.
Л J WI ’

Таблица 43

Результаты фракционного анализа утл я класса 13 25 мм

Плотность фракции, г/сы1	Выход -у		V*	АС °
	г	%		
1	2	3	4	5
<1.3	16 275	65,1	5,07	3,2
1.3-1,4	3 000	12,0	1,04	10,9
1.4-1.5	(>25	2,5	U.22	21,2
1.5—1,6	475	1.9	0,17	34,1
1,6—1,8	875	3,5	0,30	48,9
>1.8	3 750	15,0	1,31	80,7
Итого	25 000	100,0	8,71	18,4
Шлам	750	—	2,91	20,0
Всего	25 750	—	11,62	18,8

2.	Определяем выход шлама и рядовому (графа 4, строка «Шлам»)

3-	Выход класса к рядовому углю без шлама (графа 4, строка «Итого»).

11,62—2,91-=8.71%.

4.	Определяем выход фракции плотностью <1,3 г/см3 к рядовому без
ллама (графа 4):

я т. д. для других фракций.

Зольность класса без шлама (графа 5, строка «Итого») определяем по фор-
муле (11)

,с 65.1-3.2+12 109+25-21,2+1.9-34,1+3,5-48,9+15-80.7	.о.,

---------------------------jpg----------------------------18.4%.
Определяем вбщ>ю зольность класса со шламом (графа 5, строка «Всего»>

8,71 • 18.4 —2.9 • 20,0 _

11.62	— 1о.6Л«

Результаты фракционного анализа используют для составления теоретиче-
ского баланса продуктов обогащения и определения категории обогатимости.

Теоретический баланс продуктов обогащеввя
предназначен для определения теоретически возможных качествепно-
колвчественных показателей гравитационного обогащения.

Теоретический баланс продуктов обогащения составляют по аадаиной
плотности разделения по таблице резудьтатоа фракционного-
анализа.

Пример. По результатам фракционного анализа угля (см. табл. 43)
составить теоретическим баланс продуктов обогащения, если заданные плот-
ности разделения 6р = 1,5 г/см3 и бр = 1,8 г/см3.

По табл. 43 определяем выход и зольность концентрата плотностью
<1,5 г/см3:

ук =х 65,1 +12.0 + 2,5=- 79.6%;

05,1  3.2-г 12,0-1U.9+ 2,5-21.2

79,6

= 4.9%-

Определяем выход и зольность промпродукта плотностью 1,5—1,8 г/ем’г

Упо= 1,9--3,5—5,4%;

lSn=F

1,9 - 34.1 + 3.5-48.9

5,4

— 43,7%.

Выход и зольность отходов плотностью <1,6 г/см3; у0 = 15,0%;	= 80,7% -

Полученные данные заносим в табл. 44.

Таблица 44

Теоретический баланс продуктов обогащения, %

Продукт	V	Лс
Концентрат . .	79,(i	4,9
Промирод} кт	5,4	43,7
Отходы 		15.0	80,7
Итого . . .	100,0	18,4

§ 4.	Обогатимость углей

Обогатимость углей — ото способность пх разде-
ляться иа продукты обогащения по заданным показателям качества.

Обогатимость углей определяют по таблицам результатов фрак-
ционного анализа.

Категорию обогатимости каменных углей опре-
деляют по ГОСТ 10100—62 в зависимости от суммарного выхода
промежуточных фракций плотностью 1,4—
1,8 г/с.м3, аыражеиного в процентах к беспородной массе.
Приняты следующие категории обогатимости:

I	— легкая — выход промежуточных фракций менее 4%;

II	— средняя — выход промежуточных фракций от 4
до Ю%;

III	—трудная — выход промежуточных фракций более 10
до 17%;

IV	— очень трудная — выход промежуточных фракций
более 17%.

Выход приведенных промежуточных фракций определяют по
формуле

где Yi.4-13 и Т<1.в — выход промежуточных фракций и суммарный
выход фракций плотностью <;1,8 г/см1 по результатам фракционного
анализа, %.

Категорию обогатимости антрацита определяют по фактическому
выходу промежуточных фракций плотностью 1,8—2 г/см3.

В зависимости от выхода промежуточных фракций антрацит
(и tn уголь) относят к следующим категориям обогатимости:
легкая — выход промежуточны к фракций менее 4%;

средняя — от 4 до 8%;

трудная — от 8 до 14%;

очень трудная — более 14%.

Пример. Определить категорию обогатимости угля по ГОСТ 10100—62
к результатам фракционного анализа, приведенным в табл. 43.

Определяем выход фракций плотностью 1,4—1,8 и <1,8 г/см3:

Vi,<-«=2,5+1,9+3,5=7^%:

V<1,8 = 100“Y>1,8~100—15 = 85%

Выход приведенных промежуточных фракций определяем по формуле (104)
7 9

Y<i,4-i,e> р=~Г^’ 100= 9,3%	.

Категория обогатимости угля средняя.

§ 5.	Кривые обогатимости

Кривые обогатимости — графическое изображение результатов
фракционного анализа.

По таблицам результатов фракционного анализа невозможно
определить выход продуктов обогащения любой заданной зольности.
Для решения этой задачи пользуются кривыми обогатимости.

В системе координат с осями у (выход, %) п Ас (зольность, %)
строят кривые:

обогатимости X, которая показывает зависимость между
суммарным выходом и зольностью элементарных фракций;
концентрата ₽, которая показывает зависимость между
cj ммарным выходом всплывших фракции и их средней зольностью;

отходов 6, которая показывает зависимость мещду суммар-
ным выходом утонувших фракций и их средней зольностью;

плотности 6, которая показывает аавпсимость между сум-
марным выходом всплывших фракций и их максимальной плотностью.

Построение кривых обогатимости производят на миллиметровой
бумаге. Строят квадрат со стороной длиной 200 мм и разбивают его
сеткой иа квадратики 20x20 мм. На оси ординат откладывают сверху
вниз выход фракций в %, а на оси абсцисс — зольность фракций
в % в масштабе 1 мм — 0,5%.

Перед построением кривых обогатимости составляют таблицу
для построения кривых — суммарный выход и зольность всплыв-
ших и утонувших фракций.

Пример 1. Заполнить графы 4, 5, б и 7 табл. 45 и построить кривые
обогатимости угля класса 50—100 мм.

1.	Заполняем графу 4 табл. 45 данными, полученными последовательным
суммированием сверху вниз выходов всплывших фракций (графа 2):

55,94-9,4 = 65,3%;

65,34-7,6= 72,9% и т. д.

Таблица 45

Данные для построения кривых обогатимости

П ютность фрак- ции, г 'СИ1	V. %	дс. %	Суммарные			
			всплывшие фракции		утонувшие фракции	
			Т. %	Дс.%	V. %	лс
1	2	3	4	5	в	7
<1,3	55,9	4,8	55,9	4,8	10и,0	23,0
1,3- 1,4	9,4	10,1	65,3	5,6	44,1	46,1
1,4—1,5	7,6	18,6	72,9	6,9	34,7	55,9
1,5-1,6	3,3	30,0	76,2	7,9	27,1	66,3
1.6-1.8	3,1	45,9	79,3	9,4	23,6	71,4
>1,8	20,7	75,2	100,0	23,0^	20,7	75,2
Итого	100,0	23/)	-	—	-	—

2.	Заполняем графу 5 данными расчетной средней зольности всплывших
фракций сверху вняв:

55,9.4,8+9.4-10,1

-------тг?--------- J.6%,

65,3-5,6+ 7.6-18.6

72,9

= 6,9% и т. д.
3.	Заполняем графу 6 данными, полученными последовательным сумми-
рованием снизу вверх выходов утонувших фракций (графа 2):

20,74-3,1-23.8%;

23,84 3,3=27,1% н т. д

4.	Заполняем графу 7 данными расчетной средней вольности утонувших
фракций снизу вверх:

20,7-75.2+3.1-45,9 =?1 4%.

^«•71-*Т^30.0=663%дт д

5.	Ci роим кривую обогатимости X.

На оси ордвпат (рис. 68) откладываем в масштабе суммарные выходы всплыв-
ших фракций (графа 4, табл. 45): 55,9; 65,3; 75,9; 76,2; 79,3 и 100%. Проводим
вспомо! а тельные линии, параллельные осн абсцисс, и на этих линиях отклады-

Рве. 68. Кривые обогатимости угля класса 50—100 мм

наем в масштабе вольность элементарных фракций (графа 3); 4,8; 10,1; 18,6;
30,0; 45,9 и 75,2%. В пределах каждом фракции проводим липин, параллельные
осн ординат. Через средины этих липни строим плавную кривую X так, чтобы
плошадн заштрихованных криволинейных треугольников были равновеликими.

6.	Строим кривую концентрата ₽ по данным граф 4 и 5 табл. 45.

На вспомогательных линиях (смЛрнс. 68) откладываем в масштабе соответ-
ствующие значения средней зольности всплывших фракции (графа 5): 4,8;
5,6; 6,9; 7,9; 9,4 и 23%. Полеченные точки соединяем плановом кривой ₽, начало
которой яо.тжво совпадать с началом кривой X.

7.	Строим кривую отходов 0 по данным граф 6 и 7 табл. 45. На вспомога
тельных линиях откладываем свиз> в масштабе значения средней зольности
126
утонувших фракций (графа 7): 75,2; 71,4; 66,3; 55,9; 46,1 п 23,0%. Полученные
точки соединяем плавной кривойб, конец которой должен совпадать с концом
кривой X, а начало — с концом кривой ₽ на лннип, параллельной оси ординат.

8.	Строим кривую плотности о по данным граф 1 п 4 табл. 45.

На верхней горизонтальной стороне квадрата (принимаем за ось плотно-
сти) откладываем в масштабе (справа налево или наоборот) плотность фракций:
1,3; 1,4; 1,5; 1,6 п 1,8 г/см3. Через эти точки проводим линии, параллельные
осв ордвпат. до пересечения с соответствующими вспомогательным» линиями
выходов. Полученные точки соединяем плавной кривой б.

Для проверки правильности построения кривых Р или 0, на них
берут в любом вместе контрольные точки, которые являются услов-
’мн. Проверку производят путем отыскивания зольности для
Словно выбранной точки по формуле

4г _ 1W-4S ¥«4$
-	100—у

где Л£ — общая зольность исходной пробы, % (графа 3);

у — выход всплывших фракций — для крпвой Р или утонув-
ших — для кривой 0, %;

Лх — зольность концентрата или отходов, %.

Кривые X, р и 6 связаны между собой: па основе любой из них
можно построить остальные.	»

Кривые обогатимости в целом (см. рпс. G8) можно характери-
зовать таким образом: вся площадь квадрата кривых обогатимости
будет означать количество исходного угля, принятого за 100% пло-
щадь под крпвой к — содержание породы тяжелых компонентов
в исходном угле, а площадь над крпвой А — содержание легких
компонентов (в %).

По кривым обогатимости решают ряд задач, встречающихся при
эксплуатации и проектировании углеобогатительных фабрик:

1)	определение теоретических выходов продуктов обогащения
по их заданной зольности и наоборот;

2)	определение теоретического выхода и зольности продуктов
обогащения по заданной плотности разделения 6Р и наоборот;

3)	нахождение теоретической плотности разделения;

4)	составление теоретического баланса продуктов обогащения.

Пример 2. Даны кривые обогатимости угля класса 0,5—13 мм (рис- 69).
Определить:

1)	выход концентрата и плотность разделения ври заданной зольности
А$ = 5%;

2)	выход отходов и плотность разделения при заданной зольности .4£ =
= 78%;

3)	выход и зольность концентрата ври заданной плотности разделения
бр = 1,55 г/см3.

1.	На оси абсцисс (см. рис. 69) откладываем в масштабе зольность кои-
центрата — 5% п проводим линию, параллельную оси ординат, до пере-
сечения с кривой концентрата ₽. Через полученную точку а проводим демарка-
ционную линяю /, параллельную осп абсцисс.

Выход концентрата отсчитываем в масштабе по осп ординат сверху до линии
1 -Ук = 53,5%.

Плотность разделения находим проектированием точки Ъ на верхнюю ось
плотности — бр = 1,42 г/см3.
Рже. 69. Кривые обогатимости углей:
в — класс 0,5-13 им: б — класс 13 — 100 мм
2.	На оси абсцисс откладываем в масштабе вольность отходов = 78%
и проводим линию, параллельную оси ординат, до пересечения с кривой отхо-
дов в. Через точку с проводам демаркационную ливню II. Выход отходов отсчи-
тываем в масштабе по оси ординат снизу до пересечения оси ординат с линией 1Г,
уо = 18,5%. Плотность разделения бр = 1,85 г/см3 находим аналогично преды-
дущей плотности 6р.

3.	На верхней оси плотности откладываем в масштабе плотность разде-
ления бр — 1,55 г/см3 п проводим линию, параллельную оси ординат, до пересе-
чения с кривой о. Через точку проводим демаркационную линию III. Выход
концентрата отсчитываем иа оси ординат сверху, ук = 08.5%, а зольность —
на осн абсцисс — расстояние от осн ординат до точки пересечения линии III
с кривой 0; Л £ = 7,5%.

Пример 3. По кривым обогатимости угля класса 13—100 мм (рис. 69, б)
составить теоретический баланс продуктов обогащения, еелп заданная зольность
концентрата А£= 4,5% и отходов — 77%. Зольность класса 13—100 мм
= 20,2%.

1.	По заданной зольности концентрата = 4,5% находим по кривым
(см. рис. 69, б) его выход ук = 64,5 (см. пример 2).

2.	По заданной зольности отходов А % — 77% находим их выход уо = 18%.

3.	Выход и вольность промпродукта находим из уравнения баланса:

Ynn = 100 - ук —Yo=100- 64,5-18 = 17,5%;

.	100?1^_1И-ТкЛ£-ТоЛ8 ,100-20.2- 64,5-4,5-18-77 = ,,

пп	Упп	17,5

Полученные данные заносим в табл. 46.

Правильность составления теоретического баланса проверяют подсчетом

64,5 • 4,5+17,5  19,6 18,0 • 77.0

Л1Л-100—	I0Q	-	О-

Таблица 46

Теоретический баланс продуктов обогащении класса
13—100 мм

Продукт	V. %	АС. %
•	Концентрат  Промпродукт . .  Отходы 		64,5  17,5  18,0	4,5  19,6  77,0
Итого. . . .	100,0	20,2

Глава Ш

ЭФФЕКТИВНОСТЬ ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ

§ 1. Кривые разделения Тромпа

Эффективность работы машины для гравитационного
обогащения характеризуют степенью точности разде-
ления в пей углей по плотности на продукты обогащения.

При идеальной работе машины засорение продуктов обогаще-
ния посторонними фракциями не должно происходить; выход и

9 заяав 1321

129
зольность продуктов будут точно такими, как и в теоретическом
балансе.

В практических условиях прн несовершенной точности разде-
ления в продукты обогащения будут попадать посторонние фракции.

Эффективность работы машин для гравитационного обогащения
определяют по кривым разделения Тромпа, которые
показывают зависимость между извлечением фракций и их средней
плотностью.

Кривые разделения строят по результатам фракционного ана-
лиза исходного питания и продуктов обогащения.

Пример. По результатам фракционного анализа исходного угля и про-
дуктов обогащения (табл. 47, графы 3, 4 и 6) построить кривые разделения
Тромпа. Выход к исходному концентрата = 54,4% и отходов у. = 45,6%.

1. Определяем среднюю плотность фракции 1,2—1,3 г/см3 (графа 2 табл. 47):

6ер=-2 + ‘'--^ 1.25 Г/СМ»
 т. д. для других фракций.

Таблица 47

Данные для построения кривых разделения Тромпа

Плотность фрак-/  ЦВИ, г/см* 1		Исходный У. %	Концентрат, v« “54.4%		Отходы, -р(=45,6%	
			»«•*		V.. %	
1	2			5	6)	ч	jZ
1,2—1,3	1,25	34,99	64,22	99,86	0,10	0,14
1,3-1,4	1,35	17,30	31,63	99,48	0,20	0,52
1,4—1,5	1,45	1,96	3,43	95,41	0,20	4,59
1,5—1,6	1,55	0,46	0,52	60,87	0,40	39,13
1,6—1,8	1,70	0,98	0,20	11,20	1,93	89,80
1.8—2,2	2,00	44,31	—	—	97,17	100,00
Итого	—	100,00	100,00	—	100,00	—

2. По формуле (2) определяем извлечение фракции плотностью 1,2—1,3 г/см

в концентрат (графа 5):
е« =

YkYi 64.22-54,4

34.99

99,86%

Y

и т. д. для других фракций.

3.	Определяем извлечение фракции плотностью 1,2—1,3 г/см1 в отходы
(графа 7):

и т. д. для других фракций.

4.	Производим построение кривой разделения отходов То в координатах е
в 6Сг> во данным граф 2 и 7 табл. 47.

На осн абсцисс (рис. 70) откладываем в масштабе среднюю плотность фрак-
ций — 1,25; 1,35;' 1,45; 1,55; 1,70 и 2,0 г/см1, а на оси ординат — извлечение
0,14; 0,52; 4,59; 39,13; 89,80 и 100%. Полученные точки соединяем плавной кри-
вой Тв.
5,	Построение кривой разделения концентрата Тк производят ио данным
граф 2 и 5 табл. 47 аналогично построению кривой То.

Крнаые То н 7k симметричны, так как всегда

вк + ео^ 100%.

Они пересекаются в точке с ординатой а = 50%.
Обычно строят одну кривую То-

§ 2. Параметры Ер и J кривой разделения

Граничной плотностью разделения бр называют плотность эле-
ментарном фракции, вероятность попадания которой в продукты
разделения одинакова.

Плотность разделения по кривой То определяют проектирова-
нием на ось абсцисс точки пересечения кривой с ординатой е — 50%.
На рис. 71 6р = 1,58 г/смя.

Количество посторонних фракций плотностью > 6Р, перешедших
в концентрат, будет определяться величиной заштрихованной пло-
щади (рис. 70), а количество фракций плотностью <;6р, пере-
шедших в породу, — величиной ваштрих овацией площади St.

При идеальной работе машины кривая То станет прямой .4 В,
.параллельной оси ординат, и засорение продуктов обогащения будет
равно нулю.

Кривую разделения То характеризуют показателями Ер и I.
Средним вероятным отклонением Ер нави-
вают полуразность плотностей точек крпвой разделеиия То, которым
соответствуют извлечения 75 п 25%, т. о.

gp». 8"^*8* . г/см3,	(105)

где 675 и 62в — плотности при извлечении 75 и 25%, г/см3.

По кривой разделения То (рнс. 70) находим бЛ = 1,64 г/см3
и ё2ь = 1,52 г/сма и определяем

Ер = <-64~1'52 -0,06 г/см3.

При обогащении в обогатительных машинах с тяжелой средой
величина Ер изменяется незначительно при изменении плотности
разделения 6Р (кривая разделения То симметричная).

При обогащении в машинах с водной средой Ер возрастает про-
порционально — 1 (кривая То несимметричная) откуда

Ер==/(6р-1у.	(106)

т — £р

где I — коэффициент погрешности разделения.

Коэффициент погрешности разделения для кривой (см. рис. 70)

Погрешность разделения I позволяет судить о точности разде-
ления в машине независимо от плотности разделения 6р.

Параметры Ер н I определяют эффективность работы обогати-
тельных машин и зависят от крупности исходного питания и удель-
ной производительности машины и не зависят от фракционного
состава исходного угля- С уменьшением £р и I эффективность работы
машины повышается.

По параметрам £р и I можно определить выход и зольность про-
дуктов обогащения н их фракционный состав прп задаипом фрак-
ционном составе исходного угля- Для этого из теории вероятности
используют интеграл вероятности Гаусса

e'~dx- <107)

где х — случайная величина (ошибка);

е = 2,718 — основание натуральных логарпфмов.

Интеграл вероятности Гаусса выражает нормальный закон
распределения суммарной вероятности случайной величины. Кри-
вая интеграла вероятности показана на рис. 71. По форме она по-
добна кривой разделения То (см. рис. 70). Поэтому кривую То
©тождеств i я ют с кривой интеграла вероятности Гаусса. Уравне-
ние кривой разделения То будет иметь вид уравнения (107), где х —
отклонение сродней плотности фракции 6ср от плотности разделе-
ния бр в единицах средне квадратичного отклонения.

Для обогатительных машин с тяжелой средой

(108)

Рве. 71. кривая интеграла вероятности Гаусса

с водной средой при логарифмически нормальном законе распреде-

ления
др-1	0,675

Х В йер— 1 1g (/4- У /2 |1) ’

с воздушной средой

1- *р	0,675

8'ЗчГ‘ ig(z+VP+i)

(109)

(110)

По величине х находят по таблицам F (х) и извлечение данной
фракции” [2]:

8 = 100F(a:)1 %.	(Ill)

Формулы (108)—(111) широко используют при расчете техноло-
гических схем обогащения 12].
Глава IV

ОБОГАЩЕНИЕ В ТЯЖЕЛЫХ СРЕДАХ

§ 1. Общие сведения

Обогащением в тяжелых сред ах называют про-
цесс разделения частиц сыпучей смеси угля по плотности
в среде плотностью, промежуточной между плотностями разделяе-
мых компонентов.

Процесс обогащения в тяжелых средах основан и а законе Ар-
химеда.

Рассмотрим условия разделения частиц обогащаемого угля в тя-
желой среде. Равнодействующая сил, действующих на частпцу
в среде,

GO=G-PA, н,	(112)

где G = V bg — сила тяжести частицы, Н;

РА = V &g — архимедова сила — вес вытесненном среды, Н;

V — объем частицы, №;

6 и Д — плотности частицы и среды, кг/м8.

После подстановки в уравнение (112) его величин получим

Go=V(6-A)g, Н.	(113)

Условия разделения частиц: прн 6 > A, Go > 0 — частица уто-
нет; при 6 < A, Go <0 — частица всплывет н при б = A, Go = 0—
частица во взвешенном состоянии.

Подобрав соответствующую плотность тяжелой среды А, полу-
чим разделение частиц по плотности-

В качестве тяжелых сред применяют тяжелые суспензии необ-
ходимой плотности.

Тяжелые суспензии — взвесь в вода твердого тонко-
измельченного (-<0,1 мм) минерала большой плотности-

Аэросуспензии — взвесь в воздухе тяжелого’ тонкоиз-
мельченного минерала.

Тяжелые суспензии представляют собой жидкие неоднородные
системы, плотность которых с течением времени уменьшается вслед-
ствие осаждения частиц минерала.

Для приготовления тяжелых суспензий применяют тяжелые мине-
ралы — утнжелнтелн (табл. 48).

На практике широкое применение получил магнетит.

Утяжелитель должен удовлетворять следующим требованиям:

1)	иметь высокую и постоянную плотность для получения устой-
чивых и маловяаких суспензий при объемной концентрации утяже-
лителя с = 0,154-0,25;

2)	быть дешевым и недефицитным;

3)	легко отделяться от продуктов обогащения, а также от уголь-
ных и глинистых шламов;
Характеристика утяжелителей

1  Утяжелит ель	Плотность Л. т/м*	Твердость по Моосу	Свойств*
Магиетит . .	......  Гематит	  Кварц (десок)	  Глина	...	4,6—5,2  4.9—5,3  2,65  2,5-2,6	5,5—6,5  5,0—6,5 7,0	Сильно мапштпый Слабо магнитный  То же  > »

4)	не быть абразивным во избежание быстрого изнашивания обо-
рудования н иметь необходимую механическую прочность;

5)	не вступать в химическое взаимодействие с компонентами
обогащаемого угля, быть нерастворимым в воде и безопасным для
обслуживающего персонала.

Основные свойства тяжелых суспензий, влияющие на процесс
обогащения: плотность, вязкость и гравитационная устойчивость.

Плотность суспензии эависит^от объемной концен-
трации и плотности утяжелителя

А = 1 + с (6— 1), т/м3,	(114)

откуда объемная концентрация утяжелителя

Д —1

с —	» Д»ли ед.,	(115)

где 6 — плотность утяжелителя, т/м3.

Массу утяжелителя н воды в суспензии определяют по формулам:

M = Wccb, т;	(И6)

^=^(1—0, ма,	(117)

где JVC — масса суспензии, м8.

Плотность тяжелой суспензии выбирают в зависимости от свой-
ства обогащаемого угля и целей обогащения.

Вязкость суспензии зависит от объемной концентра-
ции утяжелителя и определяется по эмпирической формуле

рс-р[1+ 1,84с+(3,3с)®],	(118)

где р. = 0,001 Па • с — коэффициент вязкости воды.

Вязкость суспензии повышается при увеличении объемной кон-
центрации утяжелителя и уменьшении его крупности. Прн с —
= 0,204-0,25 проявляются структурно-механические свойства сус-
пензии, ухудшающие ее подвижность или текучесть. С повышением
содержания угольного шлама вязкость суспензии также увеличи-
вается.
С повышением вязкости увеличивается сопротивление движению
частиц в суспензии, что снижает точность разделения.

Гравитационная устойчивость суспен-
зии — способность сохранять свою плотность в течение сравни-
тельно длительного периода времени. Устойчивость суспензии ха-
рактеризуется скоростью оседания частиц утяжелителя, которая
повышается с увеличением крупности н плотности утяжелителя
и с уменьшением его объемной концентрации и вязкости суспензии.

Для обеспечения устойчивости и нормальной вязкости суспен-
зии рекомендуют следующий состав магнетита по крупности, %:

>0,15 мм 2—10; <0,04 мы 40—50; <0,02 мм 3—10.

Содержание магнитной фракции должно быть равно 95—96%.

Способы поддержания (стабилизации) по-
стоянной плотности суспензии в сепара-
торах. Большинство применяемых суспензий неустойчивы в спо-
койном состоянии, т. е. их утяжелитель оседает. Стабилизация плот-
ности суспензии осуществляется:

1)	подбором утяжелителя соответствующей крупности;

2)	механическим перемешиванием суспензии;

3)	созданием вертикальных восходящих потоков суспензии в ванне
сепаратора;

4)	созданием горизонтальных потоков суспензии, совпадающих
с направлением движения н разгрузкой продуктов обогащения;

5)	созданием комбинированных потоков суспензии;

6)	применением реагентов-пептизаторов для уменьшения вяз-
кости н повышения устойчивости суспензии (20—25%-ный раствор
реагенты—гексаметафосфата натрия). Расход реагента около 1 —
1,5 кг/м8 суспензии.

Способы механического перемешивания п создания вертикаль-
ных потоков суспензии пе нашли применения на практике, потому
что опп мешают разделению частиц по плотности.

§ 2. Обогащение в тяжелых суспензиях

Для обогащения в тяжелых суспензиях применяют различные
конструкции сепараторов.

Конструкция сепаратора должна обеспечить поддержание устой-
чивой плотности суспензии в зоне расслоения обогащаемого мате-
риала, полное расслоение материала по плотности, быстрое удаление
из ванны сепаратора продуктов обогащения и достаточную произ-
водктельность.

Классификация сепараторов производится по
следующим признакам:

1)	способу поддержания (стабилизации) плотности суспензии:
с поступательным вертикальным движением суспензии;

с поступательным горизонтальным движением суспензии;

с вращательным движением суспензии;
2)	характеру циркуляции суспензия:

закрытые — суспензия отделяется от продуктов обогащения
в сепараторе па специальных ептах;

открытые — суспензия отделяется от продуктов обогащения вне
сепаратора;

полуоткрытые — суспензия отделяется от одного продукта обо-
гащения — в сепараторе п от другого продукта — вне сепаратора;

Рис. 72. Сепаратор колесным типа СК

3)	количеству выделяемых продуктов:
двух продуктовые;

трехпродуктовые;

4)	форме ванны:

корытные;

пирамидальные и призматические;

конусныо;

барабанные;

5)	способу удаления продуктов обогащения:
со скребковыми конвейерами;

с элеваторными колесами.

Первые два классификационных признака оказывают непо-
средственное влияние на процесс обогащения в сепараторах н кос-
венное влияние — последние три признака.

Сепаратор колесный типа СК (рис. 72) состоит
из корпуса 1 с элеваторным колосом, ванны S, гребкового устрой-
ства Р, дншца ванны 6 и 7 с четырьмя лапами 4, окна 15 с патрубком
для подаЧи суспензии, нагрузочного желоба 13, питателя 16 для
подвода суспензии, щелевого епта 14 и привода.

Корпус 1 является опорной конструкцией сепаратора, устанав-
ливаемой па раму или фундамент с помощью лап 4. На верхнем
основании цилиндрической поверхности корпуса крепится ванна 6
с
части-’

Г
ЗИЕ
тельв
ранте
новы
и с у!

д.
ЗИН i

прямоугольной формы. К дпищу ванпы крепится опора для эле
ватерного колеса и червячвыи редуктор 5- Верхняя часть опор!
имеет вид наклонного желоба, в который разгружается тяжела:
фракция»

Элеваторное колесо состоит из шести перфорированных черна

Таблица 49

Технические характеристики сепараторов типа СК

Покааателя

ков и составной ступицы, насаженной на вал 10. Вал вращаете!

в подшипниках, установленных в опоре и редукторе. Привод зле ^изводительиост^ т/ч
валорного колеса состоит нз электродвигателя, клпнорсменно: “° классу 13—100 мы
передачи 3, вала, установленного на кронштейне 2, и червячног Щрила ванны, мм ‘

С(
С
сто
тор
койт
ПОСТЕ

абочий объем ванны, м*

редуктора.

Гребковое устройство 9 состоит из вала 11 со звездочкой 12 лвваторное колесо:
двух крестовин и шести лопастей. Сварные крестовины имеют сту ^ст^вращвнйя, об/мин
пицы и еппцы, к концам которых крепят щеки с закрепленным: ребколое устройство.’

на них осями» Лопастн подвешены шарнирно на осях и состоят и

диаметр, мм ...

частота вращения, об/мин

[носа, кг

прорезиненных ремней, концы которых связаны двумя швеллерамв	-	

Привод гребкового устройства состоит из электродвигателя, редув лекгР°Двигатель к т
тора и цепной передачи

ccnaj

4)

с на

КОСТЕ
реап
1,5 I

С)
них
что с

д
коне-

К
чиво
риал
из в.
води
t
след

1
с
с
с

Исходное питание подается в ванну 8 ио загрузочному желобу 1Ь
Одновременно под слой материала через питатель 16 поступает тяже
лая суспензия. Частицы тяжелой фракции тонут и скатываются п
наклонному днищу ванпы в черпаки элеваторного колеса, кото
рыми они выносятся выше уровня суспензии и обезвоживаются
Суспензия возвращается в ваппу, а осевшая фракция высыпаете,
на разгрузочный наклонный желоб и удаляется из сепаратора

Частицы Лргкой фракции всплывают на поверхность суспен ни
и ее поток транспортирует концентрат к разгрузочному порогу
Лопастями гребкового устройства 9 легкая фракция выгружаете
через порог на щелевое сито 14, где происходит отделение сус
пензпи

Технические характеристики сепараторов СК приведены в табл. 4S

Сепараторы тнпа СК — двухпродуктовыс, способ стабнлпзаци
суспензии — комбинированный»

Преимущества сепараторов тнпа СК: малое измельчение тяжел<
фракции при транспортировании элеваторным колесом, максималг
ный размер кусков в исходном 500 мм, высокие производительност
и точность разделения Ёр = 0,03-^0,05.

Сепараторы типа СК предназначены для обогащения угля круг
постью 13—300 мм.

Сепаратор типа СКВ колесный с вертикаль
ным элеваторным колесом (рис. 73) состоит из кор
пуса 1, ванны 2, вертикального элеваторного колеса 3, опорных ро
ликов 4, загрузочного желоба 5, щелевого сита 6, гребкового устрой

СК-12	СК-20	СК-32	СК-40
120	200	320	400
105	180	285	350
1200	2000	3200	4000
4,5	8	18	32
3200	3800	5350	6400
1.17	1,17	1,18	1,18
1600	2000	2000	2000
7	7	7	7,31
45	4,5	5,5	7,0
13 553	17 650	28 650	35 185
4500	4900	6165	7090
3950	4830	6450	7600
4150	4800	5580	6030

абаритпые размеры мм
длин .............

ширина . . . . .
высота

Рис.

С вертикальным элеваторным

73. Сепаратор типа СКВ колесный
колесом



ства 7 с лопастями, питателей 8 для подачи суспензия, патрубка ; ается

Привод колеса состоит из

на четыре опорных ролика.

“	—--------.. .	I1U.1CA.U WVlUJll Ж* О

для подачи суспензии снизу ванны, разгрузочного желоба 10 дл> тектродвпгателя, редуктора 13, шестерни н зубчатого венца

породы и привода.

i колесе.

Элеваторное колесо состоит из восьми ковшей 11, выполнении: Гребковое устройство состоит иа вала с двумя дисками и
на колосниковых решет. Каждый ковш имеет откидную колоснико|енными на гах осямн. На мях шарнирп0 подвешены

укреп-
шест ь

вую решетку 12. Элеваторное колесо внутренними бортами они

138
лопастей. Привод грсбкового устройства состоит из электродвигателя,
редуктора и цепной передачи.

Исходное питаппе поступает по загрузочному желобу в ванну
сепаратора. Одновременно под слой угля через питатели 8 подается
тяжелая суспензия. Частицы тяжелой фракции тонут и поступают
в ковши элеваторного колеса, которыми выносятся выше уровня

Рис. 74. Общий вид колесного сепаратора СКВ-20

суспензии п обезможпваются- В верхнем положении ковша откид-
ная колосниковая решетка открывает отверстие, выходящее па внеш-
нюю сторону обода колеса, и легкий продукт разгружается в желоб 10
и удаляется пз сепаратора. Суспензия возвращается в ванну.

Частицы легкой фракции (концентрат) всплывают на поверхность
Суспензии и ее потоком транспортируются к разгрузочному порогу.
Лопастями гребкового устройства 7 оип выгружаются через порог
на щелевое епто 6, где происходит отделение суспепзпи от легкой
фракции.

Общий вид сепаратора СКВ-20 показан на рис. 74.

Сепараторы типа СКВ двухпродуктовые, способ стабилизация
суспензии — комбинированный.

Технические характеристики сепараторов типа СКВ приведены
в табл. 50.

Сепараторы типа СКВ просты по конструкции, удобны в эксплуа-
тации, компактны. В них суспензия более эффективно отделяется от
тяжелой фракции и обезвоживается. Они обеспечивают высокую
пропзводптртьиост!. и точность разделения -= 0,03-j-0.05.
Технические характеристики сепараторов типа СКВ

Покавателя	СКВ-20	СКВ-32
Производительность, т/ч:		До 380
по классу 25—300 мм	До 240	
по классу 13—300 мм	. .	До 190	До 300
по классу 6—300 мм	До 160	До 250
Размеры ванны, мм:		
длина	2250	3500
ширина . . ,			2000	3200
объем, м’ 		8	18
Частота вращения элеваторного колеса, об/мин	  Электродвигатель:	2,1	-
тип 		АО2-51-6	АО2-51-6
мощность, кВт . . .	5,5	5,5
Масса сепаратора, кг . . . Габаритные размеры, мм:	15 700	25 500
длина .......	4300	5360
ширина .	4200	5850
высота	4150	5700

Сепараторы типа СКВ применяют для обогащения утля класса 6—
300 мм.

Агрегат тяжелосредный трехпродукто-
н ы й АТТ-20 (опытпо-иромышлеппый образец) состоит из двух
сепараторов СКВ-20 с суспензиями двух плотностей.

Техническая характеристика агрегата АТТ-20

Производительность, т/ч............. . До 240

Крупность обогащаемого угля, мм ... . 13—300

Ширина наппы, мм..........	...	2000

Масса, кг..................... .	. . .	39720

Габаритные равмеры, мм:
длина..................... 7540

ширина	4650

высота	5950

Область применения агрегата АТТ-20 — обогащение углей круп-
ностью 13(6)—300 мм с выделением трех продуктов: концентрата,
промпрод}кта и отходов.

Обогащение в песчаной суспензии произво-
дятся в сепараторах ОК- Утяжелителем песчаной суспензии служит
морской илп речной песок, который значительно крупнее магпе-
тита (0,5—1 мм).

Вследствие малой плотности песка (2,65 г/см3) в сепараторе необ-
ходимо создавать восходящий поток воды для повышения плотности
разделения в суспензии.
Процесс обогащения в песчаной суспензии применялся для обо-
гащения антрацитов н пе получил распространения вследствие низкой

точности разделения.

Тидро циклон
обогатительный
(рис. 75) состоит из пита-
ющего патрубка 7, слив-
ного насадка 2, цилин-
дрической части 3 и кони-
ческой части 4 корпуса,
нижнего насадка 5 и слив-
ного патрубка 6.

Исходное питание вме-
сте с суспензией поступает

в гндроциклон через пи-
тающий патрубок 1 под
давлением. Так как пита-
ющий патрубок располо-
жен по касатольпой к ци-
линдрической поверхности
корпуса, то пульпа полу-
чает вращательное дви
жсние.

При вращении суспен-
зии на твердые частицы
действует центробежная
сила (рис. 76).

л = н,

где т — масса частицы, кг;
w — скорость суспен-
зии ирн входе в
гидроциклон, м/с;

В — радиус гидроци-
клона, м-

Под действием центро-
бежной силы частицы тя-
желой фракции оседают
на внутреннюю поверх-
ность гидроциклона и по
спирали движутся к ниж-
нему насадку 5, через ко-
торый опи вместе с суспен-
зией разгружаются.

Под действием центробежных сил по оси гидроцяклона обра-
зуется воздушный столб. Частицы легкой фракции (концентрат)


Исходное

Легкая
фракция

Рис. 76. Схема действия сил на
частицу в гидроциклонв

зависит от избыточного дав-

вытесняются внутрь воздушного столба и вместе с суспензией раз-
гружаются через слнвной насадок 2 и удаляются на гидроциклом
по сливному патрубку 6-

В гидроцвклоне под действием центробежной силы происходит
сгущение суспензии у стенок: плотпость суспепзпи у стенок выше,
чем у воздушного столба. Поэтому плотность разделения в гидро-
циклоне повышается примерно па 20%.

Обогатительные двухпродуктовые гидроциклоны применяют для
обогащения углей крупностью 0,5—25 м; 6—25 мм и переобогаще-
ния промпродукта отсадки крупностью 0,5—13 (25) мм.

Для облегчения разгрузки про-
дуктов обогащения гпдроцнклоны
устанавливают под углом 30° к го-
ризонту

Преимущества гидроциклонов —
простота устройства, большая про-
изводительность и высокая точность
разделения Ер ~ 0,054-0,06. Нали-
чие в гндроциклопах вращательных
потоков способствует разрушению
структурообразоваяия в суспензиях,
что дает возможность обогащать
в них мелкио н тонкие классы углей-

Производитолъность гидроциклона

ленпя иа входе питания, его диаметра, длины и угла конусности.

Комплекс специального оборудования
гидроцикл оппой установки КГ2 (рнс. 77) со-
стоит па смесителя 7, делителя 3, гидроцикл он а 4 в сборе, дуговых
сит 5 и б, сборников кондиционной суспензии 9 и некондиционной
суспензии 10.

Смеситель одно- или двухкамерный (рис- 78) состоит иа сме-
сительного 7 и напорного 2 отделений, которые объединены посред-
ством камеры 9\ загрузочной течки с решеткой 6 для задержива-
ния крупных частиц угля; смотровых люков 8", шибера 5 для регули-
рования сечения камеры в место подачи суспензии; заслонки 1 с отвер-
стием для суспензии; слнвной камеры 3, датчиков 4 для сигнализа-
ции перелива суспензпи. Смеситель предназначен для смешивания
у гля с суспензией и регулирования высоты столба суспензии перед
гндроциклоиом.

Делитель состоит из пяти камер, иа которых трн камеры пред-
назначены для приема рабочей суспензии, а две — для распреде-
ления ее в смеснтело. Посредством трубопровода они соединяются
со смесительным и напорным отделениями смесителя. К специальному
патрубку делителя подсоединяется датчик автоматического регу-
лятора плотности суспензии- Делитель предназначен для распре-
деления и равномерной подачп суспензии в смеситель.

Исходное пптанпе с обесшламливающего грохота (см. рис. 77),
имеющего брызгало 2, подается в смеситель 7, заполненный
суспензией, непрерывно поступающей из делителя 3. Уголь
вместе с суспензией по трубопроводу под напором поступает в гидро-
циклон 4, где происходит разделение по плотности на два продукта—
концентрат и отходы. Концентрат направляется иа дуговое сито 5

Рис 77. Комплекс гидро-
цпклонной установки КГ2

и далее на грохот 7 для отмывки утяжелителя н обезвоживания,
а отходы — иа дуговое сито 6 и грохот 8 для отмывки утяжелителя
и обезвоживания. Кондиционная суспензия из-под дуговых сит
 грохотов поступает в сборник 5, а некондиционная суспензия —
в сборник 10, откуда ее направляют на регенерацию.
Техническая характеристика установки КГ2 приведена в табл. 51.
Гидроциклпяпне установки КГ2 предназначены для обогащения
угля крупностью 0,5—25 мм.

Таблица 51

Техническая характеристика комплексов гидроцнклопных
установок

Показатели	КГ2/50	КГ2/Ю0
Производительность, т/ч 	  Крупность обогащаемого угля, мм . .  Расход суспензии, м»/т	  Масса, кг	...	40—50  0,5—25 4-5  11 j00	80—100 0,5—25  4-5  15 000

Обогащение в
аэросуспензиях
(в «кипящем слое») произ-
водится в сепараторах
СВС. Утяжелителем для
аэросуспензнй служат пе-
сок, магнетит, гематит
и другие минералы. Аэро-
су спепзию получают по-
стоянным пропусканием
потока воздуха чорез
слой утяжелителя.

Плотность азросуспен-
зии определяется по фор- в
муле

Д —(1— в) б, т/м3
где в — пористость су-
спензии, равная
0,45-0,5;

б — плотность утя-
желителя, т/м’.

Потери утяжелителя
составляют 0,5 кг/т.

Азросуспепзион-
иый сепаратор _ _
СВС-100 (рис. 79) состоит
иа сварной прямоугольной
ванны Z, пористой пли-
ты 2, состоящей нз решетки, фетровой

Рис. 78. Смеситель

пластины толщиной 16—20 мм

и плетеной сетки; коробки 3, разделанной на четыре отсека; бун-
кера 5 с грохотом (питателем) 3, скребкового конвейера 7 для отхо-
дов; скребкового копвейера 4 для концентрата и лотков д«я отсеаа
утяжелите и я от продуктов обогащения.
Bvmnoctpepy

Рис. 79. Аэросуспенаиоиный сепаратор СВС-100
Исходное питание подается в ванну 1 из бункера 5 через грохот 6.
Одновременно в ванну подается утяжелителе и воздух в отсеки
коробки 3. Воздух проходит через фетровую пластину 2 н равномерно
распределяется по объему ванни. Восходящий поток воздуха взве-
шивает частицы утяжелителя, образуя «кипящий» слой необходимой
плотности.

Частицы концентрата «всплывают» на поверхность азросуспеи-
зии н удаляются из сепаратора скребковым конвейером 4. Частицы
отходов «тонут» на дно ванны и скребковым конвейером 7 удаляются
из сепаратора.

Утяжелитель, отсеянный от продуктов обогащения на лотках,
поступает в ванну 1.

Техническая характеристика сепаратора СВС-100

Производительность. т/ч............... 100

Крупность исходного угля, мм ..... 10—100

Влажность исходного угля, %........... До 6

Расход воздуха, м» ч, прп:

Д—1.4 т/мз........................... 2000

Д=1.8 т/м’ .......................... 3000

Мощность электродвигателей, кВт	....	23

Масса, кг ... .	....	30850

Преимущества сепаратора типа СВС: отсутствие водно-шламо-
вого хозяйства, сухие продукты обогащения, простота схемы обо-
гащения и высокая точность разделепия Е? — 0,06—0,11. Недо-
статки: необходимость легкой обогатимости и низкой влажности
углей.

Эти сепараторы предназначены для обогащения угля класса 10—
100 мм. В настоящее время сепараторы типа СВС применяются
в опытно-промышленном масштабе.

Расчет сепараторов для обогащения в тя-
желых суспензиях сводится к определению потребного
их числа

Число сепараторов

kQ
Qi

(120)

где к — 1,15;

Q — масса угля, поступающего в сепараторы, т/ч,

Qi — производительность одного сепаратора, т/ч (по техниче-
ской характеристике).

§ 3.	Регенерация суспензий

В процессе обогащения происходит загрязнение циркулирую-
щей суспензии тонкими угольными и породными шламами, а также
измельчение утяжелителя. Поэтому плотность и вязкость суспен
вин ие отвечают установленным требованиям.
нс

Магнитное обогащение

(ичаратор шил- ЗБМ)

Ночцен/прцт I

(нагпетит) |

Размагничивание

(аппарат типа РА)

Рис. 80. Схема регенерации
с^сиенаип с применением маг-
нитного обогащения

Кондиционной суспензией КС называется cjc-
пепзня, плотность и вязкость которой отвечают установленным
требованиям; некондиционной суспензией НС —
суспензия, не отвечающая этим требованиям.

Регенерация суспензий — очистка их от угольных
и породных шламов и тончайших частиц утяжелителя для придания
суспензии технологических свойств.

В зависимости от свойств утяжелителя применяют регенерацию
суспепанп магнитным обогащением и гидравлической классифика-
цией.

Магпитное обогащение применяют для регенера-
ции суспензий с утяжелителем высокой магнитной проницаемости
(магнетит).

Схема регенерации с применением
магнитного обогащения (рис. 80) вклю-
чает операции магнитного обогащения
и размагничивания утяжелителя.

Магпитное обогащение осуществля-
ется в электромагнитных сепараторах.

Электромагнитный ба-
рабанный сепаратор мок-
рый ЭВМ 80/170 (рис. 81) состоит
из рамы /, ванны 12, электромагнит-
ного барабана 5, отжимного 4 и очи-
щающего 6 скребков, разгрузочного
желоба 8 и привода 11.

Ванна 12 сепаратора состоит пз приемной камеры, питающего
лотка 2 с отстойным отделением 10 и отделений для слива и отходов.
Вверху ванны расположено сливное отверстие 7, внизу — разгру-
вочиое отверстие 9 для отходов.

Электромагнитный барабан состоит из немагнитного кожуха,
внутри которого на неподвижной оси закреплены четыре электро-
магнитных блока.

Привод барабана состоит на электродвигателя, редуктора и
цепной передачи.

Исходная некондиционная суспензия подается в приемную
камору ваппы сепаратора, откуда по направляющему каналу 3
поступает па питающий лоток 2. Под действием магнитного поля
частицы магнетита притягиваются к поверхности барабана и выно-
сятся из суспензии. Извлеченный магнетит тренспортируется к от-
жимному скребку, где происходит его обозвоживанно до необхо-
димой плотности. Разгрузка магпетпта производится очищающим
скребком. По разгрузочному желобу 8 магнетит удаляется иа сепа-
ратора.

Кргппые немагнитные частицы шлама через окпо в питающем
лотке попадают в отстойное отделение и вместе с отходами разгру-
жаются через отверстие 9- Мелкие частицы шлама удаляются в слив
через отверстие 7.
Технические характеристики сепараторов типа ЭБМ приведены
в табл. 52.

Преимущества сепараторов типа ЭБМ — регенерация суспензии
в одну стадию и высокий к. п. д. т] — 99,70~90,99%.

Рис. 81. Электромагнитный барабапный сепаратор ЭБМ 80/170:
а ~ устройство; б — общий вид

Размагничивающий аппарат типа РА (рис. 82}
состоит из корпуса 2, питающей трубы 4, пакета катушек 5, венти-
ляционного патрубка 1 и шарнирной подставки 5.

Таблица 52

Технические характеристики сепараторов типа ЭБМ

Покаяатели	ЭВМ 80/170	ЭБМ 80/250
Производительность:	210	270
по суспензия, м3/ч		
по магнетиту, т/ч Барабатт:	60	90
диаметр, мм ...	.	800	800
длина, мм 		17U0	2500
частота иращення, об/мин Напряженке:	10	—
магнитного поля, Э	1500	1500
постоянного тока, В ....	220	220
Мощность магнитной системы, кВт Электродвигатель:	5,1	7.2—8,9
тип 		АОЛ-2-32-6	АОЛ-2-41-6
мощность, кВт .	3	4
Масса, кг 	  Габаритные размеры, мм:	4080	7100
длина	3000	3750
ширина 	 		1995	1995
высота .	....	...	22<Ю	2200
При прохождении переменного тока через катушки 3 внутри
трубы 4 создается магпитпое поле переменного направления.

Магнетит после магнитного сепаратора поступает по питающей
трубе 4 и проходит через магнитное поле переменного направления-
Благодаря атому происходит разрушение агрегатов частиц магне-
тита, и суспензия становится пригодной для дальнейшего использо-
вания

Рис. 82. Размагничивающий аппарат типа РА

Технические характеристики аппаратов типа РА приведены
в табл. 53.

Таблица 53

Технические характеристики аппаратов типа РА

Показатели	РА-1	РА-2	РА-3	РА-4	РА-5
Производительность, м’/ч . - .	25	54	85	210	300
Диаметр питающей трубы, мм  Напряженность магнитного по- ля в трубе, Э		50	75	100	150	200
	500	500	500	480	500
Потребляемая мощность, кВт	0,105	0,107	0,130	0,150	0,230
Масса, кг 			200	252	367	462	500
Габаритные размеры, мм:  длина . 		1145	1150	1170	1150	1440
ширина	656	700	803	880	85<>
высота . .	8С5	890	1010	1050	1070
Гидравлическая классификация применяется
для регенерации суспензии с немагнитными и слябомагнитными
утяжелителями (песок, гематит и др.).

Схема регенерации с применением гидравлической классифи-
кации (рис. 83) включает операции мокрого грохочения, гидравли-
ческой классификации и сгущения.

§ 4.	Контроль и регулирование плотности суспензии

Основным условием
мого качества является

получения продуктов обогащения требуе-
поддержание постоянной плотности суспен-

зии в сепараторах.

Для непрерывного контроля и регулирования плотности суспен-
зии применяются автоматические регуляторы типа РПСМ-

Грохочение

0~0.2мм1~~	1

Гидравлическая	|

классификация	Шлам

>о.!мм J e-ed

Сгущение

Утяжелитель Слив
в КС

Рнс. 83 Схема регенерации суспензии
с применением гидравлической класси-
фикации

Рис. 84. Схема регулятора РПСМ плот-
ности суспензии

Регулятор плотности суспензии маиомет
рнческий типа РПСМ (рис. 84) состоит из воздухоотдели-
теля 1 с патрубком 2, сборника 11, измерительной трубы 10, па-
трубка 4, кольцевой камеры отбора давления 5, нижнего насадка 8,
дифференциального манометра 7, гидравлического компенсатора 3
со шкалой 5, регистрирующего и регулирующего прибора 6.

Контролируемая суспензия из сепаратора поступает в воздухо-
отделитель 1 по патрубку 2 и далее по патрубку 4 в измерительную
трубу 10. При движении суспензии по кольцевому каналу воздухо-
отделителя происходит удаленно пузырьков воздуха. Пропускная
способность патрубка 2 больше пропускной способности патрубка 4,
излишек суспензии в воздухоотделителе удаляется через перелив
в сборник 11. Поэтом у уровень суспепзпм в воздухоотделителе по-
стоянный, что обеспечивает постоянный папор суспензии, подавае-
мой в измерительную трубу 10 В верхней части измерительная
труба заканчивается раструбом, через кромку которого суспензия
переливается в сборник 11.

Из измерительной трубы 10 суспензия вытекает через патрубок 8г
пропускная способность которого меньше пропускной способности
трубы. ^Поэтому измерительная труба всегда заполнена суспензией.^/
При заполнении измерительной трубы 10 суспензия запирает воз-
дух в кольцевой камере 9 давления, с которой при помощи шланга
соединена плюсовая полость дифманометра ДМ-6 7. Млнусова'
полость дифманометра 7 соединена с гидравлическим компенсат1
ром 3, трубка которого залита дистиллированной водой. Гидравлг
чсскпй компенсатор предназначен для уравновешивания давление
создаваемого столбом суспензии в измерительной трубе 10. В зави-
симости от требуемой плотности суспензии бак компенсатора уста-
навливают указателем по шкале 5.

Высота компенсационного столба воды при высоте столба сус-
пензии Н определяет нпжний предел измерения, т. е. условный нуль
шкалы прибора. В датчике РПСМ принята Н = 1 м-

Давление, создаваемое в кольцевой камере 9 столбом суспензии
в измерительной трубе,

P = bgH, Па,	(121,

где А — плотность суспензии, кг/м8;

Н — высота столба суспензии, м;

g — ускорение свободного падения, g = 9,81 м/с2.

Так как Н постоянна, то давление будет прямо пропорционально
плотности суснензии А. При повышении плотности суспензии дав-
ление Р увеличивается и дифманометр 7 передаст через датчик
электрический импульс вторичному прибору 6. Прибор регистри-
рует плотность суспензии и подает импульс исполнительному меха-
низму, который включает воду для раабавления суспензии.

Регулятор РПСМ одностороннего действия — регулирует плот-
ность суспепзпи только при ее повышении. При понижении плот-
ности суспензии регулятор включает сигнальную лампу.

Техническая характеристика регулятора
нлотпостн РПСМ

Дкапанон контроля плотности, г/см3 . 1,0—2,4
Чувствительность датчика, г/см3 . . .	0,001

Потребляемая мощность, кВт...........	0,45

Масса регулятора, кг.........	...	420

Преимущества регулятора РПСМ: высокая чувствительности
достигающая 0,001 г/см3; высокая точность и надежность в работ
удобство монтажа п обслуживания. Недостаток: односторонне
ствие регулятора.

Регулятор РПСМ предназначен для автоматического измерения
и регулирования плотности суспензий и пульпы с записью показа-
ний на диаграмме.

§ 5. Схемы технологического процесса обогащения
в тяжелых суспензиях

Схемой технологического процесса обо-
гащения называют совокупность последовательных операций
обработки угля. Схему обогащения изображают графически в виде
линейной схемы.

0~100мм

Мокрая классификация
(грохот)

/J - 100мм у	О- 13мм

Обогащение В тяжелых

Суспензиях di О Дя

| Отходы

Концентрат Промпродукт

сброс суспензии
и обезвоживание

Магнитное
обогащение

Пром-
продукт

Магнетит

Отходы

Магнетит

Omxo3t\

Сброс суспензии
обезвоживание

Магнитное
обогащение

Сброс суспензав
и обезвоживание

Отхвды |



Рис. 85. Схема технологического процесса обогащения в тяжелых суспен-
зиях

Схема технологического процесса обога-
щения в тяжелой суспензии (рис. 85) состоит из
подготовительных операций — подготовительного грохочения, обес-
шламливапия; осповпых операций — обогащения в тяжелой сус-
пензии; заключительных операций — сброса суспензии и отмывки
гяжолителя от продуктов обогащения н их обезвоживании и реге-
зрацпп суспензии.

Схема технологического процесса обога-
( е н и я в гидроциклоиах (рис. 86) состоит из операций
|бесшламливанвя, смешивания угля с суспензией, отмывки утяже-
теля от продуктов обогащения н их обезвоживании и регенерации
Спенаип-
0-25(!3)мм

Суспензия	f

1УбшиламлиЬоние
O.5-25(I3JMM j—--—	|

f	UjAQM

----—-

T"^

Обогащение (гидооциняоньу

концентрат \
Сброс суспензии
и обезвоживание

Мтишпрат\

Отходы]

Сброс суспензии
j обезбожибанце

Отходы

магнитное обогащение

(сепаратор типа ЗБМ)

Отходы

| концентрат
Размагничивание
(аппарат типа РА)

Рис. 86» Схема технологического процесса обогащения в гидроции-
ломах

Таблица 54

Показатели работы сепа^шторов для обогащения
в тяжелых суспензиях

Тип сепаратора

Показатели

Гждроцжк-
лоны

Крутость обогащаемого угля, мм . . .

Количество циркулирующей суспенвии,
ы’/т.................................

Количество суспензии, отводимой на реге-
нерацию, %	......................

Утяжелитель . . . .	.	.......

Потери утяжелителя, кг/т ............

Потери легких фракций в отходах, %
Засорение концентрата породной фрак-
цией, %	.........................

Зольность, %:
концентрата	............

отходов .........................

Среднее вероятное отклонение, г/см’:
при плотности разделения 1,5 ...
прп плотности разделения 1,8 ...

Затраты ва 1т обогащаемого угля, коп.

6—300	0.5-25
2-3	4-5
10	10
Магнетит	
0,3—0,5	0,5-1,0
0-0,3	0,2
0—0,2	0,5
5-6	5-6
>70	>70
0.03	0,05-0,06
0,05	0,06—0,07
5.7	6,9
При обогащении энергетических углей выделяют только два
продукта — концентрат и отходы. Концентрат рассортировывают
на сорта в соответствии с ГОСТом.

Показатели работы сепараторов для обогаще-
ния в тяжелых суспензиях приведены в табл. 54.

Основные правила техники безопасности
при обслуживании сепараторов:

все вращающиеся части гребкового устройства (муфты, концы
валов, выступающие шпоики) должны быть ограждены;

все вращающиеся части привода элеваторного колеса (звездочки,
муфты, концы валов и выступающие шпонки) должны быть огра-
ждены;

для обслуживания оборудования должны быть устроены пло-
щадки, оборудованные перилами и лестницами.

Глава V

ЗАКОНЫ СВОБОДНОГО ПАДЕНИЯ
ТВЕРДЫХ ТЕЛ В СРЕДЕ

§ 1.	Законы сопротивления среды

Скорость падения твердых тел прн отсутствии среды ие зависит
от ях размера и плотности:

где g — ускорение свободного падения, g — 9,81 м/с8;

t — время падения, с.

Если частицы движутся в среде, то они испытывают силы сопро-
тивления, величина которых зависит от скорости движения частиц,
их размера и плотности, а также от физических свойств среды —
плотности и вязкости.

Рассмотрим относительное движение частицы в воде, т. е. такое
движение, при котором частица падает в неподвижной воде или она
неподвижно взвешена в потоке воды, движущемся со скоростью
частицы.

Гожим движения обтекаемой тело жидкости, который носит
беспорядочный характер, с завихрениями и равличной скоростью
частиц жидкости, называется турбулентным.

Турбулентный режим движения жидкости (рис. 87, а) возникает
при движении крупных частиц с большой скоростью. При таком
движении преобладает сопротивление силы инерции гряды — дина-
мическое сопротивление Рд.

Режим движения жидкости, при котором отдельные струйки
потока перемещаются параллельно одна другой и безотрывно обте-
кают частицу, называется ламинарным (рис. 87, б).
Ламинарный реяшм движения жидкости возникает прн движении
мелких частиц с малой скорост! ю. При таком режиме движения
преобладает сопротивление силы трепня или сила вязкого
сопротивления среды Ря.

Однако <»бн вида сопротивления среды действуют одновременно.

В гидравлике резким движения жидкости характеризуют безраз-
мерным числом (параметром) Рейнольдса.

Рнс. 87. Режим движения жидкости:
а — турбулентный; б — ламжнэрны!

Числом Рейнольдса Re называют отношение произве-
дения скорости частицы на диаметр частицы и плотность жидкости
к коэффициенту вязкости жидкости:

Ве = -—,
Р

(122)

тде V — скорость движения частицы (или потока жидкости), м/с;
d — диаметр частицы, м,
р — коэффициент вязкости жидкости, Па «с.

При Re 1000 режим движения жидкости турбулентный, при
Re <;1 — ламинарный и прн Re = 1 —1000 — неустойчивый.

Закон сопротивления Ньютона при Re

>. 1000. Сила динамического сопротивления зависит от формы, раз-
.мера, плотпостп и скорости движения частицы (или скорости потока).

Силу динамического сопротивления, действующую на пластинку
(рис. 88), определил Ныотоп:

Pm = F-^-.	(123)
где F — площадь пластпнкп, м2;

А — плотность жидкости, кг/м3;

v — скорость потока, м/с.

Сила динамического сопротивления, действующая на шар, будет
равна а/э силы динамического действия па пластинку:

р ——Р — — F Аг2

г в. — з^дп з ш 2 1

(124)

где Fm — —-------экваториальное сечение шара диаметром d.

Подставив в выражение (124)
значение £ш, получим

Рд=-^^Д. и. (125)

Закон сопротивле-
ния Аллена при проме-
жуточных значениях 1 <; Re <;
<3 1000. Сила сопротивления,
действующая на частицу шаро-
образной формы.

Рис 88. Падение иластшпш
в воде

и шара

₽a=-^=-i>42A, Н,	(126)

где Re — число Рейнольдса.

Подставив значение Re из выражения (122), получим

Ра = 1.25л -Ь /ТАР, Н.	(127)

Закон сопротивления Стокса прн Re <; 1.
Сила вязкого сопротивления

P,=^-«=d«A. И.	(128)

Подставпв значение Re, получим

Ря = 3-Tpud, Н.	(129)

Закон сопротивления Релея учитывает оба вида
сопротивления среды (динамическое и вязкое)

Р = фр’тРД, Н.	(130)

где ф — коэффициент сопротивлепня (безразмерный).
Коэффициент сопротивления ф — переменная величина, вави-
сящая ст числа Рейнольдса Re. Математического описания этой

построенной по экспериментальным данным (рис- 89). Плавный
вид кривой указывает иа постепенный переход от ламинарного режима
к турбулентному и наоборот.

§ 2.	Конечная скорость свободного падения
частиц шарообразной формы

Свободным падением называется падение изолированной
частицы или ее вавешиванне восходящим потоком воды в неограни-
ченном пространстве.

Формула Ньютона — Риттиигера для крупных
частиц шарообразной формы d>2,5 мм.

На частицу в воде действуют силы тяжести в воде и динами-
ческого сопротивления Ра.

Сила тяжести частицы в воде

g0=g-pa,

где сила тяжести частицы

G = V6g = ^6ft Н;

(131)

архимедова сила

РА = ГД£=-^Дг, Н;

V — объем частицы, м*

б и Д — плотности частицы и воды, кг/м*.

Подставляя значения G н РА ® выражение (131), получаем

G0 = Z£_(6-A)g, Н.

(132)
Равнодействующая сил, девствующих па частицу,
Л = т-^-С„-Рд,	(133)

тде т = (nds/6) б — масса частицы, кг/м3;

v — скорость частицы, м/с.

Подставив в уравнение движения (131) значения Go и Рд из
формул (125) и (132), получим

-^6-^—(134)

При скорости частицы в начальный момент v — 0 второй член
уравнения (134) движения будет равен нулю, тогда ускорение частицы
будет постоянным:

= <133>

Начальное ускорение g0 зависит только от плотности частицы и
ие зависит от ее размера.

Прн дальнейшем падении скорость частицы увеличивается и
наступает момент, когда сила динамического сопротивления будет
равна силе тяжести частицы в воде Рд — Go. Тогда частица будет
.	du п

падать с постоянной скоростью v — v0 = const и ускорение = О.

Постоянная скорость падения частпцы называется к о н е ч
ной скоростью свободного паденпя.

Из уравнения (134) получим

о=^-(б-Д)й-^-^д,
откуда	______

М/с.

Так как ]/2g = У 2-'.1,81 = 4,43, то

р0=4,43]Д2Е«, «/с.	(«б)

Выражение (136) называется формулой Ньютона —
Риттингера. Она покааываот зависимость конечной скорости
падения от размера и плотности частицы.

Формула Аллеиа для среднего размера частиц шарооб-
разной формы d f=f 0,1—2,5 мм.

Конечная скорость свободного падения будет при Рд — Go
и v -= Ц) = const. Подставив значения сил нз формул (127) и (132),
получим

1.25л	(6 - Д) £,
откуда

“»=i-2i’/Td f (V)'-	<137>

Для воды A = 1000 кг/м8 и р, = 0,001 Па-с.

Поело подстановки значений Д и р, в выражение (137) получим
u„=120dj/ (-^-)3. “/«	(138)

Выражение (138) называется формулой Аллой а. Оиа
показывает зависимость v0 от размера н плотности частицы.

Формула Стокса для мелких частиц шарообразной
формы d -<0,1 мм.

Конечная скорость свободного падения будет прн Рл = Gc и
v -	— const. Подставив значения спл из формул (129) и (132),

получим

3np.vod=-2^- (6—Л) g,
откуда

ОЛ45^-.А>_, н/с.	(139)

Выражение (139) называется формулой Стокса. Она доказывает
зависимость и0 от размера и плотности частицы.

Пример 1. Определить конечную скорость свободного падения в воде
частицы шарообразной формы d = 10 мм и й = 1300 кг/м3.

По формуле Ныотопа Рнттингера находим
ж ю1/ 0,01(1300—1000)	.

4—4,43 у -------j—-----— = 0,24 м/с.

Пример 2. Определить конечную скорость свободного падения в воде
частицы шарообразной формы d = 1 мм и й — 1400 кг/м’.

По формуле Аллена находим

v„ = 120-0.001)/ (,^2^^2)*=О.О65 ы/с.

Пример 3. Определять конечную скорость свободного падения в воде
частицы шарообразной формы d = 0,05 мм и 6 — 1300 кг/м’.

По формуле Стокса находим

,>.545-0.0000541300-1000). _ои)ом ы/с

§ 3.	Универсальный метод определения конечной скорости
свободного падения частиц шарообразной формы
по числу Рейнольдса (метод П. В. Лященко)

Метод П. В- Лященко применим для частиц любого размера при
движении их в любой среде. Формулы Ньютона—Риттипгера и
Стокса учитывают один нз видов сопротивления. При движении
частицы в среде на пео действуют одновременно силы динамического
и вязкого сопротивления, учитываемые заколом Релея.
Конечная скорость свободного падения будет при Р = Go и
и = v0 = const. Подставляя значение сил из формул (130) и (132),
получаем

^»<гад=^-(б-д)г>
откуда

“0 = /-^^^. “'<=	<140>

Однако по формуле (140) v0 нельзя определить, так как коэф-
фициент сопротивления — величина неизвестная. П. В. Лященко
предложил косвенный метод определения фпо параметру Рейнольдса-

Из формул (122) и (130) находим:

rtf2-

Д2 »

фД
откуда, приравняв правые части выражений, получим

ВеЧ>—(141)

При v — v0 = const, Р = Go. Подставив в формулу (141) зна-
чение Рг получим

Re4= **(»-&>	(142)

Для воды А — 1000 кг/м8, р — 0,001 Па*с и тогда

Re2 ф = 5134 10е (б—А).	(143)

Зависимость между безразмерным параметром Ве2ф, числом
Рейнольдса Re показана на рис. 90. По этой кривой находят Re по
параметру Пе2ф, вычисленному по формуле (143).

Конечную скорость свободного падения находят из формулы (122)

«'о=-Е^-. “/с-	<144>

Пример. Определить коветаую скорость свободного падения в воде
частицы шарообразной формы d = 1 мм и в = 1400 кг/м" ио числу Рейнольдса.

По формуле (143) определяем безразмерный параметр Ке’ф:

Re2 ф = 5134 • 10* • 0,0018 (1400—1000) =2054.

По кривой зависимости Re’ ф — f (Re) (см. рис. 92) находим Re «= 70.

По формуле (144* находим
Рис. 90. Кривые зависимости Re1 и

!л = Кег^(3лякаи9ои I)

Ф

Re
§ 4.	Конечная скорость свободного падения
частиц неправильной формы

Реальные частицы угля и породы имеют неправильную форму, и
их конечная скорость свободного падения будет отличаться от ско-
рости частиц шарообразной формы.

Выведенные ранее законы падения частиц шарообразной формы
сохраняются и для частиц неправильной формы, но в формулы вво-
дятся поправочные коэффициенты. Размер частиц неправильной
формы выражают через эквивалентный диаметр d3 по формуле (7).

Коэффициентом формы называется отношение удель-
ной поверхности частицы шарообразной формы к фактической удель-
ной поверхности частицы неправильной формы равновеликого ей
объема:

7=-J-.	(145)

где ®ш=~	—удельная поверхность	частицы шарообразной

d	формы;

s3 — -я~	 удельная	поверхность	частицы	неправильной

ds формы.

Подставляя эш и s, в формулу (145), получаем

(146)

Значение коэффициента формы / = 0,54-0,7.

В формулы для определения v0 подставляем fd9 из формулы (146)
вместо d.

Конечная скорость свободного падения частиц неправильной
формы определяется по формулам:

Ньютона —Р иттингера

vQ = К У ds(8A-Д). м/с.	(147)

где К — коэффициент, учитывающий форму частиц (по табл. 55).
Аллена	_______

= 1207d5|/p=a )' , м/с;	(148)

Стокса

0,545/4} (д-Д)	.	н/о.

«о =-----[Р--м/с;	(149)

по числу Рейнольдса

Re^ == 5134- 10«/sd« (б- Д);	(150)

“«=7тё-'м/с-	(151)
Таблица 55

Значение коэффициента К б формуле (t47)

Диаметр частицы, мм	Плотность частицы 0. г/см*		
	<1,5	1.5-1.8	>1.8
30-50	3,04	2,05	2,88
20—30	2,97	2,91	2,83
10—20	2,84	2,77	2,73
8-10	2,68	2,64	2,56
6-8	2,66	2,60	2,50
4-6	2,44	2,44	2,33
2,5-4	2,39	2,39	2,27

В дальнейшем в приведенных формулах будем писать d вместо d3.
Время достижения частицей конечной ско-
рости свободного падения очень мало и равно

t =	с,	(152)

Ко

где ь>0 — конечная скорость свободного падения, м/с;

g0 — начальное ускорение, определяемое по формуле (135), м/с1.

Пример 1. Определить конечную скорость свободного падения частицы
неправильной формы d = 10 мм и б — 1300 кг/м8.

По табл. 55 находим К — 2,68.

По формуле (147)

г. «if 0,01(1300-1000)	.

’0=2.66]/----------------—0,15 м/с.

Пример 2. Определить конечную скорость свободного падения в воде
частицы неправильной формы d — 0,1 мм ио — 1380 кг/м*.

По формуле (149) находим
0.545 - 0,5®-0.00012 (1380-1000)	_	,

’"=-------------адм-----------' “ °'0013 м/с-

Пример 3. Определять конечную скорость свободного падения в воде
частицы неправильной формы d ~ 1 мм и б — 1400 кг/м* по числу Рейнольдса.
По формуле (150) определяем безразмерный параметр

Res ф = 5134 -10« - 0,5я • 0,001я (1400—1000) = 257.

По кривой чависимостн Re® ф = / (Re) находим Re = 16.

По формуле (151) находим

Пример 4. Определить время достижения конечной скорости свобод-
ного падения частицей неправильной формы d = 6 мм и б - 1500 кг/м’.
Определяем конечную скорость свободного падения по формуле (147)

где К = 2,66 (по табл. 55).

Определяем начальное ускорение по формуле (135)

1500-1000 Л о ,

»• =---1500— 9-М = 3-24 м/с!-

Время достижения частицей конечной скорости определяем по формуле (152)

§ 5. Равнопадающпе частицы
и коэффициент равиопадаемости

Равнопадающими называются частицы, которые при
разных размерах и плотности имеют одинаковую конечную скорость
свободного падения в одной и той же среде.

Коэффициентом равиопадаемости называется
отношение размеров равнопадающих частиц

е =	(153)

02

где dj и dz — размеры равнопадающих частиц угля и породы, м«
Коэффициент равиопадаемости для круп-
ных частиц. Конечная скорость свободного падения частицы
угля	______

и частицы породы	________

_	1/^2 (&2 —Д)

1>01 — Л в у	д — 

Так как частицы равнопадающие, то и01 = t»oa и

__ dj	flj—А

откуда (при Kt К2)

(154)

Коэффициент равиопадаемости для крупных частиц обратно
пропорционален отношению плотностей частиц, уменьшенным на
плотность среды.
Коэффициент равиоиадаемости Для мел-
ких частиц. Конечные скорости свободного падения частиц
угля и породы ио формуле (151);

„ _ 0,545/2	.

"и----------р —.

0,545/М (А,-А)
--------р

Так как ип = ум, то

0.545/24(6!	А)	0.545/24(6;	А)

И	И ’

откуда	______

«« = # = KisFr-	(155)

Go г 01—А

Коэффициент равнопадасмости для мелких частиц обратно про-
порционален квадратному корню из отношения плотностей частиц,
уменьшенных на плотность среды.

Коэффициент равнопадаемости для частицы
любом крупности. Конечные скорости свободного надония
частиц угля и породы по формуле (151):

„ —	MRe2

Цц_7^д'' °'—7<л'

Так как t>01 — и02, то

откуда

pRei pRea

/diA /d2A '

Rpi 1

d2 He2 '

(156)

П. В- Лященко предложил определять коэффициент равнопадае-
мости по параметру ф/Re.

Для двух равнопадающих частиц размерами d, и d2 плотностью б ,
и 63 при г01 — vot по формуле (140) имеем

	, / n/d, (А,—A)	I	(6i А)  Г	6Ч>1А	г	6>М	’	
откуда	А) da	ф-2(61—А)*	(157)
Ив формул	(156) и (157) получаем	
	Фа _Ф1 бг—Д  Reg Rfij 6i—A	(158)

Для определения ф,/Ве, по формуле (150) вычисляют пара-
метр Reft)?, и по кривой Rai|) = / (Re) находят Re,. Далее по кри-
вой зависимости ф/Re / (Re) (см. рнс. 92) no Rej находят if,/Rev
По формуле (153) определяют ф3/Иег и по кривой ф Re = / (Re)
находят Re„.

Полученные значения Rej и Re8 подставляют в формулу (156)
и определяют с.

Коэффициент равнопадаемости имеет теоретическое значение,
так как прн гравитационном обогащении явление свободного паде-
ния но наблюдается. Ранее считалось, что веред обогащением пеоб
ходим» готовить уголь по шкале классификации, не превышающей
коэффициента равнопадаемости, так как равнопадающие частицы
разделить иевозможно.

Широкой шкалой классификации называется
шкала, превышающая коэффициент равнопадаемости, т > е. Если
т <. е, то такая шкала называется узкой.

Глава VI
СТЕСНЕННОЕ ПАДЕНИЕ

§ 1. Общие сведения о стесненном падении

При гравитационном обогащении в аппаратах частицы движутся
массой в ограниченной среде. Поэтому условия свободного падения
в них отсутствуют.

Стесненным падением называется осаждение массы
частиц в неподвижной среде или их взвешивание восходящим пото-

ком среды в ограниченном пространство.

Изучением закономерностей стесненного
падения занимались Р. Ричардс, Р. Т- Хан-
кок, П. В. Лященко и другие ученые.

Прн стесненном падения частицы воздей-
ствуют на среду и Друг иа друга, в резуль-
тате этого возникают силы гидродинамического
и механического сопротивления. Благодаря
взаимной близости частиц вода движется
в промежутках между частицами (через пори-
стую среду) прн их осаждении или взвешива-
нии а восходящем потоке (рис. 91).

Разрыхленпость взвешенной массы (слоя)
частиц характеризуют коэффициентом разрых-
.гепия (пористости).

Коэффициентом разрыхле-
ния называется отношение объема пустот

Рис» 91« Схема взве-

шивания слоя ча-
стиц

между частицами взвешенного слоя к общему объему этого слоя:

Е=-Т-	= F-	(159)

где Vn = V — Vr — суммарный объем пустот во взвешенном слое, №;

V — общий объем взвешенного слоя, №;

Vr — объем твердых частиц н материале, №.
Объем твердого н воды в слов
у=Л_. р-2L
т бср • в“ д ’
где М — масса частиц материала, кг;

бСр — среднединамическая плотность частиц, кг/см3;

IV — масса воды в промежутках между частицами, кг;
А — плотность воды, кг/мэ.

Общий объем слоя

У = V, + V, =- Л/
иср 1 Л	ОсрД

где р = W]M — отношение жидкого к твердому (Ж i Т).

Подставив Ут и V в формулу (159), получим
_ рбср_
Д +рй<ф

(IGO)

Коэффициент разрыхления взвешенного слоя зависит от кон-
центрации твердых частиц р.

Среднединамическую плотность твердых ча-
стиц определяют по формуле

Л ++ • • • 4-УпАд

°ср- vi+Уа --+Тп	’	<	'

где 6,, 62» • • •»	— средняя плотность фракций, кг/м3;

у у2, . . ?s — выход фракций по фракционному анализу, %.

Для неподвижной сыпучей массы материала общий объем ее
и объем твердых частиц определяется как

бо * т бср’

где 60 — насыпная плотность материала, кг/м3.

Подставив V и VT в формулу (159), получим коэффициент разрых-
ления материала

(1«2)

§ 2. Скорость стесненного падения

Па каждую отдельную частицу во взвешенном слое действуют
сила динамического сопротивления Рсг и сила тяжести частицы
в воде

=='Фст1,ст/2^срА» Н,	(163)

где ‘Фет ~ коэффициент сопротивления при стесненном падении:
игт — скорость стесненного падения частицы, м/с;

dct> — диаметр частицы, м-

При уравновешивании частицы Рст = Gt или

(Сер —Л) Г.
Откуда скорость стесненного падения

<i64>

По экспериментальным данным П. В. Лященко

ib

4>ет=

где л — показатель степени, который зависит от размера, плотности,
формы частиц.

Подставив фст в формулу (164), получим

,, _ ~п/» 1 /~dcP (вер — A) g

или с учетом формулы (140)

v„=^v0.	(165)

По Хаикоку, для крупных частиц п = 4

пст^=е2п0.	(166)

По Лященко, для мелких частиц п = 6

пС1=еап0.	(167)

Скорость стесненного падения зависит от коэффициента разрых-
ления взвешенной массы частиц и конечной скорости их свободного
падения.

На слой взвешенных в воде частиц действует равнодействующая
сила тяжести частиц в воде Go и сила гидродинамического давления
восходящего потока воды Рг

G„~(i-e)(6cr-b)gFh,

где F — площадь поперечного сечепия слоя, м2;

Л — высота слоя, м;

Л- = (Рв—pJF = pF,

где р2 — напор воды при входе в слой, Па;

Pi — напор воды при выходе из слоя, Иа;

р — Ръ — pi — потеря напора, Па.

При динамическом равновесии слоя Pr ~ Go или

PF-(l-e)(6cp-A)gFA,
откуда

p-(l-e)(6cp-A)gA.	(168)

1 идродипамическое давление потока воды во взвешепном слое
равно давлению столба частиц с единичкой площадью основания-
В зависимости от скорости потока гидродинамическое давление
определяется по формуле 134]

р=--2мс)А-ц?ал-	<169)

е /«ср

где X — коэффициент сопротивления слоя частиц;
w — скорость потока воды, м/с.

Взвешенные в восходящем потоке воды частицы слоя материала
находятся в состоянии стесненного падения, скорость которого равна
скорости восходящего потока:	= ш-

Найдем соотношение между коэффициентами сопротивления X
и фст-

Из формул (169) и (164) находим

»_____с8/ <*cpF	л/^ср(6ср A)g

А~ 6(1— е)Ли*Л и	6Дг’2т

Разделив первое выражение на второе, получим

X ез
4>ст л
с учетом формулы (168) и при v„ — w.
Подставляя X в формулу (169) и учитывая формулы (164) и (166),
получаем

(<-в)(8.ф-Л)8 ц,аЛ	(170)

e«l-J	'

Из формулы (170) находим, что при скорости потока w — пст =
= 82f0

р = (1 — е)(бср—Д)^Л= const.	(171)

Во взвешенном слое частиц гидродинамическое давление потока
воды остается все время постоянным и равным давлению столба
взвешенных частиц высотой Л.

Начало разрыхления слоя произойдет при гидродинамическом
давлении р, равном давлению столба частиц неподвижного слоя р0.
Подставив в формулу (171) для неподвижного слоя е = вр и h Ло,
получим

Р=Ро=(1 —Eo)(ficp-	(172)

Минимальную скорость потока для разрыхления слоя получим
после подстановки в формулу (170) значений р = pv, w = w0 и
Л = Ло:

шл = е&0.	(173)

Зависимость р и е от w показана на рис. 92-

При w < слой частиц неподвижный (е = е^), вода движется
через пористую среду — явление фильтрации.

При w = wv частицы переходят во взвешенное состояние.
При w > wc слой расширяется, в и Л — увеличиваются, р ~
— const — стесненное падение.

При w — t>0, в = 1, р = О, т. е. частицы уносятся потоком воды—
свободное падепне.

Пример 1. Определить скорость стесненного падения в воде частицы
d = в мм и в = 2200 кг/м*. Коэффициент разрыхления взвешенного слоя в =
- 0.6.

По табл. 55 находим К = 2,5.

Конечную скорость свободного падения определяем по формуле (147)
о с 1/0.006(2200-1000) п_.

**=2-5 V----------1000-----=0-г1 м/с-

Скорость стесненного падения определяем по формуле (166)

Уст0,6» 0,21= 0,075 м/с.

Пример 2. Определить минимальную скорость восходящего потока
воды для разрыхления неподвижного слоя материала, если средпединамиче-
скяй диаметр частиц d — 4,8 мм, среднеднмамическая плотность их 6ср =
= 1500 кг/м"; насыпная плотность материала 60 = 750 кг/м*.

Определяем коэффициент разрыхления материала по формуле (162)

Определяем конечную скорость свободного падения частицы по формуле
(147). Коэффициент К находим по табл. 55.

„ , 1 Л),ОО4в(15ОО—1000)	,

'О”2’44 I ------W00--------- 032 ы/с-

Минимальную скорость восходящего потока определяем по формуле (173)

1го- 0,51-0,12-(^3 м/с.
Г л а в в VII

ГИДРАВЛИЧЕСКАЯ КЛАССИФИКАЦИЯ

§ 1.	Теоретические основы

Гидравлической классификацией называется
процесс разделепия смеси мелких частиц разной крупности и плот-
ности по скорости их падения в потоке воды.

Гидравлическая классификация производится в аппаратах, ко-
торые называются гидравлическими классифика-
торами. В классификаторах процесс классификации осуще-
ствляется в вертикальном или горизонтальном потоке воды.

Рассмотрим движение частиц в вертикальном потоке воды по-
стоянной скорости.

Равнодействующая сил, действующих на частицу в восходящем
потоке воды,

R = G0-P,

где Go — сила тяжести частицы в воде, Н;

Р — сила динамического сопротивления среды, Н;

и = v +	— относительная скорость потока воды, м/с;

v — скорость частицы, м/с;

шв — скорость потока, м/с.

При установившемся движении R = О и Р = Go или

(V + <Г„)=Д =	(б - A) g,

откуда	________

С учетом формулы (140)

v = v0—(174)

При скорости потока шв <q v0, v >• 0, частица осаждается;
при Wr > vot v <;0, частица движется вверх; при И7* = vOt v — О
частица во взвешенном состоянии. Подобрав соответствующую
скорость потока, можно разделить материал по крупности в зави-
симости от скорости падения.

При стесненном движении частиц в вертикальном потоке воды
и =и„ — щв = е3п0 —	(175)

Граничной крупностью классификации называется размер dt
частиц угля, вероятность попадания которых в продукты разделения
одинакова.
Если материал делится иа классы ^>dr и < dr, то необходимая
скорость потока воды будет

И’в^Ь’ог ИЛИ Шв=еаЬ>Ог,

(17б>

где for — конечная скорость свободного падения частицы гранич-
' ной крупности, м/с;

в — коэффициент пористости, определенный по формуле (160).

Коэффнционтом шкалы гидравлическом
классификации называется отношение последовательных
скоростей потоков воды в классификаторе:

и>а



где ielt w3 — скорости потоков воды в классификатора, опре-
деленные по формуле (176), м/с.

Эффективность процесса гидравлической
классификации определяется по формуле



Elf-	100(р—а)(а—0)	0/

100 “ а(100—а)(Р—0)	’ °*

(177)

где е, — извлечение частиц > df в осадок, %;

е2 —• извлечение частиц <Zdr в слив, % ;

а, Р и 0 — содержание частиц <Zdc в исходном, в сливе и
осадке, %.

Область применения процесса гидравлической классификации:
определение гранулометрического состава мелкого материала
С 0,2 мм (содимонтационный анализ); отделение шлама от мелкого
угля; отделение шлама от утяжелителя при регенерации суспензии.

Пример. Определить скорость восходящего потока воды в классифи-
каторе, если материал разделяется на классы >>0,5 и <0,5 мм. Плотность нате-
рпала 6ср -= 1400 кг/мэ, отношение твердого к жидкому в пульпе р = Ж : Т = 5.

Определяем коэффициент разрыхления материала по формуле (160):

5-1400	__

в~ 4000+5-1400 °'88'

Определяем конечную скорость свободного падения граничной частит »j
dr = 0,5 мм по формуле Аллена (148)

г„ = 120-0,5 0,0005 Уf1400."'1”0)* =0,037 м/с.

Определяем скорость потока воды по формуле (176)

<рв= 0,88я-0,037=0,025 м/с.

§ 2.	Седиментационный анализ

Седиментационным анализом называется метод
разделения материала крупностью <0,2 мм по крупности
путем осаждения частиц в спокойной воде.
Для производства содимоптационпого анализа применяется при-
бор Сабанина (рис. 93), который состоит из градуированного ста-
кана 7, уравнительного столика 2, трубки снфона 3, опущенной
в стакан на глубину Л.

Методика проведения седиментационного анализа:

1)	перед проведением анализа задаются размерами частиц гра-
ничной крупности dlt d2, ds и т. д. и определяют их конечную ско-
рость свободного падения по формуле Стокса

Рис. 93. Прибор Сабанина

который будет содержать

0.545/^0	м/с.

2)	определяют время падения частиц
па глубину Л от уровня воды в ста-
кане до конца трубки сифона;

. h • h

^=~ыГ- ‘•=-йГИ1Д-:

3)	пробу исследуемого материала
массой 20—25 г насыпают в градуиро-
ванный стакан 1 с водой, тщательно
перемешивают палочкой 4 и доливают
водой до отметки пуль;

4)	засекают время по секундомеру
и по истечении времени tx сифо-
ном 3 удаляют в стакан 5 слой воды Л,
класс О—dx\ это повторяют до получе-

ния чистого слива;

5)	градуированный стакан доливают до нулевой отметки и дают
отстояться в течение времени Далее делают так, как указано
в пункте 4;

6)	каждый из полученных классов декантируют, высушивают,
взвешивают и отправляют па химический анализ.

§ 3. Гидравлические классификаторы

В обогащении углей применяются для гидравлической класси-
фикации багер-зумпфы, отстойные классификаторы типа КО. гидро-
циклоны ГЛ.

Багер-зумпф (рис. 94) состоит пз железобетонного
зумпфа 1 пирамидальной формы и ковшового багер-элеватора 2
с перфорированными ковшами.

Исходная пульпа подается непрерывно по желобу в зумпф 7
Вследствие наличия перегородки 3 пульпа в зумпфе изменяет па-
правление движения, образуя восходящий поток.

Частицы размерами <; dr выносятся через сливной порог 4 в слив-
ной желоб и удаляются из зумпфа.

Частицы размерами > dr оседают вниз зумпфа, и ковшы багер-
элеватора 2 выносят их из пульпы и разгружают в разгрузочный
желоб 5. Прп транспортировании ковшами материал обезвожи-
вается.

Преимущества багер-зу мифов: возможность подъема материала
на необходимую высоту, сравнительно высокая эффективность клас-
сификации т] = 704-90%.

Эффективность классификации в багер-зумпфе зависит от его на-
грузки и содержания твердого в исходной пульпе.

При содержании твердого в пульпе более 200 г/л эффективность
классификации резко ухудшается.

Недостаток багер зумпфа — громоздкость.

Багер яумпфы применяют для предварительного обезвоживания
мелкого концентрата и классификации ого и шлама.

Производительность багер зумпфа

IV=91F, м3/ч,	(178)

где — удельная производительность по пульпе, м3/(ч-м2);	=

204-25 м8/(ч м2) для частиц размерами -<0,5 мм,

F — площадь зеркала багер зумпфа, F = L1, ма;

L — шаг колонн здания, где устанавливается багер-зумпф, м.

Классификатор отстойный типа КО (рис- 95) со-
стоит из металлической ванны 1 прямоугольной формы с горизон-
тальным и наклонным участками, щелевого сита 2, ведущих 3 и ве-
домых 4 звездочек, скребковой цепи 5 с перфорированными скреб-
ками, загрузочного желоба 6, разгрузочного желоба 7, желобов для
отвода слива, брызгал и привода, состоящего из электродвигателя
и редуктора.

Исходная пульпа подается в ванну 1 по желобу 6. Вследствие
непрерывного поступления пульпы в вапие создается восходящий
поток. Частицы размерами <q dT через шиберные устройства уда-
ляются в слив.

Частицы > dr оседают на дно ванны 1. Скребки транспортируют
их по дну и удаляют по желобу 7. При прохождении над щелевым
ситом 2 материал обезвоживается и ополаскивается водой из брызгал.

Технические характеристики у классификаторов типа КО при-
ведены в табл. 56.

Преимущества классификатора типа КО: компактность кон-
струкции, низкая чувствительность к колебаниям нагрузки и сравни-
тельно высокая эффективность классификации т] = 704~90%. Не-

Таблица 56

Техпическ с характеристики отстойных классификаторов
типа КО

Показатели	КО!	КО2	КОЗ
Производительность			
по пульпе, м’/ч	600	500	ЗзО
по г кер дому, т/ч 		200	160	100
Крупппсть исходного питания, мм		0—100	
Влажность обезвоженного материала			
%			20-30	
Площадь осветления, № . .	20	1G	12
Скорость скребковой цепи, м/с		0,24	
Электродвигатель, кВт	.	30	22	17
Масса, кг		19 900	18 800	17 700
Габарятяые раамеры, мм:			
длина 		12 250	10 350	84^0
ширина		3 900	3 900	3900
высота 	  .	.	3 000	3 000	3000
достатки: малый срок службы цепи и заклинивание цепи кусками
угля.

Классификаторы типа КО предназначены для классификации и
обезвоживания мелкого концентрата и обесшламливания угля.

Расчет классификаторов:

число классификаторов по пульпе

по твердому

kw

kQ
Qi

(П9)

(180)

где W и Q — масса пульпы и твердого, поступающих на клас-
сификацию;

к = 1,15;

и Qj — производительность одного классификатора по
пульпе и твердому (по табл. 56).

Из двух рассчитанных величин
Гидроциклои типа ГЛ
(рис. 96) состоит из корпуса 1
цилиндро-конической формы, пи-
тающего патрубка 4 с регулирую-
щим устройством, сливного на-
садка 3, нижнего насадка 2 и
сливного патрубка 5.

Исходная пульпа поступает
в гидроциклон под давлением
через питающий патрубок. Так
как питающий патрубок располо-
жен по касательной к цилиндри-
ческой части корпуса, то пульпа
получает вращательное движе-
ние. Иод действием возникающей
центробежной силы частицы раз-
мерами > dr оседают на внутрен-
нюю поверхность гидроциклопа
и по спирали разгружаются через
нижний насадок.

Под действием центробежных
сил по оси гидроцпклона обра-
зуется воздушный столб. Частпцы
размерами <; dr собираются около
воздушного столба и разгружают-
ся вверх через сливной нзсадок

принимают бблыиую.

5

Рве. 96. Гидроциклов типа ГЛ

11 патрубок.

Для обеспечения разгрузки продуктов классификации гидро-
циклоны устанавливают под углом 30° к горизонту.

Технические характеристики гндроциклонов приведены втабл. 57.
Преимущества гидроцпклонов: высокая производительность и
эффективность классификации. Недостаток; быстрое изнашивание.

Гидроциклопы предназначены для классификации и сгущения
шлама.

Таблица 57

Техническая характеристика гндроциклонов типа ГЛ

Показатели	Г Л-9	ГЛ-12
Крупность исходного питания, мм	0-	3
Диаметр, мм  Диаметр, мм:	900	1200
питающего патрубка	250	300
сливного насадка . .	200—250	200 320
нижнего насадка	50-	120
Угол конусности, градусы	20	200
Давление пульпы, кПа	60	
Масса, кг 	  Основные размеры, мм:	1370	2830
длина с насадками	. . .	3200	4460
ширина	1650	1950

Производительность гидроциклона определяют по формуле 13]

= УН, м’/ч,

(181)

где d« — диаметр питающего патрубка, м;

dc — диаметр сливного пасадка, м;

Н — давление пульпы на входе, Па.

Размер частицы граничной крупности п ри классификации в гидро-
циклоие	_

dr = 160—
dHyн ул л

(182)

где	d„ — диаметр нижнего насадка, мг;

D — диаметр гидроциклона, м;

Т = 100/(р 4-1) — содержание твердого в исходной пульпе, %;
р = Ж : Т в исходной пульпе;

и А — плотность частиц я воды, т/м3.

Гаавв VIII

ОТСАДКА

§ 1. Общие сведения

Отсадкой называется процесс разделения сыпучей смеси
минеральных частиц по плотности в разделяющей среде, раз-
рыхляемой действием вертикального пульсирующего потока воды
или воздуха.
Отсадка производится в аппаратах, которые называются отса-
дочными машинами.

Разделяющей средой в процессе отсадки служит постель
материала на решете отсадочной машины.

Способы создайся вертикального пульсирующего потока воды
в гидравлических отсадочных машинах следующие:

возвратно-поступательным движением поршня (рис. 97, а)
в поршневых отсадочных машинах;

впуском и выпуском сжатого воздуха (рис. 98, би б) в беспоршне-
вых отсадочных машинах-

в атмосферу

Рис. 97. Способы создания вертикального потокв воды
в гидравлических отсадочных машинах*

1 — постель; решето; 3 — поршень; 4 — ексцентрмк; Л — пунь
сатор, в — воздушная камера

Расслоение частиц по плотности в постели происходит под дей-
ствием сил тяжести частиц в воде Go и сил сопротивления разделяю-
щей среды Р.

Уравнение движения частицы

где т — масса частицы, кг;

v — скорость частицы, м/с.

Силы Go и Р зависят от плотности, размера, скорости частиц и
других факторов. От соотношения этих сил зависит разделение
частиц по плотности.

Под действием вертикального потока воды постель материала
периодически разрыхляется и уплотняется, в результате чего более
плотные частицы породы перемещаются вниз постели (Go > Р)-
Менее плотные частицы перемещаются вверх постели (Go < Р).
Частицы промежуточной плотности будут концентрироваться по-
средине постели. Полученные продукты обогащения удаляются иа
машины через специальные устройства.
Процесс отсадки применяют для обогащения углей класса 0,5—
100 мм (иногда 0,5—250 мм) всех категорий обогатимости-

Отсадка получила широкое распространение благодаря деше-

визне, универсальности, простоте и высоких качественно-количе-
ственных показателей

§ 2. Теоретические основы

Процесс отсадки зависит от многих переменных факторов, учесть
которые полностью пока не представляется возможным. Поэтому
предложен ряд гипотез н теорий, объясняющих ту или иную сторону
процесса

Скоростная гипотеза впервые предложена Риттин-
гером. Сущность гипотезы заключается в том, что вследствие разницы
скоростей и ускорений, сообщаемых действием вертикального пуль-
сирующего потока воды частицам различной плотности, последние
проходят различные пути, в результате чего происходит разделение
по плотности

Согласно скоростной гипотезе уравнение движения отдельной
частицы шарообразной формы может быть представлено в виде

т G„ ± Р ± Р, ± Р„.	(183)

где т — масса частицы, кг;

v — скорость частицы, м/с;

Go — сила тяжести частицы в воде, Н;

Р — М’ет (и ± v)2 ^2Д — сила динамического сопротивления
среды при стесненном падении, Н;

и — скорость вертикального потока воды, м/с;

Pt — дополнительная выталкивающая сила, зависящая от уско-
рения потока воды, II;

Р* — сила механического взаимодействия частиц, Н.

Для силы Ры математической зависимости ио найдено.

Сила Pt мала по сравнению с силой тяжести частицы Go. Поэтому
в первом приближении полагаем Рм 0 и Pt 0, тогда уравне-
ние (183) примет вид

m-^-^G„±P	(184)

Подставляя значения Go, Р и т = ~— 6 в уравнение (184), по-

лучаем

= A_Ag±_^(u + „)«д.
dt	й 6 Xd6 '	'

(185)

Из уравнения (185) видно, что ускорение частицы переменной и
зависит от плотности, размера и скорости частицы. Согласно рас-
сматриваемой гипотезе частицы породы будут перемещаться с боль-
180
шим ускорением, чем частицы угля, поэтому они расслаиваются по
плотности.

Недостаток скоростном гипотезы заключается в том, что в пей
рассматривается движение отдельной частицы, между тем как от-
садка является массовым процессом.

Суспензионная гипотеза Сущность гипотезы за-
ключается в том, что постель вместе с водой рассматривается как
тяжелая суспензия переменной плотности, в которой уголь разде-
ляется так же, как в тяжелой среде.

Плотность разделяющей среды будет определяться как средне-
взвешенное значение плотное

Дс = еД + (1-е)Сср, (186)
где е — коэффициент разрых
ленпя постели;

6ср — среднедипампчоская
плотность твердых
частиц постели, кг/м3.

Основным недостатком
гипотезы является то, что
опа по учитывает действие
динамических сил пульсиру-
ющей постели. Кромо того,

постель состоит из крупных частиц, и ее нельзя рассматривать
как тяжелую суспензию, а плотность суспензии Дс является пере-
менной величиной, зависящей от разрыхленности постели.

Энергетическая гипотеза Майера. Сущность
гипотезы заключается в том, что постель, как всякая замкнутая
механическая система, стремится перейти к более устойчивому со-
стоянию, т. е. к минимуму потенциальной энергии Разделение мате-
рив, (а по плотности происходит за счет внутренней энергии нерас-
слоепной смеси- В процессе отсадки в результате перераспределения
частиц постели по слоям (легкий, тяжелый, промежуточный) центр
тяжести постели опускается вниз и потенциальная энергия смоги
убывает.

Потенциальная энергия объема частиц до расслоения (рис. 98, а)

+	ДК-	(187)

после расслоения (рис. 98, б)

/7’=G>(4+/‘*)+Gi4’Дж- (188>

где	= (1 — Ео) Fhtbjg — сила тяжести частиц угля; Н.

G2 = (1 — Ед) Fhtbtg — сила тяжести частиц породы, 11;

F — площадь поперечного сечения столба постели, м’;

Лд и — высота столба постели, м;
и 6, — плотность частиц угля и породы, кг/м8;

е0 — коэффициент разрыхления постели.

Разница потенциальной энергии двух состоянии объема

ДЛ=Л, - Я,=-j- (G,A, - GjAJ = (1 - е.)	(6,-6,). (189)

Из выражения (189) видно, что ЛЯ > 0, так как	т. е.

расслоение частиц происходит с уменьшением потенциальной
анергии.

Энергетическая гипотеза рассматривает расслоения постели
только в связи с внутренней потенциальной анергией без учета
внешней энергии (гидродинамических параметров среды).

Статистическая гипотеза Н. Н- Виногра-
дова. Сущность гипотезы заключается в том, что постель отсадоч-
ной машины рассматривается как массовая система, в которой пере-
мещение отдельных однородных частиц носит случайный характер,
а перемещение массы подчиняется закону действующих масс и
носит статистический характер.

На основании закона действующих масс количество фракций
выделившихся в соответствующий слой постели в единицу времени,
пропорционально количеству этих же фракций, оставшихся нерас-
слоенными

Количество фракций, выделяемых в продукт аа время i, опре-
деляется зависимостью

Тф = ?Ф. .(!—в~ы)> %.	(19°)

где уф. и — содержание выделяемых фракций в исходном мате-
риале, %;

к — коэффициент пропорциональности, характеризующий
удельную скорость выделения фракций, 1/с. Значение
этого коэффициента изменяется в зависимости от режима
отсадки и качества исходного питания.

Зависимость (190) показывает, что скорость расслоения в начале
процесса будет очень высокой, а затем начнет быстро убывать, асим-
птотически приближаясь к нулю при t -»

Статистическая гипотеза характеризует конечные результаты от-
садки, она дает возможность сделать ряд практических выводов.

Дальнейшие исследования в этом направлении продолжаются.

Сыпучесредная гипотеза. Сущность сьшучесред-
ной гипотезы [41 заключается в том, что постель материала рассма-
тривается как разделяющая сыпучая среда, которая разрыхляется
вертикальным пульсирующим потоком воды. Расслоение частиц по
плотности происходит в зависимости от плотности постели.

Физические свойства постели, влияющие на процесс отсадки:
крупность частиц, характеризуемая среднединамиче-
скнм диаметром dcp;

среднединамическая плотность 6ср;
пористость, характеризуемая общим коэффициентом пори-
стости е;

форма частиц, характеризуемая коэффициентом формы /;

внутреннее трепне, характеризуемое углом внутрен-
него трения <р.

Выделим внутри постели элементарный объем частиц (рис. 99)
с массой

т = (1 — е) FhS, кг,	(191)

где F — площадь объема, м1;

h — высота объема, м;

6 — среднединамическая плотность объема частиц, кг/м*.

Уравнение движения выделен-
ного объема частиц постели в вер-
тикальном направлении следу-
ющее:

(192)
где иж — вертикальная скорость
объема, м/с;

Gq — сила тяжести объема
частиц в воде;

G,-(l — е)(б—&)Fhg, Я; (193)
Р — сила динамического дей-
ствия вертикального по-
тока воды;

P=pF, Н ;	(194)

Рис. 99. Схема действия сил на
объем в постели:

1 — постель; f — решето

р — гидродинамическое' давление вертикального потока воды,
определяемого по формуле (171), Па;

Р{ — инерционная составляющая подъемной силы вертикаль-
ного потока воды;

Я;	(195)

р{ — дополнительный инерционный напор, возникающий от
ускорения вертикального потока воды;

Р/ = (1-е)Д-^-Л, Па;	(196)

wl — относительная скорость потока воды внутри пор постели,
м/с;

Frp — сила внутреннего трения между частицами постели, Н-
Подстазляя в уравнение (192) значение массы и сил из соотно
шепни (191), (194) н (195), получаем после преобразовании

а~*Ч’	(197)

dt о 6 б di	'	'
У скорение потока dwi2]dt по сравнению с ускорением силы тяжести g
мало, поэтому в первом приближении



(198)

Из выражения (195) видно, что относительное перемещение частиц
в постели н разделение по плотности в основном зависят от их плот-
ности, что подтверждается практикой отсадки-

При б2>бср, о 2> 0 частицы перемещаются вниз постели; при
б <С бср, а с 0 частицы перемещаются вверх постели и при 6 ~ бср,
о = 0 частицы в постели находятся во взвешенном состоянии.

В рассматриваемой теории средиединамический диаметр dcp и
плотность бср является среднестатистическими величинами, поэтому
они не учитывают крупность и плотность индивидуальных частиц
постели.

§ 3. Гидродинамические параметры отсадки

К гидродинамическим параметрам отсадки относятся: цикл от-
садки, степень разрыхления постели, скорость расслоения материала,

амилнтуда и частота пульсаций

Рнс. !00. Синусоидальный цикл
отсадки

воды 154).

Циклом отсадки на-
зывается характер изменения
скорости вертикального потока
в отсадочной машине в течение
одного периода пульсации воды.

Синусоидальный (п ря
мой) цикл графически пред-
ставляет собой синусоиду
(рис. 100)

и = wra*x sin (199)

где птвх — максимальная скорость потока, м/с;
ш — число пульсаций воды, 1/с.

Длительность одного цикла отсадки

(200)

где п — частота пульсаций воды в минуту.

Синусоидальный цикл осуществляется в поршневых отсадочных
машинах и характеризуется тем, что время действия восходящего
потока равно времени действия нисходящего потока воды, т. е.
^в 4i и Ц» max = max'

Обратный цикл (рис. 101) характеризуется тем, что время
действия восходящего потока меньше времени действия нисходящего
потока воды:	и ив говх 2> иы тлх- Обратный цикл применяется

в беспоршпевых отсадочных машинах.
Цикл Берда (рис. 102) характеризуется увеличением ско-
рости восходящего потока и уменьшением скорости нисходящего
потока воды прн прямом и обратном циклах отсадки-

Цикл Майера (рис. 103) характеризуется тем, что время
действия восходящего потока t„ невелико и взвешенная постель мате-
риала находится продолжительное время £р в спокойном состоянии.
Время действия нисходящего потока равно времени действия вос-
ходящего потока воды:	Цикл Майера практического при-

менения пе нашел -

Рис. 101.1 Обратный цикл отсадки

Рнс. 102. Цикл Берда:

I — сляусондальный цикл поршневой ма-
шины- X — цикл Берда; 3 — обратный
цикл бесноршневой* машины; 4— цикл
Берда

Цнк л Томаса (рис. 104) характеризуется медленным дей-
ствием восходящего потока и быстрым действием нисходящего по-
тока воды. Прн этом предполагается, что за время происходит
разрыхлепио верхнего, — среднего и t3 — нижнего слоев постели.
Прп полном разрыхлении постели скорость восходящего потока по-
стоянная- Прн действии нисходящего потока по истечении вре-
мени t4 на решето отсадочной машины оседают частицы нижнего,
— среднего и /в — верхнего слоев постели. Цикл Томаса особых
преимуществ перед другими циклами пе имеет.

Наибольшее распространение получили обратный п прямой
циклы отсадки.

Цикл отсадки (характер колебания воды в решетном отделении)
является важным технологическим параметром, влияющим на эф-
фективность отсадки.

В бесворшновых отсадочных машинах колебания моды опреде-
ляются периодичностью впуска и выпуска воздуха, которая осуще-
ствляется пульсаторами.
Изменением расхода воздуха регулируют соотношение периодов
восходящего и нисходящего потоков воды, число и амплитуду пуль-
саций

Разрыхление постели. Минимальная скорость по-
тока воды для полного разрыхления уплотненной постели опреде-
ляется по формуле (173)

U0 = 41’oo.	(201)

где £0 — коэффициент разрыхления уплотненной постели;

поп — конечная скорость свободного падения частицы породы

При дальнейшем увеличении скорости восходящего потока по-
стель разрыхляется, коэффициент разрыхления увеличивается.

Максимальная скорост ь^потока

(202)

где — коэффициент разрыхления при максимальном разрых-
лении постели.

При синусоидальном^цикле отсадки минимальная скорость по-
тока по формуле (199)

Ue = “max Sin ^0 = е®"оп.

Из этого уравнения с учетом выражения (199) получим время
начала разрыхления:

=	(203)

X Вшах /

ИЛИ

t0 — — arcsin f — У.
0	10	\ «тпах /

При t - t, и u = щ (рис. 105) постель уплотняется. Длитель-
ность периода разрыхления за один цикл отсадки

«1-'в = О,5Г-2/о.	(204)

Разрыхление расслоенной постели происходит послойно.
Время начала /п( и конца lt разрыхления каждого слоя постели
будет различно.

Относительное разрыхление постели (или любого слоя)
. h—hc
*----------------------------
г--------------------------------------

где Л и Лд — толщина уплотненной и разрыхленной постели, м.

В соответствии с выражением (172)

(1 — е) (6СР — A) gh = (1 — е0)	— A) ghc,

откуда

е=-тЙ-	(205)

Из равенства

и = ипп sin cot = е2поп
находим

Рис. 105. Синусоидальный цикл Рис. 106. Скорость движения част1щ
отсадки	постета

Из выражения (206) видно, что коэффициент разрыхления яв-
ляется периодической функцией времени. Поэтому любая точка
постели будет совершать колебательное движение в интервале —10
в соответствии с выражением (206). Это двпжеиие пе влияет на от-
носительное перемещение частиц в постели.

Особенность процесса отсадки заключается в том, что он проис-
ходят при значениях коэффициента разрыхления е, близких к е0.
Среднее значение е будет

еСР — Е°+2Еп,“ .	(207)

Скорость расслоения материала определяется ско-
ростью перемещения частиц в постели.

Определим п}ть, проходимый частицами в постели за одян цикл
отсадки. Интегрируя дважды дифференциальное уравнение (1Н8)
в пределах t = („ и I, v, = 0 и v, & ; t = t, и t = 0.57 —
в = 0 и я = Sj, получаем

*1=--^ у-(0-5Г~2|°)г , м,	(208)

где прн 6 2> бср путь частицы берется со знаком плюс и при
б <Z6cp — со знаком ыннус.

Средняя скорость расслоения

“ер=-у-. м/с.	(209)

Скорость перемещения частиц в постели показана на ри<. 106.
В период действия восходящего потока при и < и0
вода проходит через поры постолп п уносит вверх мелкие частицы
угля и породы, размер которых меньше размера пор; при t = tp,
и = и0 постель начинает разрыхляться; — t0 — частицы разде-
Т
ляются по плотности; t =	— постель уплотняется; --—

скорость потока уменьшается до нуля и мелкие частицы оседают вниз.

В период действия нисходящего потока мелкие ча-
стицы угля и породы проходят через поры постели, н частицы по-
роды удаляются через решето — отсадка молких частиц
через постель.

Амплитуда пульсаций воды для синусоидального
цикла отсадки определяется интегрированием выражения (201)
в пределах t = 0 и I =

Д = UniaK -a ern*XVOH	(210)

Амплитуда пульсаций зависит от крупности, коэффициента пори-
стости породного слоя постели и числа пульсаций.

Пример. Определить среднюю скорость расслоения частиц постели,
если насыпная плотность исходного питания = 740 кг/м8; максимальное отно-
сительное разрыхление постели егаах = 0,1; число пульсации воды в отсадочной
машине п — 50 1/мин.

Таблица 58

Гранулометрический состав угля класса 0,5—10 мм

Класс, ми	V. %	АС' %	<*4, »"
6—10	13,7	26,2	8,0
3-6	26,7	24,2	4,5
1-3	41,0	21,6	2,0
0,5-1	18,6	28,5	0,75
Итого	100,0	24,3	3,3

Гранулометрический я фракционный состав исходного питания приведен
в табл. 58 и 59.

1. Определяем средиединамическую плотность но формуле (161), поль-
зуясь табл. 59-

постели

51,2.1.25+ 10.2  1,35+8.8 • 1.45+ 3,5 • 1.554- 3.0 • 1,704- 22,7 • 2.20

Сср-	jo.

= 1,52 г/см>=«1520 кг/м8;

частиц легкой фракции

М.2  1.25 + 10.1, 1 35+ 8ЛИЛ5. „ 27 г/с„,= 1270 кг/см,;
01,4	1U.4 -f-o,o
18+2с =2.2 Г/см"=2200 кг/м».

2.	Определяем коэффициент разрыхления:
уплотненной постели но формуле (162)

«	740

'°~1	1520 “ 0,511

максимальный разрыхленной постели по формуле (205),

_ 0.51 + 0.1
—1+0,1

= 0,55;

Таблица 59

Фракционный состав угля класса 0,5 -10 мм

Плотность фрик- ции, г/см"	V. %	А	«ср. г/С"1
1,2—1,3	51,2	5,8	1.25
1,3-1,4	10,2	10,3	1,35
1,4-1,5	8,8	18,8	1,45
1,5—1,6	3,5	29,8	1,55
1,6-1,8	3,6	40,7	1,70
1,8—2.6	22,7	75,4	2,20
Итого	100,0	24,3	1,52

3.	Определяем* время начала разрыхления постели ио формуле (203):
частота пульсации воды

ЯП

30

-g. ^5,2з 1/с.

sin 5.23Г,= (—||-)’ = 0.859 = sin 1.03.
откуда

'«=-£§-=0.2 о:
время одного цикла отсадки

Т=-52—1,2 с.

4.	Определяем путь, проходимый частицами ва один цикл отсадки и сред-
нюю’скорость расслоения по формулам (208) н (209):

частиц угля

,^--0152° 9.81 №Ь-*.2Г2.0,2)» д_0039 ы;

0-039 Л ,
'у. ер=----~ 0,032 “^С;
частиц породы

2200— 1520

2200

Ml (0.5-1.2-2-0.2) -006м.

Л"

*J’n.cp=-pg-=0,05 м/с.

§ 4. Отсадочные машины

Классификацию отсадочных машпи произ-
водят по следующим признакам:

Способу создания пульсаций воды:

поршневые с неподвижным решетом — пульсации воды со-
здаются возвратно-поступательным движением поршня;

беспоршневые с неподвижным решетом — пульсации
воды создаются действием сжатого воздуха, попеременно впускае-
мого в воздушные камеры и выпускаемого из них в атмосферу.

Количеству получаемых продуктов обогащения:

одноступенчатые с одним отсадочным решетом, вы-
деляющие два продукта — концентрат и отходы;

двухступенчатые с двумя отсадочными решетами, вы-
деляющие три продукта — концентрат, промпродукт и отходы;

трехступенчатые с тремя отсадочными решетами, вы-
деляющие четыре продукта — копцентрат, промпродукт, отходы и
колчедан.

Различают отсадку: крупных у г л е й 2> 10 (13) мм; мел-
ких у г л ей <10 (13) мм; широкой л ассифнциро-
ыапных углей 0,5—100 (125) мм.

В практике углеобогащения наибольшее применение получили
двухступенчатые н трех ступенчатые беспоршневые отсадочные ма-
шины-

Беспоршневые отсадочные машины Г и -
проуглеобогащения выпускались следующих типораз-
меров: МБОМК6, МБОМК8, БОМКЮ — для крупных углей н
МБОММ10, БОММ16 — для мелких углей (цифры показывают пло-
щадь отсадочных решет в ма).

Отсадочные машины типа МБОМ н БОМ устаревшей конструкции
и имеют ряд педостатков: малую удельную производительность, за-
бивание отверстий колосниковых решет продолговатыми кусками
породы, неравномерное распределение пульсаций по ширине решета,
несовершенство работы разгрузочных устройств для тяжелых фрак-
ций и низкую точность разделения (/ — 0,234-0,26).

На большинстве действующих углеобогатительных фабрик отса-
дочные машины типа МБОМ н БОМ модернизированы по проекту
Южгппрошахта, который включает в себя:

установку загрузочного устройства с гашением скорости потока
прп загрузке и подвижных колосников для равномерного распре-
деления исходного питания по ширине машины;
уменьшение числа пульсаций воды, установку каплевидного обте-
кателя между воздушным н отсадочным отделениями, что позволяет
создать более равномерные пульсации;

установку листового отсадочного ента с щвлеапднымп отверсти-
ями размерами 5 X 20 и 7 X 20 мм. Сито уложено на колосниковую
решетку с углом наклона колосников 20° в направлении разгрузки,
что способствует увеличению скорости разгрузки тяжетых фракций;

установку роторных разгрузчиков тяжелых фракций аместо ши-
берных заслонок;

установку автоматического регулятора Южгипрошахты и авто-
матического регулятора для регулирования подачи сжатого воздух».

Беспоршневая отсадочная машина БОМК8
(рис. 107), модернизированная по проекту Южгипрошахта, состоит
из породного 1 н пром продуктового 2 отделений, разделенных по-
перечными перегородками па отсеки; роторных разгрузчиков 5;
листовых сит 4 н 8; автоматического регулятора 5; автоматического
регулятора для воздуха 6; роторных пульсаторов 7 с приводом и во-
[яного коллектора 9.

Роторный пульсатор ПВ-4 (рпс. 108) состоит нз корпуса 7, ко-
торый сообщается через отверстие 2 с воздухосборником машины;
дроссельной ааслонкп 3 для регулирования подачи воздуха; пусто-
телого ротора 4, разделенного диагональной перегородкой 5 па две
полости с окнами. В положении, показанном па рпс. 108, сжатый
воздух поступает из воздухосборника через отверстие 2, левую по-
лость ротора и далее чорез окно 6 и канал 7 в воздушное отделение
машины- Под действием сжатого воздуха вода перемещается в отса-
дочное отделение, создавая восходящий поток. При повороте ротора
на 180 перегородка 5 перекрывает подачу’ сжатого воздуха. Тогда
врааая полость ротора совмещается с каналом и воздух пз воздуш-
ного отделения машины удаляется через окно 8 и атмосферу. Сжатый
воздух выходит в атмосферу, и вода из отсадочного отделения пере-
мещается в воздушное отделение, создавая нисходящий поток.
"---Воторный разгрузчик состоит из вала с четырьмя лопастями,

вращающегося в подшипниках. Привод роторного разгрузчика со-
стоит из электродвигателя, коробки скоростей и цепкой передачи-
Во избежание заклинивания крупных частиц в разгрузчике передняя
стенка сделана из отдельных колосников — клавишей, которые мо-
гут отклоняться.

Исходное питание транспортной водой по желобу подается на
сито породного отделеипя 1 (см. рис. 107), где под действием пульса-
ций воды постель разрыхляется и частицы разделяются по п л о т
н о с т и. Частицы породы окажутся в нижнем, промпродукта —
в среднем н концентрата — в верхнем слоях постели. Под действием
вновь поступающей массы угля и горизонтального (транспортного)
потока воды постель перемещается к порогу. Отходы разгружаются
роторным разгрузчиком 3 в нижнюю часть корпуса, откуда вместе
с провалившимися сквоаь решето мелкими частицами породы уда-
ляются из машины обезвоживающим элеватором.
utiuUlbfi't l у

Промпродукт	Отходы

Рис. 107, Модернизированная беспорпшевая отсадочная машина БОМ К-8
Промпродукт и концентрат уносятся транспортной водой через
порог в промпродуктовое отделение 2, где процесс отсадки повто-
ряется. В этом отделении в нижнем слое постели оказывается пром
продукт, который удаляется роторным разгрузчиком и обезвоживаю
щлм элеватором нз машины. Концентрат выносится водой через слив-
ной порог машины.

Рнс. 108. Роторный пульсатор ПВ-4

Модернизация отсадочных машин старого типа обеспечивает уве-
личение их производительности в 2,5—3 раза прн одновременном
улучшении качества продуктов обогащения. Расход воды снижается
в 1,5—2 рааа, что значительно облегчает работу водпо-шламового
хозяйства фабрики.

Отсадочная машина ОМП-18А завода угольного ма-
шиностроения им. Пархоменко двухступенчатая, в каждой ступени
под решетом расположены три воодушпые камеры дуговой формы.

13 Заказ 1321	193

Рис. 109. Отсадочная маши-
на 0М12

Сжитый воздух из воздухосборника через пу.исаторы поступает
по патрубкам в воздушные камеры и выпускается из них, вследствие
чего создаются пульсации воды. Тяжелые фракции разгружаются
роторными разгрузчиками. Для регулирования уровня постели в от-
садочпых отделениях установлены автоматические регуляторы АР-3.

Расположение воздушных камер под решетом позволило увели-
чить площадь отсадочных решет и производительность машины,
а также обеспечить равномерные пульсации воды по площади решета.

Рабочая площадь решет ОМП18А составляет 18 м2, производи-
тельность до 550 т/ч, noi решность разделения 1 = 0,21—0,25.
Машина предназначена для обогащения крупного, мелкого н неклас-
сифицированного углей.

На базе отсадочной машины ОМП18А Гипромашуглеобогащением
разработай параметрический ряд \ инфицированных отсадочных ма-
шин ОМ8, ОМ12 и ОМ18.

Отсадочная машина ОМ12 Гипромашуглс-
обогащения (рнс. 109) состоит из корпуса 7, разделеипого на
три упнфпцированные ступени; нижней части корпуса ступени 2
пирамидальной формы; металлических или полиэтиленовых ко-
лосниковых решет 3\ воздушных камер 4 дуговой формы; роторных
разгрузчиков 5 с приводом, воздухосборников б; роторных
пульсаторов 7 с приводом; водяного коллектора 8 с отводящими
трубами 9 для подачи под решетной воды и автоматических регу-
ляторов 10 типа АРУ.

Каждая ступень состоит пз двух отсеков с воздушными камерами.
Пульсации воды создаются впуском п выпуском сжатого воздуха в воз-
душные камеры. В конце ступени помещены разгрузочный карман 11
с поворотным шибером 12 и регулируемым по высоте порогом 13.
Подъем и опускание порога производят вращением маховиков 14,

Рис, ПО, Общий вид отсадочной машины ОМ 12

установленных иа винтовых тягах 15. Размер загрузочной щели кар-
мана можно регулировать в пределах 80—250 мм.

Роторные разгрузчики 5 установлены в нижней части кармана 11.
В передней стене кармапа установлена завеса из колосников 26,
подвешенных шарнирно на оси 17. Колосники служат для предо-
хранения ротора от заклинивания. Привод роторного разгрузчика
состоит из электродвигателя 18, редуктора 19 и цепной передачи 20.
Для осмотра разгрузочных устройств служат люки 21.

Привод роторных пульсаторов состоит из электродвигателя и
редуктора 22, переключением рукоятки которого регулируют ско-
рость вращения пульсаторов.

Корпус машины крепят лапами 23 иа двутавровых балках, опи-
рающихся на элементы здания.

Общий вид отсадочной машины ОМ12 показан на рис. 110.

Конструкция машины типа ОМ предусматривает воаможиость
работы на естественной или искусственной полевошпатовой постели
или комбинированным способом с укладкой искусственной постели
в какую-либо нз секций машины. Для этой доли применяют листо-
вые сита с отверстиями 18 X 18 мм. Для удержания постели па ре-
шето устанавливают специальную решетку 24 (см» рис. 109).

Наличие трех ступеней в отсадочной машине ОМ12 дает возмож-
ность рационально распределить рабочую площадь решет машины
между породаым н промпродуктовым отделениями. Если в исходном
питании содержится большое количество породных фракций, то две
первые ступени составят породное отделение, а последняя — пром-
дродуктовое- Прн большом содержании промпродуктовых фракции
две последние ступени могут быть использованы как промпродукто-
вое отделение.

Исходное питание транспортной водой по желобу подается на
решето первой ступени, где под действием пульсации воды постель
разрыхляется и частицы разделяются по плотности. Частицы по-
роды оказываются в ипжнем, промпродукта — в среднем и концен-
трата — в верхнем слоях постели. Под действием вновь поступаю-
щей массы угля и горизонтального (транспортного) потока воды
постель перемещается к отверстию разгрузочного кармана ZZ, из
которого роторным разгрузчиком 5 отходы удаляются в инжнюю
часть корпуса, а оттуда они обезвоживающим элеватором выгру-
жаются из машины.

Во второй ступени машины процесс отсадки повторяется и осталь-
ная часть отходов удаляется из кармана роторным разгрузчиком.
В третьей ступени выделяется промпродукт. Концентрат выносится
водой через слнвной порог машины.

Технические характеристики отсадочных машин типа ОМ при-
ведены в табл.„ 60.

Преимущества машин типа ОМ: большая удельная производи-
тельность, равномерные пульсации воды по площади решета, не-
прерывный выпуск тяжелых фракций, небольшой расход воды и
высокая точность разделения I = 0,124-0,20.

Отсадочные машины типа ОМ применяются для обогащения круп-
ного, мелкого и неклассифицированного углей всех категорий обо-
гатимости.

В настоящее время осваивается новая отсадочная маши-
на ОМ24 с решетом площадью 24 м2 и производительностью до
650 т/ч.

Отсадочная машина ОМАЮ для антрацита
(рис. 111) состоит нв корпуса Z, разделенного на два отделения;
листовых сит 2; воздушных камер 3 дуговой формы; воздухосбор-
ников 4\ роторных пульсаторов 5 с приводом; водяного коллектора 6
с отводящими трубами 7 для подачи подрешетной воды и автомати-
ческих регуляторов 8.

Первая ступень машины состоит из трех отсеков с воздушными
камерами, вторая — из двух отсеков. В конце ступени помещен
разгрузочный кармаи 9 с регулируемым по высоте порогом. Коли
чество разгружаемых тяжелых фракций из кармана регулируется
Таблица 60

Технические характеристики отсадочных машин типа ОМ

Покаавтелж

Производительность общая, т/ч ....
Максимальная круштостъ исходного пита-
ния, мм ...........................

Ширина отсадочного отделения, мм
Длина ступени, мм

Число ступеней . . . .

Рабочая площадь решета, м’ ..........

Размер отверстий решета, мм

Число пульсаций воды в 1 мин

Амплитуда пульсаций воды, мм . .

Давление воздуха в ресивере, кПа .
Расход воздуха, м*/с.................

Электродвигатель пульсатором:

тип . . . ........................

мощность, кВт . .

Электродвигатель роторных разгрузчиков.
кВт ......................

Масса машины, кг

Габаритные размеры, мм:

длина
ширина .
высота ....

омз	ОМ12	ОМ18
80—220	120-320  125	180—500
2000	2000  2000	3000
2	3	3
8	12  4—6	18
36	43; 51; 57; до 130	67
24	24	24
до 0,45	ДО 0,7	до 1,05
АО2-41-6	АО2-41-6	АО2-41-6
3	3	3
1,6	1,6	1,6
15 500	23 184	27 900
4980	7255	7255
3385	3385	4025
4540	4540	4540

секторным затвором 10 от пневмоцилнндра 11. Осмотр разгрузоч-
ного устройства производится через люк 12

Исходное питание транспортной водой по желобу подается на
отсадочное решето первой ступени, где под действием пульсаций
воды постель разрыхляется и частицы разделяются по плотности.
Частицы отходов оказываются в нижнем, а концентрата — в верх
нем слоях постели. При движении постели к разгрузочному кар
ману 9 отходы попадают в карман и разгружаются в низ корпуса
машины. Обезвоживающим элеватором опп удаляются из машины.

Во второй ступени процесс отсадки повторяется. Так как антра-
цит обогащается с выделением двух продуктов — концентрата н
отходов, вторая ступень машины предназначена для выделения пере-
мывочпого продукта с целью уменьшения засорения концентрата.
Этот продукт обезвоживающим элеватором выгружается пз машины
н направляется в аагрузочную часть машины на переобогащсние.

Техническая характеристика машины ОМА 10

Производительность общая, т/ч ...	До 250

Крупность обогащаемого алтраппта. мм.............. 6—250

Рабочая площадь, м2 . .	10

Число отделений ............. 2

Число пульсаций волы в 1	43; 51

Амплитуда пульсами и, мм........................... До	250
Автоматический регулятор Южгипро-
шахта электрического действия (рис. 112) состоит из поплавка Z,
штока 2, пускового ролика 3, магнито-индукционного датчика 4
типа ДМ, шарнирных рычагов 5, кронштейна 6, нижнего упора 7, до-
полнительного груза 8 из шайб, концевого выключателя 9с кнопкой 10.

Датчик типа ДМ — реле скорости ВИРС-2М — состоит из кор-
пуса, в котором встроены постоянный кольцевой магнит и катушки

с сердечником.

Датчиком регулятора служит
пустотелый поплавок, дпище ко-
торого помещают на уровне по-
граничного слоя отходов или
промпродукта. Поплавок контро-
лирует высоту слоя.

Нормальное положение цепи
управления электродвигателя
привода роторного разгрузчика—
включенное. При этом в катушке
датчика отсутствует импульс
э. д. с., так как пусковой ролик 3
на штоке 2 колеблется выше
магнитного поля датчика. Прн
этом роторный разгрузчик вра-
щается и тяжелые фракции раз-
гружаются.

При уменьшении толщины
породного или промпродуктового
слоя постели поплавок 1 опускает-
ся и пусковой ролик 3, обкаты
ваясь по сердечнику датчика,
возбуждает в его катушке импуль-
сы э. д. с., реле скорости вклю-
чается. Разгрузка прекращается,
реле отключается с определенной
выдержкой времени. Оно не от-
ключается при чередовании им-
пульсов, возникающих прн пуль-
сирующих движениях поплав-
ка 1.

Рнс. 112. Автоматический регуля-
тор Южгндрошахта

После прекращения подачи угля в отсадочную машину уровень
с чоя постели понижается н поплавковое устройство ложится ры-
чагами на упор 7. Кулачок нажимает на кнопку 10 концевого вы-
ключателя .9 и выключает электродвигатель роторного разгрузчика.

Автоматический регулятор Южгипрошахта применяется для мо-
дернизированных отсадочных машин типа МБОМ и БОМ. Недоста-
ток регулятора: периодичность разгрузки тяжелых фракции.

Автоматический регулятор уровня типа
А Р У электрического действия (рис. 113) состоит из поплавкового
датчика 1 с измерительным прибором и задатчиком; электронного
pei улнрующего устройства 2 РУЧ-16А; регулятора скорости
ИМ-2/120 с реверсивным двигателем 3\ реостатом скорости 4 и обрат-
ной связи 5 и двух концевых выключателей (один — для ограниче-
ния угла поворота ротора, другой — для отключения привода раз-
грузчика при достижении ротором минимальной скорости враще-
ния); автоматического выключателя 6\ магнитного пускателя 7;

Риг. 113. Автоматический регулятор типа АРУ

блока магнитных усилителей 8 для питания электродвигателя по-
стоянного тока; пульта управления 9, на котором установлены ука-
затель числа оборотов двигателя, сигнальная лампа о включении
привода; ключей дистанционного управления и рода работы; элек-
тродвигателя постоянного тока 10 с редуктором 11 и цепной переда-
чей для вращения роторного разгрузчика.

Датчиком типа АРУ служит пустотелый поплавок, который кон-
тролирует высоту породного или промпродуктового слоя постели

При отклонении высоты слоя от заданного положения поплавок
поднимается или опускается, ползунок реостата измерительного при-
бора 1 вилкой перемещается относительно ползунка задания и па
вход регулирующего устройства 2 поступает напряжение разбалаиса,
которое усиливается электронным усилителем. Усиленное напря-
жение вызывает срабатывание одного из реле, замыкающего свой
контакт, включенный в цепь питания одной иа обмоток реверсив-
ного двигателя 3 регулятора скорости.

При вращении вала реверсивного двигателя происходит измене-
ние положения ползунков регулирующего реостата скорости 4 и рео-
стата обратной связи 5 до момента компенсации напряжения раз-
баланса измерительной схемы напряжением, снимаемым реостатом

Рис. 114. Автоматический
регулятор отсадочной ма-
шины ОМА10

обратной связи. Реостат скорости 4 включен в систему электропри-
вода с плавным регулированием скорости вращения роторного раз-
грузчика. С изменением положения реостата скорости изменяется
напряженно на рабочих обмотках магнитного усилителя 8, а также
напряжение постоянного тока, подаваемое иа якорь электродвига-
теля 10. Электродвигатель увеличивает или уменьшает скорость вра-
щения роторного разгрузчика, т. е. интенсивность разгрузки тя-
желых фракций из отсадочной машины.

Преимущество автоматического регулятора АРУ: непрерывность
разгрузки тяжелых фракций. Недостаток: трудность выбора раствора
вилки для исключения периодических колебаний поплавка при
пульсации постели в машине.
^втоматическпе регуляторы типа АРУ применяются для отса-
дочных машин типа ОМ.

Автоматический регулятор отсадочных
машин типа ОМА пневматического действия (рис. 114) со-
стоит из поплавкового датчика 7, связанного системой рычагов
с золотниковым устройством 2\ ппевмоцилиидра 3 с поршнем и си-
стемой рычагов 4' троса обратной связи 6.

Шток пневмоцплиндра 3 системой рычагов связан с валом сек-
торного затвора 5, который регулирует выпуск тяжелых фракций
из разгрузочного кармана машины.

Золотниковое устройство 2 состоит из поворотного стакана 7
и золотника 8 обратной связи.

При нормальной толщине слоя отходов плн промцродуктового
слоя отверстия золотникового устройства закрыты.

При увеличении толщины слоя поплавок 1 поднимается, стакан 7
поворачивается и сжатый воздух поступает в нижпюю часть пневмо-
цилиндра 3. Поршень со штоком пере ;кпгается вверх, повора-
чивает рычажную систему 4 и сектор 5, который приоткрывает
выпускное отверстие разгрузочного кармана. При этом шток пневмо-
цилиндра через трос 6 поворачивает золотник 8 обратной связи и
отверстие, через которое поступал воздух в пневмо цилиндр, частично
перекрывается. Поршень замедляет пли прекращает движение.

При уменьшении толщины слоя поплавок 1 опускается и стакан
золотникового устройства поворачивается в обратную сторону. Сжа-
тый воздух поступает в верхнюю часть пневмоцилиндра 5, и сектор 5
прикрывает отверстие разгрузочного кармана.

При поступлении сжатого воздуха по одну сторону поршня
вторая сторона сообщается через соответствующее отверстие кор-
пуса золотника с атмосферой.

§ 6.	Технологические параметры отсадки

К технологическим параметрам процесса отсадки относят фрак-
ционный и гранулометрический состав исходного питания и удель-
ную производительность машины [54]. Технологические и гидроди-
намические параметры отсадки тесно связаны между собой.

Фракционный состав исходного угля характеризует
степень трудности его обогащения. Чем выше содержание в угле
промпродуктовых фракций, тем ниже эффективность процесса от-
садки. С увеличением содержания тяжелых фракций качество от-
ходов повышается, а с увеличением содержания легких фракций
повышается качество концентрата.

Для получения продуктов требуемого качества в отсадочную ма-
шину необходимо подавать исходное питание постоянного фракцион-
ного состава.

Гранулометрический состав исходного питания
определяет структуру постели. Чем меньше крупность обогащаемого
угля, тем выше гидравлическое сопротивление постели. В этом слу-
204
чае отсадка мелких частиц через постель будет затруднена. Крупный
уголь обогащается более аффективно, чем мелкий, и точность раз-
деления смеси по плотности с уменьшением размера частиц умень-
шается.

Толщина постели на решоте отсадочной машины зависит от круп-
ности материала. Для крупного угля она составляет 350—400 мм,
мелкого — 250—350 мм. Амплитуда и число пульсаций воды сле-
дующие: для крупного угля А — 504-80 мм, п = 40 4-501/мин; для
мелкого А = 254-40 мм, п = 454-60 1/иин.

Наличие в угле плоских частиц породы ухудшает качество кон-

центрата вследствие выноса их восходящим потоком воды.

Мягкий уголь в процессе отсадки
измельчается и образует большое
количество мелочи, что затрудняет
процесс отсадки.

Содержащиеся в угле тонкие или-
стые частицы ухудшают процесс от-
садки, так как загрязняют обо-
ротную воду, вязкость которой
вследствие этого повышается.

Удельная производи-
тельность отсадочной машины
зависит от средней скорости рас-

слоения и скорости разгрузки

продуктов обогащения нз машины. Она определяется по формуле

д = 3,6Л0 (1 — е0) 6ср»ср, т/(ч м2),

(213)

где к0 — коэффициент, учитывающий скорость разгрузки продук-
тов обогащения;

е0 — коэффициент разрыхления уплотненной постели;

6ср — среднедипамическая плотность постели, кг/м3;

иср — средняя скорость расслоения, определяемая по фор-
муле (209), м/с.

С увеличением удельной производительности точность разделе-
ния уменьшается (рис. 115).

Основными параметрами регулирования отсадочных машин яв-
ляются: масса исходного питания; расходы подрешетной и транс-
портной воды; толщина слоя отходов и промпродуктового слоя
постели; расход воздуха, подаваемого в машину.

Масса исходного питапия должна подаваться рав-
номерно — перегрузка и недогрузка машины но допускаются.

Расход подрешетной воды влияет на увеличение
скорости восходящего потока и, следовательно, на увеличение раз-
рыхлениости постели и уменьшение скорости нисходящего потока
воды; т. е. она уменьшает аасасывапие мелких угольных частиц под
решето. Подрешетиая вода восполняет также унос воды с концентра-
том. Расход подрешетной воды находится в пределах 1—1,8 м8/т
и зависит от крупности и обогатимости углей.
Расход транспортной воды влияет иа время пре-
бывания угля в машине. При большом расходе транспортной воды
уменьшается время отсадки и увеличивается производительность
машины. Расход транспортной воды 1—2 м’/т.

Общий расход воды на отсадку для крупного угля 2—3,8 м8/т
и мелкого 2—3 м3/т.

Толщина слоя от х о до а и промпродукто-
вого слоя постели должна быть постоянной. При тонком слое
потери угля с отходами и промпродуктом увеличиваются. Регулиро-
вание толщины постели осуществляют автоматическими регуля-
торами.

Расход воздуха, подаваемого в машину, влияет на ампли-
туду пульсаций воды. При увеличении гидравлического сопротив-
ления постели количество подаваемого воздуха должно быть увели-
чено

§ 7.	Схемы отсадки и показатели работы отсадочных машин

Различные схемы отсадки применяют в зависимости от категории
обогатимости угля, его назначения и фяаико-механических свойств.

Схему, показанную иа рис. 116, д, применяют для обогащения
углей очень легкой обогатимости. По этой схеме обогащают два ма-
шинных класса без выделения промпродукта.

При отсадке углей легкой, средней и трудной обогатимости обо-
гащают два машинных класса с выделением промпродукта
(рис. 116, б).

Схему, показанную на рнс. 116, а, применяют для углей очень
трудной обогатимости с большим содержанием промпродукта. Этой
схемой предусматривается отсадка двух машинных классов (при
выходе крупного класса менее 15—20%), дробление крупного пром-
продукта и его переобогащенио вместе с мелким промпродуктом
в отдельной контрольной отсадочной машине.

Для обогащения неклассифицированных углей применяют от-
садку по схеме, показанной на рис. 116, г. По этой схеме получают
три продукта с последующим грохочением промпродукта. Крупный
промпродукт дробят и вместе с мелким промпродуктом направляют
иа контрольную отсадку.

Отсадку неклассифицированного угля рационально применять
для твердых углей с небольшим содержанием шлама и неразмокасмой
породой, когда влажность угля высокая или когда его добывают
гидравлическим способом.

Показатели работы машины типа ОМ

Удельная производительность, т/(ч-ц2):

крупный уголь............... .	.12 -22

мелкий уголь.............................. -	10 -18

неклассифицированный уголь .	20—25

Погрешность разделения /:
крупный уголь ....	... 0.12—0,16

мелкий углях........ ....	. 0.16—0,20

неклассифицированный уголь ....	. 0.17- 0.22
а крупный

(мелкий)
класс

крнценА
трат |

О тсадка

Отходы |

Крупный I
класс 1

___________Отсадка
канценЛ Пром- | ОтхоД
трат | продукт]	ии1"]

Дробление

—I _

Мелкий I
класс

Отса^ча

мнцт-\ Пит- I „ } I

трат | продукт]	1

Й *®'“1	1

Отсадка	Отсадка

Kw-1 I
трат ] продукт I	j трат

Дробление

I Пр™~ ОтходД
♦ продукт	I

Контрольная
отсадка

концен-
трат

I Пр°м~ I ОтходД
| продукт j т

Класс ।
0.5-ЮОмм I

Отсадка

'7₽«« I 0п,хадб\
трат ] продукт]	f

Контрольная
отсадно

КтщА Пп"- I Л1
трат | про оу кт f	Т

Грохочение

класс

0.5' 13мм

Класс
13-МОмм

Дробление

Рис. 116. Схема отсадки
Содержание легких фракций <1,5 г/см3, %:
в отходах................................... 0,5—0.8

в иромпродукте................................ 14—35

Содержание породных фракций >1.8 г/см3, %:
в концентрате .....	............... 0,1—0.7

в промпродукте ...	. .	...	25—28

Зольность, %:
концентрата .	. .	4,5—6,0

промпродукта .  ............ .............. 35—40

отходов.......................................   >70

Затраты на 1 т обогащаемого угля, ков.:
крупного...................................... 1,8

мелкого ...	.............. 2,6

Процесс отсадки является универсальным — им можно обога-
щать угли всех категории обогатимости с широкими пределами круп-
ности и высокой влажностью. Однако точность разделения угля
ио плотности в отсадочных машинах ниже, чем в тяжелосредных
сепараторах.

Глава IX

ОБОГАЩЕНИЕ В КРИВОЛИНЕЙНЫХ ПОТОКАХ ВОДЫ

§ I. Теоретические основы

Обогащение в криволинейном потоке—-
процесс разделения сыпучей смеси частиц по плотности, основанный
иа использовании различия центробежных сил, действующих на

Рис. 117. Схема действия сил
иа частицу в криволинейном
потоке

твердые частицы и несущие их криво-
линейные потоки воды, которое обусло-
влено несовпадением по величине и
направлению лииейных скоростей ча-
стиц и потоков воды.

Обогащение в криволинейных по-
токах осуществляется в шнековых сепа-
раторах типа СШ.

В криволинейно^ потоке воды иа
частицу действуют (рис. 117): сила тя-
жести частицы в воде

G, = V(6-A)g, Н;
разность центробежных сил

р г jn Vb* V&ut v Cl-2-Au2

—Ti-----ъ---V—й—

где V — объем частицы, м3;

б и А — плотность частицы и воды, кг/м3;

Fr — центробежная сила, действующая иа частицу, Н:
Ft — центробежная сила, действующая на поток воды объ-
емом К, Н;

v — скорость частицы, м/с;

и — скорость потока, м/с;

R — радиус вращения, м.

Равнодействующая сил в радиальном направлении

W0 = G0cosa+/'e,	(214)

где а — угол между направлением силы тяжести и центробежной
силы, градусы.

ъ Подставляя значения сил Go и в выражение (214), получаем
после преобразования

fi0 = Vgcosa(l + 1^)(6-Ap),	(215)

где плотность разделения

л __ Яусояд+Ц" Л	(216)

Я£Соаа+<*

Если плотность частицы 6 > Ар, то _R0 > 0, и частица осаждается
иа стенки шнека. При 6 <С Ар, Ro <С 0 — частица всплывает
к центру, и разделение частиц происходитТпо плотности.

Максимальная плотность разделения будет при скорости ча-
стицы и — О-

Тогда

Др. ш«« = (1 + Kgcosa )

Скорость криволинейного потока определяется по формуле

лЯп . W

30	5 *

м/с.

(217)

где п — скорость вращения шнека, об/мин;

R — радиус шнека, м;

S — площадь поперечного сечепия канала, образованного спи-
ралями шнека, валом и корпусом, м2;

W — расход воды, м’/с.

§ 2.	Шнековые сепараторы типа СШ

Сепаратор шнековый СШ10 (рис. 118) состоит иа
корпуса 3 цилиндрической формы с патрубками 7 для подвода и 4
для отвода воды, загрузочной воронки 2, шнека 10 со спиралями,
желобов 8 для разгрузки концентрате и 9 для разгрузки отходов.

Привод сепаратора состоит иа электродвигателя 7, редуктора б
и полумуфт 5, соединенных с валом шнека.

Шнековый сепаратор может быть установлен горизонтально или
под утлом 12° в сторону выгрузки отходов.

Исходное питание через загрузочную воронку 2 поступает в спи-
ральный канал, образованный корпусом 3 и спиралью шнека 10

>4 звкм J iti
Воду в сепаратор подают по патрубку /. Проходя по спиральному
каналу, опа образует криволинейные поток. При движении по ка-
налу в местах подъема спирали шнека под действием силы тяжести
п трения частицы замедляют свое движение. При этом центробежное
ускорение частиц меньше, чем ускорение воды, которая как бы утя-
желяется, п частицы разделяются по плотности.

Частицы плотностью меньше плотности разделения Др (концен-
трат) всплывают к валу шнека, и поток воды уносит их в сторону
разгрузочного желобя 8. Частицы плотностью > Др (отходы)

Рис. 118. Сепаратор шнековый СП1-10.

остаются иа дне канала и, вращаясь медленнее шнека, транспорти-
руются к разгрузочному' желобу' 9.

Технические характеристики сепараторов типа СШ приведены
в табл. 62.

Таблица 62

Технические характеристики шнековых сепараторов типа СШ

Показатели	СПИ С	СПИ 5
Производительность, т/ч	50	100
Крупность исходного витания, мм . ,	6—25	6—100
Диаметр шпека, мм	1000	1500
Частота вращения шнека, об/мин	. .	25—50	10—36
Расход воды, м’/т 		5-6	5-6
Мощность электродвигателя, кВт	13	22
Масса, кг 		5585	15 000
Габаритные размеры, мм:		
длина 		6868	8000
ширина	1164	2000
высота	 .	, ,	1450	2200

Преимущества сепараторов типа СШ: простота конструкции и
регулирования плотности разделения (изменением скорости враще-
ния шнека и количества подаваемой воды). Недостаток: быстрое нзиа-
210
ши ванне кромок спирали шнека, что приводит к нарушению криво-
линейности потока.

Шнековые сепараторы применяются для ^обогащения антрацита
крупностью 6—25 и 25—100 мм.

Глава X
КОНЦЕНТРАЦИЯ НА СТОЛАХ
§ 1. Теоретические основы

Концентрация на стол
пучен смеси минеральных частиц по
токе воды, текущем по наклон-
ной деке концентрационного стола,
совершающей возвратпо-поступа-
тельные продольные качания.

Дека — рабочая поверхность
столз прямоугольной или ром-
бической формы, установленная
с наклоном в поперечном и про-
дол i. ном направлениях.

На частицу шарообразной фор-
мы в наклонном потоке воды на
деке стола действуют (рис. 119):

сила тяжести частицы в воде

ах — процесс разделения сы-
плотности в тонком по-

Рис. 119. Схема действия сил на
частицу в наклонном потоке воды

=	-Д)£. Н;

1 ядро динамически я сила наклонного потока воды, действующая
на частицу в поперечном направлении,

Р = 4(ыср — p)2d2A, Н;

вертикальная составляющая сила от наклонного потока

P» = ipc3d2A, Н;

сила трения скольжения или качения по деке
ЛР = /(Сосоаа —	Н;

сила инерции при продольном качании деки
я.

где мср — средняя скорость наклонного^потока воды, м/с;

v — поперечная скорость частпцы^м/с;

с — вертикальная составляющая скорости наклонного по-
тока, м/с;

14‘

211
т — масса частицы, кг;

g0 — начальное ускорение, м/с1;

/ — коэффициент трения.

Раниодействующая сил, действующих на частицу в поперечном
направлении движения деки.

Л = Go sin a J- Р — Гтр,

(218)

Подставляя значения сил в выражение (218), получаем после
п рео б ра зо ваи ия

v = Ucp—V &o (f cos a — sin а)—/с1,	(219)

где »0 — конечная скорость падения частицы.

При малых значениях угла а можно принять в первом прибли-
жении sin а ₽» 0, cos а «=# 1 и с 0, тогда

и=и.р-р<,У7.

(220)

Поперечная скорость частицы на деке стола зависит от скорости

наклонного потока воды, крупности н плотности частицы и коэф-

Рнс. 120. Движение частицы иа деке
стола

фициента трения.

Траектория движения части-
цы на деке (рис. 120) совпадает
с направлением равнодействую-
щей Up поперечной и и продоль-
ной w скоростей. Практи-
ческое значение имеет угол £
(рис. 120):

tB₽=V

Поперечная скорость по формуле (220):
частиц угля

«!=“«—»о1КЛ;

частиц породы



”1 = “ср

Так как > vz и w* > wlt
tg₽i>tg₽t и

т. е. частицы угля и породы расходятся на деке под разными углами,
и при сходе с кромки деки со стороны привода располагаются наи-
более крупные п легкие, а затем уже менее крупные и более тяже-
лые частицы.

Для лучшего разделения частпц по плотности иа деке стола де-
лают на рифления, которые препятствуют перемещению породных
частиц в поперечном направленна.
§ 2.	Концентрационные столы

Для обогащения углей на отечественных фабриках применяют
однодечные концентрационные столы типа СКМ, сдвоенные трехъ-
ярусиые столы типа ЯСК и шостидечный стол СКПМ-6.

Однодечные столы имеют низкую производительность. Прпыепе-
пие трехъярусного стола приводит к повышению эффективности
процесса и незначительному увеличению производительности.

Стол концентрационный CKI1M6 (рис. 121) со-
стоит из шести алюминиевых дек 1, имеющих форму параллело-
грамма, системы подвеса 2, самобалансного вибратора 5, противо-
веса 4, электродвигателя 5, вариатора скоростей 6, жетобов 8 для
смывной воды, двух подвесных канатов 9 для вибратора, винтового
устройства 10 для изменения продольного и 11 — поперечного угла
наклона дек.

На деке, которая покрыта алюминиевым листом, укреплены ре-
апновые иарпфления, скошенные по высоте к разгрузочному концу.
Деки реботают параллельно.

Инерционный самобалапсный вибратор состоит из двух пар
зубчатых шестерен с двумя дебалансами. При вращении дебалансов
создается центробежная спла, направленная вдоль дек, которая
сообщает им продольные колебаипя.

Исходная пульпа по трубам подается одновременно в загрузоч-
ные короба 7 всех шести дек. Вдоль передней длинной и левой ко-
роткой сторон деки к раме прикреплены алюминиевые сборники для
продуктов обогащения. Сборники разделены на девять отсеков.
В каждом отсеке имеются цилиндрические отверстия с патрубками.
На патрубки надеты резиновые шланги, транспортирующие про-
дукты в соответствующие отсеки нижележащих дек и далее
в сборники.

Техническая характеристика концентрационного стола СКПМЗ

Производительность, т/ч:
класс 0—1 мм..............

класс 0—3 мм . .
класс 0—6 мм...........

Число качаний деки в 1 мин
Амплитуда качаний, мм
Число дек..............

Размеры деки, мм:
длила ....
шврнпв

Площадь дек, м2 ...........

Угол ваклова деки, градусы:
поперечный................

продольным

Привод ....

Электродвш атель. кВт
Масса, кг.............

Габаритные размеры, мм:
длина ....
ширина
высота ...

270-350
6-25

6

3400

1800
зе.е

о-ю
0-4
. Самобалапсный

вибратор

2,8

2800

4800

2550

4350
Концентрат
Преимущества стола СКПМ6: относительно высокая произво-
дительность, простота конструкции вибратора, отсутствие динами-
ческих нагрузок и малонадежных пружин.

Концепт рационные столы СКПМ6 предназначены для обогащения
углей классов 0—3, 0—6 мм и шламов.

Па концентрационных столах происходит эффективное обессери-
вание углей.

§ 3.	Режим работы концентрационных столов

К основным параметрам, влияющим па эффективность работы
концентрационного сто.'.а, относятся: поперечный угол наклона деки,
длина хода деки, число качаний деки; расход смывной воды, высота
рпфлей.

Поперечный угол наклона деки стола втияет
на скорость перемещения частиц концептрата. Чем больше круп-
ность материала, тем больше должен быть угол наклона деки.

При недостаточном угле наклона декп легкий продукт смещается
в сторону тяжелого продукта (отходов), а при большом — в сторо-
ну привода, и поток воды смывает отходы в концентрат.

В среднем поперечный угол наклона изменяется от 3 до 10°.

Длина хода деки. С увеличением хода доки возрастает
аертикальная составляющая скорости потока и подъемная сила,
обеспечивающие подъем наиболее крупных и тяжелых частиц. С уве-
личением крупности материала, когда высота рифлей и постели
большие, длина хода увеличивается. Обычно ход деки изменяется
от 6 до 25 мм.

Число качаний деки увеличивается при разделении
мелкого материала. Его можно изменять подбором шкивов па валу
электродвигателя. Число качании изменяется от 230—250 кача-
пий/мии.

Расход смывиой воды. При недостатке смывной воды
в отходы попадает часть концентратных фракций.

При большом расходе смывной воды частицы отходов смываются
в концентрат.

Слой воды над рифлями должен быть в 2—3 раза больше их вы-
соты.

Расход воды увеличивается при увелпчеипи крупности исходного
витания. Для стола СКПМ6 расход воды (в зависимости от круп-
ности и марки углей) колеблется от 0,4 до 2,2 м8/т.

Большое значение для нормальной работы стола имеет равномер-
ная подача питания и воды. При уменьшении или увеличении на-
грузки иа стол качество продуктов ухудшается.

Высота рифлей зависит от фракционного и грануломе-
трического состава углей. Чем крупнее уголь, тем выше должны
быть рифли. Чрезмерно высокие рнфли приводят к захвату отхо-
дами угольных чзстиц и затрудняют транспортирование породы.

215

L
Глава XI

ПНЕВМАТИЧЕСКОЕ ОБОГАЩЕНИЕ

§ 1.	Теоретические основы

Пневматическое обогащение — процесс разде-
ления смеси минеральных частиц по плотности в разделяющей среде
(постели), разрыхляемой действием вертикального пульсирующего
потока воздуха.

Пневматическое обогащение осуществляется на деке пневмати-
ческого сепаратора или отсадочной машины, представляющей собой
пористую поверхность (сито), через которую продувается воздух.

Конечная скорость свободного падения частиц в воздухе значи-
тельно больше, чем в воде, что объясняется малой плотностью воз-
духа (А — 1,23 кг/м8).

Законы падения твердых тел в воздухе сохраняются такими же,
как и при падей пи в воде.

Формула Ньютона—Риттингера при падении частиц в воздухе
(А по сравнению с 6 незначительна)

vo = KV^-t	(221)

формула Стокса

»<, = 0,545^-,	(222)

где |1 = 0,000018 Па-с — коэффициент вязкости воздуха;
формула Аллена

«0=491з/<г|/(А)';	(223)

по методу П. В. Лященко

Rea ф = 195 • lO’/’d’S,

Время достижения конечной скорости падения частпц в воздухе
значительно больше, чем в воде, и определяется по формуле

(225)

Аэродинамическое давление восходящего потока возду ха в любой
точке постели определяется по формуле

Л—

(1 —е)йсрУ
е«г«

u=z,

(22Ы
где v0 — конечная скорость свободного падения в воздухе частицы
размером dcp, м/с;

и — скорость потока воздуха, м/с.

Начало разрыхления постели произойдет при аэродинамическом
давлении, равном давлению столба материала на деке:

Рг “ Ри “ (1 ео) 6ср^о
илн

ц;2о = (1-ec)ficpgZc.

откуда минимальная скорость потока воздуха

WO^eOy(h	<227)

где е0 — коэффициент разрыхления уплотненной постели.

Максимальная скорость потока воздуха

— Cniax^o.	(228)

где Ejm* — коэффициент разрыхления при максимальном разрых-
лении постели.

Особенность процесса пневматического обогащения заключается
в том, что он происходит при коэффициенте разрыхления е постели,
который значительно больше, чем прн отсадке в воде. Это вызвано
более трудными условиями транспортирования продуктов расслоения
по деке.

Для вывода уравнения движения элементарного объема частиц
постели используем уравнение (190), где сила тяжести объема и сила
яэродинамического действия восходящего потока воздуха будут
равны:

G0 = (l-e)6FAg, Н;

P = pIF=(l-e)6cp*g/', Н	(229>

Подставляя уравнение (229) в уравнение (190), получаем (при
Р, = 0)

(230)

Из формулы (230) видно, что относительное перемещение частиц
в постели и разделение по плотности в основном зависят от их плот-
ности.

При 6 > бср, аг > 0 (см. рис. 128) частицы перемещаются в низ
постели; при 6 <С 6ср, о, < 0 частицы перемещаются в верх постели
н прп 6 = 6ср, аг = 0 частицы в постели будут во взвешенном со-
стоянии.

Преимущество пневматического обогащения перед мокрым за-
ключается в том, что продукты обогащения получают сухими. Недо-
статки: влажность углей, обогащаемых пневматическими методами,
ие должна превышать 5%, обогатимость должна быть легкой. Точ-
ность разделения этими метода яги низкая.
Необходимость вести процесс пневматического обогащения при
больших значениях коэффициента разрыхления, малая плотность
воздуха и невозможность создания нисходящего потока воздуха иа
деке ведут к низкой эффективности процесса обогащения. Вследствие
этого процесс пневматического обогащения иашел ограниченное при-
менение.

П ример. Определить минимальную и максимальную скорости восходя-
щего потока воздуха ври разрыхлении постели на деке, если среднединамиче-
ский диаметр частиц dCp = 20 мм, среднединамическая плотность постели бср =
= 1600 кг/м’; насыпная плотность постели в0 = 800 кг/мя; коэффициент разрых-
ления при максимальном разрыхлении постели Ещлх = 0,65.

1.	Определяем коэффициент разрыхления уплотненной постели
г 0о <	800 г

4-1 г -1 1боо ”0’л'

2.	Определяем конечную скорость свободного падения частиц в воздухе
по числу Рейнольдса

Кейф=195  10W?p6== 195 - 108.0,58. о.о28 • 1600= 31 200000.

Находим Ке = 14000 (см. рис. 94).

pRe 0,000018-14 ООП
0,5-0,02-1,23 —

3.	Определяем минимальную скорость потока воздуха по формуле (227)

= 0,52-20,5= 5,12 м/с.

4.	Определяем максимальную скорость потока по формуле (228)

um8X=О.652«20,5=8,66 м/с.

§ 2. Пневматические сепараторы

Сепаратор пневматический СП12 (рпс. 122) со-
стоит иа односкатной деки 1, разделенной па четыре поля: диффузо-
ров 2 для подачи воздуха под деку; рамы 5; поворотной рамы 4\ че-
ти рох’наклонных опор 5 с блок-шарнирамп; опор 6 со сферическими
направляющими и привода.

Привод сепаратора с вариатором скоростей установлен па по-
воротной раме 4 и состоит из двигателя 7 и двух редукторов <8. По-
счеднио имеют эксцентриковые валы с шатунами Р, которые сооб-
щают возвратно-пост у пат о льнов движение рамо 3 короба сепаратора.
Для уравновешивания сил инерции качающихся масс короба на
эксцентриковых валах насажены дебалансы.

Для создания пульсирующего восходящего потока воздуха на
деке служат вращающиеся пульсаторы /2, установленные в отво-
дах 10 воздуховода 11.

Под воздушными пульсаторам» установлены дроссельные за-
слонки, связанные шарнирными тягами 13. Дроссельные заслонки
предназначены для регулнрованяя по щчп воздуха под каждое поло
деки.
В каждом поло декп установлены рамки с рашпильными ситамп
□ дековыми на ри флоппи ми, которые предназначены хи я более пол-
ного отделеиня породы. Рамки па доке крепятся болтами.

Над декой установлен вытяжной зонт.

Регулирование продольного угла наклона деки производится
подъемным устройством поворотной рамы 4. Подъемное устройство
состоит из электродвигателя 16, червячного вала п винтового меха-
низма /7.

Гис. 122. Пневматический сепаратор СП12

Общий вид сепаратора СП12 показав па рис. 123.

Исходное питание подается в лоток 14 (см. рис. 122) и распре-
деляется по деке сепаратора, которая совершает возвратно-посту-
пательное движение. Под действием пульсирующего восходящего
потока воздуха и колебаний деки постель разрыхляется и разде-
ляется по плотности на концентрат, промпродукт, псремывоч-
ный продукт и отходы.

Концентрат разгружается (ио ходу движения угля) с первых трех
полей по бортам деки, промпродукт — с четвертого поля, пере-
мывочный продукт с угловой части деки и отходы вдоль на рифле-
ний — в копце доки, с ее торца 15. Перемывочный продукт напра-
вляется на переобогащекве вместе с исходным иитапием.
Технические характеристики сепараторов типа СП приведены
и табл. 63.

Пневматические сепараторы предназначены для обогащения углей
классов 13—75 и 0—75 мм легкой обогатимости.

Рис. 123. Общий вид сепаратора СП 12

Технические характеристика пневматических сепараторов типа СП

Показатели	СПб	СП8	СШ2
Производительность, т/ч 	  Максимальная крупность исходного пита-	40—50	75	100
ПНЯ, мм 	  Рабочая площадь деки, м1 . .	. .	50	75	75
	6,7	8	12
Число колебаний деки в 1 мин . .	310-400	310—400	310-400
Удельный расход воздуха, м5/(минм1)	13—15	13-15	13—15
Мощность электродвигателя, кВт	9.8	13.8	19,8
Масса, кг 	  Габаритные размеры, мм.	7100	12 130	14 506
. длина . . . .	6485	7082	8150
ширина .	2985	3270	3590
высота			5440	6560	5000

§ 3. Пневматические отсадочные машины

Пневматическая отсадочная машина
ПОМ2А (рис. 124) состоит из передней секции 7, коробки с клапаном
и шнеком 2, средней секции 3, задней секции 4, зонта в сборе 5.
Рис. 124. Пневматическая отсадочная машина ПОМ2А

I
двух зональных плит 6, внброжелоба 7 с вибратором 81 пульсатора 9
с кривошипом, неподвижной дени 10 и электродвигателя 77.

Рабочим узлом машины является неподвижная дека с перфори-
рованной поверхностью, установленная под углом 7° 45' к горизонту.
Дека разделена герметической перегородкой на три последовательно
расположенных поля, под которые подаетси пульсирующий поток
воздуха. В продольном направлении деке разделена на две равные
части.

Исходное питание по внброжелобу подается на первое (породное)
поле деки, зональными плитами распределяется равномерным слоем.
Под действием пульсирующего потока воздуха постель разрыхляется
п расслаивается по плотности. Тяжелая фракция (отходы) пере-
мещается по деке н разгружается из машины. На втором поле декп
выделяется промпродукт, на третьем — перемывочный продукт, на-
правляемый снова в машину. Концентрат разгружается в конце
деки в задней секции.

Техническая характеристика отсадочном машины П0М2А

Производительность, т/ч ....
Крупность обогащаемого угля, мм
Площадь доки, м-...................  ....

Число пульсаций воздуха в 1 мпи...........

Число колебаний зональной плиты в 1 мин .
Расход воздуха, м3/ч......................

Напор воздуха, кПа
Электродвигатель:
тип...............

мощность, кВт

Масса машины, кг..........

Габаритные размеры, мм:
длина ...
ширина . .
высота	....

100
0-13 (25)

4,5
126- 266
63-101
24000

3.5

ВАО72-8
4
6335

5712

1850

3070

Пневматические отсадочные
для обогащения угля легкой

машины ПОМ2А предназначены
обогатимости 0—25 мм.

§ 4. Регулирование

пневматических машин

Регулируемыми параметрами пневматических сепараторов типа
СП являются:

производительность, которая зависит от влажности,
гранулометрического состава и обогатимости угля. Ее регулируют
изменением производительности питателя;

высота парифлеиий и бортовых рифлей,
которая устанавливается в зв виси мости от крупности и обогати-
мости угля: дековых 25—150 мм, бортовых 75—175 мм;

толщина постели — зависит от круппости угля и опре-
деляется бортовыми рифлями;

продольный угол подъема декп, который влияет
на скорость перемещения отходов между нарнфлениямп я состав-
ляет 4—9°; его регулируют подъемом или опусканием разгрузочно
го края деки;

поперечный угол наклона декп — влияет на
производительность сепаратора и составляет 2—5° в зависимости
от крупности угля;

число качаний деки — влияет на интенсивность
встряхивания и производительность сепаратора. С увеличением
числа качапий деки производительность сепаратора увеличивается;

Рпс. 125. Схема пневматического
обогащения угля с малозольной
мелочью

. ^иодное

питание Q-75**

rpff'

tin)	j-—

Пневнзвыескиг ггч

Рже. 126. Схема пневматического
обогащения угля с повышенной
вольностью мелочи.

положение разделительных ножей над
приемными желобами, которое влияет на качество и выход продук-
тов обогащения;

расход воздуха — влияет на эффективность разделения
угля. С уменьшением крупности угля количество воздуха умень-
шается. Расход воздуха регулируют отдельно по полям деки.

Регулируемыми параметрами отсадоч-
ной машины П0М2А являются:

производите л ьпость, которая должпп быть постоян-
ной. Регулирование ее производится вариатором скоростей пита-
теля и положением шиберной заслонки;

высота постели па деко, которая регулируется по-
ложением и числом качапнй разравнивающей плпты;

амплитуда качаний секторных затворов питателей —
влияет па разгрузку продуктов обогащения п регулируется
в пределах 70—95 качаний в 1 мни;
расход воздуха — влияет на' эффективность разде-
ления и регулируется дросселем нагнетательной камеры и штор-
ными звслонками под декой.

Показатели работы пневматических сспараторав типа СП

Потери легкой фракции <1,5 г/см3, %:
в отходах .............................. ...	4—7

в иромпродукте.............................. 20—40

Погрешность разделения 1	....................0.18-=-0.25

Затраты иа 1 т обогащаемого угля. кои. . .	5,8

Показатели работы отсадочных нашли ПОМ 2 А

Потери легкой фракции <1.5 г/см3. %:

в отходах.................. 4,5—8,5

п промпродукта........................ 25—45

Погрешность разделепня I ................. 0.25

Схемы пневматического обогащения. Тех-
нологические схемы пневматического обогащения отличаются
простотой.

Для углей с малозольной мелочью и легкой обогатимости при-
меняется схема, показанная на рис. 125. В этой схеме предусматри-
вается обогащение крупного класса в пневматических сепараторах,
а мелкий класс добавляется к концентрату.

Для углей с повышенной зольностью (рис. 126) предусматривается
обогащение крупного класса в пневматических сепараторах, а мел-
кого — в отсадочных машинах типа ПОМ.
РАЗДЕЛ ЧЕТВЕРТЫЙ

ФЛОТАЦИЯ УГЛЕЙ

Глава I

ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ

§ 1.	Общие сведения

Флотацией называется процесс разделения частиц угля
и породы, основанный па различной смачиваемости водой поверх-
ности этих частиц.

Процесс флотации осуществляется во флотационных
машинах н состоит из следующих операций:

подготовки пульпы — смешивание шламов, поступающих на
флотацпю, классификация их по крупности, разбавление водой пли
сгущение;

дозировки в пульпу флотационных реагентов и поремешиваппя ее;
аэрации — насыщение пульпы пузырьками воздуха;

удаления из флотационной машпяы продуктов флотации.

Различают пенпую, масляную, пленочную флотацию и пенную
сепарацию.

Процесс пенной флотации заключается в том, что во
флотационной машине частицы угля, плохо смачиваемые водой,
при встрече с пузырьками воздуха прнлнпают к пим и всплывают
па поверхность пульпы. Всплывшие пузырьки воздуха с частицами
угля образуют пепу (пенпый концентрат), которая удаляется из
машины. Частицы породы, плохо смачиваемые водой, к пузырькам
воздуха пе прилипают и остаются в пульпе.

В результате флотации получают флотационный кон-
центрат с наибольшим содержанием горючей массы и отходы
с наибольшим содержанием минеральных примесей.

Масляная флотация основана на свойстве масел
избирательно смачивать частицы флотируемого минерала. Смачи-
ваемые маслом частицы минерала образуют в пульпе агрегаты,
всплывающие на поверхность пульпы. Не смачиваемые маслом
чветицы пустой породы остаются в пульпе. Недостаток процесса:
большой расход масла н незначительная селективность.

Пленочная флотация основвна на различной сма-
чиваемости водой частиц флотируемого минерала и пустой породы.
Плохо смачиваемые частицы минерала остаются па поверхности

15 Заказ 1321	225
воды, а смачиваемые тонут. Недостаток процесса: низкая произво-
дительность аппаратов и неустойчивость процесса.

Процесс пенной сепарации заключается в том, что
обработанная реагентами пульпа подается в машину на заранее
подготовленный пенный слой сверху. Несмачнваемые водой частицы
угля удерживаются в пене, а смачиваемые частицы породы выпа-
дают из нее под действием силы тяжести или увлекаются жидкостью,
вытекающей из межпузырьковых каналов. Концентрат в виде пены
удаляется нз машины, а отходы — вместе с пульпой. Процесс пенной
сепарации предназначен для флотации частиц крупностью 1—3 мм
и находится в стадии освоения.

Наибольшее распространение получила пенпая флотация.

Масляная п пленочная флотации промышленного применения
не получили.

Пенная флотация пока является панболее аффективным про-
цессом обогащения топких классов угли. Недостаток процесса фло-
твцип: большой удельный расход злектроэноргнн.

Флотация применяется для обогащения шламов крупностью 0—
0,5 мм коксующихся и энергетических углей, регенерации оборотной
воды. В сочетании с другими операциями флотацию можно приме-
нять для получения сверхчистых концентратов (Ас < 1%) для
специальных целей.

На углеобогатительных фабриках для коксующихся углей фло-
тации подвергаются до 20—25% всех перерабатываемых углей.

На долю флотации в СССР приходится около 9%, в УССР —
более 16% всего обогащаемого угля.

§ 2.	Физико-химические основы процесса

Флотационная пульпа представляет собой много-
фазную систему. Опа состоит нз твердой фазы Т — мелких частиц
угля и породы, жидкой фазы Ж — воды и газообразной фазы, Г —
пузырьков воздуха. Кроме того, в пульпу вводят флотациопиые
реагенты для изменеппя свойства поверхности твердой фазы.

Процесс флотации является результатом явлений, происходя-
щих на поверхности раздела фаз. Поэтому теорети-
ческой основой процесса флотации являются главные положения
физической химии поверхностных явлений. Наиболее важное зна
ченне для объяснения флотации имеют поверхностное натяжение,
смачиваемость и адсорбция.

Поверхностное натяжение (поверхно-
стная энергия). В жидкости (рис. 127) молекулы находятся
в равповесни, так как они испытывают одинаковые по всем направ-
лениям силы притяжения соседних молекул. Равнодействующая
сил, действующих на молекулу, будет равна нулю (рнс. 127).

На поверхности раздела фаз ЖГ молекулы жидкости испыты-
вают притяжение молекул жидкости и воздуха. Однако силы при-
тяжения молекул воздуха меньше, чем молекул жидкости. Поэт »mj
неуравновешенные силы стремятся втянуть молекулу внутрь жид-
кости. Неуравновешенные силы на поверхности равдела фаз спо-
собны совершать работу, т. е. молекулы поверхностного слоя жид-
кости будут иметь запас свободной поверхностной
8 Е е р г Е В-

Свободная поверхностная зпергия, отнесенная к площади по-
верхности раздела фаз, называется удельной поверхно-
стной энергией:

Дж/м’,	(231)

где Е — свободная поверхностная энергия, Дж;

F — площадь поверхности раздела фаз, м2-

Рис. 127. Схема действия молекулярных сил

Поверхностное натяжение — сила, действующая
вдоль поверхности раздела на единицу ее длины. Поверхностное
натяжение и поверхностная энергия численно равны- Размерность
поверхностного натяжения следующая:

Поверхностное натяжение воды о = 0,073 Н/м, органических
жидкостей о — 0,02—0,04 Н/м прн I -- 20° С. С повышением тем-
пературы о уменьшается.

Свободной поверхностной энергией обладают не только жид-
кости, но и твердые тел в. Поверхностное натяжение твердых тел
значительно больше, чем жидкостей. Например, у кварца о =
== 0,92 Н/м. Измерение о твердых тел затруднительно.

В процессе флотации поверхностное натяжение воды уменьшают
добавкой флотационных реагентов, что улучшает процесс ценообра-
зования.

Смачиваемость — явление взаимодействия поверх-
ности минеральных частиц с молекулами воды под действием неурав-
новешенных сил. Смачиваемость зависит от величины свободной
поверхностной энергии нв поверхности частиц. При большом запасе
свободной поверхностной энергии поверхность частицы хорошо
смачивается водой, при малом — плохи.

,5“	227
Если поместить частицу в воду, то под действием ноу рапповemeu-
ных спл на поверхности раздела фаз образуется тонкий слон мо-
лекул воды- Этот процесс называется гидратацией. Он заклю-
чается в том, что полярные молекулы воды (диполи) под действием
неуравновешенных спл на поверхности частицы обрвзуют слой
ориентированных молекул (рпс. 128). Толщина гпдратяого слоя
пропорциональна свободной поверхностной энергии.

О'

*0 с

Рис. 128. Схема гидратации:

1 — молекула твердого тела; г — молекула
воды; з — свободные силы на поверхности
твердого тела

\/ ’

Рис. 129. Схема спл поверхностного
натяжения

Количественно смачива-
емость определяется величиной
краевого угла смачивания.

Краевой угол ска-
чи в а и н я в (рнс. 129) —
угол, образовавший касательной
к поверхности капли (или
пузырька воздуха) и поверх-
ностью минерала. Величина
краевого угла смачивании из-
меняется от 0 до 180° и со-
ставляет для угля G0—90? п
породы 0—103 (угол 6 отсчи-
тывается в сторону воды).

Краевой угол смачивания зависит от сил поверхностного натя-
жения на поверхности раздела фаз. Растекание капли воды по по-

верхности минерала прекратится при уравновешивании енл по-
верхностного натяжения . Линия, по которой поверхность раздела
ЖГ соприкасается с поверхностью твердого тела, называется пе-

риметром смачивания.

Условие равновесия сил (рнс. 129):

— От + Отж + Ожг COS0 = 0,

откуда

COS0 —	'

Ожг

(232)

где атГ, отж и — поверхностное натяжение на поверхности раз-
дела фаз ТГ, ТЖ н ЖГ, Н/м.
А/я»

При ижг = <*тг — °тж» ® = 0 вода полностью смачивает поверх-
ность твердого тела; прн отг = отж — ожг, 0 = 180° вода не сма-
чивает поверхность.

Частицы» плохо смачиваемые водой, называются гидрофоб-
ным н; частицы, хорошо смачиваемые водой, — гидрофнл ь -
п ы м и. К гидрофобным относятся частицы угля, к гидрофиль-
ным — породы.

С поверхности гидрофобных частиц воздух легко вытесняет воду,
а с поверхности гидрофильных частнц вода легко вытесняет воздух.

Уменьшение смачиваемости водой флотируемых частиц способ-
ствует лучшему нх прилипанию к пузырькам
воздуха. Изменение смачиваемости прп фло-
тации производят вводом в пульпу флота-
ционных реагентов.
~ Адсорбцией называется увеличение
концентрации какого-либо компонента (газа
или растворенного вещества) системы на по-
верхности раздела фаз этой системы вслед-
ствие наличия свободной поверхности энергии.

Прн адсорбции твердое тело называют
адсорбентом.

Эмпирическая формула, показывающая за-
висимость между количеством адсорбируемого
вещества и его равновесной концентрацией в

женпая Георгиевичем н исследованная Фрейндлихом, имеет вид
^- = acVn	(233)

где х — количество адсорбированного вещества, моль;

т — количество адсорбента, г;

с — равповеспая концентрация адсорбируемого вещества
в растворе, моль/г;

а и п — постоянные величины (константы), определяемые опыт-
ным путем.

Уравнение (233) называется изотермой адсорбции Фрейндлиха.
Опо графически изображено на рис. 130. Вид кривой показывает, что
величина адсорбции — прп малых концентрациях с растет быстро.
Прн адсорбции реагентов изменяются свойства поверхности частиц
прп малых расходах реагентов (быстрый рост кривой изотермы
адсорбции от пуля).

Явление адсорбции используют прн флотации для изменения
смачиваемости флотируемых частиц.

0	е

Рве. 130. Изотерма
адсорбции на поверх-
ности твердого тела

растворе, предло-

§ 3.	Адсорбция флотационных реагентов
иа поверхности частиц и пузырьнов воздуха

Флотационные реагенты являются одним нз важнейших средств
осуществления н регулирования процесса флотации. Назначение
реагентов — повышать гидрофобность илн понижать гидратирован-
иость флотируемых минералов, а также предавать устойчивость
(прочность) пузырькам воздуха в пульпе и уменьшать их крупность.

Все вещества, входящие в состав реагентов, а также минераль-
ных частиц, различаются строением молекул н разделяются на не-
полярные, полярные и гетерополярные

Неполярные (аполярные) вещества-- соеди-
нения, в молекулах которых влектрическне центры тяжести поло-
жительных н отрицательных зврядов совпадают и концы молекулы
нейтральны. К неполярным веществам относятся многие предель-
ные углеводороды с симметричным строением молекул, например
бензол СвНв и др. Аполярные вещества в воде не растворяются,
химически мало активны, например масла, жиры п др.

Полярные вещества — соединения, в молекулах ко-
торых влектрическне центры тяжести положительных и отрицатель-
ных зарядов не совпадают: один конец молекулы будет иметь поло-
жительный, а другой — отрицательный заряды- Полярные вещества
в воде распадаются иа ионы, химически активны, растворимы в воде.
Например, неорганические кпслоты н соли HCI, II2SO„ NaCl
являются полярными веществами. К полярным веществам относится
н вода

Гетерополярные вещества — соединения, моле-
кулы которых состоят нз полярной и неполярной групп атомов и
обладают одновременно свойствами полярных н неполярных ве-
ществ. Полярные концы молекул смачиваются водой (гидрофильные),
а неполярные пе смачиваются (гидрофобные).

Растворимость гетерополярных веществ в полярном (например,
воде) или неполярном растворителе зависит от длины углеводород-
ной цепи. С удлинением углеводородной цепи растворимость гете-
рополярных веществ в воде падает.

Примерами гетерополярных веществ могут служить гексиловый
спирт СвН13ОН и нафтен ока я кислота СЬНВСООН.

Молекула гексилового спирта:

ОД— СН2—ОД—ОД—ОД— ОД—ОН.

Неполярная часть	Полярная часть

Молекула нафтеновой кислоты:

СН,-СН,\

|	ХСН—СООН.

СН2—СИ,/

Неполярная часть Полярная часть

В качестве флотационных реагентов применяют гетерополяр-
ные н неполярные вещества или нх смесь.

Адсорбция гетерополярных веществ на по-
лярной поверхности минерала (руды, окисленного угля н др.) про-
исходит таким образом, что полярные концы молекул закрепляются
иа поверхности частицы, а неполярные концы направлены в сторону
воды (рис 131)- В результате этого поверхность частиц становится
гидрофобной»

При флотации неполярных минералов (графита, чистого угля н
др.) ориентация гетерополярных молекул на поиерхностн частиц
будет противоположной по сравнению с ориентацией этих молекул
иа поверхности полярных минералов (рнс 132). В этом случае по-
верхность минерала становится гидрофильной»

х

'-j.Ш J-U, ll.U ДИ ПИ 1.1,1

у \ г~~г: г

Рпс. 131- Адсорбция гетеро-
солярных веществ на по-
верхности полярного мине-
рала

I — вепопярная чисть; Я —
полярная чисть молекулы

Рнс. 132. Адсорбция
гетерополярных ве-
ществ на поверхно-
сти неполярного ми-
нерала

Рпс» 133. Адсорбция не
полярвых реагентов па
поверхности частиц угля

Практически поверхность угольных частиц всегда окислена и
на ней имеется много вкраплений минеральных примесей. Поэтому
поверхность угольных частиц будет полярной и адсорбция гетеро-
полярных веществ будет происходить так, как показано на рнс» 131

Адсорбция неполярных реагентов на по-
верхности частиц угля показана ва рис. 133» Неполярные частицы

Рис. 134. Адсорбция смешанных реа-
гентов на поверхности частицы

Рис. 135. Адсорбция гетерополярных
веществ на поверхности пузырьков воз-
духа

слабо взаимодействуют с водой и хорошо адсорбируют нз водного
раствора неполярные реагенты в капельки масел, эмульгированных
в пульпе. Капельки эмульсии при соприкосновении с поверхностью
частицы растекаются по ней и образуют тонкую масляную пленку или
каемку вдоль трехфазного периметра смачивания. В этом случае
частица становится гидрофобной.

Адсорбция смешанных реагентов (геториполяр-
пыхи неполярных) показана на рнс. 134. Сначала на поверхности час-
тицы адсорбируются молекулы гетерополярного вещества (рнс.134, а).
которые закрепляются па поверхности полярпой группой молекул,
а неполярные группы ориентируются в воду. Затем неполярные ве-
щества, входящие в состав роагента, обволакивают уже частично
гидрофобнзпрованпую поверхность частиц (рис. 134, б). В резуль-
тате этого частица становится гидрофобной.

При большом содержании гетерополярных веществ в реагенте
молекулы его закрепляются на пленке масла и ориентируются по-
лярными концами молекул в воду (рнс. 134, в). В этом случае поверх-
ность частицы становится гидрофильной, что снижает флотируемость
угля.

Адсорбция гетерополярных веществ на
поверхности пузырьков воздуха и иа поверхности раздела фаз ЖГ
показана на рпс. 135. Гетерополярныо молекулы на поверхности
пузырька и поверхности раздела ЖГ ориентируются неполярными
концами молекул в сторону воздуха, а полярными — в воду. При
этом понижается поверхностное натяжение воды-

Вещества, адсорбирующиеся на поверхности раздела фаз н сильно
понижающие поверхностное натяжение, называются поверх-
ностно- активными.

§ 4.	Гипотезы элементарного акта флотации

Элементарным актом флотации называется про-
цесс образования в водной среде флотационного комплекса мине-
ральная частица — пузырек воздуха.

Факторы, влияющие иа элементарный вкт флотации:

химический состав применяемых реагентов в свойства поверх-
ности флотируемых частиц;

характер и интенсивность перемешивания пульпы;

степень насыщения пульпы пузырьками воздуха(аэрация пульпы);
размер флотируемых частиц и пузырьков воздуха;

плотность пульпы — количество твердых частиц, содержа-
щихся в пульно.

Для объяснения элементарного акта флотации предложены ка-
пиллярная н молекулярная гипотезы.

Капиллярная гипотеза предложена П. А. Ребин-
дером, А. Н. Фрумкиным, Б. В. Дерягиным и др.

Сущность капиллярной гипотезы заключается в том, что при-
липание минеральных частиц к пузырькам воздуха связано с умень-
шением свободной поверхностной энергии н образованием краевого
угла смачивания.

При вытеснении гидратного слоя воды с поверхности частицы
воздухом необходимо затратить работу

А- = °жг + Отж — °тг. Дж/м’.	(234)

Прн равновесных условиях (см. рнс. 136}

Отг = Отж+°жгСо88.
После подстановки отГ в выражение (234), получим
А = ажг(1 — созб).

(235)

Величина работы А представляет собой убыль свободной поверх-
ностной энергии при образовании флотационного комплекса и на
зывается покавателем флотируемости. С увеличе-
нием угла в убыль свободной поверхностной энергии увеличивается
и флотируемость частиц повышается.

В соответствии с капиллярной гипотезой прилипание частиц
к пузырьку воздуха происходит в три стадии:

Рве. 136. Зависимость между свободной
поверхностной анергией и толщиной гид-
ратных оболочек

сближение частицы и
пузырька воздуха;

разрыв гидратной оболоч-
ки и удаление воды с по-
верхности частицы прн ее
столкдонопин с пузырьком
воздуха;

самопроизвольное закре-
пление частицы на пузырьке
воздуха с образованием крае-
вого угла смачивания.

В процессе прилипания
частпцы к пузырьку воздуха
изменяется свободная по-
верхпостиая энергия Е
(рпс. 136). До соприкоснове-
ния гидратных оболочек во-
круг поверхности частицы
и пузырька (участок вет-
ви д) водная прослойка ht
при приближении пузырька

к твердой поверхности удаляется легко и Е — const. При сопри-
косновении гпдратных оболочек, начиная с Л2 (точка б кривой)
сопротивление водной прослойки ее удалению резко возрастает и
свободная поверхностная энергия Е увеличивается. Для уменьше-
ния толщины гидратной оболочки в интервале Л2—Л8 необходимо
ватратить работу. Эта работа получается при столкновении частицы
с пузырьком воздуха при перемешивании пульпы. Прн достижении
очень незначительной толщины прослойки h3 (точка в кривой)
становится неустойчивой. В интервале й3—происходит разрыв
гндратпой оболочки с уменьшением Е и самопроизвольное прили-
пание частицы к пузырьку воздуха с образованием площадки кон-
такта (точка г кривой). Под пузырьком остается тонкий, молекуляр-
ных размеров слой воды h4. Этот слой прочно связан с поверхностью
частицы, и его удаление приводит к значительному возрастанию Е
(ветвь д кривой).

В результате прилипания частицы к пузырьку воздуха пропс-
хо,шт убыль свободной поверхностной энергии Д2? = А (235).
Прочность прилипания частицы к пузырьку воздуха зависит
от величины краевого угла смачивания, гистерезиса смачивания,
силы тяжести частицы в воде и размера пувырька.

Отрыву частицы от пузырька воздуха препятствует также уве-
личение краевого угла смачивания вследствие гистерезисе смачи-
вания.

Гистерезис смачивания — явление вадержки пе-
редвижения периметра смачивапия по шероховатой поверхности
частицы вследствие возникновения своеобразной «силы трения»
между контуром прилипания пузырька воздуха и поверхности ча-
стицы. Гистерезис смачивания увеличивается с возрастанием шеро-
ховатости поверхности. Этому также способствует наличие на по-
верхности частицы слоя вдсорбированных мо-
лекул реагента.

Образование комплекса частица — пузырек
воздуха возможно прн условии, если снлв тяже-
сти частицы в воде Go будет равна или меньше
силы прилипания Ро (рис. 137):

G0^P0<	(236)

где Gn = V (6 — A)g, Н;

V — объем частицы, м3;

6 и А — плотность частицы и воды, кг/м3.

Сила прилипания

Рис. 137. Схема
закрепления ча-
стицы на пузырь-
ке воздуха

^0 — Рп

где Р„ — вертикальная составляющая силы поверхностного иатк-
жения, Н;

Р„ = 2jvaxrsin0;

Рк — сила капиллярного давления внутри пузырька воз-
духа, И;

г — радиус контура прилипания, м;

И — радиус пузырька, м.

Подставляя в условие (236) значения Go и Ре, получаем упро-
щенное уравнение Фрумкина—Кабанова

GD^2woxrMne-nf‘^-.	(231)

При Среднем радиусе контура прилипания г и ожг = 0,073 Н/м
для роды из уравнении (237) получим упрощенную формулу

ein 2,94 j/S.	(238)

С увеличением краевого $гла смачивания в прочность прилипа-
ния увеличивается.

234
Рис. 138. Кривая ваписи-
мости е от t

Капиллярная гипотеза объясняет только качественную сторону
процесса флотации. Выводы этой гипотезы ие могут быть исполь-
зованы для практических расчетов.

Молекулярная гнпотева предложена К. Ф. Бело-
глазовым.

Сущность молекулярной гипотезы заключается в том, что мине-
ральная частица, покрытая мономолекул я рным слоем гетерополяр-
ного реагента, при столкновении с пузырь-
ком воздуха закрепляется на поверхности
последнего в результате проникновения
неполярных концов молекул внутрь пу-
зырька.

Для отрыва втих молекул от пузырька
воздуха необходимо затратить работу

Ф = LmD\ Дж,	(239)

где L — работа, необходимая для вывода
нз мономолекулярного слоя
1 г-моль адсорбированного реа-
гента, Дж/моль;

т — число граммолекул адсорбированного реагента на единицу
площади контакта, моль/м2;

D — поперечник площади контакта между частицей и пузырь-
ком воздуха, м.

Общее уравнение скорости флотации,
выведенное Белоглазовым,
t

In	= К $ Ntf dt,	(240)

О
где е — извлечение концентрата, доли единицы;

К — постоянный коэффициент, учитывающий конструктивные
особенности флотационной машины;

N — число пувырьков воздуха, проходящих через пульпу
в единицу времени;

Ф — работа отрыва частиц от пузырьков воздуха (прочность
прикрепления), Дж.

Если за время флотации величины N и ф остаются постоянными,
то после интегрирования уравнения (240) получим

«А	(241)

откуда

е = 1—еж«',	(242)

где Кл = KNq — коэффициент скорости флотации;

t — время флотации, мии.

Графически уравнение (242) показано иа рис. 138, из которого
видпо, что наибольшее извлечение концентрата имеет место в на-
чале процесса флотации.
Молекулярная гипотеза недостаточно полно объясняет процесс
флотации, так как гидрофобные частицы угля могут флотироваться
без реагентов. Однако общее уравнение флотации (240) может быть
использовано для определения скорости процесса при наличии экспе-
риментальных данных.

Пример 1. Определить минимальный краевой угол смачивания, необ-
ходимый для удержания частицы на пузырьке воздуха размером D = 0,8 мм,
если форма частицы кубическая. Размер частицы d = 0,5 мм; плотность части-
цы б = 1300 кг/м3.

1.	Определяем объем частицы

V— rfS —(о,5 10 «)»=0.125 10"® м-*

2.	Сила тяжести частицы в воде

Go= V (6—Д) g = 0,125 • 10 ® (1300—1000) 9,81 = 368 • 10"®. II.

3.	По формуле (238) оиределяем

—»/-st -

По таблице находим Д — 5°10'.

Пример 2. Определить извлечение концентрата, если время флотации
t = 12 мин; ноэффлциепт скорости флотации Кх = 0,086.

Извлечение концентрата определяем по формуле (242)

с=ж1—2,72° -°®®11 = 0.906.

§ 5. Образование флотационной пены

Флотационная пеиа — ячопсто-пленочная трехфаз-
ная система, состоящая из минерализованных пузырьков воздуха.

Гис. 139. Схема обррзовашш пены i.p»t
действии реагентов

разделенных пленками воды.

В чпетой воде пузырьки
воздуха неустойчивы, при
столкновении друг с другом
они сливаются и при подъеме
на поверхность воды лопают-
ся вследствие внутреннего
давления газа и быстрого
уцаленин-воды с их поверх-
ности. / Для устойчивости
пузырьков воздуха в пульпу
вводят поверхностно-актив-
ные реагенты. Молекулы ре-
агента ориентированы своей

лолярной группой в сторону
воды (рнс. 139), а неполяр-
ной — внутрь пузырька воз-

дуХа. Полярные группы молекул взаимодействуют с водой н окру-

жают пузырек воздуха устойчивой гидратной оболочкой, которая

препятствует сливанию и разрушению пузырьков.
Новерхностно-актпвпые реагенты снижают поверхностное натя-
жение па поверхности раздела жидкость — газ, способствуя этим
уменьшению размера пузырьков.

По своей структуре флотационные пены разделяются на пленочно-
структурные и агрегатные.

Плоночво-структурная вена (рнс. 140, а) со-
стоит нз крупных пузырьков воздуха, покрытых тонкими части-
цами угля. В промежутках между пузырьками находится значи-
тельное количество воды. Эта пена характерна для флотации углей.

Агрегатная пена (рис. 140, б) состоит из более круп-
ных частиц угля н агрегатов, заполняющих основную часть про-
странств между пузырьками. Размеры пузырьков у агрегатной пены

Рис. 140. Структура флотационных иен

меньше, чем у пленочно-структурной. Эта пена хорошо минерали-
зована н обводнена меньше, чем плепочно-структурная.

Прочность н устойчивость пеиы повышаются
с уменьшением размеров частиц и пузырьков воздуха.

Получаемые прп флотации угля пены значительно минерализо-
ваны, очень вязки и относительно устойчивы. Устойчивые пены
в практике затрудняют их транспортирование по трубам н требуют
перекачивания насосами.

Глава П

ФЛОТАЦИОННЫЕ РЕАГЕНТЫ

Флотационные реагенты имеют основное значение в процессе
флотации. От них зависят скорость и избирательность флотации.

Реагенты по механизму действия условно делят на:

собиратели, назиачепие которых увеличивать гидрофоб-
ность частиц угля и обеспечивать скорость и прочность прилипа-
ния их к пузырькам воздуха. В состав собирателен входят неполяр-
ные вещества — углеводородные масла;
вспениватели, назначение которых образовывать пену
в процессе флотации. В состав вспенивателей входят гетерополяр-
ные (поверхностно-активные) вещества, понижающие поверхностное
натяжение воды. Вспениватели имеют полярные группы: — ОН
(гидрокснльпую), — СООН (карбоксильную) и др.;

регуляторы, пазначенне которых регулировать кислот-
ность (щелочность) или изменять нонлый состав пульпы. К ним от-
носятся известь, сода, одкне щелочи, неорганические кислоты.
Реагенты-регуляторы при флотации углей пока не применяют.

Требования, предъявляемые к флотационным реагентам:

1)	благоприятное географическое расположение, дешевизна и
недифицитность;

2)	избирательность действия по отношению к частицам угля;

3)	умеренная прочность образующейся пены;

4)	постоянство химического состава и свойств;

5)	удобство применения и хранения, незначительная токсич-
ность;

6)	относительно малый удельный расход.

Перечисленные требования ограничивают количество реагентов,
которые могут быть применены для флотации углей.

Реагепты для флотации углей могут одновременно выполнять
функции собирателя и вспенивателя, поэтому в их состав входят
как неполярные, так н гетерополярвые вещества.

В качестве резгептов для флотации угля используются продукты
переработки нефти и прпродиого газа, а также продукты, содержа-
щие высокомолекулярные спирты.

Активизированный флотационный реа-
гент АФ-2 — продукт переработки сырого конденсата, выделяе-
мого прн добыче природного газа. В состав АФ-2 входят неполярные
углеводороды нафтеновые кислоты. Обладает свойствами собирателя.
Расход 800—1500 г/т.

Осветительный керосин — продукт перегонки
нефти в интервалах температуры t = 150 - 300° С. Плотность кероси-
на 0,84 г/смя. В состав керосина входят 30—80% нафтеновых и 20—
50% парафиновых углеводородов, 10—30% ароматических соедине-
ний и немного нафтеновых кислот. Обладает свойством собирателя.
Расход 600—1200 г/т.

Тракторный керосин бывает двух сортов—с содержа-
нием 10 и 20% фракции, имеющей температуру кипения <;200° С.
Тракторный керосин менее активный, и его расход выше примерно
на 20%. Овладеет свойством собирателя.

Отсульфнровапный керосин получают прн обра-
ботке обычного керосина серной кислотой H3SO4 или серным ангид-
ридом прн температуре 70—80° С, в процессе которой от керосина
отделяются ароматические углеводороды. В состав отсулъфирован-
иого керосина входят 50—55% сульфокислот, обусловливающих
его повышенную флотационную активность по сравнению с актив-
ностью осветительного керосина.
Основные свойства его — собиратель и слабый вспениватель.
Плотность керосина А = 0,825 г/сма, расход его 800—1500 г/т.

Масло X — кубовый остаток ректификации циклогексанола.
В его состав входят циклогексанол 8—15%, цнклогекснловые эфиры
декарбоновых кислот до 40%, дициклогексанол до 40% и высоко-
кипящне смолы 20—30%. Плотность масла 0,98 г/см’. Оно обладает
как вспенивающими, так и собирательными свойствами. Расход его
150—200 г/т прн расходе керосина 1000—1100 г/т.

Пенореагент — отход производства бутанола при полу-
чении дивинилового синтетического каучука. В его состав входят
предельные и непредельные спирты, углеводороды, высшие альде-
гиды, сложные эфиры и смолы. Он содержит 45% спиртов в пересчете
иа гексиловый спирт. Плотность пенореагента 0,85—0,95 г/см3.
Пенореагент обладает вспенивающими свойствами. Расход его 150—
200 г/т при расходе керосина 1200 г/т.

Реагент Т-66 — кубовые остатки при производстве днметил-
дпоксана. В его состав входит смесь одно- и двухатомных диокси-
новых и пирановых гетероциклических спиртов с примесью других
веществ. Плотность реагента прн t = 20° С 1,032 г/см3. Он обладает
вспенивающими свойствами. Расход реагента 50—80 г/т прн рас-
ходе керосина 500—300 г/т.

Кубовые остатки при производстве бути-
лового спирта представляют собой желтовато-коричневую
жидкость плотностью 0,85—0,95 г/см*. В соствв реагента входят
алифатические спирты (50—80%): октиловые, альдегиды, ацетали,
эфиры н небольшое количество ненасыщенных углеводородов. Этот
реагент является эффективным вспенивателем. Расход его 200 г/т
при расходе керосина 1000 г/т.

Неорганические соли (NaCI и др.) могут быть при-
менены в качестве вспенивателей. Они обладают также собиратель-
ными свойствами. Флотация углей успешно происходит прн 2%-иой
концентрации NaCI с расходом отсульфированного керосина 600—
700 г/т.

Из всех реагентов наибольшее применение получили АФ-2,
масло X, Т-66 и реагенты, содержащие высокомолекулярные сппрты.

Правила безопасности при работе с флотацион-
ными реагентами следующие;

1)	работать с реагентами можно только в спецодежде и в рези-
новых перчатках;

2)	разгрузка н доставка реагентов должны быть механизированы;

3)	помещение хранения реагентов и реагентные площадки должны
иметь хорошую вентиляцию;

4)	производить газовую н электрическую сварку вблиан баков
с реагентами без специального разрешения пожарного надзора
запрещается;

5)	хранить и принимать пищу вблизи баков с реагентами за-
прещается.
Глава III

ФЛОТАЦИОННЫЕ МАШИНЫ

§ 1.	Классификация флотационных мапшп

Флотационные машины по способу аэрации пульпы делят на:
механические, в которых аэрация и перемешивание
пульпы осуществляются нмпеллерамп, эжекторами и насосами,
засасывающими воздух из атмосферы;

пневматические, в которых аэрация пульпы осуще-
ствляется непосредственным вводом сжатого воздуха в пульпу с по-
мощью з л ем опт о в различной конструкции;

Рнс. 141. Схема движения пульпы в камерной

М8ШИЦ0

ппевмомеханнческпо, в которых азрацня пульпы
осуществляется одновременно двумя указанными выше способами.

Ио характеру движения пульпы машины делят на:

камерные, в которых движение пульпы происходит после-
довательно из кемеры в камеру через переливные карманы (рнс. 141).
Исходная пульпа подается в приемный карман 1 и далее поступает
на импеллер 2 первой камеры. Из первой камеры пульпы поступает
в переливной карман 3, нз которого поступает па импеллер второй
камеры и т. д. Уровень пульпы в каждой камере регулируется ши-
бером 4\

прямоточные, в которых пульпа переходит из камеры
в камеру самотеком через отверстия в перегородках, минуя импет-
леры. Исходная пульпа подастся в приемный карман и поступает
в первую камеру и через отворстия перегородок движется вдоль
всех камер к хвостовому карману. Уровень пульпы во всех камерах
будет одинаковый. Он регулируется одним шибером;

комбинированные, состоящие пи двухкамерных сек-
ций (рис. 142). Первая камера каждой секции работает как в камер-
ной машине, вторая — как в прямоточной.

В практике флотации углей широкое применение получвлн ме-
ханические флотационные машины — каморные, прямоточные и
комбинированные.
Флотационные машины должны удовлетворять следующим тре-
бованиям:

обладать непрерывностью действия;

обеспечивать интенсивное и равномерное перемешивание пульпы
для того, чтобы все минеральные частицы в рабочей зоне машины
находились во взвешенном состоянии;

обеспечить достаточную аэрацию пульпы мелкими пузырьками
воздуха;

Гас. 142. Схема движения пульпы в комбини-
рованной машине

рационально, без потерь, отделять минерализованную пену от
пульпы;

быть удобными для ремонта н обслуживания;

иметь минимальный удельный расход электроэнергии.

§ 2.	Флотационные машины

На углеобогатительных фабриках работают флотационные ма-
шины механического типа: ФМ-2,5, «Гипрококс-52», ФМУ-40,
ФМУ-50, ФМУ-50М, ФЛ-7, ФМУ-63 и МФУ2-63. Все зтп машины,
кроме последней, — устаревшего типа и сняты с производства.
Эжекторные флотационные маппшы типа ФЭ пе пашли применения
для флотацям углей и демонтированы вследствие низких качественно-
количественных показателей работы.

Флотацпонная машина угольная ФМУ-63
компонуется из трех плп четырех двухкамерных секций комбини-
рованного типа: первая камора — всасывающая, вторая — прямо-
точная.

Секция (рис. 143) состоит из корпуса, разделенного перегород-
кой па две каморы сообщающиеся между собой через ннжнее от-
верстие, приемного кармана /, питающего патрубка 2, надымдел-
лерного стакана 3 с отверстием 10 для внутрпкаморной циркуляции,
тяги 11 и штурвала 12 для открывания отверстия 10, импеллера 4,
статора 5 с лопатками, успокоительной решетки 6, подшипникового
узла 7 вала импеллера, электродвигателя в, соединенного со съем-
ным валом 9 импеллера, двухстороннего ценного пекогона 13 с элек-
тродвигателем н редуктором 15, поворотного устройства 16 для

1G зак«в |з2|	241
Рве. 143. Флотацжажная матана ФМУ-63
остановки пеногона без выключения электродвигателя, окна 14
для перехода пульпы переливного кармана 17 с шибером 18 для ре-
гулирования уровня пульпы, патрубков 19 для перечистки концен-
трата, патрубка 20 с пробкой

Рис. 144. Блок-аэратор ФМУ-63

для выпуска пульпы из сек-
ции и обслуживающей пло-
щадки 21.

Блок-аэратор первых ка-
мер машины (рис. 144) со-
стоит иа импеллера /, стато-
ра и клапана 2. При враще-
нии импеллера создается
разрежение. Под действием
атмосферного давления от-
крывается клапан 2, и воз-
дух поступает в импеллер
снизу. При остановке импел-
лера клапан закрывается
и препятствует вытеканию
пульпы из камеры. Количе-
ство циркулирующей пуль-
пы, поступающей на импел-
лер, регулируется заслон-
кой 4, а пульпы, поступа-
ющей через окна 5, — проб-
ками. Блок-аэратор вторых
камер машины не имеет на-
дымпеллерного стакана, и
пульпа поступает непосред-
ственно на имполлер. Импел-
лер машины (рнс. 145) пред-
ставляет собой диск 1 о рас-
положенными на нем две-
надцатью криволинейными
лопатками 2. Каждая лопат-
ка состоит из длинной (перед-
ней) и короткой (задней)
частей, между которыми рас-
положены отверстия 3. Воз-
дух через клапан поступает
снизу импеллера и через
отверстия 3 проходит к ло-
паткам 2.

Общий вид флотационной машины ФМУ-63 показан на рис. 146.

Исходная пульпа подается в приемный карман 1 (см. рис. 143)
и по патрубку 2 поступает в надымпеллериый стакан 3. Вместе
с пульпой засасывается воздух из атмосферы. Засос воздуха под
импеллер происходит через клапан 2 (см. рис. 144). Импеллером 4

161

243
пульпа вместе с воздухом выбрасывается в нижнюю часть камеры
через лопатки статора 5 Ударяясь о лопатки, воздух дробится па
________________________________-мелкие пузырьки. Пройдя через
успокоительную решетку 6, азри-
' рованная пульпа поступает в зону
1 флотации, где происходит прили-
пание частиц угля к пузырькам
ТЭ воздуха. Минерализованные пу-
*__________________ зырьки воздуха всплывают на

П	—	поверхность пульпы, образуя

СГз	Al	таы пенУ’ которую удаляют из

KaMePM Цепным пеногоном 13.

/	। xd	Часть пульпы, попадает через

I Yf\	отверстие 10 на импеллер 4t

PtZZ	/Уч \ создавая внутрикамерную цирку-

I /oiSm ЛххЗ ляцию. Внутрикамерная цирку-
vtV Л J/	ляцпя пульпы способствует пе-

У<? I ремешиванию и аэрации пульпы.

v	Пульпа из первой камеры че-

реэ отверстие ]
перемещается во
моточную камеру,

перегородке
вторую пря-
попадает на

Рнс, 145. Импеллер ФМУ-63

импеллер, и процесс флотации
повторяется. Пульпа из второй
камеры поступает через шибер
далее по питающему патрубку

в приемный карман 17 и _	, _	_ _	_

на импеллер первой камеры второй секции, где процесс флотации
повторяется- Из последней камеры машины удаляются от-
ходы.

Техническая характеристика флотационной машины ФМУ-63

Полезный объем камеры, м3............... 5, g

Число камер ......	........... 6, 8, 10

Глубина камеры, мм ...	....	1200

Диаметр импеллера, мм	400

Частота вращения имиечяера. об/мин . . .	735

Скорость дви;кепия скребков пеногипа, м/с	0,24

Электродвигатель ммиеллера:

тип...................................... Л	02-91-10

мощность, кВт .............................. 30

Электродвигатель пепогоив:

тпп...................................... АОЛ2-32-6

мощность, кВт	2,2

Время флотации, мпп	8—9

Масса, т . .	...	24; 31; 39

Габаритные размеры, мм:

длина (6 камер)	. .	13088

пшрппа......... 3000

высота ....	3260

Преимущества машины ФМУ-63: нижнее расположение блока
импеллер—статор, непос| едственное соединение вала импеллера
с валом электродвигателя; относительно высокая аэрационная спо-
собность.

Флотационные машины ФМУ-63 применяют для флотации шлама
крупностью 0—0,5 мм.

Машина флотационная угольная МФУ2-63
(рпс. 147) состоит: из шести последовательно расположенных ка-
мер 7, соединенных между собой переливными кармапамн 7; прием-
ного кармана 2; блок-азраторов 5 — по два на каждую камеру;
двустороннего двухрядного пеногона 4 с четырьмя шарнирно под-
вешенными лопатками; приводов блок аэратора 6 и пекогонов 3.

Блок-аэратор (рпс. 148) состоит из вертикального вала 7, вра-
щающегося в шпинделе 2; азрацпонпой камеры *3,' верхняя крышка
которой с лопатками 9 выполняет роль статора; центробежного
импеллера 10 с шестью консольными лопатками и осевого импел-
лера б, расположенных на общем валу 7; пульпе делите ля 7; пуль-
поводов 5 и S; шкива 72.

Привод блок аэратора осуществляется от электродвигателя че-
рез клппоременную передачу; привод пепогонов — от электродви-
гателей через редукторы и цепные передачи.

Общий вид МФУ2-63 показан па рпс. 149.

Исходная пульпа подается в приемный карман 2 первой камеры 7
(см. рПс. 147) и по закрытым пульповодам 5 и 8 (см. рис. 148) под-
водится одновременно к двум аэрационным камерам 3, из которых
она поступает в пульподелителп. Часть пульпы из пульподелителя 7
через ншкний всас центробежного импеллера 10 и непосредственно
из камеры через зазор 11 между диском импеллера и трубой посту-
пает в полость импеллера. Воздух по воздушной трубе подается
через дискообразную щель в импеллер 10. Пульпа перемешивается
и аэрируется, смешиваясь с деаэрированным потоком (переливом
пульподелителя 7) и поступает на осевой импеллер С. Осевым импел-
лером аэрировапная пульпа равномерно перемешивается и выбра-
сывается в камеру.

Ряс. 147. Флотационная машина МФУ2-63

Вследствие того, что аэрационная камера 3 изолирована от зовы
флотации, минерализация пузырьков воздуха и их всплывание
происходят в спокойной пульпе. Всплывшие на поверхность пульпы
минерализованные пузырьки воздуха в виде пены удаляются с обеих
сторон машины лопастными пекогонами 4 (см. рис. 147).

Из первой камеры пульпа поступает в переливной карман 7Я
а из него во вторую камору по двум путям; в пульповод и непосред-
ственно в камеру черев отверстие, регулируемое шибером, т. е. фло-
тационная машина работает как комбинированная. Во второй
Рис. 148. Блок-
аэратор МФУ2-63
камере процесс флотации повторяется, и пульпа поступает в третью
камеру и т. д. Отходы удаляются из последней камеры.

Для стабилизации работы осевого импеллера и увеличения про-
изводительности по пульпе часть воздуха выбрасывается из аэра-
ционной камеры через перфорацию 4 (см. рис. 148).

Рис. 149. Общий вид флотационной маптины'МФУ2-63

Флотационная машина может работать с перечисткой флото-
концентрата.

Техническая характеристика
флотационной машины МФУ2-63

Производительность ио пульпе, м3/ч . .	450

Объем камеры, м3...............................  6.3

Число камер ....................................  6

Диаметр импеллеров, мм ....	400

Частота вращения ва «а, об/мин: -
импеллеров ........	600

пеиогопа .................................... 20

Время флотации, мин ...	4—5

Электродвигатель а.»гаторп:
тип...................................... АО2-72-8

мощность, кВт ............................... 17

Мощность электродвигателя иепогоиа, кВт	1.5

Масса, кг ........	27800

Габаритные размеры, мм:
длина .	.	16 320

ширина	3390

высота	3 310

Преимущества мапшпы МФУ2-63: полное разделение зон аэра-
ции и флотации; отдельный ввод в импеллер пульпы и воздуха и
обеспечение стабильного поступления воздуха в машину; высокая
п роизводптол ьяост ь.

Флотационная машина МФУ2-63 предназначена для флотации
шлама крупностью 0—0,5 мм.
Глава IV

ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ
ПРОЦЕССА ФЛОТАЦПП

К технологическим параметрам флотации относятся: свойства
флотируемого угля, плотность пульпы, степень аэрации пульпы,
реагентный режим, время флотации н производительность машины,
pH пульпы, способ удаления концентрата и схема флотации.

Свойства флотируемого угля. К основным свойствам углей,
влияющим на процесс флотации, относятся: стадия метаморфизма,
петрографический состав, крупность, окислепность, состав минераль-
ных примесей я обогатимость.

Стадия метаморфизма зависит от геологического
возраста угля. Как правило, с увеличением степени углефикации
флотируемость угля возрастает. Угли средней степени углефикации
марок К, Жп ОС флотируются лучше, чем более молодые угли марок
Д и Г. Хуже флотируются старые углп марок Т и А.

И э петрографических групп лучшую флоти-
руемость показали группы витренита и семивптренита, худшую —
группа фюзенита.

Крупность частиц угля. Флотируемость угля снижается
с увеличением его круппостп. Частпцы угля крупнее 0,5 мм легко
отрываются от пузырьков воздуха п попадают в отходы, в резуль-
тате чего их зольность снижается. Поэтому оптимальной является
крупность 0,5 мм. Перед флотацией крупные частпцы должны быть
удалены.

Содержание в пульпе тонких шламов крупностью 0—0,1 мм ухуд-
шает процесс флотации. Тонкие шламы покрывают поверхность
частиц п пузырьков воздуха и затрудняют флотацию более крупных
частиц. Для устранения вредного влияния топких шламов рекомен-
дуется флотировать более разбавленные пульпы.

Окислепность угля. Флотируемость угля ухудшается
с увеличением окислеиности поверхности частиц. Это объясняется
увеличением па поверхности частиц кислородсодержащих групп, ко-
торые усиливают гидрофпльпость частиц. Процесс окнслепия за-
медляется с увеличением стадии метаморфизма.

Состав мпноральных примесей. Главвыми
составными частями минеральных примесей являются кромнезем,
глинозем, окисн желоза и кальция. Если кремнезем и окиси железа
п кальция находятся в угле в виде свободных частиц, то прп флота-
ции они легко удаляются в отходы. Размокший в воде глинистый
сланец снижает флотируемость угля, так как он является источни-
ком образования гидрофильных коллоидов.

Обогатимость угля. С повышением категории обо-
гатимости флотируемость угля снижается.

Плотность пульпы измеряется: отношением массы твердого
к массе воды Т : Ж или р — Ж : Т; содержанием твердого в 1 л
пульпы в г/л или содержанием твердого в %. Соотношение между

втлмн величинами следующие:

1000д-7  Р~ iT	(243)
	(244)
	(245)

где 6 — плотность твердого в пульпе, г/см8;

Т — содержание твердого, г/л;

Р — содержание твердого, %.

С увеличением плотности пульпы повышается производите ть-

снижаются расходы реагентов иа

ность флотационной машины.

Рис. 150. Влияние плотности пульпы
на качество продуктов флотации:

Я — отходы; Я — концентрат

единицу объема пульпы, электроэнергии и воды. Однако при чрез-
мерном увеличении плотности пульпы понижается аэрация пульпы
и ухудшается флотация крупных частиц вследствие их отрыва от
пузырьков воздуха при столкновении с соседними частицами. При
этом происходит интенсивная флотация топких частиц породы, за-
грязняющих концентрат. Потери угля с отходами увеличиваются.

При флотации разбавленных пульп получается концентрат луч-
шего качества, но производительность машины снижается.

Влияние плотпости пульпы на качество продуктов флотации по-
казано на рнс. 150.

Флотация разбавленных пульп рекомендуется при значитель-
ном содержании тонких шламов и полной регенерации оборотной
воды. Однако следует учитывать, что концентрат будет содержать
большое количество воды и плохо фильтроваться

В практике плотность пульпы принимают р 5-Е-10 или Т ~ .
= 100—160 г/л.

Аэрация пульпы. В современных флотационных машинах механи-
ческого типа расход воздуха составляет 1—1,3 №/мин на 1 мэ объема
машины.

Максимальный равмер пузырьков воздуха в механических ма-
шинах колеблется от 0,8 до 1 мм и зависит от конструкции аэратора,
качества и количества реагентов-вспенивателей.
Источником аэрации пульпы являются также растворенные
в ней газы, которые выделяются иа поверхности частиц в виде мел-
ких пузырьков при пониженном давлении. Выделенные из раствора
пузырьки воздуха очень активны и ускоряют процесс минерализации.

Количество воздуха, засасываемое импеллером, зависит от за-
зоров между лопатками импеллера и статора, а также днищем ка-
меры. С увеличением зазоров аэрация пульпы снижается.

Недостаточная аэрации пульпы приводит к снижению произво-
дительности машины и ухудшению качества продуктов флотации.
При чрезмерной азрации происходит бурление пульпы и нарушение
процесса.

Реагентный режим. Под реагентным режимом флотации пони-
мают подбор реагентов, их расход, порядок и место подачи в про-
цесс п время контакта реагентов с пульпой. Реагентный режим па
фабрике , устанавливается режимной картой.

Расход реагентов зависит от стадии метаморфизма, петрографи-
ческого состава, свойства реагента, крупности материала и плот
ности пульпы. Малометаморфизованные угли требуют большего
расхода реагентов, чем угли средней стадии метаморфизма. Повы-
шенный расход реагентов требуют окисленные угли и угли с боль- '
шим содержанием примесей и тонких шламов. При разбавленных
пульпах расход реагентов также увеличивается.

Расход собирателя колеблется в широких пределах — от 600 да
1500 г/т, вспенивателя — от 20 до 200 г/т. Избыток реагентов при-
водит к образованию обильной и малоподвижной пены, в результате
чего в пену выносятся тонкие частицы породы. Недостаток реаген-
тов приводит к нарушению процесса флотации и потерям угля
в отходах.

Для повышения эффективности флотации применяют дроб-
ную дозировку реагентов; часть реагентов подают в пульпу
перед флотацией, а часть — в камеры флотационной машины.

Эффективность действия реагентов повышается при применении
их в виде эмульсий. Эмульсирование реагентов производят в спе-
циальных аппаратах — эмульсифпкаторах.

Время флотацни и производительность флотационных машин.
Временем флотации называется длительность пребыва-
ния пульпы в машине. Оно зависит от свойства флотируемого угля,
плотности пульпы, степени аэрации пульпы, количества и качества
применяемых реагентов.

Время флотилии устанавливают опытным путем. Оно колеблется
от 5 до 9 мин

Оптимальное время флотации может быть установлено опытами
Дробной флотация.

Дробной флотацией называется разделение пробы
угля на отдельные части по времени флотация.

Дробную флотацию осуществляют в лабораторной флотациип-
иой машине, где получают отдельные порции концентрата через
определенные интервалы времени. Результаты дробной флотации
оформляют в виде таблицы, по данным которой строят кривые
флотируемости аналогично построению кривых обогати-
мости.

Пример. По результатам дробной флотации (табл. 64) построить кривые
флотируемости и при заданной зольности концентрата — 8% определить
выход концентрата, выход и зольность отходов и время флотации.

1.	Заполняем графы 4 и 5 табл. 64 последовательным суммированием сверху
вниз и находим среднед инам плоскую зольность суммарных выходов:

выход и вольность концентрата аа 1-ю минуту записываем из граф 2 и 3;
выход и зольность концентрата ва 2-ю минуту определяем:

60,14-9,2—69.3%,

60.1-4.94-9.2-8.3

------gX--------=5.4% в г. д.

2.	Заполнение граф 6 и 7 производится снизу вверх аналогично заполне-
нию граф 4 и 5.

3.	Построение кривых флотируемости X, ₽ и 6 (рис. 151) производим анало-
гично построению кривых обогатимости.

4.	Построение кривой времени флотации t производим по данным граф 1
в 4 табл. 64.

Таблица 64

Данные для построении кривых флотируемости угля

класса 0—0.5 мм

Время флотации, инн	V. %	Ае- %	Суммарные. %			
			концентрат		отходы	
			V	лс	V	Ас
1	2	3	4		6	7
1	60,1	4,9	60,1	4.9	100,0	16,8
2	9,2	8,3	69,3	5,4	39,9	27,0
3	7,2	13,0	76,5	6.1	30,7	32,2
4	5,1	21,8	81,6	7,1	23,5	51,8
5	8,2	40,7	89,8	10,1	18,4	60.2
6	10,2	75.8	100,0	16,8	10,2	75.8
Итого	100,0	16,8	-	-	—	-

5. Определяем выход концентрата. На осн абсцисс откладываем н масштабе
вольность концентрата А* ~ 8% и проводим линию, параллельную осн орди-
нат, до пересечения с кривой*р Через точку пересечения проводим демарка-
ционную линию. Выход концентрата отсчитываем сверху - 84%.

6. Определяем выход и зольность отходов. Отсчитываем внизу до демар-
кационной линии ув = 16%. Зольность отходов отсчитываем на оси абсцисс
от точки пересечения демаркационной линии с кривой 0 :	— 63%.

7. Время флотации отсчитываем от точки пересечения демаркационной

линии с кривой t : t — 4,2 мин.

Производительность флотационной ма-
шины определяется временем флотации, достаточным для полу-
чения кондиционных продуктов обогащения.

Время флотации равно

бОлУ

t — МИН,	(246)

где п — число камер в машине;

V — объем одной камеры, м5 6 7;

Wa — объем пульпы, поступающей вместе с воздухом, м3/ч;

И^И^+У.;

FPn — объем поступающей пульпы, м’/ч;

VB — объем засасываемого в машину воздуха, м8/ч.

253
Коэффициентом аэрации называется отношение количества
засасываемого в машину воздуха к общему объему пульпы:

(247)

В машинах механического типа а — 0,30—0,35
Так как

то выражение (247) запишем, как



где К = 0,65-^ 0 70 — коэффициент, учитывающий аэрацию пульпы
Подставляя Wt в выражение (246), получаем время флотации

, 60КпУ
'=-ЙТ-’ мии-

Производительность флотационной машины по пульпе
^„=60^, ы=/ч.

(248)

(249)

Объем пульпы, поступающей в машину,

^=у,+и'=-£-+и'=е1(±+.£)

где

VT — объем твердого в пульпе, м8/ч;

W — объем воды, м8/ч;

6 — плотность твердого, т/м3;

Qy — количество твердого, т/ч;

W/Qt = р — плотность пульпы.

Подставляя впачепие Wn в выражение (249), получаем произво
дительность флотационной машины по твердому

„ бОЛпУб ,
ft=a+7Sj7- т/ч-

Число флотационных машин

(250)

где к = 1,15;

Q — количество твердого, поступающего на флотацию, т/ч;

— производительность одной машины, определяемая по
формуле (250), т/ч.

Пример. Рассчитать число флотационных машин МФУ2-63 (п = 6;
р = 6,3 м3) для флотации шлама в количестве Q = 100 т/ч, если плотность
шлама б= 1,5 т/м’; плотность пульпы р — 10; время флотации 1=5 мин.
1. Определяем производительность одной машины по формуле (250):

<Л

2. Число машин

Принимаем 4 машины

60 0,7-6-6.3-1.5
(1 + 10-1.5)5

₽» 30 т/ч.

1.15-100

30

= 3.8-

Концентрация водородных ионов pH в пульпе влияет на про-
цесс флотации незначительно. При pH = 7,2—8,1 ^качество про-
дуктов обогащения не изменяется, при pH = 10 (щелочная
среда) зольность концентрата повышается. Нормальная кон-
центрация в пульпе водородных ионов pH = 6,9—7,0 (нейтральная
среда).

Рис. 152. Цепной пеногон

Рве 153. Лоп стный пеногов:

а — с жссткозакрепленнымя лопастями; б —
с шарнярноэакрепленными лопастями

Съем пены. Съем флотационного концентрата с поверхности
пульпы влияет на качество концентрата и производительность ыа
шины. Неполное удаление пены снижает производительность ма-
шины, а быстрое удаление всего пенного слоя увеличивает зольность
концентрата.

При нормальном удалении пены на поверхности пульпы должен
оставаться подпенный слой высотой не менее 10 мм.

Существуют два способа съема флотационного концентрата:
цепными и лопастными пеногонами»

Цепной пеногон (рис. 152) обеспечивает плавное удаление скреб-
ками флотационного концентрата со всей поверхности камеры.

Лопастный пеногон (рис. 153) удаляет’пену пе со всей поверх-
ности камеры и частично разрушает ее при ударе лопастей. Цепные
пеногоны имеют более сложную конструкцию.

Схемы флотации. Технотогвческие схемы флотации выбираются
в зависимости от требуемого качества продуктов и технико-экономи-
ческих показателей. Они определяются стадией метаморфизма углей,
зольностью, содержанием размокающего глнпметого шлама и др.

Прн флотации угля применяются простые (прямые) схемы, кото-
рые состоят иа одной операции (рис. 154). При такой схеме пенный
продукт всех камер объединяется в общий концентрат, а отходы уда-
ляются иэ последнем камеры. Простые схемы обычно применяют
при зольности питания не более 20°о.

Схемы флотации с перечисткой концентрата выполняются в раз-
личных вариантах. Па рпс. 155 показана наиболее распространен-
ная в практике схема флотации с перечисткой продукта последних
камер машины в одной из первых камер этой же машины. Такая схема
применяется для труднообогатимых углей.

Применение схем с несколькими операциями в одной машине
снижает ее производительность.

Исходная
пульпа

РИЧИ

I

концентрат

—I Обходы

6	»

Рнс. 155. Схема флотации с перечист-
кой промпродукта

Рис. 154. Простая схема флотации

Иногда при флотации очень зольных и труднообогатимых шла-
мов необходима перочистка всего пенного продукта. При большом
объеме концентрата перечистку ведут в самостоятельной машине.

Регулирование флотационных машин. Элементы оперативного
регулирования флотационных машин следующие:

количество исходной пульпы, подаваемой в ма-
шину, должно быть постоянным;

плотность пульпы должна быть постоянной; контроль
н регулирование ее плотности осуществляют автоматическими ре-
гуляторами типа PIICR1;

аэрация пульпы регулируется изменением вазоров
между лопатками импеллера и статора. Зазор должен быть пе более
5—8 мм;

дозировка реагентов должна проивводиться в соот-
ветствии с режимной картой. При изменении производительности
машины изменяется автоматически количество подаваемых реа-
гентов;

съем флотационного концентрата регули-
руют изменением уровня пульпы в камере путем поднятия или
опускания шибера с расчетом, чтобы на поверхности пульпы оста-
вался слой пены не менее 10 мм.

Показатели работы флотационных машпп приведены в табл. 65.

Правила техники безопасности при обслужи-
вании флотационных машин:

1)	все вращающиеся части машин (шкивы, клиноремепные пе-
редачи, концы валов, лшопки и др.) должны быть надежно ограж-
дены;
Таблица 65

Пиказнтсти работы флотационных машин

показателя	ФМУ-63	МФУ2-03
Удельная производительность:		
по пульпе, м’/(ч-ма) ...	7.3—7,7	9,2—11,9
по твердому, т/(ч-ма)		До 1,2	До 1.6
Содержание твердого в пульпе, гл Зольность, %:	115—185	115
исходного	14.5—18.6	16,2
концевтрата 		8—9	7.2
отходов 		65-73	76,0
Удельный расход электроэнергии, кВт/т .	До 3.5	До 3,0
Затраты па 1 т обогащаемого угля, коп. . .	11.5	—

2)	во время работы машин запрещается производить ремонт,
надевать ремни, обтирать движущиеся части;

3)	смазку машин осуществлять автоматически с одного пункта
или прп помощи выводных трубок;

4)	порядок пуска и остановки машин производить в соответ-
ствии со специальной инструкцией:

5)	электрооборудование должно быть заземлено;

6)	прн работе с флотационными реагентами соблюдать установ-
ленные правила безопасности.	Ъ

Г лава V	I ’

ВСПФМФГАТЕЛЬПФЕ ФБФРУЖФВАППЕ

К вспомогательному оборудованию флотационного цеха отно-
сятся агрегат «Каскад; для подготовки (кондиционирования) пульпыл
дозаторы п эмульсификаторы реагентов, пеногасители.

§ 1.	Агрегат «Каскад» для пядгятяаки пульны

Агрегат «Каскад» (рис. 156) состоит из закрытого сверху цилин-
дрического смесителя 1\ патрубка 2, расположенного по касатель-
ной к смесителю; конуса 3 с отверстиями; решетки 4 со щелями раз-
мером 8 мм; решетки 6 с круглыми отверстиями диаметром 15—
20 мм; вентилятора 21 с электродвигателем 12\ трубы 5; дефлектора 7j
коробки 13 со всасывающей щелью; оросителя 14\ сливных коро-
бок 10 с поворотной заслонкой 9 и запорных клапанов 8 для подачи
пульпы но фйготациопныо машины.

Исходная пульпа подается по патрубку 2 по касательной в сме-
ситель 1 и через отверстия конуса 3 равномерно растекается по ре-
шетке 4. Струйки пульпы, протекающие через щелн решетки,

17 Заме 1321	257
попадают на решетку 6. Особыми регуляторами производится дози
ровна реагентов, которые поступают в быстроходный вентилятор 11
На ступице ротора вентилятора насажены штыри, которые разби
вают реагенты на мелкие капельки, которые вместе с потоком воз-
духа превращаются в аэрозоль. Аэрозоль поступает по трубе 5
в дефлектор 7, откуда поток воздуха устремляется кверху во вса-
сывающую щель 13 и далее возвращается в вентилятор. Таким
образом воздушный поток в агрегате замыкается. Дефлектор 7 слу-
жит для равномерного распределения потока аэрозоля по всей

1

Рис. 156. Агрегат «Каскад» для под-
готовки пульпы

Рис. 157. Общий впд агрегата «Кас-
кад»

площади агрегата. При пересечении потока пульпы капельки реагента
адсорбируются на поверхности твердых частиц. Для промывки во-
дой коробки 13 служит ороситель 14

Пульпа во время протекания через отверстия решеток 4 и 6
разбрызгивается и частично аэрируется потоком воздуха.

Распределение пульпы по флотационным машннам производится
через сливные коробки 10 и отверстия в ниж-ней части агрегата.
Запорные клапаны 8 служат для отключения отдельных машин.

Общий вид агрегата «Каскад» показан на рис. 157.

Техническая характеристика агрегата «Каскад»

Производительность по пульпе, м»/ч .	800

Число отводных патрубков ...	4, 6, 8

Частота вращения ротора вентилятора, об/млп 3000
Электродвигатель’

тип .	КОМ 31 4

мощность, кВт	4,5
Месса (наибольшая), кг .	4200

Габаритные размеры, мм:

длина................ ...	2400

шпркп».......... .............. . .	2130

высота ... .	.......... . .	2530

Агрогат «Каскад» выполняет следующие функции: дозировку
реагентов и подачу нх в пульпу в виде аэрозоля, перемешивание
пульны, частичную аэрацию и равномерное распределение под-
готовлен вой пульпы по флотационным машинам.

§ 2.	Дозаторы п эмульсификаторы реагентов

Доз втор реагентов типа АДРМ УкрНИИУглеобо-
гащепия (рис. 158) состоит из корпуса /, поплавкового регулятора
уровня 9, головки дозатора 6, восьми лотков 7 и воронок 5

Ъмкгчц реа&ямд i;j gat. и

Рис. 158. Дозатор реагентов

Привод дозатора состоит из редуктора 4, электродвигателя 2,
тахогенератора 5, соединенного с валом дозатора муфтой 5.

При вращении головкн дозатора 6 лотки 7 погружаются в реа-
гент и заполняются им. По мере выхода лотков из реагента изли-
шек сливается через порог в боковых стенках, и в лотке остается
постоянное количество реагеитв, равное 250 мл. Из воронок 8 реа-
гент по трубопроводу поступает в агрегат «Каскад».

Дозатор реагентов типа АДРМ предназначен для непрерывного
объемного дозирования и учета количества жидки флотационных
Рнс. 159. Струнный эыульснфиватор СЭД-2
реагентов, он применяется в системах автоматического регулирова-
ния расхода реагентов, а также в системах дистанционного регули-
рования.

Технические характеристика дозатора
типа АДРМ

Производительность, л/ч .	.	5—640

Точность измерения,	%	,	.	1

Потребляемая мощность,	Вт	40

Масса, кг............... 25

Габаритные размеры, мм: .
длина.............. 450

пшрпна . .	450

высота	445

Струйный эмульсификатор двухступен-
чатый СЭД-2 предназначен для получения эмульсий реагентов
с капельками размером 5—10 мк.

Вода под давлением 300—500 кН/м® через запорный вентиль
подается в камеру 1 (рнс. 159). Через решетчатый стакан 2 опа посту-
пает в насадку 4 второй ступени. Избыток воды через решетчатую
крышку 5 попадает на эжекторную насадку 3 первой ступени. При
выходе из пасадка струи воды с большой скоростью в камеро 6
создается разрежение, в результате чего через отверстие 7 засасы-
вается реагент. Под действием пульсаций движущегося потока воды
реагент подвергается предварительному раздраблпванию. В зоне
пересечения струй, поступающих из первого п второго насадкоа,
происходит заключительная стадия эмульепфикацни реагента в
выброс его из сопла. Для предотвращения попадания в эмульсию
воздуха и для равномерной подачи реагента служит поплавковое
устройство £, установленное в баке реагентов. Решетчатый стакан 2
очищается во время работы аппарата периодическим открынанпем
вентиля грязевика и выпуском воды.

Эмульсификатор СЭД-2 работает на технической воде

Производительность аппарата СЭД-2 составляет 60 л/ч.

§ 3.	Пеногасители «Вихрь*

Содержание воздуха во флотационном концентрате достигает
60--80ио по объему, что снижает эффективность работы вакуум-
фильтров и центробежных насосов при транспортировании кон-
центрата. Для пеногашения применяют пеногасители.

Центробежный пеногаситель «Вихрь»
(рис. 160) состоит из приемного кармана Z, центробежного насоса 2,
вихревого устройства 5, разгрузочной камеры 4 и дифференциаль-
ного клапапа 5.

Флотационный концентрат подается в карман 1, из которого
насосом 2 по трубопроводу 6 подается по касательной в вихревое
устройство 3 цилиндрической формы.
Флотационный концентрат получает вращрнпе. Под действием
центробежной силы и удара пена разрешается. Одновременно с этим
пульпа большой плотности отбрасывается к периферии вихревого
устройства, а пена — к центру. Выделившийся при этом воздух уда-
ляется в атмосферу через отверстие 7, а неразрушенная пеиа из
центральной части цилиндра возвращается во всас насоса 2.

Пульпа, освобожденная от воздуха, через щелевое отверстие 8
а вихревом устройстве и направляющие 9 поступает в разгрузоч-
ную камеру 4. Из камеры она через переливной порог 10 и патрубок
удаляется из пеногасителя.

Рнс. 160. Пеногаситель «Вихрь»

Для обеспечения постоянной частоты вращения пульпы в ци-
линдре и устойчивости работы пеногасителя предусмотрены пере-
ливной порог 10 и дифференциальный клапан 5. Переливной порог
является одновременно гндрозатвором, исключающим возможные
колебания скорости вращения пульпы при изменении нагрузки.
С помощью дифференциального клапана 5, установленного между
разгрузочной камерой 4 п приемным карманом 7, автоматически
поддерживается постоянная нагрузка на насос. Регулирование диф-
ференциального клапана производится установкой груза на рычаге,
насаженном иа оси клапана.

Техническая характеристика пеногасителя «Вихрь»

Проивводлтельпостъ по пульпе, м3/ч ....	350

Частота вращения колоса насоса, об, мин	400

Даиление, развиваемое насосом, кПи	. .	60

Содержание лены в готовом нрпдчые.	До 30

Коэффициент деаэрации ....	0,6—0,7

Электродвигатель:
тип ............................................ -	- КО 32/8

мощность, кВт	............. 22

Масса, кг............................... .	.	4000
Габаритные равмеры, мм:

длина ......................................... 2720

ширина......................................... 2300

высота . .	......	2606

Существенным недостатком пеногасителей «Вихрь» является
низкая эффективность пеногашения.

На углеобогатительных фабриках применяется также вакуумно-
механический способ пеногашения. Под действием вакуума пузырьки
воздуха расширяются, и их гидратные оболочки утончаются. При
ударе о преграду пузырьки пени легко разрушаются.
РАЗДЕЛ ПЯТЫП

ОБЕЗВОЖИВАНИЕ ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
И ОСВЕТЛЕНИЕ
ОБОРОТНОЙ ВОДЫ

Глава I

ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

Обозвоживапием называется процесс механического
отделения воды от угля.

При обогащении угля гравитационными процессами и флота-
цией получают продукты обогащения с большим содержанием влаги.
С концентратом отсадочных машин удаляется от 2,5 до 4,5, с флота-
ционным концентратом — 2,5—3,0 и с отходами флотации — более
15 м8/т воды. Влажность промпродукта и отходов составляет 12—
30%. Влага в углях является балластом.

В процессе обогащения оборотная вода фабрики загрязняется
топким шламом. Для повторного использования она должна освет-
ляться.

В конечных (товарных) продуктах обогащения содержание влагп
должно быть доведено до норм: в концентрате коксующихся углей —
до 5% зимой и 8% летом, в концентрате энергетических углей —
до 9%. Для болео полного удаления влаги пз продуктов обогащения
применяют термическую сушку.

По характеру связи с пористым твердым толом влагу классифи-
цируют па:

свободную — механически связанную и заполняющую
все промежутки между частицами. Эта влага может свободно стекать
под действием силы тяжести. Свободная влага удаляется в процессе
фильтрации;

капиллярною, находящуюся в порах п топких каналах
(капиллярах) между частицами, образуя мениски. Капиллярная
влага удерживается в порах силами капиллярного давления

p=2o»rCosfi ' Па	(251)

где вж(< — поверхностное натяжение па поверхности раздела
фаз ЖГ, Н/м;

0 — краевой угол смачивания, градусы;

г — радикс капилляра, м;
Капиллярная влага удаляется частично в процессе фильтрации
и в значительном количестве при центробежном обезвоживании;

гигроскопическую, удерживаемую адсорбционными
силами ив поверхности и в порах частиц в виде очень топкой пленки.
Количество гигроскопической влаги зависит от относительной влаж-
ности воздуха;

внутреннюю — химически связанную с молекулами ве-
щества угля.

Влагоемкостью угля называется количество поглощаемой
им влаги, которая пе удаляется механическом обезвоживанием.

Максимальной молекулярной влагоем-
костью (ММВ) называется высший предел содержания влаги
в угле, не удаляемой прп механическом обезвоживания. ММВ за-
висит от крупности и пористости угля, смачиваемости частиц и опре-
деляется опытным путем по методике [57].

По известной величине ММВ данного угля можно определить
эффективность его обезвоживания в различных аппаратах:

10°- <252>

где И? — содержание влаги в обезвоженном нродукте, %;
— величина ММВ продукта, %.

П р и и е р. Определить эффективность обезвоживания продукта обога-
щении с максимальной молекулярной влагоемкостью Н'Р — 6,2%, если влаж-
ность продукта после обезвоживания — 21%;

Эффективность обезвоживания определяем по формуле (252):

100—21

11 " 10U—6.2

100 = 84.2%.

Всо процессы механического обезвоживания основаны на одном
из двух способов:

фильтрации — отделении воды от массы твердого мате-
риала;

сгущении (осаждении) — отделении твердого материала
от массы воды.

На углеобогатительных фабриках применяют следующие методы
обезвоживания:

дренирование (естественная фильтрация), основанное
на использовании силы тяжести;

цептрнфугпро пание, основан пое на использова-
нии центробежных сил (осадительные и фильтрующие центри-
фуги);

фильтрация, основанная на использовании разности
давлений по обе стороны пористой перегородки (вакуум-фильтры);

сгущепие, основанное на использовании си ты тяжести
НЛи Центробежной силы для осаждения твердых частиц в воде.
Применение того или иного процесса обезвоживания зависит
в основном от крупности и гранулометрического состава обезвожи-
ваемого материала. Дренирование применяется при обезвоживании
крупного, центрифугирование — мелкого, фильтрация и сгущспие —
тонкого материала.

Схемы обезвоживания крупного и мелкого углей показаны на
рис. 161.

Крупный

ке-це-тиа

Мелкий
конце- rypatn

Обезвоживание	Обезвоживание

на неподвижнее сит;	па неподви жнем сите

Ни сгущение

6

Отходы

Промпродукт

Обезвоживание
О з леваторах

Обезвоживание
в злеВаторах

Центрифугирование



Обезвоживание
в бункерах

(Капезкные
Воды



Рис. 161. Схемы обезвоживания крупного и мелкого угля

Обезвоживание крупного концентрата (рнс. 161, а) производится
в две стадии: на ситах предварительного обезвоживания и грохотах.

Обезвоживание и классификация мелкого концентрата (рис-161, б)
производятся в багер-зумпфах, а затем в центрифугах. Обезвожи-
вание мелкого концентрата может также производиться на грохо-
тах и в центрифугах -

Лромпродукт обезвоживается в элеваторах и центрифугах
(рис. 161, в), отходы — в элеваторах и обезвоживающих бункерах
(рис. 161, г) или центрифугах.
Глава II

ДРЕНИРОВАНИЕ

§ I. Теоретические основы

Процесс дренирования зависит от физико-химических свойств
материала: крупности, пористости и смачиваемости поверхности
частиц.

Крупность материала характеризуется удельной поверхностью.

Удельной поверхностью называется отношение
суммарной поверхности всех частиц сыпучего материала к их объему:

« = £. 1/м,

где F — суммарная поверхность частиц материала, м1;

V — общий объем частиц, м3.

Удельную поверхность и объем частиц шарообразной формы
одинакового размера определяют по формулам:

F = пл	ма и V — п	, м8;

о

•	6лЛ	6

S =---

п nd* d ’
где п — число частиц;

d — диаметр частиц м.

(Удельная поверхность материала, состоящего из частиц непра-
вильной формы,

»=-£-, 1/м.	(253)

где / = 0,54-0,7 — коэффициент формы.

С уменьшением крупности удельная поверхность материала уве-
личивается.

Удельную поверхность частиц неправильной формы и разного
размера подсчитывают по результатам ситового анализа;

s=wGr+l+-+l)‘ 1/и-	(254>

гДе Т1»	Ул — выходы классов, %;

^1»	. . ., dn — средние размеры частиц классов, м;

п — число классов.

С увеличением удельной поверхности материала влагоемкость
его увеличивается.

Пористость материала характеризуется коэффициентом
пористости е, определяемым по формуле (164). С увеличением круп-
ности материала коэффициент пористости увеличивается, а ала-
гоемкость его уменьшается.
Смачиваемость частиц материала зависит от их физико-
химических свойств.

Влагоемкость материала уменьшается с повышением
гидрофобности частиц.

Прн дронированпи движение воды в промежутках между части-
цами ламинарное (Re <С 1). Поэтому скорость процесса дрениро-
вания можно определить по формуле Дарси

Таблица 66

Результаты ситового анализа
мелкого концентрата

Класс. мм	V. %	Л'Г ““
6-13	И.5	9,5
3-6	15,3	4,5
1-3	1В.1	2,0
0,5— 1	39.0	0.75
0—0,5	16,1	0,25
Итого	100,0	-

ю = Кф-^, м/с, (255)

где Лф — козффпцпент фильтра-
ции, м*/(Па-с);

Р — разность давлений ввер-
ху н внизу слоя мате-
риала, Па;

h — высота слоя материа-
ла, м.

Коэффициент фильтрации
зависит от физических свойств
материала и воды. Его определяют
опытным путем пли по формуле
Козени

А'*=л<Г^-.	<256

где е — коэффициент пористости;

$ — удельная поверхность материала, 1/м;

р — коэффициент вязкости воды, Па  с.

Формулы (255) и (256) показывают, что с увеличением удельной
поверхности, а также с уменьшением коэффициента пористости
скорость дренирования уменьшается.

Процесс дренирования осуществляется на неподвижных обез-
воживающих грохотах, в элеваторах и бункерах.

П рвмор 1. Определить удельную поверхность мелкого концентрата ио
результатам ситового анализа, приведенного в табл. 66.

1.	Определяем средний диаметр частиц классов:

*=-Ц,Я =9.5 ми п т. д.

2.	Определяем удельную поверхность по формуле (254):

йк -13080 »/м.

( 11.5  15.3	18.1 . 39,0 , 16.1 \

к 9,5 + 4.5 + 2.0	0.75 4 0,25 /

6
КЮ-0,5

Пример 2. Определить скорость дренирования, если коэффициент
пористости материала г = 0,5; удельная поверхность материала s- 1250 1/м;
средняя резвость давлении Р ~ 30 кПа; высота слоя материала h= в м>

1.	Определяем коэффициент фильтрации ио формуле (256)


2.	Определяем скорость дренирования по формуле (255)
W = 0.64.10-е0,003 м/с.

§ 2.	Спта предварительного обезвоживания и дуговые сита

Сито предварительного обезвоживании
(рнс. 162) состоит из желоба 7, щелевого спта 2, ванны 3 и па-
трубка 4 для отвода воды.

Сито устанавливается в желобе перед обезвоживающими гро-
хотами.

Во время транспортирования материала по желобу часть воды
под действием силы тяжести удаляется через отверстия сита, а ма-

териал перемещается дальше
по желобу.

Сита предварительного обез-
воживания предназначены для
удаления части воды из обвод-
ненных продуктов обогащения.

Площадь сита определяется
по формуле

F = BL = ^, м« (257)

где В—ширина сита, равная
ширине желоба, м;

L 2 м—длина сита;

IV — объем воды, удаляе-
мой под сито, м8/ч;

— удельная производи-
тельность, м’/(ч • м2).

Удельная производительность по подрешетной воде при ширине
щелей сита 0,75—1 мм qt = 504-60 м8/(чм~), при ширине щели
0,5 мм qt — 304-40 м3/(ч-м2).

Дуговое сито СД-1 безнапорное (рис. 163), со-
стоит из корпуса 7; винта 2; прижимного щита 5; щелевого сита 4
из нержавеющей стали, изогнутого по дуге, в приемной коробки 5.

Исходная пульпа подается в приемную коробку 5 самотеком и
поступает на дуговое сито 4. Под действием центробежной силы и
силы тяжести вода, содержащая тонкий шлем, проходит через от-
верстия сита в нижний патрубок вапны. Надрепгетный продукт пе-
ремещается по ситу и сходит в его конце.

Винтом 2 в прижимным щитом 3 регулируют щоль дли входа
пульны на спта.

Дуговое1 сито СД-2А напорное (рис. 164), состоит
из щелевого дугового сита 7, корпуса 2, винта 5, прижимного щита
4 и приемной коробки 5. Исходная пульпа подается в приемную ко-
робку 5 под напором. Принцип работы сита СД-2А такой же, как
и принцип работы сита СД-1

Таблица 67

Технические характеристики дуговых сит типа СД

Покааателп	сд-1	СД-2А	сдо-з
Производительность по пульпе, м3/ч - . размеры сита:  радиус изгиба, мм ...	...  рабочая площадь, м* . .	...  ширина щели, мм 	  Регулвровка щели для входа пульпы, мм Масса, кг 	 ...  Габаритные размеры, мм: длина		  ширина .		  высота .		  Дуговые сита СДО-3 отличают	200  550 0,95  0,5-1,5 15—30  296  830  1330  1680  2Я ОТ СИТ	300-400  550  1.9  0,5—2,0  0—30  508  1440  1330  1690  СД-2А бол	450—500  800  3,0  0,5-1  832  1850  1415  2819  ыпей пло-

щадыо.

Техническая характеристика дуговых сит приведена в табл. 67.

Дуговые ента предназначены для предварительного обезвожи-
вания мелкого угля, шлама, отходов флотации, обесшламливания
материала.

Недостатком дуговых сит являются сравнительно быстрое изна-
шивание сит и низкая эффективность их работы.

Производительность дуговых сит по исходной пульпе

IV = <7iF, м’/ч,	(258)

где Qi — удельная производительность по пульпе, м8/(ч-м2);

F — площадь сита, м2-

Для безнапорных епт типа СД = 150 м8/(чм2) и напорных —
200 м8/(ч«м2).

§ 3. Обезвоживающие грохоты

Для обезвоживания крупного и мелкого углей и шламов при-
меняются обезвоживающие грохоты типа ГСЛ и ГРД.

Принцип работы обезвоживающих грохотов основан на дрени-
ровании. Исходное пнтапие вместе с водой поступает на щелевое
сито грохота. Под действием силы тяжести и интенсивного подбра-
сывания вода вместе с тонкими частицами шлама проходит черев
отверстия сита, а обезвоженный продукт удаляется с грохота.

Для улучшения процесса обезвоживания производят ополаски-
вание надрошетного продукта струями чистой воды. Прп этом вода
смывает глинистый шлам с поверхности частиц, что снижает влаж-
ность и зольность обезвоженного продукта.

Расход чветой воды па ополаскивание.

м*/т:

крупного концентрата	. .	0—0,25

мелкого коши-ятрата	0.2^0.3

шлама........................ 0,3—1,0
На грохотах наиболее эффективно обезвоживается крупный ма-
териал. Недостатком обеавожиняющих грохотов является быстрый
изпос сит.

Расчет обезвоживающих грохотов производят по твердому в
проверяют по жидкому.

Чпсло грохотов по твердому

(259)
где к = 1,15;

Q — количество твердого, поступающего иа грохоты, т/ч;

Q — удельная производительность, т/(ч-м2) (табл. 68);

— рабочая площадь сит одного грохота по жидкому, м2,
Количество удаляемой воды.

=	м’/ч,	(260)

где дг — удельная производительность по жидкому, м3/(ч-м2);
(табл. 68).

Таблица 68

Удельная производительность обезвоживающих грохотов

Продукт	в. т/(ч-м»)	5t, м*/(Ч-М'}
Обезвоживание  Крупный класс £> 13 (10) мм: односитный грохот	. _ . .	18—20	60-70
двухситный грохот ...	До 40	60—70
Мелкий класс << 13 (10) мм: односитный грохот	10—12	60-70
двухситный грохот	. . . .	20—24	60-70
Шлам				2-3	—
Сброс сусвензвв и о б е з в о ж и а а и в в  Клаас, мм:  25-200	11,3-13,3	
13-2(Х)	. .	9,5-11,0	—
6-50	. .	6.6—7,5	—
6—25		6,1—6,6	—
0,5—25	. . .	4,7—5,0	—
0,5—13 (10)	. .	.	4,0-4,5	—

Если объем воды W меньше, чем объем воды, поступающей с ис-
ходным питанием, то перед грохотами устанавливают сита предва-
рительного обезвоживания

Влажность продуктов, обезвоженных на гро-

хотах, %:
крупный концентрат ............... .	. 7—9

мелкий концентрат .	.	. . 15 18

штнм.................................23—27
Рио* 165, Обезвоживающие элеватор 30

18 Звкав 1.<21	273
§ 4. (Мгэ оживающие элеваторы

Обезвоживающие элеваторы
типа ЭО являются одновремен-
но транспортными п обезвожи-
вающими устройствами. Опп
устанавливаются вместе с от-
садочными машинами, в багер-
зумпфах, шнековых сепара-
торах.

Рве. 166. Ковш элеватора ЭОС

Обезво ж и вающий
элеватор типа ЭО
(рис. 165) состоит из бесконеч
ной цепи с перфорированными
ковшами /; направляющих в па-
кленном корпусе 2; верхней
приводной головки с приводом,
состоящим из электродвигате-
ля 5, редуктора 4, зубчатой пе-
редачи 5 и вала со звездочками;
винтового устройства 6 для
натяжения ценя
Корпус эловатора состоит нз нижней закрытой п верхней откры-
той частей. В нижней части (башмаке) элеватора имеется загрузоч-
ное отверстие 7, отверстие для выпуска воды и люк для ремонта.
Элеватор опирается на сварную конструкцию 8.

Исходное питание поступает через загрузочное отверстие 7
в башмак элеватора. Ковши захватывают его и транспортируют
кверху. Вода удаляется пэ материала под действием силы тяжести
после того, как ковш поднимается над уровнем воды, заполняющей
нижнюю часть элеватора. Разгрузка обезвоженного продукта про-
исходит при опрокидывании ковша через верхние звездочки. Вы-
сота точки разгрузки элеватора над уровнем воды должна быть не
менее 4 м

Элеваторы выпускаются с рассредоточенными ковшами типа ЭО
(ковши крепятся через одно звено) и с сосредоточенными ковшами
типа ЭОС (ковши крепятся на каждом звене цепи). Для предотвра-
щения попадания стекающей воды в ннжние ковши элеваторы типа ЭО
устанавливают под углом 60—65° к горизонту. В элеваторах типа
ЭОС передние стенки ковшей перекрыты водоотводящими листами
(рис. 166), и угол наклона элеватора может быть увеличен до 75°.

Эффективность обезвоживания в элеваторах зависит от круп-
ности обезвоживаемого материала, высоты обезвоживающей части
элеватора и скорости движения цепи.

Багер элеваторы типов ЭОБ и ЭОСБ имеют
пижнюю часть корпуса открытую.

Технические характеристики обезвоживающих элеваторов при-
ведены в табл. 69.

Производительность обезвоживающего элеватора определяется по
формуле

(> = 3.6-i-iA><r. т/ч.	(261)

где i — объем ковша, м8;

а — шаг ковшей, м;

v — скорость движения цепи, м/с;

<р = 0,5 — коэффициент заполнения ковшей;

60 — плотность насыпной массы продукта, кг/м8.

Скорость цепи элеватора принимают: для крупного материала
v 0,25-^-0,27 м/с, мелкого v = 0,154“0,17 м/с.

Влажность обезвоженного продукта в элеваторах, %: крупного
промпродукта 12—14; мелкого промпродукта 18—20; крупных от-
ходов 13—18; мелких отходов 20—25.

§ 5. Обезвоживающие бункера

Обезвоживающие бункера (рис. 167) представляют собой ряд
железобетонных ячеек квадратного сечения со сторонами, размер
которых равен шагу колонн здания. Нижняя часть бункера пирв-
мидальпая с углом наклона днища 45—60 и с двумя или четырьмя
Разгрузочными отверстиями. Разгрузочные отверстия перекрываются

18*

275
обезвоживающим затвором. Общую высоту бункера принимают не
более 8 м.

Затвор ячейки обезвоживающего бункера (рпс. 168) состоит иа
дырчатого шибера /, перекрывающего разгрузочное отверстие 2;
наклонного поддона 3 п сборного желоба 4 для отвода капельной
воды. Для выпуска обезвоженного продукта затвор открывают с по-
мощью зубчатого реечного механизма 5, вращая вал 6 штурвалом 7.

Исходное питание подается в бункер через загрузочное отвер-
стие (см. рпс. 167) в выдерживается в течение времени, необхо-
димого для обезвоживания. Под действием силы тяжести вода про-
ходят через промежутки между частицами (дренирование) и уда-

Рнс. 167. Обезвоживающие бункера:

1 — выгрузочное отверстие; а — ватвор

ляется из бункера через за-
твор 2.

Потребная емкость обезво-
живающих бункеров опреде-
ляется по формуле

C = 9(t1+7’ + t!), т, (262)

где q — количество твердо-
го, поступающего
на обезвоживание,
т/ч;

п tt — время загрузки и
выгрузки одного
бункера, ч;

Т — время обезвожива-
ния, ч.

Время загрузки одного бункера

Лг, ч.

9

где = 804-150 т — емкость одного бункера.

Время выгрузки одного бункера принимают t2 «= tr

Число бункеров

Работа бункеров производится по графику.

Обезвоживающие бункера предназначены для обезвоживания
сортового топлива, крупного концентрата и отходов.

Основным недостатком обезвоживающих бункеров является низ-
кая эффективность обезвоживания, особенно для мелких продуктов
обогащения.

Влажность продуктов обезвоживания в бункерах, %: крупного
концентрата 6—7; отходов 10—14.

Пример 1. Рассчитать число обезвоживающих бункеров, если емкость
одного бункера (Jj = 80 т. На обезвожиаапие поступает уголь крупностью
13—25 мм в количестве q = 45 т/ч.
1.	Опреде 1яем время загрузки одного бункера:

‘1 = §=1.78

Время выгруакн принимаем t, = f, = 1,78 ч.

2.	Время обезвоживания принимаем Т = 4 ч.

3.	Определяем емкость обезвоживающих бункеров по формуле (262)
(/ = 45(1,78+4+1.78)^340 т.

4-	Число бункеров

‘Чг=«-

Принимаем 4 бункера.

, При не р 2. Составить график обезвоживания крупного концентрата
в бункерах, если число бтнкеров 5; количество угля, поступающего ва обезво-
живание q = 80 т/ч; емкость одного бункера (7, = 80 т; время работы фабрики

1.	Определяем время загрузки в выгрузки одного бункера

,	,	80	1

11в,5=80 = 14
2.	Определяем общую емкость бункеров
(?=» 80-5=400 т.

3.	Из формулы (262) находим время обезвоживания

Т-{-(1>+11)-^-Н+1)=8 ч.

4.	Составляем график обезвоживания (рис. 169).

Глава III

ЦЕНТРИФУГИРОВАНИЕ

§ 1.	Теоретические основы

Центрифугированием называется процесс разделе-
ния неоднородной системы на твердую и жидкую фазы под действием
центробежных сил.

Процесс центрифугирования осуществляется в центрифу-
гах. Главной частью их являются вращающиеся с большой ско-
ростью роторы различной формы с перфорированными или сплош-
ными стенками.

Центробежная сила инерции, действующая на какое-либо тело
прп вращении его внутри ротора центрифуги,

Лц = -^-, Н.	(263)

где т — масса тело, кг;

и — окружная скорость вращения тела, м/с;

У? — радиус вращения, м;

со — угловая скорость ротора, 1/с;

п — частота вращения ротора, об/мин.

Подставляя значение v и соотношение (263), получаем

Е>	о о Лг/пЯп2

Ра=т1Ы=—^.

Центробежная сила, возникающая в роторе центрифуги, превы-
шает силу тяжести в сотни раз, что обусловливает большую эффек-
тивность процесса центрифугирования по сравнению с дренирова-
нием.

Фактором разделения центрифуги называется отно-
шение величины центробежной силы к силе тяжести

или

g ~ 900 '

64)
с увеличением фактора разделения эффективность работы цен-
трифуги повышается.

В зависимости от характера движения воды и твердого материала
в роторе процесс центрифугирования разделяют па два вида:

центробеленая фильтрация, прп которой жидкая фаза удаляется
пз материала под действием центробежных сил;

осадительное центрифугирование, при котором твердая фаза
осаждается из пульпы под действием центробежных сил.

Центробежная фильтрация осуществляется
в центрифугах с перфорированным ротором (рис. 170). Осадок откла-
дывается на стенках ротора, а жидкость иод действием центробеж-
ной сплы проходит через осадок и отверстия ротора и удаляется
из центрифуги.

Ссздок

Рис. 170- Схема фильтрующей центри-
фУ>и

Рис. 171. Схема для определения
давления на стенку ротора

Выделим из слоя пульпы в роторе в радиальном направлении
столбик высотой dr (рис. 171) на расстоянии г от осп вращения.
Элементарное давление па единицу поверхности внутренней стенки
ротора

dP ~ tofr dr.

Интегрируя это уравнение, получаем давление жидкости внутри
ротора

я

Р =	§ rdr = ^-(27i-hD)hc.	(265)

K~h„

где А — плотность жидкости, кг/м3;

со — угловая скорость ротора, 1/с;

В — радиус ротора, м;

h0 — толщина слоя жидкости в роторе, м-

Скорость центробежной фильтрации при
Re 1 определяется по формуле Дарси (255). В формулу вместо Р
необходимо подставить его значение из соотношения (265):

и>ц = ЯфЛ<о'(Л—£). м/с,	(266)

где h — толщина слоя материала, м.
При турбулентном движении жидкости через осадок скорость
центробежной фильтрации определяется из формулы (172) с учетом
формулы (265):

и>ц=рЛЛГфДш!(Л-4).	(267)

где

К'

*	(l-e)(«cp-A)«

Осадительное центрифугирование осуще-
ствляется в центрифугах со сплошными стенками ротора (рис. 172).
Под действием центробежной силы происходит осаждение твердых
частиц нз пульпы на стенки ротора. Осветленная жидкость (фугат)
удаляется из центрифуги через сливные окна ротора.

Рнс. 172. Схема осадительной центрифуги

Для определения скорости осадительного
центрифугирования могут быть использованы формулы
стесненного падения, в которых ускорение силы тяжести g должно
быть заменено центробежным, ускорением со2/?.

По закону Стокса при Re <; 1

=------18р-----» м/с-	(2ба)

Прн массовом осаждении частиц под скоростью осадительного
центрифугирования следует понимать скорость движения поверхности
раздела осветленной жидкости в пульпе. Тогда

VU=. a* (fap-*)<*« , м/с.	(269)

Заменив в формуле (172) Р его значением

Р = (1-е)(6ср —AjioWi.

полечим скорость осаждения крупных частиц

Иц = е2ц	м/с.	(270)

Пример 1. Определить скорость фильтрации в фильтрующей цеитри"
фуге если: диаметр ротора D ~ 1000 мм; частота вращении ротора л. =
594 об/мнв; удельная поверхность материала л - 40 000 1/м; коэффициент
но рпс тост в интервала е = 0,5; толщниа слоя материала в роторе h — АО мН-
280
1.	Определяем коэффициент фильтрации по формуле (256)
4006041-о^одаГ-* * 6 *-25-10 8 * */‘п«е>-

2.	Определяем угловую скорость ротора
“=^-“^т-=62-2 •/«.

3.	Определяем скорость центробежной фильтрации по формуле (266)

_ 6,25 • 10-в • 1000. 62.2= (о.5--= 0,12 м/с.

Пример 2. Определить скорость центрифз гнроваяия в осадительной
центрифуге, если: диаметр ротора D — 1350 мм; частота вращения ротора
п = 800 об/мин; диаметр свободной поверхности пульны а роторе <?в ~ 900 мм;
удельная поверхность материала « — 140 000 1/м; Ж : Т = 3 ь исходной пульпе;
среднединамическая плотность материала 6ср = 1400 кг/ма.

1.	Определяем коэффициент иорпстостп ио формуле (162)

.пр.

1000 ^3-1400	'

2.	Определяем угловую скорость ротора

3,14-800
to — эд--=83.7 1/с.

3.	Определяем средний радиус вращения

д=Ц-^^Ц-^Ч-0 9=05Вм

4.

(269)

Определяем скорость осадительного центрифугирования пе формуле

2 - 0.813 (1400—1000) 83.72.0,56

140 0002 .(>.001

= 0,104 м/с.

§ 2. Классификация центрифуг

Классификация центрифуг производится по следующим основным
признакам:

Фа кто ру разделения:

нормальные цептрифугп Фр < 3500;

сверхцентрифуги Фр > 3500;

Технологическому назначению:

фильтрующие с перфорированными стенками ротора;

осадительные со сплошными стенками ротора;

обогатительные со сплошными степ ками ротора.

Способу выгрузки осадка:

шпековые — шнеком;

вибрационные — вибрациями роторп;

инерционные — составляющей центробежной силы.
Расположению оси вращения ротора в пространстве:
вертикальные;

горизонтальные.

В углеобогащении применяются нормальные цептрпфуги всех
перечисленных типов.

§ 3.	Фильтрующие цептрпфуги

На углеобогатительных фабриках работают следующие фильтрую-
щие цептрпфуги: ВШП-92, НВШ-1000, НВВ-1000 в ЦВП-1100 Цен-
трифуга НВ 111-1000 сконструирована иа основе ВШП-92. которая
снята с производства.

Рис. 173. Фильтрующая центрифуга НВШ-1000

Непрерывно действующая вертикальная
шнековая центрифуга НВШ-1000 (рис. 173) состоит из
корпуса 1 цилиндрической формы; рамы 2, установленной па пяти
парах пружинных амортизаторов 3; защитного кожуха 4 конической
формы; желоба 5 для фугата; дифференциального редуктора 6,
установленного на раме; ротора 7 с крестовиной, установленного
на выходном полом валу редуктора; шнека 8, укрепленного на валу
редуктора; загрузочной воронки /?; системы смазки и привода-

Ротор 7 представляет собой усеченный конус и состоит из верх
него и нижнего колец, которые соединены между собой шестью
планками. На планках укреплены шесть секторов сит Опта набраны
нз проволок трапецеидального сечения, расположенных горизон-
тально.
Шнек 8 служит для транспортирования материала по ситу ро-
тора в состоит из литого корпуса, разбрасывающей крышки 13 и
стоек с укрепленными на них скребками. К верхнему фланцу раз-
брасывающей крышки прикреплен полый шкив 11. Ступицей корпус
шнека укреплен на выходном валу редуктора 6.

Шнек получает вращательное движение вокруг вертикальной осн
от электродвигателя 9, клнноремевной передачи 10 и шкива 11.

Вращательное движение роторв 7 осуществляется от шнека че-
рез дифференциальный редуктор 6. Относительная частота вращении
ротора и шнека составляет 12 об/мин.

Исходное питание поступает через загрузочную воронку 12 на
разбрасывающую крышку 13 шнека 8 и на внутреннюю поверхность
ротора 7. Скребками шнека уголь перемещается вниз ио ротору.
Под действием центробежных с пл фугат проходит через слой угля и
отверстия сита и попадает в елпвиой желоб 5. Из сливного желоба
фугат по патрубку удаляется из центрифуги. Обезвоженный продукт
разгружается внизу ротора.

Техническая характеристика НВШ-1000 приведена в табл. 70.

Таблица 70

Технические характеристики фильтрующих центрифуг

Показателя	пвш-юоо	НВБ-1000	ЦВП-1100
Производительность, т/ч	80—100	80-100	До 100
Диаметр ротора, мм ......	940	1000	1100
Угол наклона образующей к вертикали.			
градусы 		20	10	13
Размер отверстий сита мм	0,5	0,25	0,5
Частота вращения, об/мин:			
ротора .	.	......	594	420	400-450
пшена ....	582	—	—
Фактор разделения .	......	185	98	125
Частота вибраций ротора в 1 мин	—	1600—1800	1600—1800
Амплитуда вибраций ротора, мм	—	2-3	2-4
Электродвигатель ротора:			
ТВЦ	А 02-81-4	АО-72-4	
мощность, кВт .	40	20	35
Масса, кг	3690	3800	3400
Габаратные размеры, мм:			
длина .....	2451'	2870	2725
ширина .	1680	2250	1740
высота	1500	1505	1525

Преимущества центрифуги НВШ-1000 по сравнению с другими
типами центрифуг следующие: упрощен дифференциальный редук-
тор, незначительные qn циклические нагрузки на перекрытие фабрики
и сравнительно высокая эффективность обезвоживания Недостаток
Центрифуги — относительно быстрое изнашивание снт.
Фильтрующие центрифуги IIВ Ш-1 ООО применяются для обезво-
живанвя мелкого концентрата и промпродукта.

Непрерывнодействующая вертикал ь в ая
вибрационная цевтрвфуга НВВ-1000 (рис. 174) со-
стоит из опорной рамы /, наружный фланец которой опирается по-
средством двенадцати резиновых амортизаторов 2 на четыре лапы 5;
опорной стойки 4 укрепленной на раме; приводного шкива 5, уста

Рис. 174. Фильтрующая центрифуга НВВ-1000

новленного на опорной стойке па двух упорных роликовых подшип-
никах; буферном тарелки 6, на которой установлены десять резино-
вых буферов 7; диска 8, установленного поверх первого ряда буфе-
ров 8, резиновых буферов J9 (агорой ряд), расположенных на диске
8 внутреннего конуса /О; конического ротора 11 со щелевыми отвер-
стиями, закрепленного иа диске 8\ внутреннего кожуха 12, слу-
жащего приемником фу тага; наружного кожуха 13 с верхней крыш-
кой 14\ загрузочного устройства 15, состоящего нв двух сопря-
женных конусов.

Ротор (рнс. 175) выполнен в виде усеченного конуса /, обращеШ
но го большим основанием вверх. Сито ротора набрано нз стальной
проволоки трапецеидального сечения и состоит нз восьми сегментов 2,
которые скреплены между' собой стальными ребрами 3. С наружной
стороны сегменты скреплены поперечными проволочными коль-
цами 4. Для крепления ротора служит фланец 5 с отверстиями.
К наружной поверхности ротора приварены кольца 6 и конус 7
для уплотнения.
Ротор получает вращательное движение вокруг вертикальной
оси от электродвигателя 16 (см. рнс. 174), клвноремеиной передачи
и шкива 5.

Осевые вибрации ротор получает от электродвигателя 77, клино-
ременной передачи, горизонтального эксцентрикового вала 18 и
шатуна 19. Шатун передает колебания головке возбудителя вибра-
ций 20, закрепленной между
двумя резиновыми буферами.
Буфера затянуты между пли-
тами, связанными с ротором
посредством внутреннего ко-
нуса 10.

Рис. 176. Схема действия сил па ча-
стицу в роторе

Таким образом, ротору сообщаются одновременно вращате1ьное
движение и вибрации вдоль вертикальной осн вращения.

Исходное питание подается через загрузочное устройство 15
в нижнюю часть ротора 11 и центробежной силой отбрасывается па
сито ротора. Фугат под действием центробежной силы проходит
через слой угля и отверстия сита в попадает во внутренний кожух 12.
По кольцевому желобу внутреннего кожуха фугат удаляется нз
центрифуги через патрубок. Обезвоженный продукт под действием
осевых вибраций выбрасывается через верхнюю кромку ротора п
разгружается в пространство между внутренним и наружным ко-
жухами

Условие движения частицы по ситу ротора (рис. 176) без учета
силы тяжести:

FqSina-f- Т соза^ Гтр1	(27!)

гле — центробежная сила, Н;

Т — сила инерции, создвваемая осевыми колебаниями, Н;

а — угол наклона сита к вертикали, градусы;

Т’тр — сила трспвя частицы прн движении по ситу, Н;

—	Т sina),

гДе / — коэффициент трения.
Заменяя Т^, в соотношении (271) ее значением, получаем

^«(Гц + /7)^/7ц-7,
откуда

tgc^-^-.
Г ц-т-/<

В центрифуге НВВ-1000 £ц ₽» 57, тогда

tgafe-^FT-	(272>

f п S 16	1.1

Рис. 177. Центрифуга вибрационная и прямоточная ЦВП-1100

При / — 0,3 минимальный угол наклона сита ротора будет по
формуле (272) amln = 5° 30'. В центрифуге НВВ-1000 а = 10 s.

Техническую характеристику центрифуги НВВ-1000 см. в табл. 70.

Преимущества центрифуги НЦВ-ЮОО: простая конструкция при-
вода ротора, незначительное измельчение материала. Недостатки:
большое количество упругих элементов (буферов), чувствительность
к изменению нагрузки и повышенная влажность осадка.

Центрифуги НВВ-1000 применяются для обезвоживания мелкого
концентрата и промпродукта.

Центрифуга вибрационная прямоточная
ЦВП-1100 (рис. 177) состоит из рамы 1 евврной конструкция; кор-
пуса 2 с кольцевым желобом 3 для фугата; конического ротора 4 с си-
тами, расположенного широким основанием вниз; опорной стойки 5,
и которой вращается полый вал 6 в двух упорных роликовых под-
шипниках; разбрасывающей крышки 7, цапфа которой установлена
в полом валу 6 с помощью подшипников скольжения; стоек 6’; та-
релки Р, связанной с крышкой 7 через резиновые амортизаторы 10‘,
полого приводного шкива 77; вибратора 12\ привода ротора и при-
вода вибратора; системы смазки 18.

Ротор 4 получает вращение вокруг вертикальной оси от электро-
двигателя 13, клино ременной передачи и шкива 11.

Осевые колебания (вибрации) ротор получает от электродвига-
теля 14 через клиноременную передачу, эксцентриковый вал 15
и шатун 16. Шатун передает колебания головке возбудителя вибра-
ций 77, закрепленной между двумя резиновыми амортизаторами.

Исходное питание поступает по загрузочной течке на разбрасы-
вающую крышку 7, и центробежной силой отбрасывается на сито
ротора 4. Под действием составляющей центробежной силы и силы
инерции от осевых вибраций уголь перемещается вниз по ситу ро-
тора. Фугат под действием центробежной силы проходит через слой
материала и отверстия сита п по желобу 3 выходит из центрифуги.
Осадок под действием осевых вибраций разгружается через ниж-
нюю кромку ротора и удаляется из центрифуги.

Техническая характеристика центрифуги ЦВП-1100 приведена
в табл. 70.

Центрифуга ЦВП-1100 предназначена для обезвоживания мел-
кого концентрата и промпродукта.

Преимущества центрифуги ЦВП-1100: большая фильтрующая по-
верхность (2,1 м*), высокая производительность и эффективность
обезвоживания.

Расчет фильтрующих центрифуг сводится к определению их
числа:

Qi '
где к — 1,15;

Q — количество твердого, поступающего на обезвоживание, т/ч;
— производительность одной центрифуги, т/ч.

Показатели работы фильтрующих центрифуг следующие, %:

ввш-юоо нвв-юоо цвп поо

Влажность осадка	. 7.5—9.0	9—12	/.5—9.0

Унос твердого с фугатом 3—4 до 5	2.5—3,0

Влажность угля, обезвоженного в центрифуге, зависит в основ-
ном от его гранулометрического состава и содержания тонких клас-
сов в исходном питании.

Установлено, что влажность продуктов обезвоживания:

Иф = 715+О,19?о-в.1» % (центрифуга НВШ-1000);	(273)

W* — 9-|-О,2То-в.5» % (центрифуга НВВ-1000);	(274)

где 4 6 — содержание класса 0—0,5 мм в исходном питании, %.
§ 4.	Осадительные центрифуги

На углеобогатительных фабриках работают осадительные цен-
трифуги УЦМ-1У, УЦМ-2А, НОГШ-1350 и НОГПЬНООА. Центри-
фуги НОГШ-1350 и НОГШ-ИООА имеют улучшенную конструкцию
и разработаны соответственно на базе центрифуг УЦМ-2А и УЦМ-1У,
которые сняты с производства.

Непрерывно действующая осадительная
горизонтальная шнековая центрифуга
НОГШ-1350 (рве. 178) состоит из литой станины 7, опирающейся

Рве. 178. Осадительная цсвтрифуга НОГШ-1350

посредством резиновых амортизаторов 2 на фундамент; двух корен-
ных подшипников 3, установленных на ставнне; горизонтального
ротора 4 цилиндро-конической формы с двумя полыми цапфами, вра-
щающимися в коренных подшипниках; шнека 6 с разрезными спи-
ралями 7; планетарно-дифференциального редуктора 8, соединен-
ного с ротором болтами п со шнеком через шлицевый вал; загрузоч-
ного устройства 10 с трехходовым кравом и питающей трубой; за-
щитного устройства от перегрузки, состоящего из датчика 12 и элек-
тромагнита с поворачиваемой заслонкой крана.

Ротор состоит нз цилиндрической и конической частей, скреплен-
ных болтами. В цилиндрической части ротора имеется восемь слив-
ных отверстий 5 с порогами для фугата. Пороги регулируют в ра-
диальном направлении для изменения длины зоны осаждения. В ко-
нической части имеется шесть радиальных отверстий 9 для выгрузки
осадка.

Шнек служит для транспортирования осадка по ротору. Корпус
шнека представляет собой полый конический барабан с восемью
288
радиальными отверстиями 14 для выгрузки пульпы в ротор. В ци-
линдрической части шпек выполнен в форме беличьего колеса
(стержни соединены двумя фланцами). К наружной поверхности
беличьего колоса н конической поверхности барабана приварены
основные витки спирали, к которым прикреплены болтами сменные
разрезные витки спирали 7.

Готор получает вращательное двпженпо вокруг горизонтальной
оси от электродвигателя, клиноремевной передачи и шкива 11.

От ротора с помощью редуктора 8 вращение передается шпеку,
который вращается в ту же сторону, что и ротор. Частота вращения
шнека на 2,6% меньше частоты вращения ротора.

Рнс. 179. Общин вид центрифуги НОГШ-1350

Центрифуга закрыта кожухом 75, разделенным перегородкой 16
на камору 17 для фугата и перегородкой 18 — на камеру 19 для
осадка.

Исходная пульпа подается через загрузочное устройство 10 по
питающей трубе во внутреннюю полость шиека б, откуда через от-
верстия 14 попадает па внутреннюю поверхность ротора 4. Под дей-
ствием центробежной силы твердые частицы пульпы оседают на стен-
ках ротора и перемещаются спиралями шнека 6 к разгрузочным от-
верстиям Р, откуда выбрасываются в камеру 19 для осадка. Вода
перемещается по спиральному каналу между витками. При дости-
жении уровня сливных порогов опа переливается в камеру 17 для
фугата.

В случае перегрузки центрифуги датчиком 12 отключается элек-
тромагнит 13. Его якорь выталкивается н через рычаги поворачи-
вает заслонку трехходового крана, которая перекрывает подачу
пульпы в машину и одновременно открывает патрубок для сброса
питания.

19 Звиаа 1321

289
Общий вид центрифуги НОГШ-1350 показан на рис. 179.

Техническая характеристика центрифуги приведена в табл. 71.

Преимуществом центрифуги НОГШ-1350 является возможность
обезвоживания материала с любым содержанием воды. Недостатки
центрифуги: сложность конструкции планета рво-дпффоренциал иного
редуктора, большой удельный расход электроэнергии, загрязнение
фугата топким шламом и большая масса.

Таблица 71

Технические характеристики осадительных центрифуг

Показатели	НОГШ-1350	НОПП-ПООА
Производительность:	До 300	До 60
по пульпе, м3/ч 			
по твердому, т/ч	50	12—15
Размеры ротора, мм: диаметр (больший)	. .	1350	1100
длина 		1987	1500
Частота вращения, об/мин.	600; 700;	500; 750;
ротора 			
	800	1000
шнека (относительная)	. .	18,5	8-20
Фактор разделения (максимальный)	480	600
Электродвигатель	А0101-6М	AK103-GM
ТПП 	 ...		
мощность, кВт	160	100
Масса, кг			12 500	8500
Габаритные размеры, мм:	3650	4520
длина ....	.	.		
ширина ....			3800	3450
высота ....	1800	1860

Осадительные центрифуги НОГШ 1350 предназначены для обез-
воживания различных шламов, мелкого концентрата, флотационного
концентрата и отходов флотации.

Непрерывно действующая осадитель ивя
горизонтальная центрифуга НОГШ-1ЮОА (рис. 180)
состоит из литой станины, на которой установлены два
коренных подшипника 1, горизонтального ротора 2 цилпндро кони-
ческой формы с двумя полыми цапфами, вращающимися в коренных
подшипниках; шнека 3 с разрезными спиралями и отверстиями для
подачи пульпы в ротор; плапетарпо-дпфферопциального редуктора 4\
загрузочного устройства 5 с питающей трубой; приводного шкива 6;
кожуха с камерами для осадка и фугата.

Цилиндро-конический ротор имеет в цилиндрической части че-
тыре сливных отверстии и в конической части — шесть радиально-
торцовых отверстий для осадка.

Ротор получает вращательное движение вокруг

оси от .электродвигателя 7, клиноременвой передачи 8 и шкива б-
290

горизонтальной
От ротора с помощью редуктора вращение передается шнеку, кото-
рый вращается в ту же сторону, что и ротор, но с меньшей частотой.

Исходная пульпа подастся через загрузочное устройство пе ви-
тающей трубе во внутреннюю полость шнека, откуда через отверстия
пульпа попадает на внутреннюю поверхность ротора. Под действием
центробежной силы твердые частицы пульпы оседают на стенках
ротора, и спирали шнока перемещают их к разгрузочным отверстиям,
через которые осадок'Попадает в камеру. Вода перемещается по спи-
ральному каналу между витками и удаляется в камеру для фугата
через сливные отверстия

Исходная

Рис. 180. Схема осадительной центрифуги НОГШ-НООЛ

В случае перегрузки центрифуги срабатывает защитное устрой-
ство.цДействующее аналогично защитному устройству центрифуги
Общин вид центрифуги НОПП-ИООА □оказав на рис 181.
Техническая характеристика НОГ1И-1ЮОА приведена в табл 571.
Осадительная центрифуга НОГИ! 1100А предназначена для обез-
воживания отходов флотации и различных шламов.

Расчет осадительных центрифуг сводится к определению их
числа:

по твердому

(2i :
по пульпе

 _ kw

----Й7”

где Q количество твердого, поступающего на обезвоживание, т/ч;
И объем пульпы, поступающей в центрифуги, м3/ч;

Vi производительность одной цептрпфугп по твердому, т/ч;
" 1 производительность одпон центрифу1п по ну льве, м3/ч.
Ив двух расчетных чисел Ц и i8 принимают большее.

Показатели работы осадительных центрифуг следующие, %:

Прв обезвоживании отходов флотации:
влажность осадка......................

упос твердого с фугатом (без флоку-
лянта) ............................

увос твердого с фугатом (с флокулян-
том) ..............................

При обезвоживании шлама:
влажность осадка......................

упос твердого с фугатом (без флоку-
лянта) ............................

До 35

До 15

До 4

23-27

ДО 15

Б зависимости от содержания в исходном питании тонких частиц
крупностью 0—0,074 мм влажность осадка может быть определена
по формуле

1Г₽=:6,84-О,68уо-о.он, % (275)

где То-о.074- содержание класса
0—0,074 мм в ис-
ходном инталии, %.

Технологическая зффектпв-
ность работы обезволивающих
центрифуг оценивается влажно-
стью обезвоженного продукта
н уносом твердого с фугатом.

Для получения постоянных
показателей обезвоживания необ-
ходимо поддерживать стабизь-

Рис. 181. Общий вид центрифу
ги НОГШ-1ЮОА

ность нагрузки на
П р а в и .1 а

безопасности
живавнн центрифуг:

центрифугу,
техники
прн обсту-

1) все вращающиеся

части

центрифуг (ротор, шкпвы, клино-
рсмениые передачи) должны быть
надежно ограждены;

2)	пуск центрифуг со снятой
крышкой кожуха и со снятым за-
щитным ограждением клиноремен-
ной передачи запрещается;

3)	при пуске на холостом ходу не должно быть скрежета, стука
и повышенного дебалапса;

4)	работа фильтрующих центрифуг с неисправными ситами за-
прещается;

5)	во время работы центрифуг запрещается производить ремонт-
ные работы, проверять исправность и натяжение приводных рем-
ней, регулировать защитное устройство от перегруза, открывать
люки на кожухе и смотровые люки защитных ограждений, чистить
приемную ванну и разгрузочные желоба.
Глава IV

СГУЩЕНИЕ ШЛАМА

И ОСВЕТЛЕНИЕ ОБОРОТНОЙ ВОДЫ

§ 1.	Шлакообразование и схемы водно-шламового хозяйства
углеобогатительных фабрик

В практике углеобогащения шламом называют уголь круп-
ностью -<0,5 мм, получаемый в результате мокрого обогащения.

Шлакообразование — насыщение оборотной воды тон-
кими частицами шлама.

Источники образования шлама на углеобогатительных фабриках:
пыль крайностью 0—0,5 мм в рядовом угле;

измельчение угля при транспортировании внутрпфабрпчпым
транспортом (особенно в местах перепада);

истирание угля в обогатительных аппаратах (па грохотах и дро-
билках, в отсадочных машинах, сепараторах, центрифугах и др.);

размокание глинистых частиц в воде.

Механизированная добыча углей в шахте способствует образо-
ванию тонких частиц в рядовом угле. Общее количество шлама,
образующегося на фабрике, достигает 30% от рядового углн.

При мокрых процессах обогащения оборотная вода загрязняется
тонким шламом. Для повторного использования ее необходимо
осветлять, так как применение загрязненной оборотной воды сни-
жает эффективность процессов обогащения и обезволев на ни я. Со-
держание твердого в оборотной воде должно быть не более 50—
80 г/л.

Водно-шламовое хозяйство углеобогатительной
фабрики составляет совокупность машнп, аппаратов и сооружений
для улавливанпя, сгущения н обезвоживания шламов в осветления
оборотной поды. Операции обработки шлама являются одними из
наиболее сложных и дорогостоящих. Поэтому на фабрике следует
предусматривать мероприятия для уменьшения шлакообразования.

В практике обогащения применяют водно-шламовые схемы с обо-
гащением в без обогащения шламов.

Схемы с обогащением шламов включают сгущение их перед обо-
гащением в одну или две стадии последовательно.

Применяют также классификацию и сгущение шламов перед их
обогащением.

На рис. 182, а показана водно-шламовая схема с обогащением
шламов после классификации и сгущения.

Водно-шламовые схемы с обогащением шлама флотацией, как
правило, применяют для фабрнк, обогащающих коксующиеся угли.

В последнее время все большее применение на фабриках находят
комбинированные водпо-шламовые схемы, в которых только часть
шламовых вод подвергается глубокому осветлению. Эти схемы могут
быть с предварительным сгущением шлама и без пего.
Шламовые Coin

Г. 1ооклассафикация

На рпс. 182, б показана комбинированная водно-шламовая схема
без предварительного сгущения.

На рис. 182, в показана водпо-шламован схема без обогаще-
ния шламов.

Иногда применяют водно-шламовую схему, в которой всо шламо-
вые воды поступают сразу на флотацию, без предварител! него сгу-
щения.

Такая схема отличается простотой, она обеспечивает осветлепие
всей оборотной воды, ио ее целесообразно применять при неболь-
ших расходах воды на обссшламли ванне и отсадку.

Схема водно шламового хозяйства фабрики должна быть с вамк-
нутым цик юм. Сброс воды за пределы фабрики производить не ре-
комендуется из-за потерь углн и воды, а также нз-за загрязнения
водоемов. Количество подаваемой добавочной воды в процесс обра-
щения должно быть равпе количеству воды, удаляемой с конечными
продуктами обогащения (концентратом, промпродуктом, шламом и
отходами). Расход оборотной воды составляет 2—3 м3/т и добавоч-
ной — 0 1—0,2 м3/т в зависимости от предела обогащения.
ШрамоВая вода

Оборотная Вода

Флотааия

Г

Флат а и и ан они
нгнщентрвт

I

ФиЛьтроВание

Отходи Флокулянт

Общение

Фильтрат Оспдол Отходы	Слив

В оборот	(кек)	в отдал 8 оборот

Одездилси ба ние

ОВезВолсибанае

леи В а ние

ОвеешяпмлиВа чи е

шлат

хлассифика qua
крупнъ'й i	хмепиии. шпан

шпам I	I

________!	сгущение

(К концентрату) ГСлиВ	| ШлВ”

ОбгзВозк иВани?

Г	| Ц1пародия

I вода

(Вптгрузху) 0г8ет.«емие

Оборотная Вода jcxuB Д/л<?м|
(на обогащение)	(Вилонакопитеяь}

При выборе водно-шламовой схемы необходимо учитывать не
только ее технологическую целесообразность, ио п капитальные за-
траты на осуществление схемы и экономические показатели обога-
щения.

§ 2.	Теоретические основы

Шламовая вода представляет собой жидкую неоднородную си-
стему, состоящую из твердой фазы — мелких частиц различной
крупности и жидкой фазы — воды-
С п(е п и fl v называется процесс увеличения содержания
твердой фазы в пульпе осаждением частиц под действием силы тя-
жести млп центробежной силы.

В результате процесса сгущения получают сгущенный

продукт и елнв.

Осветлением оборотной воды называется удалении из нее

твердой фазы Сгущение всегда сопровождается осветлением воды.

Процесс сгущения шлама можно наблюдать в стеклянном ци-
линдре (рис. 183). Через некоторый промежуток времени появляются
зоны: осветления 7, стесненного падения частиц 2, переходная 3,

Рис. 183. Зо-
ны осажде-
ния гл лама

уплотнения 4 и 5. По истечении определенного вре-
мени частицы полностью осядут на дно цилиндра
н сверку будет осветленная вода, а внизу — сгущен-
ный шлам.

Скорость стесненного осаждения
частиц шлама под действием силы тяжести опреде-
ляется но формуле (167)

u„ = eh>ll.

где е — коэффициент пористости, определяемый по
формуле (162);

п0 — конечная скорость свободного падения, опре-
деляемая по формуле Стокса, м/с.

Прп коллективном осажденпи частиц

ЬЗ(Ч м/с.

(276)

где бср — среднеднпамическая плотность твердой фазы, кг/м’;

s — удельная поверхность частиц шлама, 1/м.

Скорость осаждения шлама под действием центробежной силы
получим после замены в формуле (276) ускорения енлы тяжести g
центробежным ускорением w*/R:

_ 2е» («гр- А)	,

7Г’ м/с’

(277)

где w — окружная скорость вращения жидкости, м/с;

R радиус вращения, м.

Для увеличения скорости осаждения частиц используют явле-
ние коагуляции и флокуляции.

Угольные н породные частицы несут отрицательный электриче-
ский заряд. Одноименно заряженные частицы отталкиваются я
приобретают некоторую устойчивость, которая препятствует их
осаждению в пульпе.

Явление коагуляции заключается в том, что под
действием адсорбированных вонов электролита (коагулянта) ней-
трализуются поверхностные заряды па частицах и при столкнове-
нии друг с другом образуются крупные агрегаты — хлопья, которые
быстро осаждаются.
Вследствие малой эффективности действия коигхляптов (известь,
едкий патр и др.) и их большого расхода в практике углеобогащения
коагуляция ие применяется.

Явление флокуляции аналогично явлению коагу-
ляции, но возникает вследствие адсорбции на поверхности частиц
молекул высокомолекулярных полимерных соединений (флокулян-
тов). Макромолекулы полимеров представляют собой длинные цепи,
которые закрепляются довольно прочно па поворхпостп частиц,
нейтрализуя их заряд илп изменяв его на обратный.

Флокуляция шлама нашла широкое применение в практике угле-
обогащения. Скорость осаждения частиц прп флокуляции увеличи-
вается почти в три раза.

В качестве флокулянтов применяют:

Полиакриламид (ПАА) — синтетическое высокомоле-
кулярное соединение, водный раствор которого обладает сильным
флокулирующим действием. Структурная формула ПАА имеет вид

—СН2-СН— 1
I

CONHjn.

На углеобогатительных фабриках применяют погндролпзовапный
ПАА в виде 0,1—0,2%-ного раствора и гидролвзованный раствор
0,05%-пой концентрации.

Пегидролнзованный ПАА гидролизуют едким натром. Гидроли-
зовапный ПАА активнее адсорбируется на поверхности частиц
шлама, что снижает ого расход.

Расход ПАА составляет для флокуляции: шлама 1,5—2 г/м®,
отходов флотации 0,7—1,0 г/м®.

Г ип а в представляет собой полимеризованный в водном ра-
створе в присутствии персульфата калия и гидросульфата натрия
акрилнитрил (НАК) п частично гидролизованный.

Концентрация применяемых растворов гипэпа составляет 0,05—
0,2%.

Расход гвпана прн флокуляции: шлама 0,5—1,0 г/м®, отходов
флотации 0,25—1,0 г/м®.

«Комета» — метакриловое соединение, синтетический флоку-
лянт, содержащий 30—35% полимора; он поставляется в твердом виде.

Применяется «Комета» в виде водного раствора 0,05%-ной кон-
центрации. Расход флокулянта «Комета» для флокуляции отходов
флотации составляет 0,7—1,3 г/м®.

«М е т а с» — полимерное соединение, синтезированное на основе
метакриловой кислоты и выпускаемое в виде водорастворимых
твердых гранул.

«Метас» применяется в виде водного раствора 0,05%-ной кон-
центрации. Расход его прп флокуляции отходов флотации составляет
0,5—1,5 г/м3.

Флокуляцию широко применяют при сгущении и обезвоживании
отходов флотации в осадительных центрифугах типа НОГШ.
Процесс сгущевнн на фабриках осуществляется в впрампда.'п
ных отстойниках, цилиндрических сгустителях, сгустительиых во
ройках, гвдроцпкловах н наружных отстойниках.

Пирамидальные отстойники громоздки, малоэффективны и тре-
буют специального обслуживания. Поэтому в поел едкое время их
заменяют более совершенными аппаратами — гидроцикл она мп, ба-
ге р-зумпфамм и отстойными классификаторами.

При м е р. Определить скорость осаждения твердой фазы под действием
силы тяжести, если: отношение JK : Т р — 4,3; средведиваыическая шют-
пость частиц Лсг — 141Ю кг/ы3; удельная поверхность частиц * — 84 000 1/ы.

1. Определяем к гффицпент пористости по формуле (162)

-	4.3-14	W	_ л Яй

1000+ 4.3-1400	’

2.	Определяем скорость осаждения частиц по формуле (276j

гст=

2 • 0.80s (1400—1000) 9,81

84 0UU2-0.UV1

ъ* 0,0007 м/с-

§ 3. Цилиндрические сгустители

В зависимости от конструкции привода различают цилиндриче-
ские сгустители с центральным и периферическим приводами.

Цилиндрический сгуститель с централь-
ным приводом Ц-12 (рис. 184) состоит пз цилиндрического
чана 1 (металлического или железобетонного) с коническим днищем;
вертикального вала 2\ гребкового устройства 3 с граблипами; фермы 4,
на которой установлен привод 5 с механизмом вращения вала и подъ-
ема граблпн; разгрузочной воронки 7 для сгущенного продукта.

Привод механизма вращения вала состопт из электродвигателя,
редуктора и червячной передачи. Черввчноо колесо свободно по-
сажено па шпонку вала. При перегрузке сгустителя вертикальный
вал с гребковым устройством может подниматься мохапизмом подъ-
ема. Механизм вращения вала снабжен снгпально-предохрашгга’1Ь-
ным устройством, которое предотвращает поломку вала при пере-
грузке сгустителя шламом.

Исходная пульпа поступает в подвешенный к ферме прпемвнк 8,
снабженный решеткой I) для задержки посторонних предметов.
Пульпа движется от центра к кольцевому сливному желобу 6*. Под
действием силы тяжести частицы шлама осаждаются на днище чана.
Скребками гребкового устройства осевший шлам перемещается по
днищу чана к разгрузочной воронке, откуда выкачивается диафраг-
мовыми насосами илп самотеком удаляется мз сгустителя. Слив
удаляется через перелив в сливной желоб.

Техническая характеристика цилиндрического сгустителя
с центральным приводом Ц-12

Пропзводптсльвость по твердому т/суткп	1<Ю

Диаметр чана, м ............................. .	.	12

Площадь сгущеипя. ы2.............................. 100

Частота dim ин пня гпаблии, об/мнн ...	. -	0.12
Рнс. 184. Цнляндрическяи сгуститель с центральным проводом Ц-12
Олег.тродвнгвтгль приводя ыехлпиэыа врвщеппя:

тил .............................  .	.........А041-6М10!

мощность, кВт .......... ...................... 3.0

Масса сгустителя, кг .............. ............... 8465

Цилиндрический сгуститель с перифери-
ческим приводом П-30 (рпс. 185) состоит пз железобетон-
ного цилиндрического чипа / с центральной колонной 2; подвижной
гребковон фермы 5; неподвижной фермы 4 с желобом 7 для подачи
исходной пульпы; опорной головки 5 и кругового рельсового путв 6.

Один конец подвижной фермы 3 опирается па две цапфы вращаю-
щейся опорной головки 5, а другой — ходовым колесом на круго-
вой рел1с 6. К нпжнему поясу фермы прикреплены наклонные
скребки 9. Па подвижной ферме смонтирована рама 10 с механизмом
привода ходового колеса, состоящего из электродвигателя 11, ре-
дуктора 12 п цилиндрических шестерен для передвчл вращения ходо-
вому колесу. Токоснимающее устройство, состоящее из трех круго-
вых тролен и щеток, смонтировано в опорной головке 5. От токосни-
мающего устройства но верхнему поясу подвижной рамы проложен
кабель к электродвигателю ходового колеса.

Неподвижная ферма 4 одним концом укреплена пе неподвижной
части опорной головки 5, а другим — жестко укреплена иа железо-
бетонной конструкции чана.

Принцип действия сгустителя с периферическим приводом ана-
логичен принципу действия описанного выше сгустителя с централь-
ным приводом. Исходная пульпа по желобу 7 поступает в сгуститель
через окна 8 опорной головки 5. Сгущенный продукт разгружается
через цент рольное отверстие и удаляется но трубопроводу 13. Слив
по сливному желобу 14 и трубопроводу 15 удаляется пз сгустителя.

Технические характеристики сгустителей типа И приведены
в табл. 72.

Таблица 72

Технические ххрактсристпкп сгустителей с периферическим приводом

Понаяатели	П-18	П-25	П-30	П-4в	П-50
Производительность по твердо- му, т/суткн	. .  Диаметр чана, ы 	  Площадь сгущснви, м’ ...  Мощность электродвигателя, кВт	  Масса сгустителя без чала, кг	250-750  18  250  3  16 700	500— 1500  25  500  5-6  30 500	700—  2000 30 700  5-6  33 000	1200-  3600 40  1250  8,5  62 938	1700— 5100 50 1963  If: 14 72 750

В практике углеобогащения наибольшее распространение по
лучили цилиндрические сгустители диаметром 30 м с перпфер1140-
с к им приводом. Цилиндрически о сгустители с центральным приво-

дом зашламовываются
Рис. 185, Цилиндрический сгуститель с периферическим приводом П-30
Недостатки сгустителей типа П: громоздкость конструкции п
малая эффективность сгущения.

Цилиндрические сгустители предназначены для улавливания и
сгущения угольных шламов и отходов флотации. В водпо-шламовых
схемах их используют для осветления оборотной воды.

Содержание твердого в слмво цилиндрического сгустителя зави-
сит главным образом от содержания твердого в исходном питании
и сгущенном продукте и удельной нагрузки.

При небольшом содержании твердого в исходном питании и
в сгущовпом продукте цилиндрический сгуститель эффективно рабо-
тает при повышенной удельной нагрузке.

Применение флокулянтов дает возможность увеличить удельную
нагрузку па сгуститель примерно в 3 раза и вести достаточно эффек-
тивно сгущение при большой плотности сгущенного продукта (до
400 г/л).

Расчет сгустителей производят по удельной нагрузке
или по скорости осаждения.

Потребная площадь сгущения по удельной нагрузке

F = -^. «-	(278)

где Q — количество твердого, поступающего па сгущение, т/ч;
q — удельная нагрузка, т/(ч м3) (по табл. 73 и 74).

Потребная площадь сгущения по скорости осаждения

гДе Qc — количество твердого, удаляемого со сгущенным про-
дуктом, т/ч;

nt и пг — Ж : Т в исходной пульпе и сгущенном продукте;

кг — коэффициент запаса; kt = 1,3;

гст — скорость осаждения частиц шлама, м/с;

А — плотность слива; А = 1,025<-1,030 т/м3.

Скорость осаждении находят опытным путем или по формуле
<167).

Производительность сгустителя по сливу

W = 3600FrCT, м3/ч.	(280)

Диаметр сгустителя

м.	(281)

При расчете сгустителей для первичного сгущения гранпчпую
крупность классификации принимают dr ~ 0,1 мм и для вторич-
ного — dr = 6,05 мм. Если сгущение шлама производится с приме-
нением флокулянтов, то удельную производительность q (табл. 73,
74) и скорость осаждения ц.т увеличивают в три раза.

Цилиндрический сгуститель с оса д к о -
уплотнителем УпрИИИ углеобогащения (рис. 18*>)
Таблица 73

Удельные нагрузки сгустителей для первичного сгущения. т/(ч-м2)

Т:Ж В исходном питании	Т : Ж в сгущенном продукте						
	1 : 10	1 : В	1 : 6	1:5		1 : 3	1 :2
1 : 100	0,047	0,046	0,045	0,045	0,044	0,043	0,042
1 : 75	0,06-4	0,062	0,061	0,060	0,059	0.058	0,057
1 : 50	0,102	0,097	0,093	0,091	0,088	0,087	0,085
1 : 40	0,135	0.126	0,119	0,115	0,112	0,110	0,106
1 : 25	0,256	0,227	0,204	0,192	0,185	0,175	0,169
1 : 20	0,384	0,312	0,270	0,250	0,238	0,222	0,208
1 : 15	0,714	0,512	0,400	0,354	0,322	0,298	(1.277
1 : 12	1,665	ода	0,571	0,501	0,435	0,384	0,345
1 : 10		1,665	0,834	0,666	0,540	0,455	0,390
1 : 9			3,330	0,995	0,768	0,624	0,512	0,444
1 : 8				1.400	0,990	0,742	0,588	0,500
1 : 7					2.850	1,430	0,905	0,688	0,555
1 : 6					—	2,495	1,250	0,832	0,625
1 : 5				.			—	—	2,250	1,110	0,714
1 : 4	—	—	—	—	—	1,656	0,844

Таблица 74

Удельные нагрузки сгустителей для вторичного сгущения, т/(ч-мР)

Т : Ж  В ИСХОДНОМ питании	Т : Ж в сгущением продукте						
	i: to	t : 8	1 :6	1 : 5	1 : 4	1: 8	1:2
1 : 400	0,016	0,014	0,012	0,011	0,010	0,009	0,008
1 : 75	0,017	0,016	0,015	0,015	0,014	0,014	0,015
1 : 50	0,026	0,025	0,024	0,023	0,022	0,022	0,021
1 : 40	0,039	0,039	0,030	0,029	0,028	0,027	0,026
1 : 25	0,064	0,057	0,051	0.048	0,046	0,044	0,042
1 : 20	0,095	0,079	0,068	0,068	0,059	0,056	0,053
1 :15	0,128	0.100	0,090	0,082	0,075	0,069	0,064
1 : 12	0,426	0,213	0,143	0,123	0,107	0,095	0,085
1 : 10			0,400	0,202	0,161	0,135	0,115	0,101
1 : 9			0,770	0,259	0,162	0,156	0,130	0,112
1 . 8	.		—	0,370	0,250	0,185	0,149	0,125
1 : 7			.	—	0,690	(1,350	0,208	0,175	и, 140
1 :6			—	—	0,625	0,317	0,213	0,151
1 : 5				—	—	0,555	0,270	0,182
1 :4	—	—	—	—	—	0,408	0,204

состоит пз цилиндрической 1 и конической 2 частей, цен-
тральной трубы 3, кольцевого желоба 4 для слива и разгрузочного
устройства 5 для сгущенного продукта.

Исходная пульпа вместе с флокулянтом по центральной трубе 3
с распределительным конусом внизу подается в цилиндрическую»
часть 1 сгустителя. Под действием силы тяжести частицы твердев
фазы оседают в коническую часть сгустителя, где они уплотняются
и выдаются через отверстие роторным разгрузчиком 5 в виде густой
массы Слив по кольцевому желобу 4 удаляется из сгустителя.

Рис. 186. Цилиндрический сгуститель с осад-
ке } плотните л ем

Осадкоуплотшггелем называется коническая часть сгустителя.
Осадок уплотняется давлением, создаваемым силой тяжести твер-
дой массы. При этом жидкость движется в верхние слои.

Техническая характеристика цитнндричсского сгустите тя
с осадкоуилотпптелеи

Дпаметр, м........................................ 6—10

Высота цилиндрической части, м.................. 5—7

Высота конической части, ы.................... 5,5— 10

Удольвая нагрузка, м3/ (ма*ч)................... 2,5—3,5

Содержание твердого в сливе, г/л.................. <1,5

Содержание твердого в сгущенном, г/л .	до 800

Расход гидролизованного ПАА составляет 12—25 г/т.

Цилиндрический сгуститель с осадкоуплотнителем предназначен
для осветления воды н получения осадков с большим содержанием
твердого прп сгущении шламов и отходов флотации.

304
Рис. 187. Сгустнтельная воронка
в кольцевой желоб 3, откуда

§4.1	кдршшклоны и сгустителъпые ворпнкп

Гидроциклоны типа ГЛ (см. рис. 97) применяются для сгущения
и классификации шлама. По сравнению со сгустителями эффектив-
ность сгущения в гидроциклонах выше.

Сгуститеявная воронка (рпс. 187) состоит из ниж-
ней конической части 1 с углом наклона образующей 60°; верхней
короткой цилиндрической ча-
сти 2; кольцевого желоба 3 для
слива; центральной трубы 4;
патрубка 5 с краном для сгу-
щенного продукта и патруб-
ка 6 для слова.

Исходная пульпа подается
в центральную трубу 4 и пе-
редвигается от центра к пери-
ферии, образуя восходящий
поток в кольцевом простран-
стве между центральной тру-
бой н цилиндрической частью 2.
Частпцы шлама, размер кото-
рых болыло грапичной круп-
ности классификации, осаж-
даются под действием силы
тяжести и разгружаются через
L патрубок 5. Слив переливаете

по патрубку 6 удаляется из воронки.

Технические характеристики сгустительных воронок приведены
в табл. 75.

Таблица 75

Технические характеристики сгустительных воронок

Псквавтели	Диаметр воронки, м	
	3	4
Площадь сгущения, м2	7.1	12,5
Объем воронки, ма . .	10,5	23.0
Масса воронки, кг	1658	2985

Недостатки сгустительных воронок: малая площадь п низкая
эффективность сгущения

•	Площадь сгущения воронки определяется но формуле

F =	(D2—d2), м2,	(282)

где D — диаметр воронкя, м;

b	d — диаметр центральной трубы, м.

20 Зажав (821	>5
С.густитечБные воронки применяются для дополнптечъмого сгу-
щения пульпы перед обезвоживающими грохотами и другими ап-
паратами.

§ 5. Наружный шламовый отстойник

Наружный шламовый отстойник (рис. 188) со-
стоит из нескольких параллельных секций (но менее трех). Степки I,
дплще 2 и перегородки 3 отстойника выпо.тнопы из бетона. Грей-
ферный крап 4 может выгружать осевшпй шлам из любой секции.
Дно отстойника выложено рельсами для предохранения от разру-
шения грейфером. Глубина отстойника составляет 3—4 м.

Рис. 188» Наружный шламовый отстойник

Заполнение секций шламоного отстойника сточными водами про-
изводятся по графику. Полпый цикл работы отстойника включает
операции заполнения секции шламом с одновременным сливом ос-
ветленной воды, отстаивания и спуска верхнего слоя воды и вы-
грузки осевшего шлама. После этого цикл повторяется.

Осевший шлам выгружается на дренажную площадку 5, откуда
после просушки грейферным краном 4 грузится в железнодорожвыб
вагоны 6-

Слив отстойника обычно перекачивается обратно на фабрику
для повторного использования.

Наружные шламовые отстойники предназначены для осветле-
ния сточных вод, выпускаемых за пределы фабрики. Сточные воды
получают на фабрике при разомкнутом цикле водпо-галамового
хозяйства, а также нз аппарзтов прн их ремонте. В шламовые от-
стойники можно подавать и отходы флотации.

Недостатки наружных шламовых отстойников: периодичность
действия и трудность п\ эксплуатации при работе в зимних усло-
виях.
Глава V

ФИЛЬТРАЦИЯ ШЛАМА

§ 1. Теоретические осповы

Фильтрацией называется процесс

. . разделения твер-
дой в жидкой фаз пульпы с помощью пористой перегородки и раз-
ности давлений, создаваемых по обе стороны перегородки.

1'ис. 189. Схема врицесса фильтрации

В результате процесса фильтрации получают осадок (кек) —
твердая фаза, задерживаемая на фильтровал шов ткани, и фильтрат
(вода), прошедший через ткань
и осадок.

Фильтрация осуществляет-
ся па фильтрах. В качестве ра-
бочей поверхности па фильт-
рах применяют следующие ви
ды тканей: металлические из
нержавеющей н латунной про-
волок; синтетические из капро-
новых и пропиленовых воло-
кон; комбинированные (капро-

сгаль) и хлопчатобумажные

(бельтинг, бязь).

Фильтрация применяется для обезвоживания самого топкого
материала — шлама и флотационного концентрата крупностью 0—
(.1,5 мм.	/-

Скорость процесса фильтрации мри Re <; 1 определяется по
формуле Дарси (рис. 189)

1 dW	„ Р	\ /ооо\

w——зт——м/с,	(—83)

г	at	п

где W — объем фильтрата, получаемого прп фильтрации, м’;

К — поверхность фильтрации, м2;

Аф — коэффициент фильтрации, определяемый по формуле (256),
м2/(Па-с);

Р — разность давлений (Р = Pt — Р х), Па;

h — толщина слоя осадка, м.

При турбулентной фильтрации скорость определяется из формулы

W 1 (1 е)(«ср А)е ’ Л  М/С‘	284)

На выражении (283) и (284) видно, что скорость фильтрации за-
висит от физических свойств осадка (крупности и пористости),
а также от разности давлений и толщины осадка. С >мепьп!ением
крупности и пористости скорость фильтрации уменьшается.

Па процесс фильтрации влияот сжимаемость осадка. Несжимае-
мые осадки в процессе фпльтрацнн сохраняют жесткость структуры

20*	307
в не изменяют свою пористость. Сжимаемые осадки изменяют по-
ристость из-за перемещения частиц относительно друг друга. Уголь-
ные шламы занимают промежуточное положение. При фильтрова-
нии происходят перемещение частиц небольших размеров из наруж-
ных слоев во внутренние, что приводит к уменьшению пористости
осадка.

Фильтры классифицируют по способу создания разности давле-
ний:

вакуум фильтры — создание вакуума (давления меньше
атмосферного);

фильтр-прессы — создание избыточного давления (да-
вление больше атмосферного).

По форме рабочей поверхности вакуум-фильтры разделяют на
дисковые и барабанные.

Вследствие малой производительности и периодичности действия
фильтр-прессы не нашли применения в углеобогащении.

§ 2.	Дисковые вакуум-фильтры

Дисковый вакуум-фильтр типа ДУ (рис. 190)
состоит из горизонтального полого вала 7, распределительных го-
ловок 2, дисков 3, ванны 4, мешалки 17, приводов вала и мешалки.

Вал 1 по длине разделен на 3—4 части, которые соединены бол-
тами. Централ» мая часть вала полая, а по периферии имеются 12
изолированных друг от друга каналов 5 (рис. 191). Каждый канал
имеет ряд отверстий, выходящих на поверхность вала. В отверстия
вставлены двенадцать секторов 6 (см рпс. 190), которые образуют
диск 3. Число дисков на валу может быть 2, 4, 6, 8 и 12. Боковые
поверхности секторов покрыты фильтровальной тканью.

Вал вращается в двух подшипниках 7, установленных на торцо-
вых стенках ванны 4. Привод вала осуществляется от электродви-
гателя 8, редуктора-вариатора 9 и пары зубчатых колес 10. Частота
вращения вала может изменяться посредством редуктора-вариатора.

Секторы диска изготовляют деревянными (рис. 192, а) или метал-
лическими (рис. 192, б). Сектор состоит из металлической обечайки 7,
нижняя часть которой закапчивается патрубком 3- Металлический
сектор покрыт с двух сторон листовым ситом с отверстиями 3 -5 мм.
Деревянный сектор состоит из деревянной деки с канавками, поме-
щенной в обечайку 7. Сектор патрубком 3 соединен с отверстием ка-
нала 4 полого вала 2. Он представляет собой самостоятельный филь-
трующий элемент. Крепление секторов производят шпильками на
валу в дуговыми цикладкамп сверху.

На некоторых углеобогатитетьмых фабриках внедрены секторы
с гофрированными деками пз винипласта Применение таких секто-
ров увеличивает производительность вакуум-фильтра, повышает
срок их службы н снижает влажность осадка.

Неподвижные распределительные головки 2 (см. рис. 190) со
сменными золотниковыми шайбами 77 плотно прилегают к торцовым
аь
поверхностям вала 1. Золотниковая шайба (рис 193) крепится к рас-
пределительной головке и имеет отверстие 1 для отдувки и отверстие 2
для продувки тканп. Другая золотниковая шайба (рис. 194)

ч П

Рис. 160. Дисковый вакуум-фильтр типа ДУ

крепится на торце вата. От распределительных головок отходят
патрубки 12 и 13 (см. рис. 1У0) для фильтрата, которые соединены
с ресивером и вакуум-насосом.
Дли отдувки осадка служит клапан 14 мгновенной отдувки, че-
рез который сжатый воздух поступает в распределительные головкп
по трубопроводам 75.

В распределительных головках установлены вакуумметры 16.

Рис. 19!. Поперечное
сечение полого вала

Рпс. 192. Сектор ваку-
ум-фильтров

При повороте диска 1 (рпс. 195) ролик 2 под действием пружины 7
западает в его вырез. Шток 4 движется влево п открывает клапан 5.
Сжатый воздух через отверстия 9 и 11 поступает в обе распредели-
тельные головки. При выходе ролика из выреза шток возвращается

Рис. 193. Распределительная шайба

Рис. 194. Золотниковая шайба вила

в первоначальное положение, отве1стпе 9 закрывается. Клапан 6
открывается и оставшийся воздух удаляется через отверстия 10 и 77

в атмосферу. Герметичность перекрытия отверстия 9 клапаном 5
обеспечивается пружиной 14. Смазку ктанана производят через
отверстие 12 в крышке корпуса 8- Клаиап мгновенной отдувки свопм
корпусом 3 кропится горизонтально на плите 13.
Ванна 4 вакуум-фильтра (см. рис. 490) заполняется пульпой
через коллектор с отводными патрубками, расположенными между
дисками. Во избежание зашламовкп ванны крупными частицами
штама пульпа перемешивается маятниковой мешалкой 77.

Привод мешалки осуществляется от электродвигателя, клппо-
ременпой передачи, редуктора 18 в эксцентриков 19 ва валу редук-
тора. Выпуск пульпы во время остановки производится через
отверстие 20.

Работа вакуум-фильтра складывается из нескольких операций,
следующих друг за другом при вращении дисков. Расположение
зоп распределительной головки показано на рис. 196 (диски вакуум-
фильтра арягцаются по часовой стрелке).

Рис. 195. Клапан мгновенной отдувки вавода «Прогресс»

Исходная пульпа из коллектора по отводящим патрубкам по-
ступает между дисками в ванну. В зоне фильтрации 1 внутри рас-
пределительных головок, продольных каналов 5 н секторов 6 (см.
рис. 190) создается вакуум. Под действием разности давлений вода
проходит через отверстия фильтровальной ткани и осадок. Филь-
трат перемещается но каналам 5 в распредел ягельные головки 2 и
во патрубкам 12 п 13 отводится в ресивер.

При выходе из пульпы сектора попадают в зону просушки II
(см. рис. 196), гдо иод действием вакуума вода из осадка вытесняется
воздухом.

В «мертвой» зоне 111 вакуум переключается па отдувку.

В зоне отдувки IV осадок отделяется от фильтровальной ткани
сжатым воздухом.

В зопе регенерации I' ткапь продувается сжатым воздухом.

В «мертвой» зоне VI отключается сжатый воздух, и цикл работы
вакуум-впльтра повторяется.

Преимуществом дисковых вакуум-фнл1тров является сравни-
тельно низкая влажность осадка. Недостатки: малый срок службы
фильтровальной ткани, громоздкость установки и большой удель-
ный расход электроэнергии.
Дисковые вакуум-фшп тры применяются для обезвоживания
флотационного концентрата и шламов.

Дисковый вакуум-фильтр «Украина-80» (ДУ80-2, 7-8)
(рис. 197) состоит из ванны 7, полого вала 2, дисков 5, распре-
делительных головок 4, мембранного клапана мгновенной отдувки 5,
ресивера 6, карманов 7 и привода, включающего редуктор 8 и зуб-
чатое колесо 9.

Вакуум-фильтр ДУ80-2,7-8 по принципу действия не отличается
от оппсанпого выше вакуум-фильтра, по имеет ряд конструктивных
особенностей:

Рис. 186. Схема расположения зон распредели-
тельной головки

распределительные головки выполнены с разделением зоны филь-
трации 1 и зоны просушки II. Каждая из них присоединена к от-
дельному ресиверу. Это обеспечивает высокий вакуум в зонах;

металлические секторы двухдечпыо с внутренней полостью,
диаметр патрубка увеличен до 60 мм;

размеры каналов в полом валу увеличены до 60 мм, диаметры
патрубков для фильтрата — до 200 мм и патрубков сжатого воз-
духа — до 100 мм-

полый вал разделен на две части перегородкой, что позволяет
производить отдувку с двух сторон;

бесступенчатый блок-варпатор применен для изменения частоты
вращения дисков от 10 до 60 об/ч;

мгновенная отдувка производится с помощью мембранного кла-
пана;

исходная пульпа подается в верхнюю часть ванны через коллек-
тор, установленный со стороны разгрузки осадка, что улучшает

условия формирования осадка и уменьшает расслоение пульпы до
глубине ванны.

Технические характеристики вакуум-фильтров приведены
в табл. 76.

Таблица 7G

Технические характеристики тисковых вакуум-фнэдтрмв типа ДУ

Показатели	ДУ68-2.5	ДУ 80-2.7
Поверхность фильтрации, м*	 ...	88	80
Диаметр дисков, м ..... .	. . .	2,5	2,7
Число дисков	8	8
Частота в ращенин дисков, об/мнн	0,15—0,0	0,2—1,2
Число качании мешалки в 1 мин	25	—
Мощность электродвигателя привода, кВт:  дисков		3	3
мешалки ....	.	.	4	—
Обили ресивера отдувки, м3	.  Масса фильтра (без вспомогательного оборудования), кг	0.65	0,65
	42 400	11 630
Габяритпые размеры, ым: длина 				5876	5900
ширина	3750	3260
высота . . . .	2840	2940

Мембранный клапан мгновенной отдувки
(рпс. 198) устанавливается для каждой из двух распределительных
головок Сжатый воздух поступает в распределительную головку 1
из воздухосборника 2 через клапан 3 Клапан закреплен иа резино-
вой диафрагме 4 посредством штока 5. Под действием вжатого воз-
духа, периодически подаваемого от золотника 6, диафрагма свободно
прогибается и выпрямляется, передавая движение клапану 5. Зо-
лотник 6 представляет собой цплпндрпческпй стакан с тремя отвер-
стиями а, b и с. Внутри стакана движется сердечник 7 с клапанами S,
которые перакрывают зти отверстия.

При входе одного из каналов в зону отдувки контактная пла-
стина Р, закрепленная па малой шестерне 10 привода, нажимает на
шток концевого выключателя 11. Электрическая цепь замыкается,
и ток поступает в ыагшгтпую катушку 12, которая втягивает сер-
дечник 7 Отверстие Ь закрывается, а отверстия а и с открываются.
Сжатый воздух поступает в верхнюю камеру. Диафрагма 4 проги-
бается вниз п опускает клапан 3. Из воздухосборника 2 сжатый
воздух устремляется в распределительную головку 1 — происходит
отдувка.

При дальнейшем повороте малой шестерня 10 электрическая
цепь катушки 12 размыкается, и сердечник вод действием собствен-
ного веса и пружины 13 опускается вниз. Отверстие с закрывается,
а отверстие Ь открывается. Сжатый воздух поступает а нижнюю
камеру, клапан 3 закрывается — отдувка прекращается.
Для разделения зон фильтрации и просушки литые распредели-
тельные головки вакуум-фильтров типа ДУ заменяют модернизи-
рованными.

Модернизированная распределительная
головка (рис. 199) состоит из крышки 1 с резиновой проклад-

Рвс. 108. Меибравный клапан с электроприводом

кой 2, сферического подшипника 3 с резиновым прижимным буфе-
ром 4, патрубка 5 для отвода фильтрата, дроссельного клапана 6

для регулирования вакуума, золотниковых шайб 7 и 5, вакуумме-
тров 5 зон фильтрации и просушки.

Расчет вакуум-фильтров. Число ваку\м~ филь-

тров определяется по формуле

1=22-,
где к = 1,15;

(285)
Q — количество твердого, поступающего на вакуум-фильтры,
т/ч;

q — удельная производительность, т/(ч-№); д — 0,24-0,4;
Ft — поверхность фильтрации одного вакуум-фильтра, м®.

Рис. 499. Модернизированная распределительная головка

Пример. Рассчитать число вакуум-фильтров ДУ80-2,7, если количество
поступающего флотационного концентрата на фильтрацию Q ~ 80 т/ч.

Определяем число вакуум-фильтров ио формуле (285)

1.15-80

0.3 • 80

Принимаем четыре вакуум-фильтра.
§ 3.	Вспомогательное оборудование
н схемы фильтровальных установок

К вспомогательному оборудованию относятся вакуум-насосы, воз-
духодувки, насосы для откачки фильтрата, ресиверы, ловушки п
воздухосборники.

Вакуум-насосы предназначены для создания вакуума на вакуум-
фильтре.

Воздуходувки служат Для получения сжатого воздуха для от-
дувки.

1мс. 200. Ресивер

Рис, 201, Ловушка

Наибочыиее распространение получили вакуум-пас осы ВВН-50
и воздуходувки КВН-50 пли ВК-50 и ВВН-50, а также турбовозду-
ходувки ТВ-50-1,6 и ТВ-80-1,6 для создания избыточного давления

Ресивер (рнс. 200) состоит из цилиндрического корпуса 1,
в который через патрубок 2 поступает фильтрат и воздух из распре-
делительной головки вакуум-фильтра. Ударяясь об отбойник 3,
филттрат поступает впиз ресивера, а воздух удаляется через па-
трубок 4. Люк 5 служит для осмотра н ремонта ресивера.

Ресиверы предназначены для отделения фильтрата от воздуха.

Ловушка (рнс. 201) установлена между ресивером н вакуум-
насосом^и предназначена для предохранения последнего от попада-
ния фильтрата.

Схемы фильтровальных установок. На угле-
обогатительных фабриках размещение аппаратов фитьтровальных
установок осуществляется по двум схемам:
расположение вакуум-фильтров на ппжнпх перекрытиях фабрики
па высоте ыеное 10 м от нулевой отметки;

расположение вакуум-фильтров на высоте более 10 м

11о первой схеме (рис. 202, а) фильтрат (смесь воды и воздуха)
посту па ет из вакуум-фильтра 1 в ресивер 3. В ресивере вода отде-
ляется от воздуха и центробежным насосом 7 удаляется в гидро-
затвор 5. Воздух из ресивера удаляется с помощью вакуум-насоса 4
в ловушку 6, в которой происходит окончательное отделение от
воздуха фильтрата в виде капель. Таким образом предотвращается
попадание жидкости в вакуум-насос 4.

Рис. 202. Схемы фильтровальных устаяевек

Для отвода фильтрата из ловушки установлен гндрозвтвор 5
с барометрической трубкой высотой 10 м.

Гпдрозатвор препятствует засасыванию атмосферного воздуха
в ловушку. Вода из гидрозатвора будет подниматься по барометри-
ческом трубке па высоту, соответствующую разности давлений ат-
мосферного н fe ловушке.

Воздуходувка 2 подает сжатый воздух для отДувки-
осадка.

По второй схеме (рис. 202, б) фильтрат из вакуум-фильтра I
поступает в ресивер 3 и через барометрическую трубку удаляется
в гпдрозатвор 5. Вакуум-насос 4 непосредственно соединен с реси-
вером 3.

Первая схема более сложная и ненадежная в эксплуатация, так
как затруднен отвод фильтрата вследствие превышения вакуума
в системе по сравнению с разрежением, создаваемым насосом. Кроме
того, из-за изпоса сальников насоса может снижаться вакуум в си-
стеме.

Эта схема применяется редко.
§ 4.	Регулирование вакуум-фильтров

Плотность пехотной пульпы влияет на производительность ва-
куум-фильтра: с увеличением плотности пульпы производительность
увеличивается (рис. 203). Однако при фильтрации илистых шламов
повышение плотности пульпы пе увеличивает производительность

вакуум-фильтра.

Вакуум влпяет на производительность и влажность осадка:
с увеличением вакуума удельная производительность увечичпвается,
а влажность осадка уменьшается (рис. 204). Вакуум должен быть
не менее 60—67 кПа.

Рис. 203. Влияние плотности

пульпы па производительность
фильтра

Ва*ууи. к fl а

Рпс. 204. Влияние велпчип вакуума

влажность осадка и удельпую производи-
тельность фильтра:

1 — влажность; я ~~ удельная производительность

на

Давление сжатого воздуха прн отдувке не должно превышать
50 кПа но избежание порыва фильтровальной ткани. Наибольший
эффект дает мгновенная отдувка продолжительностью 2—4 с.

Частота вращения дисков влияет па производительность вакуум-
фильтра и влажность осадка: с увеличением частоты вращения про-
изводительность и влажность осадка увеличиваются. Оптимальная
частота вращения дисков устанавливается опытным путем в зави-
симости от гранулометрического состава твердой фазы.

Уровень пульпы в вапне. Снижение уровня пульпы
в ванне приводит к уменьшению вакуума и толщины осадка, ухуд-
шению отдувки и, следовательно, к уменьшению производительности
вакуум-фильтра. Уровень пульиы нужно поддерживать постоянным
автоматически или циркуляцией 5—10% пульпы через перелив
в ванне

Показатели работы вакуум-фильтров
Удельном производительность, т/(ч-м2) 0.2—0,4
Влажность осадка, %...................... 21-25

Содержанно твердого в фильтрате, г/л . .	10 -50

Расход воздуха, мз/(млп - м»:)

naKyvii-nacoc ....................... 06—0.8

воздуходувка	... 0,2—0.4
Для интенсификации процесса фильтрации и повышения произ-
водительности вакуум-фильтров применяют раствор гпдролизоввн-
пого ПАЛ, который увеличивает пористость осадка.

Флокуляция обеспечивает получение осадка большой водопро-
ницаемости. Улучшается также отдувка осадка. Прп расходе ПДА
10—15 г/т твердой фазы питания удельная производительность со-
ставляет 0,4—0,6т/(ч-м2). При флокуляции пульпы влажность осадка
увеличивается.

Мероприятия против смерзания угля прп транспортировании
в знмиее время

В результате механического обезвоживания получают конечные
продукты обогащения с содержанием влаги 9—14%. Прп транспорти-
ровании этих продуктов в железнодорожных вагонах в зимнее время
происходит их смерзание. Разгрузка смерзшегося угля представляет
большие трудности.

Для предохранения угля от смерзания при транспортировании
в зимнее время применяют:

омаелпвание угля поред погрузкой;

подсыпку слоя опилок па дно вагона;

термическую сушку мелких классов угля п флотационного кон-
центрата.

Для омасливания угля применяют креозот, расход которого со-
ставляет 0,5—2% массы угля в зависимости от температуры наруж-
ного воздуха. Уголь оыаелпвают па конвейере илп в специальных
камерах перед погрузочными бункерами или перед погрузкой в же-
лезнодорожные вагопы. Брызгала применяют в виде трубы с от-
верстиями или сопел в герметически закрытой камере.

При подсыпке дна вагонов опилками толщина слоя должна быть
30—40 мм. После погрузки половины вагона поверхность угля
опять засыпается слоем опилок толщиной 10 мм.

Наиболее надежным способом предохранения от смерзания
является термическая сушка мелких классов угля и флотационного
концентрата.
РАЗДЕЛ ШЕСТОЙ

ОБЕСПЫЛИВАНИЕ, ОБЕСШЛАМЛИВАНИЕ
И ПЫЛЕУЛАВЛИВАНИЕ

Глава I

ОБЕСПЫЛИВАНИЕ И ОБЕСШЛАМЛИВАНИЕ

§ 1. Общие сведения

Обеспыливанием называется процесс отделения частиц пыли от
угля в потоке воздуха.

В практике углеобогащения пылью называется мелкий класс
сухого угля 0—0,5 мм.

Процесс обеспыливания предназначен для уменьшения:
шламообразовапия в процессе обогащения;

потерь угля в отходах;

пылеобразования при пневматическом обогащении.

Обеспыливанию подвергают мелкие классы угля 0—6 мм или
0—13 мм.

Принцип действия обеспылпвателей основан на испольвовании
воздушной классификации — отделении частиц пыли от разрыхлен-
ного угля п пропускания через него потока воздуха.

Скорость потока воздуха определяется по формуле

v pf0, м/с,	(286)

где р — коэффициент, учитывающий концентрацию пыли в воз-
духе, р = 1,254-1,30;

— конечная скорость свободного падения частицы гранич-
ной крупности классификации в воздухе, определяемая по
формуле (223), м/с.

Эффективность процесса обеспыливания определяется извле-
чением пыли, т. е. отношением количества отделенной пыли к ее
содержанию в исходном угле.

Извлечение пили

10°. <287>

где а, Р и 6 — содержание тонкой пыли в исходном, пылевом и
обеспыленном продуктах, %.

Степень извлечения пыли в обеспыливателях резко снижается
при увеличении влажности каменных углей свыше 4%. Вследствие
этого для углей с Ир >- 4% процесс обеспыливания па углеобога-
тительных фабриках не применяется.

Обесшламливанпем называется процесс отделения частиц шлама
от угля в потоке воды.

В результате обосшламлпваппя получают обесш лам ленный про-
дукт и шлам. Обесшламлпванню по двергаются угли с влажностью
более 5%.

В практике углеобогащения процесс обесшламливания приме-
няют перед обогащением угля в тяжелых суспензиях и отсадкой
мелкого угля.

Эффективность процесса обесшламливания определяется по фор-
муле

1()0(Р—а)(<х 6)
а (100 <х)(р в)

юо,

(288)



где а, 0 и В — содержание частиц -<0,5 мм в исходном шламе и
обесшламленном продукте» %.

Эффективность процесса обесшламливания значительно выше но
сравнению с обеспыливанием.

§ 2.	Аппараты для обесшламливания

Для обесшламливания применяются грохоты типа ГСЛ и I РД,
дуговые сита тппа СД, загрузочные устройства типа УЗ, отстойные
классификаторы тппа КО и багер-зумпфы.

Грохоты типа ГСЛ п ГРД (см. раздел первый, гл. III) применя-
ются для обесшламлпванпя углей перед обогащением в тяжелых
суспензиях. Па грохотах устанавливаются щелевые или проволоч-
ные сита с отверстиями, равными нижнему пределу крупности обо-
гащаемых углей.

Исходное питание поступает на сито грохота, где под действием
колебаний короба перемещается вдоль сита. По пути движения уголь
ополаскивается струей поды из брызгал. Частицы шлама вместе
с водой проходят через отверстия сита, а обесшламленным продукт
разгружается в конце сита.

Расход воды на обесшламливанпе перед обогащением в тяжелых
суспензиях составляет 0,4—1,0 не-

эффективность обесшламливающпх грохотов определяется по
формуле (288) при 0 — 100%:

*>=-s7isHr100- °4'	(289)

где а и 0 — содержание частиц <;0,5 мм в исходном и обесшлам-
ленном продуктах, %.

Эффективность обесшламливающпх грохотов т] 70—95% в за-
висимости от расхода воды.

Расчет обесшламливающпх грохотов производят по формуле
(259). Удельную произво щтельность берут из табл. 68.
Пример. Рассчитать число обесшламлпвающих грохотов ГСЛ62 для
обесшламливания класса 6—100 мм в количестве Q = 300 т/ч.

1.	По табл. 68 находим удельную производительность д = 40 т/(ч м’)
(Грохот двухснтвый).

2.	Число грохотов определяем по формуле (259)

Принимаем один грохот.

1.15-300
40-10

= 0,9-

Дуговые сита типа СД (см. раздел пятый, гл. II)
предназначены для обесшламливания углей перед отсадкой и клао

епфпкацпи шлама.

Эффективность обес-
шламлпвапия на этих си-
тах составляет 40—75%.

Расчет дуговых сит
производится но форму-
ле (258).

Загрузочное
устройство типа
УЗ (рпс 205) состоит из
диффузора l't колоснико-
вого решета 2, угол на-
клона которого регулирует-
ся валом 3 с эксцентри-
ками; поворотной заслон-
ки 4 с кулачковым валом 5

для регулирования щетп;

дуговых епт 6 и кожуха 7; Рис' 205' Заерузотаое устройство типа УЗ
поворотной лопасти 8-

Исходное питание поступает в диффузор н попадает па колосни-
ковое решето с отверстиями 13 мм. Класс 2> 13 мм направляется
непосредственно в отсадочную машину, а класс 0—13 мм — па дуго-
вое сито. Подрешетник продукт дугового сита удаляется через ппж-
неё разгрузочное отверстие, а подрешетник — в отсадочную машину.
Для улучшения отвода нодрешетного продукта установлены напра-

вляющие плавки.

Технические характеристики загрузочных устройств типа УЗ
приведены в табл. 77

Загрузочные устройства типа УЭ предназначены для обесшлам-
ливания угля и отделения части транспортной воды перед отсадоч-
ными машинами.

Шприцу отверстия, через которое поступает материал на дуговое
сито, регулирует поворотом кулачков.

Для отсадочных машип ОМ8 и ОМ12 применяют загрузочные
устройства У312, для машины ОМ18 — загрузочные устройства
У318.

Отстойные классификаторы тппа КО и багер-зумпфы (см- раздел
третий, гл. 1\) работают по принципу декантации. Частицы шлама

21*	323
взвешиваются в потоке воды и удаляются в слив, а крупные частиц
осаждаются.

Эффективность обесшламливания в классификаторах составляет
70-90%.

Таблица 77

Техническая характеристика загрузочных устройств
типа УЗ

Показатели	¥312	У318
Максимальная производительность по		
твердому, т/ч 		300	500
?К : Т пульпы в исходном	2	2
Крупность исходного угля, мм	0—13;	0—13;
	0—125	0—125
Площадь дуговых сит, ма	1,52	2,28
Ширила щелв, мм.		
дугового сита 		1	1
в колосниковом решете	13	13
Эффективность (в %) по сбросу воды при		
нагрузке, т/ч:		
до 200	75	—
до 300 		55	75
до 500 		—	45
Эффективность (в %) дугового сита при		
нагрузке, т/ч:		
до 200 .	73	—
до 300	 .	. . .	50	70
до 500	. .	—	40
Масса, кг	2150	3400
Габаритные размеры, мм:		
длина	2720	3350
ширина			2204	3204
высота			2670	2780

Глава II

ПЫЛЕУЛАВЛИВАНИЕ

| 1. Общие сведения

Промышленной пылью называются газовые неоднородные системы,
состоящие из газообразной фазы и взвешенной в вей твердой фазы-
Крупность частиц пыли, взвешенной в воздухе или газе, колеблет-
ся в широких пределах — от 0,001 до 0,1 мм.

Источниками образования пыли на углеобогатительных фабриках
являются:

мельчайшие частицы, содержащиеся в угле;

пыловыделенне при транспортировании сухого угля, особенно
в местах перепада;
пылевыделеиие при дроблении, грохочении, пневматическом обо-
гащении и сушке угля.

При концентрации взвешенной в воздухе пыли более 30 г/м3
образуется взрывоопасная нылевоздушная смесь. Наличие угольной
пыли в воздухе ухудшает санитарно-гигиенические условия работы
трудящихся. При длительной работе в запыленном помещении воз-
можно заболевание пневмокониозом.

Основные средства борьбы с пылью на углеобогатительных фа-
бриках; покрытие герметическими кожухами машин и аппаратов,
которые являются источниками пылеобразовапия; уменьшение вы-
соты перепадов между отдельными аппаратами и транснортиыми
устройствами; применение закрытых желобов и др.

Пылеулавливанием называется процесс разделения неоднород-
ной^ газовой системы, основанный иа использовании физических
и физико-химических принципов для осаждения частиц твердой фазы.

Различают промышленно-технологическую систему пылеулавли-
вания, предназначенную для очистки воздуха (газа) после прохо-
ждения его через технологическую аппаратуру, и промышопно-
санитарпую систему, предназначенную для очистки воздуха в поме
щеяии углеобогатительной фабрики в соответствии с санитарно-ги-
гиеническими условиями. Согласно существующим нормам предель-
но допустимая концентрация угольной ныли в воздухе производ-
ственных помещений составляет 2—10 мг/м3 в зависимости от содер-
жания свободной SiO2.

Имеются следующие способы пылеулавливания:

сухой, при котором получают пыль в сухом виде;

мокрый, при котором получают пылевидные частицы в виде шлама.

Эффективностью процесса пылеулавливания называется отноше-
ние количества уловленной пыли к ее содержанию в исходном воздухе
или гаае.

Общий к. п. д. пылеуловителя

ч=-Т2-100, %,	(290)

где тх и т — масса уловленной пыли н ео содержание в исходном
воздухе (газе), г.

Масса пыли в исходном и очищенном воздухе (газе)

m=Va и тя=Ус.

Масса уловленной пыли

т1~т—m2 — V (а—с), г,
где V — объем воздуха или газа, поступившего в пылеулови-
тель, м3;

вис концентрация ныли в исходном и очищенном воздухе
(гаае), г/м3.
Подставляя значения nij и т в выражение (290), получаем

Т1 =-2^-100, %
а

(291)

Фракционный к. п. д. пылеуловителя характеризует эффектив-
ность пылеулавливания по определенному классу пыли:

^р=-"~У^1~-100, %,	(292)

где ун и у0 — выход соответствующего класса в исходной пыли и
в пыли очищенного воздуха (газа), %;

г] — общий к. п. д. пылеуловителя.

Пылеуловители по физическим принципам осаждения пыли клас-
сифицируются на;

вылоосадительные камеры (использование силы тяжести);

циклопы (действие центробежной силы);

батарейные пылеуловители (действие центробежной силы);
рукавные фильтры — фильтрация газа через пористую ткань;
электрофильтры — использование электрического поля высокого
напряжения;

мокрые пылеуловители — смачиваемость пыли водой.

Наибольшее распространение на углеобогатительных фабриках
получили циклопы, батарейные и мокрые пылеуловители.

Пример. Определить общий к. п. д. пылеуловителя, если концентра-
ция пыли в исходном газе 90 г/м8 и очищенном — 5 г/ма.

По формуле (291) определяем к. п. д. пылеуловителя

qn__к

П=^о£" 100=94-5%-

§ 2. Сухие пылеуловители

Из сухих пылеуловителей применяют циклоны и батарейные пы-
леуловители типов БИР и ПКН-

_ Циклон (рис. 206) состоит из верхпей цилиндрической части
1, закрытой крышкой 2, нижней конической части 3 с разгрузочным
бункером 4, входного патрубка 5Г расположенного по касательной,
выхлопной трубы 6, оканчивающейся улиткой 7, которая уменьшает
сопротивление циклона и улучшает степень очистки газа.

Запыленный воздух пли газ поступает по входному цатрубку
в цилиндрическую часть циклона и получает вращательное движе-
нце. Под действием центробежной силы частицы оседают на внутрен-
нюю поверхность циклона. Они движутся но спирали вниз и соби-
раются в конической части Из конической части пыль удаляется
в разгрузочный бункер.
Очищенный воздух или газ через выхлопную трубу удаляется
из циклона.

Техническая характеристика циклонов приведена в табл. 78.

Скорость осаждения частиц пыли в циклоне определяется по
формуле Стокса, где ускоренно силы тяжести g заменено центробеж-
ВЫМ ускорением шг/В:	;

(293)

где f _ коэффициент фор-
мы;

d — граничная круп-
ность классифика-
ции, м;

6 — плотность части-
цы, кг/м3;

ц — коэффициент вяз-
кости воздуха,
Па-с;

w — входная скорость
газа, м/с;

R — радиус циклона, м.
Входная скорость газа
принимается 15—25 м/с.

Скорость осаждения
обратно пропорциональна
радиусу циклопа. С умень-
шенном радиуса циклопа
эффективность ого работы
повышается.

газа

г

Циклоны предназначены для грубой очистки воздуха и газа иа
Сушильных установках.

Недостатком циклонов является низкий к. п. д., г] = 10-470%.

Производительность циклона определяется по формуле

У^ЗбООЫир. м3/ч,	(294)

Таблица 78

Технические характерпстякп циклонов

Диаметр циклона, мм	Размеры патрубка, мм		Высота циклона мм	масса, кг
	ширина	высота		
2150	343	1160	12 050	3 836
2650	669	1430	15 860	8 480
3000  3250  4000	760	1620	17 920	8 365
	8*45  1040	1755  2160	19 210  23 754	10 810  25 416
где Ь и h — ширина
w — входная
Аэродинамическое
муле

и высота входного патрубка, м;

скорость газа, м/с.

сопротивление циклона определяется по фор-

Я = Ч>А-^-, Па,

(295)

где <р — коэффициент сопротивления циклона: ф = 2,24-2,8;
А — плотность воздуха или газа, кг/м3.

Пример. Определить скорость осаждения пыли, производительность
в аэродинамическое сопротивление циклона D 2650 мм, если входная скорость
газа и? = 17,5 м/с; максимальный размер частицы, удаляемой с очищенным
гаэом d — 0,05 мм; плотвость частиц б = 1400 кг/м’; плотность газа А =
= 0,8 кг/м’; р. — 0,00002 Па -С.

1.	Определяем скорость осаждения частиц по формуле (293)

0,5«  0.00005»  1400

18-0.00002

17.5»

2.	Определяем производительность циклона по формуле (294). По табл. 78
па ходим Ь == 0,669 м и h = 1,43 м.

Г 3600.0,669 -1,43.17.5 = 6000 м«/ч.

3.	Аэродинамическое сопротивление циклона определяем по формуле (295).

Я=2.8-0,8-Ц^-=342 Па.

Батарейный пылеуловитель типа БПР (рис. 207)
состоит из одной или двух секций /, в которых смонтированы два
ряда циклонов 2; подводящего тройника 3\ отводящего тройника 4;
бункера 5 для ныли и конусной мигалки 6.

Внутри цилиндрической части циклонов установлены выхлоп-
ные трубы с лопатками для раскручивания потока воздуха, что сни-
жает аэродинамическое сопротивление циклонов.

Запыленный воздух или газ поступает через подводящий трой-
ник и распределяется по всем циклонам. Под действием центробеж-
ной силы частицы пыли отбрасываются к стенкам циклонов и спуска-
ются в бункер, откуда автоматически разгружаются через конусную
мигалку.

Очищенный воздух или гаэ выходит через выхлопные трубы ци-
клона и ио отводящему тройнику удаляется из пылеуловителя.

Технические характеристики пылеуловителей типа БПР приве-
дены в табл. 79.

Батарейные пылеуловители типа БПР предназначены для пыле-
улавливания в промышленно-санитарных системах и на сушильных
установках.
V Пылеуловитель батарейный комбиниро-
ванный с нижним подводом газа ПКН75 (рис. 208) состоит из
входного коллектора Jt двенадцати пылекоицентраторов 2, спираль-
ных отводов 3, циклонов 4, бункера 5 для пыли с конусными мигал-
камн и выхлопного коллектора 6.

Рнс. 207. Батарейный пылеуловитель типа БПР

Таблица 79

Технические характеристики батарейных пылеуловителей типа БПР

Показатели	БПРЭ6	БПР50	БПР75	БПР100
Производительность, м/ч	35 000	50 000	75 000	100 000
Число секций	1	1	2	• 2
Число циклонов в секции	6	8	6	8
Диаметр циклона, мм	800	800	800	800
Аэродинамическое сопротивление, Па	До 700	До 700	До 700	До 700
Масса, кг	5140	6864	11 342	15 220
Габаритные резиеры, мм- длина	3500	4465	5600	6469
ширина	1920	1920	4120	4120
высота	9300	10 527	9300	10 527
Запыленный газ поступает через входной коллектор 1 в пылеков-
цептраторы 2. Проходя концентраторы, газ приобретает вращатель-
ное движение. Под действием центробежной сплы часть потока вместо
с частицами пыли отбрасывается к периферии и выводится по спи-
ральному отводу 3 в циклоны 4 в которых пыль отделяется от гааа
и поступает в бункер 5, а затем выгружается мп галками.

Рис. 208. Пылеуловитель батарейный комбинированный ПКН75

Очищенный газ из циклонов и центральный поток i овцевтратов
объединяются в выхлопном коллекторе 6 и удаляются из пылеулови-
теля.

Техническая характеристика ПКН75

Производительность, м*/ч...............  75000

Число циклопов . . ........................ 4

Диаметр циклонов, мм ..................... 550

Аэро ци паническое сон роти вл сине, Па . .	900

Масса, кг............................. 5 7811

Габаритные размеры, мм:
длила .............................. 3000

ширина............................ 2 610

высота	.............. 4745

Батарейные комбинированные пылеуловители ПКН75 предназ-
начены для сухой очистьи газов от частиц пыли крупностью более
0,005 мм.

Применяются они в трубах сушилках и газовых сушильных ба-
рабанов обогатительных фабрик

§ 3. Мокрые пылеуловители

Из мокрых пылеуловителей применяются прутковые золоулови-
тели МП-ВГП

Ъ Мокрый прутковый золоуловитель MII-BT11
(рис. 209) состоит из цилиндрического корпуса 1 с коническим дном 2,
входного патрубка 5, в котором установлены распылительные фор-
гъпки н смывные сопла для непрерывного орошения прутковой ре-
шетки, распределительного кольца 4 с форсунками для создания не-
прерывной водяной плеиьп на внутренней поверхности корпуса
в гидра вл п чес кого затвора 5 для удаления шлама.

Запыленный газ поступает в аппарат через входной патрубок 3

по касательной. Проходя через прутковую решетку, частицы пыли
смачиваются пленкой воды и вместе с потоком газов поступают в ниж-
нюю часть корпуса /. Под действием центробежной силы частицы

| дыюд ша

Рис, 209, Мокрый прутковый аолоуловптель МП-ВТИ

осаждаются на внутренней поверхности корпуса и через гидравли-
ческий затвор 5 удаляются из аппарата.

Очищенный газ поднимается в верх корпуса, где дополнительно
орошается водой пз форсунок н удаляется ив аппарата.

Технические характеристики золоуловителей МП-ВТИ приведены
в табл. 80.

К. п. д. мокрых прутковых золоуловителей составляет 92%.

Мокрые прутковые золоуловители МП-ВТИ предназначены для
мокрой очистки газов на сушильных установках,

Нормальный режим рзботы пылеуловителей зависит от их герме-
тичности. При недостаточно хорошем уплотнении пыль может выби-
ваться в помещение, если пылеуловитель работает под давлением.
При работе под разрежением будет подсос иаружного воздуха в пыле-
уловитель.
Технические характеристики мокрых прутковых волоулоиителе! МП ВТИ

Диаметр  ЗО.1ОУЛО- вжте.тя, мм	Произво- дитель- ность. м*/ч	Входная скорость газа, м/с	Расход воды, мв ч	Масса, иг	Габаритные размеры, мм		
					длина	ширина	высота
2300	18 700	4.5	10,5	7 067	5020	2400	7960
2500	22 000	4,5	11,0	7 873	5215	2600	8 600
2700	25 600	4,5	12,0	8 760	5530	2<8О0	9240
3100	33 800	4.5	14,2	10 660	5930	3200	10 530
3300	38 200	4.5	14,8	И 932	6200	3400	11 160
3500	43 000	4,5	16,2	13 645	6300	6300	И 800
4000	56 700	4,5	18.0	17 372	6800	4100	13 690

Для нормальной работы мокрых пылеуловителей необходимо
обеспечить подачу достаточного количества воды и равномерное
ее распределение по брызгалам и соплам.

Расчет сухих и мокрых пылеуловителей сводится к определению
их числа

JtV

где к = 1,15;

V — количество запыленного воздуха или газа, поступающего
в пылеуловители, м3/ч;

V — производительность одного пылеуловителя, м8/ч (по тех-
нической характеристике).
НА

РАЗДЕЛ СЕДЬМОЙ

технический контроль

УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИКАХ

Глава I

ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

§ 1.	Параметры технического контроля
и характеристика проб углей

Контроль иа обогатительных фабриках производится с целью
стабилизации технологического процесса и выпуска продуктов, ка-
чество которых соответствует требованиям действующих ГОСТов
и технических условий.

Технический контроль осуществляется путем опробования рядо-
вого угля и продуктов обогащения, а также продуктов отдель-
ных машин и аппаратов с целью последующей их регулировки и со-
здания условий, обеспечивающих выпуск продуктов требуемого
качества.

В процессе технологического контроля определяют:

физические и физико-химические свойства рядового угля (золь-
ность, влажность, распределение минеральных примесей по классам,
содержание серы, гранулометрический состав, обогатимость и др.);

основные параметры. процессов обогащения (содержание легких
и тяжелых фракций);

параметры среды (плотность суспензии и пульпы, содержание
твердого в оборотной воде и др.);

количество угля и продуктов обогащения, расход воды, флота-
Цпонных реагентов, флокулянтов и др.;

качество продуктов (зольность, влажность, содержание серы,
фракционный состав).

При работе углеобогатительной фабрики ежесменному контролю
подвергаются не все параметры. Изучение всех параметров произ-
водят периодически при генеральном опробовании технологического
процесса с участием научно-исследовательских групп институтов.
Ежесменному оперативному контролю подвергаются зольность
И влажность продуктов (экспресс-анализ), их количество.

По времени отбора различают следующие виды проб:

разовые, отбираемые от угля или продуктов обогащения только
один раз;

часовые, отбираемые в течение 1 ч;
сменные, отбираемые в течение смены и составляемые нз несколь-
ких. порций;

суточные, составляемые из сменных проб, отобранных в течение
смены.

По назначению различают пробы:

товарные, предназначенные для характеристики качества про-
дуктов обогащения, отправляемых потребителям;

технологические, предназначенные для характеристики качества
продуктов обогащения обогатительных аппаратов, а также для опре-
деления эффективности работы оборудования;

для исследования углей и продуктов обогащения (сиговый и фрак-
ционный анализы и др.).

химические, предназначенные для химического анализа.

Для получения представительной пробы, отражающей среднее
качество опробуемого материала, необходимо отбирать пробу опре-
деленной массы.

Минимальная масса пробы зависит от:

крупности материала — с увеличением крупности масса пробы
увеличивается;

однородности материала — распределения анализируемого при-
знака (влаги, минеральных примесей, серы н др.) и опробуемой массе;
повышение неоднородности материала требует увеличения массы
пробы;

назначения пробы.

Минимальная масса пробы устанавливается в соответствии с дей-
ствующими ГОСТами.

§ 2.	Организация технического контроля

Технический контроль па углеобогатительных фабриках осуще-
ствляется отделом технического контроля (ОТК)- Однако часть опе-
раций технического контроля передана обслуживающему персоналу
цехов, что повышает их ответственность за качество выпускаемой
продукции.

Функции ОТК:

контроль качества рядового угля и продуктов обогащения, от-
правляемых потребителю, в соответствии с ГОСТами, ТУ и времен-
ными нормами;

отбор, приготовление и анализ проб угля всех назначений и соот-
ветствии с ГОСТами и инструкциями;

упаковка и хранение проб в соответствии с ГОСТами;

учет отправляемых потребителям продуктов обогащения по мар-
кам, сортам и другим показателям;

контроль ведения технологического процесса обогащения угля
в соответствии с планом в целях недопущения ухудшения качества
концентрата и снижения его выхода;

контроль за правильностью складирования и хранения угля яа
складах, чистотой подаваемых под погрузку вагонов;
производство анализов продуктов обогащения по фабрике в це-
лом п па отдельных звеньях технологической цепи, разработка
мероприятий по улучшению качества продуктов обогащения;

рассмотрение рекламаций потребителей, установление причины
брака и выявление лпц, виновных в выпуске брака, для привлечения
nv к ответственности в установленном порядке;

составление документов, удостоверяющих качество отгружаемой
продукции; ведение установленной для службы документации п пред-
ставление в вышестоящие организации отчетности о качестве;

участие в составлении плана обогащения угля на фабрике, раз-
работка проекта норм качества продуктов обогащения;

осуществление контроля за своевременной подготовкой н про-
ведением необходимых мероприятий, связанных с внедрением стан-
да ртов и временных норм.

ОТК обеспечивает и несет ответственность за выполнение прика-
зов и указаний Министерства но вопросам, относящимся к компетен-
ции ОТК.

Отдел технического контроля возглавляет начальник ОТК,
которому подчинены сменные мастера ОТК, пробоотборщики и про-
бе раздельщики. Начальник ОТК подчинен непосредственно дирек-
тору фабрпкп.	w

Начальник ОТК пмеет право-

при остапавлнвать прием сырья, выпуск готовой продукции и
отгрузку потребителю продуктов обогащения, не соответствующих
ГОСТу, ТУ и временным нормам;

приостанавливать переработку угля на фабрике при нарушении
установленного технологического процесса (нри выпуске брака с не-
медленным сообщением об этом руководству фабрики);

запрещать отправку продуктов обогащения потребителям при
отсутствии ГОСТов, ТУ и временных норм;

запрещать погрузку продуктов обогащения в загрязненные и не-
очищенные железнодорожные вагоны;

требовать от начальника основного производства, его замести-
теля, смсппых инженеров устраненпя причин, вызывающих выпуск
брака;

представлять директору фабрики предложения о привлечении
к дисциплинарной и материальной ответственности работников,
виновных в выпуске брака, а также в нарушении технологического
процесса обогащения угля.


ОТБОР И ПОДГОТОВКА ПРОБ
§ 1. Методы и схемы опробования

Отбор проб на углеобогатительных фабриках производят;

от движущегося потока материала в местах его перепада или с по-
верхности транспортных устройств;

от неподвижной массы материала, погруженного в транспортные
средства (железнодорожные вагоны, вагонетки, автомашины и др.)
или находящегося в штабелях.

На углеобогатительных фабриках опробованию подвергают твер-
дые и жидкие материалы, которые находятся в непрерывном дви-

Рис. 210. Схемы

В npaSy

В npofy

•впробд

сечений

Остатоя

отбора проб етодом

жеипи

В технике опробовании
существуют три метода:

метод вычерпывания, при-
меняемый для опробования
неподвижных масс материала;

метод поперечных сечо-
йий, применяемый для опро-
бования потока материала;

метод продольных сече-
ний — для опробования по-

тока материала.

Сущность метода вычерпывания заключается в отборе от непод-
вижной массы порций материала в определенных точках. Недостат-
ком этого метода является то, что отобранная проба будет характе-
ризовать качество только поверхиостиого слоя материала глубиной
до 1 м.

Сущность метода поперечных сечений заключается в пересечении
всего потока материала плоскостями, перпендикулярными напра-
влению скорости его движения (рис 210, а). Метод поперечного се-
чения является наилучшим иа всех существующих методов опробо-
вания и широко применяется на фабриках.

Сущность метода продольных сечений заключается в пересече-
нии потока материала плоскостями, параллельными направлению
скорости его движения (рис, 210, б). Недостатком этого метода
является плохая представительность пробы при неоднородном
материале по крупности и качеству.

Отбор проб для оперативного контроля работы углеобогатитель-
ной фабрики осуществляется в соответствии со схемой опробования.
На схему опробования наносят точки отбора проб с условными обо-
значениями их назначения. Частота отбора порций и масса проб в ка-
ждой точке указаны в специальных инструкциях. Примерная схема
опробования показана на рис. 211.

Кроме отбора проб для оперативного контроля, производится
отбор товарных проб согласно ГОСТ 10742—71. На ряде углеобога-
*Я<Мей I
|W* I О

r" tu-^ Д-----------------------.

>	I®	Z?-W«£j

jDaS/ttnuf	»fOKB0t nBtew>o8u»ir*t*H

'•w teipfo 0.5-

Mafnut”*oe
c&:t3’.u**ue

Трое Су'г’еязии
oorjBDi^uogfut

•^'^ирмие^ра'»! Прр»>- I -я
нроауяг I
Cfpcc суспензии
giejtP'tvfpHue

0- tjw

OieitM^Hut 8 тялеемг f^O	} Jr

вмпекзиях	*	‘

|O
втгвЗв |a

98еаа*а*ли8ят1Р

O-dStuI

й р *

Оясаскз иглкоп у^,м

яднцен-
vpant

Прем- Г

це-mputyii,,.- Ч"ав

*jvcw»a«u<« и otejfa -

'Aval

То rZ7|

vc4*/" fohpo'Wll

®Лг4,с»	J=

Шигач

Фяо*ециз*чнй

>0.5чи

4t»irtp apt. .•..wte*ue

ОтцЛ r|o	Фуе^л^

*уЛ7«

"I °

г/юл’д лл; J_





Д	Д



Г

Рис. 211. Схема опробования:

О — сживая (рааовая) проба па общий анадяз; А — проба ни фракционный
•налив м ти энспресс-авалиа; Щ  проба ни ситовый аналиа; Q — проба ни
содаржавгаз твердого (Т ; Ж)
тигельных фабрик организовано опробование рядовых углей на груп-
повых пунктах, что дает возможность полностью механизировать
процесс опробования и получать более объективные результаты.

§ 2. Пробоотборники

Классификация пробоотборников по ГОСТ 14112—69:
пробоотборники ковшовые типа ПК для отбора проб из потока
в местах перепада;

Рис. 212. Ковшовый пробоотборник ПК2

пробоотборники скреперные типа ПС для отбора проб из потока
с лент конвейеров;

пробоотборники щелевые типа ШЦ для отбора жидких проб из
вертикальных трубопроводов.

Основные требования к пробоотборникам:
обеспечивать отбор представительной пробы (порции) установлен-
ной массы;

нс допусквть потерь отобранной порции;

отбирать в пробу все куски по крупности, для чего ширина отби-
рающего устройства должна быть не мепее 2,5 размера максималь-
ного куска;

пясть емкость отбирающего приспособления, обеспечивающую
заполнение ее на 3/4 объема;

иметь длину отбирающего приспособления на 10% больше ши-
рины потока материала прп отборе проб на перепадах;

обеспечивать необходимые частоту отбора и массу порции;

иметь возможность работать в автоматическом режиме с пробо-
раздельными машинами и счетчиками количества отобранных проб;

обеспечивать полную разгрузку отобранном порции.

Пробоотборник ковшовый ПК2 (рис. 212) состоит
из рамы 7, двух ведущих 2 и ведомых 3 звездочек, двух тяговых це-
пей 4 с ковшом 5, натяжного устройства 6, механизма переключений
п привода.

Привод пробоотборника осуществляется от электродвигателя 7
через редуктор 8, специальный нал с двумя звездочками 9 и ценных
передач к ведущим звездочкам 2.

Пробоотборники 11К2 выпускаются горизонтальные и наклонные,
устанавливаемые иод углом 45®.

Прп движении ковш пересекает поток материала, отбирает порцию
и при огибании ведущих звездочек разгружается. Включение и вы-
ключение пробоотборника производится автоматически чороз уста-
новленный интервал времспи.

Технические характеристики ковшовых пробоотборников ПК2
приведены в табл. 81.

Таблица 81
Технические характеристики ковшовых пробоотборников I1K2

Покавателп	ПК2-8	ПК2-10	ПК2-12.5
Производительность опробуемого потока, т/ч 	  Максимальная крупность угля, мм Влажность угля, %		  Размеры ковша, мы* длина 	  ширина  Скорость движения ковша, м/с Электрод впгате.ть;  ТПП  мощность. кВт	*  Масса, кг  Габаритные размеры, мм:  Длина ширина высота '	*  22*	525  300  До 15  800 250—750 1.53—2,07  КО21-4/12  12/6  2855  3720-4040  3145  2650	1030 300  До 15  1000 250—750  2,54  КО21-4/12 12/6 Зи24  3720- 4940 3345 2910	1350 300  До 13  1250 250- 750  3,06  КО21-4/12 12,6 2991  3720-4940 3545 3000  339
Масса одной порции определяется по формуле

кг'	(296)

где Q — производительность конвейера, т/ч:

b — ширина ковша, м;

V — скорость ковша, м/с.

Рас. 213. Скреперный пробоотборник ПС2

При отборе проб из потока порции отбирают через равные интер-
валы времени, которые вычисляют во формуле

где М — масса опробуемой партии, т;

Q — производительность конвейера, т/ч;
п — количество порций-
|{оПш°вые пробоотборники ПК2 предназначены для отбора проб
гяя, антрацита и продуктов обогащения крупностью до 300 мм в ме-
стах перепада потока. Пробоотборники ПК1 предназначены для ма-
тервала крупностью до 150 мм.

Пробоотборник скреперный ПС2 (рис. 213) состоит из рамы 7,
vx ведущих 2 п ведомых 3 звездочек, двух тяговых цепей 4 со скре-
перным ковшом 5 на траверсе и привода.

Привод осуществляется от электродвигателя 6 через редуктор 7
я вал ведущих звездочек 2

Ковш пробоотборника представляет собой ползунковый скрепер
с полукруглой задней стенкой, закрытый сверху листом с траверсой.
На иижней кромке ковша укреплена полоса с прорезиненной лептой,
обеспечивающая полков снятие всех частиц материала, набираемого
в порцию с ленточного конвейера.

Пробоотборник устанавливается иад ленточным конвейером под
углом 45° к оси и кропится на раме конвейера. В месте установки
участок ленточного конвейера выпрямляется нри помощи плоских
ролвкоопор.

Пробоотборник включается через заданные интервалы времени
от паузного механизма, с которым сблокировав электродвигатель.

Прп движении ковш снимает с ленты копвойера в поперечном
направлении узкую полоску материала — порцию пробы. Отобран-
ная порция через разгрузочный желоб 8 ссыпается в бункер для
пробы. Выключение электродвигателя производится концевым вы-
ключателем.

Технические характеристики скреперных пробоотборников ПС2
приведены в табл. 82.

Таблица 82

Технические характеристики скреперных пробоотборников ПС2

Показатели	ПС 2-8	ПС2-10	nCf-t2	ПС2-14
Производительность конвейе- ра. т/ч		420	660	950	1300
Максимальная крупность угля, мм	300	300	300	300
Влажность угля, %	До 14	До 14	До 14	до 14
Ширина конвейерной лепты, мм	800	1000	1200	1400
Скорость движения ковши, 		1,79-3,51	1 79—3,51	1,79-3,51	1.79—3,51
Электродвигатель: тип	КОМ-32-4	КОМ-32-4	КОМ-32-4	КОМ-32-4
мощность, кВт ....	7	7	7	7
Масса, кг	1316	1356	1400	1418
Гаивритные размеры, мм: длина	3755	3955	4380	4655
кп»рина\ . .	1920	1920	1920	1920
высота	2240	2240	2340	2340
Масса одной порции определяется по формуле

_ Qb sin g

кг.

(298)

где Q — производительность конвейера, т/ч;

Ь — ширина ковша, м;
v — скорость ковша м/с;
а — угол между направлением раствора ковша и осью конвей-
ера, градусы.

Скреперные пробоотборники ПС2 предназначены для отбора
проб углей, антрацитов и продуктов обогащения крупностью до
300 мм из потока непосред-
ственно с ленточных конвейе-
ров. Пробоотборники ПС1
предназначены для материа-
ла крупностью до 150 мм.

Пробоотборник щелевой
типа П1Ц (рис. 214) состоит
из корпуса 1, отбира-
ющего приспособления 2 со
щелью 11, укрепленного на
полом валу 5, подшипни-
ков 4 и 5 полого вала, кон-
цевых выключателей 8, за-
грузочного патрубка Р, раз-
грузочного патрубка 10,
бака 12 и привода.

Прпвод пробоотборника
осуществляется от электро-
двигателя 6 через редуктор 7
и полый вал 3.

К загрузочному и разгру-
зочному патрубкам присое-
динен вертикальный трубо-
провод, по которому пере-
мещается поток пульпы
Через установленный интер-
валы времени включается
электродвигатель пробоот-
борника 6, и поток пульпы
пересекается отбирающим
приспособлением в попереч-
ном направлении. При этом

Рис. 214. Щелевой пробоотборник типа П1Ц часть пульпы проходит через
щел ь внут р ь отби рагощег0
приспособления и по полому валу попадает в бак для прооы-
Для реверсивного пвреключения направления вращения электро-

двигателя служат конечные выключатели.
Технические характеристики щелевых пробоотборников типа
ПЩ приведены в табл. 83.

Таблица 83

Технические характеристики щелевых пробоотборников типа ПЩ

Пикаптели	ПЩ-15	ПЩ-SO	ПЩ-25	ПЩ-30	ПЩ-35
Крупность час- тип в пульпе.  мм	0-3	0-3	0--3	0-3	0-3
Дпяметр ипта- ющегп трубо- провода, ММ	150	200	250	300	350
Ширина щели отбирающего приспособле- ния. ми  Электровпга- тель:	3—15	3-15	3—15	3-15	3-15
тпн	АОЛС2-М-4	ЛОЛС2-11-4	АОЛС2 114	АОЛС2-И-4	АОЛС2-И-4
мощность, кВт	0.6	0.6	0.6	0.6	0.6
Масса, кг Габаритные размеры, мм:	225	236	260	265	286
дли а а	555	610	6GU	730	790
ширина	530	560	600	640	730
высота	760	760	760	760	760

Пробоотборники типа ПЩ предназнвчены для отбора проб от по-
тока пульпы на вертикальных участках трубопроводов.

Пример. Определить массу порции, отбираемой пробоотборником
ПК2-10, если производительность конвейера Q = 900 т/ч, ширина ковша Ь —
= 300 мм. скорость ковша v= 2,54 м/с.

Массу порции определяем по формуле (296)

900  о.з .

3.6-2.54 -29Л ”Г-

§ 3. Машины для подготовки проб

Классификация машин для подготовки проб по ГОСТ 13812—68:
МПЛ — машина для подготовки лабораторных проб из первичных;
МПА — машина для подготовки аналитических проб нз первичных;
MjIA — машина для подготовки аналитических проб из лабо-
раторных.

предъявляемые к машинам для подготовки проб:
приготовление лабораторных н аналитических проб

^тветствпп с требованиями ГОСТ 10742-71;

ооеспсчивнть представительность подготавливаемых проб;

Требояаиия,
обеспечивать
гзю
обеспечивать возможность работы в автоматическом режиме
с пробоотборниками;

не допускать пылеобразование в процессе подготовки проб.

--------------------JJI.U

Рпс. 216. Машина МПЛ-300 для подготовки лабораторных проб

Машина для подготовки лабораторных
проб М ПЛ-150 (рис. 215) состоит из ленточного питателя 1 с откло-
няющим роликом 10 и очистным барабаном 11, молотковой дробилки 2
с Решеткой 5, направляющей решетки разгрузочного отверстия 5,
ковшового сократите.™ 6 с ковшом 7 и двумя бесконечными цепями 8
и очистного барабана 12 для предохранения загрузочной части
Дробилки от залипания влажным углем, двух банок 9 для лабора-
торной пробы

Ковшовый совратитель 6 снабжен кулачковой муфтой, включав-
мой с помощью пружины в выключаемой электромагнитом. Kobujo-

Рис« 217. Машина МПА-150 для подготовки аналитических проб

вый сократвтель включается муфтой череа установленный интервал
времени, зависящий от массы первичной пробы п необходимой сте-
пени ее сокращения

Первичная проба из бункера подается ленточным питателем в мо-
лотковую дробилку, где дробится до 3 мм. Дробленый продукт про
xoiiit через решетку молотковой дробилки и направляющую решетку
выходит через разгрузочное отверстие Прп этом ковшом сократи
?епя отбирается порция пробы и высыпается в бапки для лаборатор-
ной пробы.

Машина МПЛ-150 предназначена для подготовки лабораторных
проб нз первичпых крупностью 0—150 мм.

Машина для подготовки лабораторных
проб МП Л-300 (АР2) (рпс. 216) состоит пз приемной воронки 7,
ленточного питателя 2, молотковой дробплкп 3 для дробления пробы
по 25 мм, ковшового совратителя 4, шнекового питателя 5, молотко-
вой дробилки 6 для дробления до 3 мм, ковшового сократителя 7
п двух банок 8 для лабораторной пробы.

Первичная проба пз бункера лопточным питателем подается
в молотковую дробилку 3, в которой дробится до 25 мм. Дробленый
продукт ковшом сократителя подается в бупкер. Из бункера шпе-
ковым питателем проба подается в молотковую дробплку 6, где дро-
бится до 3 мм, и ковшом сократителя засыпается в банки для лабо-
раторной пробы.

Mai ины МПЛ-300 предназначепы для подготовки лабораторных
проб пз первичных круппостыо 0—300 мы.

Машпи а для подготовки апалитнческих
проб МН А-150 (рис. 217) состоит из ленточного питателя 1, молот-
ковой дробилки 2 для дробления пробы до 3 мм ковшового сократп-
те.чя 5, сущпльпоп камеры 4 с трубой, молотковой дробилки 5 для
дроблении до 0,2 мм, фильтра 6, двух бапок 7 для аналитических проб
я электронного влагомера ЭВ-1.

Первичная проба из бункера питателем подается в молотковую
дробплку 2, где дробится до 3 мм. Дробленый продукт проходит через
решетку и ковшом сократителя подается в сушильную камеру для

Таблица 84

Технические характеристики машип для подготовки проб

Показателя	МПЛ-150	МПЛ-300	МПА-150	МЛА-3
Производительность, т/ч  KpjnnocTB j гля мм:	1,3-2.0	7,7—12,2	1,3—2,0	
ИСХОДНОЮ	0—150	0—300	0—150	0—3
конечного	0-3	0-3	0—0,2	0—0,2
Влажность угля, %	...  лектродвигатель, кВт . .  Масса, кг  Габаритные размеры, мм:	До 18  10	До 15  19	До 18  13	До 4  2,2
	1775	4070	2000	188
Длина	2300	3000	1400	600
ширина	97U	2140	1400	600
высота	1760	3170	2520	1300
а затем

подсушки. После подсушки проба поступает в мозотковую дро-
билку 5, где дробится до 0,2 мм,	---- ’	"

засыпается в байки для ана-
литической пробы.

Остаток пробы поело
сокращения в ковшовом
сократитело попадает в
злектроппый влагомер для
определения влажности.

Машина МПА-150 пред-
назначена для подготовки
аналитических проб из

Рнс. 218. Машина МЛА-3 для подготовки
аналвтических проб

Машина МЛА-3 предназначена для

первичных крупностью
0—150 мм.

Машина для подготов-
ки аналитических проб
МЛА-3 (рис. 218) состоит
из приемной воронки /,
шнекового питателя 2,
молотковой дробилки 3
с молотками 4 для дробле-
ния пробы до 0,2 мм,
стальной крышки 5, укре-
пленной в корпусе шар-
нприо, стального кольца 6
с поперечными щелями,
банок 7 для аналитиче-
ской пробы, прижимного
механизма 8 для установ-
ки и крепления баиок 7
и матерчатого фильтра 9
для отвода воздуха и пред-
охранения потерь уголь-
ной пыли.

Подсушенная лабора-
торная проба шнековым
питателем подается в мо-
лотковую дробилку, где
дробится до 0,2 мм. Дроб-
леный продукт проходит
через щели стального коль-
ца, где и распределяется
по банкам для аналитиче-
ской пробы.

подготовки аналитических

проб из лабораторных крупностью 0—3 мм.	с; мпП <50

Технические характеристики машин для подготовки проб М11Л-1 ,
МИЛ-300, МПА-150 в МЛА-3 приведены в табл. 84.
Глава III

КОНТРОЛЬ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ

ПРОЦЕССОВ ОБОГАЩЕНИЯ

К современным технологическим схемам обогащения углеобога-
тительных фабрик предъявляются следующие требования:

малооперационность — рвцпопальпое ограничение числа после-
довательно применяемых операций разделения с целью сокращения
пребывания угля в системе и уменьшения шламообразованяя;

прямоточность — ограничение циркуляций я замкнутых потоков,
которые приводят к увеличению нагрузок иа аппараты и дополнитель-
ному шла мооб разеванию;

частичная или полная регеиераппя оборотной воды с применением
процесса флотации;

замкнутый цикл водно-щламового хозяйства.

Технологическая схема обогащения энергетических и коксу-
ющихся углей включает в себя:	.

подготовительные операции — предварительное грохочение и
бление крупного класса; мокрое подготовительное грохочение и обсс-
шламлнвание мелкого класса; °

основные операции — обогащение крупного машинного класса
в тяжелых суспензиях; отсадка мелкого машинного класса; флота-
ция шламов;

вспомогательные операции — сброс суспензии и обезвоживание
крупного концентрата, промпродукта и отходов па грохотах; реге-
нерация суспензии; гидравлическая классификация и обезвожива-
ние мелкого концентрата в багер-зумифах; центрифугирование мел-
кого концентрата в багер-зумпфах; центрифугирование мелкого кон-
центрата в промпродукта; сгущение шлама; фильтрование флота-
ционного концентрата; сгущение с флокуляцией отходов флотацип;
цент ри фугирование отходов флотация; сушка мелкого концентрата
н отсадка.

При обогащепин энергетических углей, как правило, выделяют
только два продукта обогащения: концентрат и отходы. Концентрат
подвергают рассортировке на сорта в соответствии с ГОСТом.

Контроль технологических процессов обогащения производят
в соответствии со схемой опробоваипя.

§ 1. Контроль подготовительных процессов

Контроль процесса грохочения заключается в определении к. п. д.
грохотов и сравнении его с установленным к. п. д. для данного
вида грохочения.

Для определения к. п. д. грохота отбирают разовые пробы от
исходного питания и надрешетного продукта массой 60—100 кг в за-
висимости от крупности. Отобранные пробы подвергают контроль-
ному рассеву на сите с отверстиями, равными размеру отверстий сита
грохота. Продукты рассева взвешивают и определяют содержание
под решетного продукта в исходном и надрешетиом продукте в %
к пробе. Затем по формуле (39) вычисляют фактический к. п. д. гро-
хота.

Пример. Определить к. п. д. грохота с отверстиями сита 10 мм по дан-
ным рассева исходного питания п надрететвого продукта, приведенным в табл. 85
Определяем:

содержание подрешетпого продукта (класс 0—10 им) в исходном питания

Ь—100=31%;

содержание подрешетного продукта в вадрстетном

ioo^io.3%;

к. п. д. грохота по формуле (39)

„ 100(31.0-10,3)	.

1 31X1(100—10.3)

Таблица 85

Результаты рассева исходного
питания в ладрешетного продукта

Класс, мм	Выход, кг	
	Исходное питание	Нядрс- тпетиый иротукт
10—100	51.7	53.8
0—10	23,3	6,2
Итого	75.0	60,0

Таблица 86

Результаты рассева исходного
питании и дробленого продукта

F.jncc, АШ	Выход. КГ	
	Исходное питание	Дроб- ИНЫЙ продукт
>10	51.0	0.3
1—10	7,8	26,4
0—1	1.2	3.3
Итого	60,0	30,0

Контроль процесса дробления заключается в определении эффек-
тивности дроблеппя в дробилках и сравнении ее с оптимальной эффек-
тивности ю для данного вида дробления.

Для определения эффективности дробления в дробилке отбирают
разовые пробы от исходного питания и дробленого продукта. Масса
проб при крупном дроблении — 200—250 кг от исходного питания
и 60—100 кг от дробленого продукта при мелком дроблении — 60—
100 кг и 30—40 кг соответственно. От каждой пробы отсеивают класс
0—0,5 (1) мм и производят рассев на сито с отверстиями, равными
максимальному размеру куска в дробленом продукте. Продукты рас-
сева взвешивают и определяют выход каждого класса в % к пробе.
Эффективность дробления вычисляют по формуле (65).

П рвм ер. Определять эффектпппость дробления промпродукта до 10 мм
в молотковой дробилке по результатам рассева мсходвого питания и дробленого
промпродукта, приведенного в табл. 845.
Определяем содержание;

класса 1—10 мы а исходном питании

7 R
ai-io=-^j-100= 13%;

класса 1—10 мм в дробленом продукте

классе >Ю мм в исходном питании

«>W=-J5-10°=85%-

Определяем эффективность дробления по формуле (67),

Е =	W0=88,3 %.

§ 2. Контроль основных процессов

Г равитацпоипые процессы. Для определения эффе-
ктиппости работы маптип для гравитационного обогащения отбирают
пробы от исходного пптапия, концентрата и отходов. Отобранные
пробы подвергают фракционному анализу и по его результатам строят
кривые разделения Тромпа (см. раздел третий, гл. III).

По крпвым разделения определяют граничную плотность разде-
ления 6р, среднее вероятное отклонение £р п погрешность разделе-
ния I.

Контроль качества продуктов обогащонпя сепараторов, отсадоч-
ных магапп, шнековых сепараторов и других аппаратов осуществ-
ляется путем отбора и анализа сменных проб.

Оперативный контроль работы обогатительных машин проводят
е помощью экспресс-апализа — расслоение продуктов обогащения
в двух тяжелых жидкостях плотностью, равной плотности разделе-
ния в действующих машппах-J

Для экспресс-аналнза отбирают пробы от концентрата, промпро-
дукта п отходов массой не мепео 5 кг каждая. Интервал отбора проб
должен быть не мепео 1 ч. Пробы обесшламливают промывкой струей
воды на епте с отверстиями 0,5 мм и взвешивают.

Пробы расслаивают в двух тяжелых жидкостях. Полученные
Фракции промывают, взвешивают я определяют взаимное засорение
продуктов обогащения посторонними фракциями в % к пробе по
формуле

a=-S-100,	(299)

т

гДе с — содержание посторонней фракцпи, г;

т — масса пробы, г.

Результаты экспресс-аналнза сравнивают с показателями, уста-
новленными для каждой машмпы режимной картой.
По данным экспресс-аналнза производят регулирование обога-
тительных машин.

Контроль и регулирование плотности суспензии в сепараторах
осуществляются автоматическими регуляторами тнпа РПСМ.

Регулирование толщины постели и выпуск тяжелых фракции
в отсадочных машинах типа ОМ осуществляются автоматическими
регуляторами АРУ и в машинах тнпа ОМА — автоматическими регу-
ляторами Гипромашуглеобогащения.

Пример, Для контроля работы отсадочной машины отобраны пробы
от продуктов обогащения на экспресс-анализ. Результаты расслоения проб
и их масса приведены в табл. 87. Проанализировать работу отсадочной машины,
показатели которой установлены режимной картов (табл. 88 J.

Таблица 87

Результаты расслоения проб

Продукт	Масса пробы, г	Выход фракция, г			
		>1.5 г/см’	<1.5 г/см®	>1.8 г/см®	1.5-1.8 г/см®
Концентрат 	  .	5100	214			2,5	—
Промпродукт .......	5200	—	936	1474	—
Отходы 		5500		22	—	220

Таблица 88

Режимная карта отсадочной машины

Продукт	Выход фракций, %			
	>1,5 г/ СМ®	<1.5 Г/СМ®	>1.8 г/см®	1.5—1,8 г/см®
Концентрат ...	4	—	0,5	—
Промпродукт	. .	—	16,0	25,0	
Отходы 		—	0,5	—	4

Определяем засорение:

концентрата посторонними фракциями по формуле (299):

“>...=-й^100=4-2%=

’ *’ Q1UU
промпродукта посторонними фракциями:

“>*.8=-^- 100=28%:
ОТХОДОВ

посторонними фракциями:

92

-^Г’м=м%;

а<М =

•.»-^Г100=4%-

Сопоставляя полученные результаты экспресс-аналиэа с показателям*
пежвмпон карты (см. табл. 88), можно сделать следующие выводы: содержание
в концентрате фракции >1,5 г/см’ превышает норму на 0,2%; содержание в пром-
продтгте фракции <1,5 г/см3 превышает порму на 2%, а содержание фракции

8— па 3%. Отсадочная машина требует регулировки.

’ Засорение концентрата фракцией >1,8 г/смя н засорение отходов ве превы-
шают норм.

Процесс ф.т от в ц ин. Параметры контроля процесса флотации
(качество продуктов флотации, крупность исходного шлама, плот-
ность пульпы, степень азрации пульпы) устанавливают режимной
картон Л'

Копт роль качества продуктов флотации производят отбором смен-
ных проб от исходной пульпы, отходов н осадпа с последующей их
обработкой и анализом.

Для определения содержания крупного класса > 0,5 мм в исход-
ной пульпе отбирают пробу и помещают в мерный сосуд. По массе
пульпы определяют содержание твердого в граммах. Пульпа из
мерного сосуда сливается на сито с отверстиями 0,5 мм. Надрешет-
иый продукт промывается водой и переносится обратно в мерный
сосуд, в который доливается чистая вода до перелива. По массе воды
и надрешетпого продукта определяют содержание твердого. Содер-
жание класса > 0,5 мм в пробе определяют по формуле

v=-p-ioo, %,

где Т j — содержание класса > 0,5 мм, г;

Т — содержание твердого в пробе, г.

Контроль и регулирование плотности пульны производятся авто-
матическими регуляторами типа РПСМ.

В случае отсутствия автоматических регуляторов контроль плот-
ностп пульпы производится вручную взвешиванием мерной кружки
с пульпой. По массе пробы в кружке определяют по таблице плот-
ность пульпы (61.

Определение степени аэрации пульпы производится прибором
посилова [50], который состоит из стеклянного мерного цилиндра
с кРьппкоп. Мерный цилиндр заполняют водой, плотно закрывают
крышкой и погружают в пульпу. Крышку открывают, и пузырьки
воздуха поступают в цилиндр, вытесняя воду. При этом отсчитывают
время заполнения воздухом объема цилиндра.

15 Зага» 1331	353
Степень аэрации пульпы определи ют п» формуле
у

а=~р[~' мэ/(мии №),

где V — объем цилнидра, заполненного воздухом, м8;

F — площадь цилиндра, м8;

1 — время заполнения воздухом цилиндра, мин

§ 3.	Контроль вспомогательных процессов

Гидравлическая классификация и о б е с-
ш л а м л в в а н и е. Контроль процесса гидравлической класси-
фикации заключается в определении эффективности работы гидра-
влических классификаторов и сравнении ее с оптимальной эффек-
тивностью, установленной дли каждого типа классификатора.

Для определения эффективности работы гидравлического клас-
сификатора отбирают жидкие пробы от исходного питания, слива и
осадка в количестве не менее 10 л. После обработки пробы подвер-
гают рассеву иа снте с отверстиями, равными граничной крупности
классификации. Продукты рассева взвешивают и определяют со-
держание топкого класса в % к пробе Эффективность гидравличе-
ской классификации вычисляют по формуле (177).

Контроль процесса обесшламливапия в багер-зумпфах и отстой-
ных классификаторах производят аналогично контролю процесса
гидравлической классификации.

Контроль работы обесшламливающих грохотов заключается
в определении к. п. д. грохота. Для определения к. п. д отбирают
пробы от исходного питания н обесшламленного продукта массой 30—
40 кг каждая. Пробы рассеивают иа сите с отверстиями, равными раз-
меру отверстий сита ив грохоте. По результатам рассева определяют
содержание подрешетного продукта в исходном питании и обесшлам-
ленном продукте в % к пробе. К- п. д. грохота вычисляют по формуле
(289).

Обезвоживание. Контроль процессов обезвоживания
производят пугем отбора разовых пли сыепных проб от исходного
питания обрзвожпвающпх аппаратов и продуктов обезвоживания
с последующим определением и них содержания влаги. Полученные
•результаты анализа сравнивают с оптимальными показателями, устя-
новленнымп для данного типа аппарата.

Контроль работы обезвоживающих грохотов, элеваторов и бхн
керон заключается в отборе проб от обезвоженного продукта я опре-
делении в них содержания влаги.

Контроль работы центрифуг состоит в отборе проб обезвоженного
продукта для определения содержания и нем влаги и также перво'
дпческого отбора проб фугата для определения содержания в нем
твердого (класс >0,5 мм).	-

Контроль работы вакуум-фильтров заключается в отборе про»
осадка для определения содержания в нем влаги, а также периодиче-
ского отбора проб фильтрата на содержание твердого.
И . оль работы сгустителей заключается в отборе проб исход-
Г 7'0НТ^пь1 душенного шлама и слива с последующим оп редело-
*С“ “см фжания в них твердого. _

И ‘"’фиктивность работы сгусгйгелои определяется по формуле
£=£‘1т8!£-100- %	(300)

(72-73)71

Т То и Т3 — содержанпе твердого в исходной пульпе, сгу-
где 1*	2	щепном шламе и сливе, г/л.

n п и м е р Определить эффективность работы цилиндрического сгусти-
Jim содержание твердого в исходной пульпе 7j = 170 г/л, а сгущенном
тедя ес |н с т/д и сдяве Гя = до г/л.

ШЛ .(ффективпость работы сгустителя определяем по формуле (300)

(170 - 90)209	5

Е ~ (200-90)170^ 101 85' Л ‘

§ 4.	Автоматизация определения зольности
и влажности продуктов обогащения

Рентгенометрический метод определения
зольности. Определение зольности осуществляется реитгепо-
метрическим золомером ЗАР-2-1 (рис» 219).

Рис. 219. Функциональная
схема зодомера ЗАР-2-1•

1 — генерятор ивлучения; я —
образцовый отражатель; Я —
индикатор рентгеновского излуче-
ния; < — регистрирующий прибор;
S — электронный блок; в — инди-
катор рентгеновского излучения;
7 - регистрирующее устройство;
в — блок питания индикаторов:
® — стабилизатор напряжения сети

Принцип работы золомера ЗАР-2-1 основав иа различной интен-
сивности рассонааннн рентгеновского излучения пробами углей раз-
личной зольиостл-н сравнения полученных результатов с эталоном.
Результаты определения зольности отсчитываются на шкале золо*
мера.	*

Пробы измельченного угля приготовляются в соответствии
е ГОСТ 16479—70.

Техническая характеристика золомера ЗАР-2-1

Пределы измерения вольности, % ... .	4—40

Точность измерения, %................. 0.2—0,5

Влажность исследуемых проб, % .	До 3

Время измерения зилыюстп, мни ...	1—2

Температура окружающей среды, РС . . л 10—40

Потребляемая мощность, Вт ...... ^ 300

23. Мама'кг • • • 2М
Зотомор ЗАР-2-1 предназначал для автоматического определения
зольности углей л продуктов обогащения.

Олречеленпе влажности мелких углей электронным методом про-
изводится в соответствии с ГОСТ 11056—G7 электронным влагомером

Электронный влагомер ЭВ-1 (рис. 220) имеет три
основных узла: датчик Л, измерительный блок Б и записывающий
прибор В. Датчик состоит иа

Рис. 220. Схема электронного влаго-
мера ЭВ-1 (ГОСТ 11056- 67)

корпуса /, измерительного элек-
трода 2, датчика 3 контроля
уровня пробы угля, бунке-
ра 4, вибрационного питате-
ля 5 и двигателя в питателя.

Принцип работы влагоме-
ра ЭВ-1 основав иа измерении
электрической емкости и ди-
электрических, потерь конден-
саторного емкостного датчика,
в котором диэлектриком являет-
ся проба угля крупностью 0—
3 мм. Датчик А питается токои
высокой частоты. Результаты
измерений вл аж пости пробы

записываются прибором В, Точность измерений содержания влаги
составляет 0,5%.

Электронный влагомер ЭВ-1 устанавливают в комплексе с маши-
нами типа МЛА для подготовки проб. Он предназначен для непре-
рывного измерения влажности проб.

Рентгеповскпн анализатор РАМ-1 М д л я мел-
кого угля (pift-. 221) состоит нз блока датчиков 1, блока упра-
вления 2, опоры 3, рамы 4, подвески 5, подъемного механизма 6,
противовеса 7, шарового шарнира 8, соединительного кабеля 9,
генератора рентгеновского излучения 12, детектора излучения 73,
электронного блока измерения 14, датчика влагомера 15 н регистри-
рующих приборов.

РАМ-1 М устанавливается непосредственно пад анализируемым
иотоком угля 11 на ленто 10 конвейера и непрерывно измеряет золь-

ность и влажность угля.

Измерение зольпости угля осуществляется косвенным методом
по ириицппу сравнения иитепсивпости рентгеновских лучей, рассе-
янных потоком >гля и эталонным отражателем.

Определение влажности основано па принципе измерения диэлек-
трических свойств влажного угля с помощью датчика емкостного
типа, питаемого током высокой частоты (8 МГц).

Анализатор РАМ-1 М предназначен для непрерывного измерения
и записи показателей зольности и влажности угля или продувов
обогащенпя крупностью до 13 мм

Влагомер автоматический конвейерный ВАК-3 состоит из датчик»
темой шарнирной подаескн его над ленточным конвейером и ре-
^пР^^ТдХПтРвия°ВЛК-3 основан на измерении диэлектрических
т... ' ст’’ влажного угля, проходящего в электромагнитном высоко-
частотном поле датчика емкостного типа

iff50 —-----------------*1	------------- 'S7S

Рис. 221. Рептгеиовсквв анализатор РАМ-1 и

ВАК-3 предназначен для непрерывного измерения и записи влаж-
ности угля крупностью до 13 мм непосредственно в потоке на лейте
конвейера.

Глава IV

КОЛИЧЕСТВЕННЫПКОНТРОЛЬ

§ 1. Количественный контроль угля
 продуктов обогащения

Количественный контроль, как и качественный, предназначен
для учета работы углеобогатительной фабрики и расчетов с постав-
щиками рядовых углей и потребителями готовой продукции. По
результатам количественного контроля определяют выполнение фаб-
рикой плана переработки рядовых углей, выпуска товарной продук-
ции п производительности труда.

Помимо куличсственного контроля рядового угля и продуктов
ооогащения на фабриках производят текущий количественный учот
по отдельным сменам, агрегатам и отдельным аппаратам Такой учет
необходим для определения производительности труда обслужива-
ющего персона ia и зффоктивпости работы оборл дованпя.
Количество рядового угля, поступающего па фабрику опоег
ляется:	» г

по железноюрожным накладным, если уголь поступает в желез-
нодорожных вагопах;

числом вагонеток за смепу или сутки, умноженным на массу одной
вагонетки, если уголь поступает в вагонетках;

числом скипов за смепу или сутки, умноженным па массу одною
скипа, если уголь поступает в скипах;

автоматическими конвейерными вэсами типа ЛТМ-1М, если уголь
подается конвейерами.

Если уголь отправляется шахтой па фабрику в виде горной массы
то производят скидку на содержание видимой породы согласно дей-
ствующему положению.

Качество рядового угля определяется по удостоверениям о ка-
честве топлива, высылаемым поставщиками в соотвотствпп с
ГОСТ 1137-6'1.

Количество продуктов обогащения, отправленных потребителям,
определяется по железнодорожным накладным. Масса продуктов,
отправляемых в железнодорожных вагонах, определяется взвеши-
ванием па вагонных циферблатных весах типа T675I1200 пли
РС150Ц13В.

Если концентрат отправляется потребителям конвейера мм, то
его масса определяется автоматическими конвейерными весами типа
J1TM-IM.

Качество продуктов обогащения определяется по удостоверениям
о качестве, высылаемым потребителям.

Количество отходов, направляемых в отвал, учитывается по от-
ходам, фактически выданным с фабрики.

g 2. Контроль производительности аппаратов,
расхода реагентов и флокулянтов

Производительность фабрики по рядовому углю определяется
делением количества переработанного угля за смену, сутки на чисто
часов работы фабрики за тот же период времени.

Текущий контроль производительности фабрики осуществляется
по приборам в диспетчерском пункте пли взвешиванием па автомати-
ческих копвейерных весах.

Производительность грохотов для грохочения определяется де-
лением часовой производптельпости фабрики на число грохотов.
Производительность двухснтиого грохота определяется по верхнему
и нижнему ситам с учетом к. п. д. грохота.

Производительность машин для гравптациоипогб обогащения
определяется расчетным путем Данными для расчета служат: часо-
вая производительность фабрики, гранулометрический состав рядо
вого угля, к. п. д. грохотов для подготовительного грохочения и к.п.д
аппаратов для обесшламливания.
ГТ мео Определить производительность отсадочных машин для круи-
П Р оп«пгп'v-глей. если производительность фабрики Q = 500 т/ч, к. п. д.
пого и мелко у п дугового сита типа УЗ ц0 = 0,75, выход класса 13—
JK'X°TJ ™ ситовому анализу 20%, выход класса 0,5-13 мм - 65% и выход
1*?. а 0-0.5 им-15%.

выи^асса 13-100 мм с учетом к. и. Д грохот

Yi-Vu-l» 1 (1-0>Тмз 2Ч г (10.0)В0=28«<,;

производительность отсадочной машины для крупного угля
Оу,	500-28	,,А ,

О. -т^-==------ГмД---140 т/ч;

'1 lui >	100

выход класса 0,5—13 мм

Выход класса-0 13 мм

у0-13-100-Y1 100	28 = 72%;

выход класса 0—0,5 мм после обесшламливания

Yi-o.,=Vo-,.,'),, -15 • 0.75 11.3%;

выход класса 0,5—13 мм после грохоченая и обесшламливания

у.= Vo-и- Yi-o,. - 72.0-11,3= 60.7%:

производительность отсадочной машины для мелкого угля

П	- 500-60-7 — у.ч т/ч

°2 Поо---------ioo	1

Производительность флотационных м а-
1н и н рассчитывают. Данные для расчета: результаты привески
листом осадка на ленте конвейера, скорость ленты, содержание влаги
в рядовом у где и осидке, зольность исходного шлама л продуктов
флотации.

Расчет производительности флотационных машин может быть
произведен по данным взвешивания осадка и а конвейерных весах.

Общая производительность флотационной установки по осадку

= З.б^Р. т/ч,	(301)

где q — масса пробы на 1 м длины лепты, кг;

с — скорость ленты, м/с.

Полученную массу осадка в натуре приводят к влаге рядового
угля но формуле

“*>  т/ч.	(302)

где И S п — содержание влаги в осадке п рядовом угле, %.

Производите 1ьность флотацпонпой установки по исходному пи
танию

/т___ Qk ЮО

V =----------> т ч,

г*

гДе — выход концентрата,%;
где Л£, и — зольность исходного шлама, концентрата и от
ходов, %.

Производительность одной флотационной машины определяют
делением общей пропзводптельпостп установки яа число работаю*
щих машин.

П ример. Определить производительность двух флотационных мЯЦ1йи
если масса пробы по провсске q — 6,8 кг/м, скорость ленты конвейера в « 2 м/с*
влажность осадка И » = 22% в рядового угля И g ~ 6%, зольность исходного
Ин = 18,5%, кека (осадка) = 8% н отходов А%— 75%.

1.	Определяем общ^ю производительность по формуле (301)

Се = 3,6- 6.8 -2 = 49 т/ч.

2.	Приводим массу осадка в иатуре к влаге рядовых углей по формуле

Л	100 — (22-ГО

------КЮ------=43 Т/Ч-

3.	Определяем:

выход флотационного концентрата по формуле (303),



производительность установки по исходному питанию

С-

43•100

84.3

»51 т/ч;

проиаводнтельнооть одной флотационной машины

----25.5 т/ч.

Расходомер пульпы Артюшина (рис. 222) состоит
из треугольпого водослива 1 с тонкой стенкой, установленного вну-
три открытого желоба 4 поперек потока, поплавка 2, укрепленного
на сторжпо 6 и перемещающегося между направляющими роликами 7,
шкалы 3 и порога 5 для успокаивания пульпы перед водосливом.
Прп течении пульпы через водостив поплавок поднимается и пока-
зывает высоту уровня пульпы над водосливом.

Расход пульпы через треугольный водослив определяется по фор-
муле	.

1Г = 4835Я2’47, м3/ч,	(304)

где Н — высота потока пульпы от вершины треугольпого водо-
слива, м.

Шкала расходомера разградупрована в м8/ч в соответствии с фор-
мулой (304).

Производительность флотационных машип по твердому опреде-

ляется по формуле



(305)
Ijz — расход пульпы, м’/ч;

Гд6 6 __ плотность твердой фазы, т/м’;

П — плотность пульпы.

Рйгхоломер пульпы с треугольным водосливом предназначен
.о ирппспывиого замера расхода пульпы при оператианом контроле
Д о-кет быть применен в качестве датчика в системе автоматического

регулирования.

Расходомер НГИ (рпс. 223) состоит из открытого желоба 7,
загрузочной камеры 2 с ситами 3 для улавлпвания посторонних пред-
метов, водослива 4 с отверстием параболической формы, бачка 5
с поплавком 6 для замора высоты потока над кромкой водослива,

Дифференциального манометра 7, компенсационного бачка 8 и запи-
сывающего прибора 9.

Расход пульпы через водослив определяется по формуле

W = CH, м3/ч,

ГД6 И ~~ ПОСТОЯнная прибора;

-^высота уровня пульпы над водосливом, м.
Расходомер ИГИ предназначен для непрерывного замера расхода’
пульпы при оперативном контроле и может быть применен в каче-
стве датчика в системе автоматического регулирования. По сравне-
нию с расходомером Артюшина конструкция расходомера ИГИ
более сложная.

Производительность транспортных устройств может быть опре-
делена провеской материала. Например, производительность лен-
точного конвейера можно определить но формуле (301), в которой
скорость ленты

лЛп

" =~6ОГ  м'с’	(306)

где D — диаметр приводного барабана конвейера, м;

п — частота вращения электродвигателя, об/мин;

i — передаточное число редуктора.

U Расход реагентов определяется замером количества подаваемых
реагентов н сравнения его с нормой подачи, предусмотренной режим-
ной картон.

Норма подачн реагентов рассчитывается по формуле

= см’/мнн.

(307)

где Q — производительность флотационной машины, т/ч;

г — заданный расход реагентов, г/т;

Д — плотность реагента, г/см8.

Расход флокулянтов определяется замером количества подавае-
мых флокулянтов.

Товарный полиакриламид обычно поставляется 8%-ной концен-
трации.

Необходимое количество товарного ПАА для приготовления ра-
бочего раствора заданной концентрации вычисляется по формуле

9 = -^-,кг.	(ЗОЯ)

где	— объем рабочего раствора, л;

сх и е2 — концентрация ПАА в товарном продукте и растворе, %
Плотность рабочего раствора принимают Д «« 1000 кг/мэ.

Объемный расход рабочего раствора ПАА определяется по фор-
муле

г=-ж-.	(309)

CHAJCj

где W — объем пульпы, поступающей на флокуляцию, ма/ч;

г — расход ПАА, г/м8;

сг — концентрация рабочего раствора, %.

П р в и ер. Определить объемный расход раствора ПАА для флокуляция
отходов флотации в количество И = 200 м’/ч, если концевтрация раствора
с, = 0,1%, расход ПАЛ г = 0,5 г/м’.
Объемный расход раствора ПАА определяем но формуле (309):

200-0.5

“ 600-0.1

= 1,67 л/мни.

§ 3. Составление балансов
и отчета о работе углеобогатительной фабрики

Основным отчетным документом, характеризующим работу угле
обогатительной фабрики аа смену, сутки и месяц, является баланс
продуктов обогащения. Различают технологический
п товарный балансы.

Технологический баланс составляется ежесменно
на основе данных о количество и качестве переработанных углей и
продуктов обогащения с учетом остатков в бункерах и других емко-
стях. При этом влажность учитываемых продуктов приводится к влаге
рядовых углей по формуле (302).

По результатам технологического баланса определяют выполне-
ние плана переработки рядовых углей и выпуска концентрата кол-
лективом трудящихся за смену.

Товарный баланс состввляется за месяц на основе ре-
зультатов качественного и количественного контроля с учетом остат-
ков рядового угля и продуктов обогзщеппя па складах, в бункерах
и других емкостях фабрики иа начало и конец месяца 131-

Так как товарный баланс составляется за более длительный пе-
риод времени, чем технологический, то он является более точным.
В товарный баланс включаются потери, которые получаются прн
сбросе шламовых вод за пределы фабрики, сушки п транспортировании
угля, а также потери с отходами. Форма товарного баланса приведена
в табл. 89.

Месячный отчет о работе фабрики составляют
по форме № 30—ТП ЦСУ СССР. В отчете приводят следующие данные:
процесс и предел обогащения;
простоев- ЧаѰ рабогы п простоев фабрики с указанием примяв
фактическую часовую производительность фабрпки;

товарный баланс переработки рядовых углей и продуктов обо-
гащения с указанием их качества;

количество угля, переработанного отдельными процессами (тя-
желые среды, отсадка, флотация и др.);

поступление рядовых углей по шахтам;

денные об автоматизации технологических процессов;

справки о валовой продукции, среднесписочной численности пер-
сонала фабрики, себестоимости 1 т продуктов обогащения (полной
и производственной, в том числе стоимости процесса обогащения)

Главк V

СТАНДАРТИЗАЦИЯ КАЧЕСТВА

ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ

§ 1.	Разработка проекта стандарта
на качество продуктов обогащения

На все товарные продукты обогащения углеобогатительных
фабрик устанавливаются нормы качества государственными обще-
союзными стандартами (ГОСТами).

На фабриках, вводимых в эксплуатацию, и фабриках, па которых
произведепа полная замепа сырьевой базы, устанавливаются вре-
менные нормы качества товарных продуктов обогащения.

Нормируемые показатели качества продуктов обогащения:
концент рат:

зольность абсолютно сухого топлива Ас — средняя и предельная;
содержание влаги И'р — предельное;

содержание серы Sfo — сроднее и предельное;

содержание мелочи (только для рассортированных продуктов
обогащения) — предельное;

пром продукт н шлам:

зольность Лс — предельная;

содержание влаги И,р — предельное.

Материалы, используемые для разработки проекта стандарта:

сводки качественной характеристики товарных продуктов ооо-
гащеппя за истекший нерп од пе менее чем за 6 месяцев (см. табл. 36),
сводки колебаний показателей качества товарных продуктов обо-
гащения за истекший перпод (см. табл. 35);

процентное участие углей шахт в сырьевой базе;

сводки результатов ситового анализа углей шахт сырьевой базы
за истекший в наступающий периоды (табл. 37);
( нол Ji а результатов фра к и ио иного анализа углей, подвергнутых (планируемых к)
обращению за истекший (на наступающим) период...............................19	. . .
сводки результатов фракционного анализа углей шахт за ист<
глий и наступающий периоды (табл. 90);

теоретический баланс продуктов обогащения (табл. 91);

Таблица 91

Теоретический баланс продуктов обогащения (рассортировки)
за встскпшй (на наступающий) период

Продукт	Выход, %	ЛС. %	«s5-%	ИФ, %
Ковцентрат класса  » »				
Итого концентрата				
Промпродукт класса >	»  »	•				
Итого промпродукта				
Отходы класса »	»  >	»				
Итого ОТХОДОВ				
Отсев				
Всего	100.0			

фракционный состав исходной шихты и килечных продуктов обо-
гащения за истекший период (табл. 92) для определения эффех гмв
ности процесса обогащения;

пояснительная записка с указанием причин, вызвавших необ-
ходимость пересмотра НПК, и с соответствующими обоснова-
ниями.	и

Проект стандарта согласовывается с основными потребителями
товарной продукции и представляется в Министерство угольной пр0'
мышленяости СССР для утверждения в Комитете стандартов, мер
и измерительных приборов при Совете Министров СССР.
T a G я и ц П
Фракционный состав обогащаемой исход пой шихты и конечных продуктов обогащения за nt текший период

ъ с и 6	•4 •’Ss					
						
	и о 5* е.	XjuAirodu я				§
		АиойПохэи н				
S	% ‘°Ss					
						
	1 Выход, %	ЛхяКИойп я				§
		Алонсохэи я				
Промпродукт j	V. °Ss					
						
	Выход, %	AiulUrodu н				8
		АионСохэя Я				
К  1  х	% ’Ss					
						
	о  3* «	ХлнХСЪйп и				8
		Алонсохэи н				
|й Йа X	% °3s					
						
	% ‘Еохнд					
		S.	Легкие Примпродухтовые Породные	Итого	Класе 0—0,5 мм (отсев энерге- тических углей)	г S к
§ 2.	Расчет норм показателей
качества продуктов обогащения

Разработка норм качества производится в соответствии с ипстптк
циси УкрНПИУглообогащеиия [27]	’

Средняя норма зольности концентрата в
промпродукта определяется всходя из зольности соответ
ствующпх фракций в исходной шпхтс на наступающий период с тче-
том поправочного коэффициента

^ср — ЛфрА п* %»	(310)

ГД6 Л фР зольность концентратных (промпродуктовых) фракций
в исходной шихте па наступающий период, % (см табл. 92);
А'п — поправочный коэффициент;

Л£и — средняя зольность товарного продукта аа истекший
период, % (по табл. 37);

4фр.н — зольность копцонтратлых (промпродуктовых) фракций
в исходной шихте за истекший период, соответствующей
товарной продукции за тот же период, % (по табл 92).

Предельная порма зольности концентрата
и промпродукта устанавливается исходя из средней нормы
с учетом имевшихся колебаний зольности в товарном продукте
за истекший период не менее 6 месяцев (см. табл. 36).

Расчет предельной нормы производится по формулам (94) и (95).

Средние и предельные нормы содержа пня
серы в концентрате рассчитываются аналогично расчету
соответствующих норм зольности по формулам (310) и (311), в кото-
рые вместо Лс и подставляется 5? б-

Предельные нормы содержания влаги для
каждого продукта обогащения устанавливаются исходя пз марочного
состава угля и эффективности работы применяемых обезвоживающих
аппаратов и сушильных установок. Предельная норма содержания
влаги устанавливается отдельно для летного и зимнего периодов.

Предельные нормы зольности шлама уста-
навливаются исходя из условия содержания балласта (минеральных
примесей и влаги) не более 50%:

Ас _ 100(50- о/	(312)

100-1РЬл”’

где IVfu! — влажность шлама, %.

Предельные нормы содержания мелочи в рассортированных про-
дуктах обогащения устанавливаются в соответствии с требованиям
действующих ГОСТов.
Припер. Рассчитать ППК концентрата и промпродукта по данным,
поиваденяым в табл. S3.

к Теоретический баланс продуктов обогащения на наступающим период при-
веден в табл. 04.

Таблица 03

Характеристика качества продуктов обогащения
за истекший период

Про ду (КТ	л."-		ЕоС.ти • %	8об-^Р-«'
Концентрат . 		7,1	6,1	2,4	2.2
Промпродукт 		41,0	38,2	—	—

Таблица 94

Теоретический баланс продуктов обогащения
на наступающий период

продукт	1. %	ас. %	%
Концентрат	74,6	6,0	2
Промпродукт	4,6	32,4	—
Отходы . .	. .	ж .	20,8	75,4	—
Итого . . .	100,0	21,6	—

1.	Рассчитываем нормы зольности коцептрата.

По формуле (311) определяем поправочный коэффициент (см. табл. 93)

ЛГп = -~—1,164.

Средшою норму зольности рассчитываем по формуле (310)
= 6,0-1.164 = 7%.

Продельную норму зольности определяем по формулам (94) и (95)
а - O.Mgp - 0.1 - 7.0- 0.7%;

»пр = 7.04-0.7 = 7,7%.

2.	Рассчитываем нормы содержания серы в концентрате.

Определяем поправочный коэффициент (см. табл- 93)

К — тж 2,4	__

^6фр . -Т2—,Ов-

Средняя норма содержания серы

*Б0 ср = 2,0-1,09 = 2.2%.

•Заказ 1321


Предельная верна содержания серы

$об. пр = $об срЧ-®.

где s -- 0,155£с ср - 0,15  2.2 - 0.3%.

*5б пр -2.2 + 0.3 2.5%.

3.	Рассчитываем норму зольности промпродукта.

По формуле (311) определяем поправочный коэффициент (см. табл. 93)

Ап —



Среднюю норму зольности рассчитываем по формуле (310)
Л£р 32.4-1,08 35%.

Предельную норму зольности определяем по формулам (94) и (95):

С - 0,1 Л^р 0.1  35.0— 3.5%.

4£Р 35,0+ 3.5 - 38,5%
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1.	А в д реей С. Е-, 3 ве рев в ч В. В., Перов В. А. Дробление,
намельченис и грохочение полезных ископаемых. М., «Недра», 1966.395 с. с пл.

2.	Артюшин С. П. Проектирование углеобогатительных фабрик.
М-, «Недра», 1974. 203 с. с ил.

3.	АртюшииС. П- Сборник задач по обогащению угля. М., «Недра»,
1968» 223 с. с мл.

4.	Артюшин С. П. Теория гравитационных процессов обогащении -
«Обогащение п брикетврование угля», № 1. М., 1969, с. 18—22.

5.	Артюшпи С. П. Обезвоживание и пылеулавливание на углеобога-
тительных фабриках. М., Углетехиздат, 1956.

6.	Артюшпи С. II Флотационные машины ва углеобогатительных
фабриках. М., Углетехиздат, 1955.

7.	Бей лвиМ. И. Теоретические основы процессов обезвоживания угля.
М.. «Недра», 1969, 237 с. с ил.

8.	Б е д р а п ь Н. Г. Флотационные машины для обогащения углей. М.,
«Недра», 1968, 127 с. с пл.

9.	Белоглазов К- Ф Закономерности флотационного процесса.
М., Металлургиздат, 1947.

10.	Б л а г о в И. С. Обогащение на концентрационных столах. М., «Недра»,
1967О 1.35 с. с пл.

11.	Благов И. С. Развитие обогащения углем в СССР. — В кн.: «Обо-
гащение углей в СССР». М., 1968. с. 11—23.

12.	Борц М. А., Гупало Ю. П. Обезвоживание хвостов флотации
угольных шламов. М., «Недра», 1972 143 с. с ил.

13.	Борц М. А., Бочкой Ю. Н., Зарубив Л. С. Шнековые осади-
тельные центрифуги для угольной промышленности. М., «Недра», 1970, 279 с. с ил.

14.	Бриллиантов В. В., Гуревич Р. И. Обогащение угля в пес-
чаной суспензии. М., «Недра», 1966. 262 с. с пл.

15.	Володин Г. А., Губа Б. М., Д убвпскип Ю. М., Л и б е и -
гоп Р. Б. Опыт обогащения газовых углей. М., «Недра», 1967. 81 с. с пл.

16.	D о 1 од в и Г. А. м др. Совершепствованне технологии па фабриках
треста «Донецкуглеобогащевие». УярНИИПТИ, Ворошиловград, 1969 г.
,	*'• Дубров Ю. С., КорфА. Я. Обогащение антрацитов. М_, «Недра»,

1И/1. 12[ с. с ил.

1858^ Гениев Г. А. Вопросы динамики сыпучей среды. М., Стройиадат,

XifnHniFv1 Л Р* ® л нческие классификаторы отстойного тнпа. — «Тр.
г гаеобогащеивя». Ворошиловград, 1970.

м бпи ' Горное дело. Энциклопедическим справочник, т. 11. «Обогащение
21Кеу,₽0?аш!® Углей». М., Госгортехиздат, 1960, 519 с. с ил.

а М-, Богданова В- Д. Фильтровальщик углеобогатм-
221 5®брпк' М-’ «Недра», 1970, 109 с. с мл.

вой v/wo емпЛеико ф- Я-, К о л е в до В. В. Сепараторщик тяжелосред-
23Т n°BKU °®огатытельв°й фабрики. М-, «Недра», 1967. 135 с. с пл.

Донецк Ивд*воП Д^'мба’	А- Резервы углеобогатительных» фабрик.

24.	Емельянов Д.С. Флотация угля. М., Углетехиздат, *956. 1 Vic. с мл.
24*
25.	Емельянов Д. С. Основы флотации каменных углей. Иад. Харь-
ковского государственного университета, 1958.	н

26.	3 а р у би в Л. С., 1П л а у Л. В. Фильтрующие центрифуги для обез-
воживания мелкого угля- М., Госгортехпздат, 1961. 136 с. г ил.

27.	Инструкция по нормированию показателен качества углей
продуктов обогащепвн и рассортировки па предприятиях угольной промышлен-
постп УССР. — «Тр. У крН И И Углеобогащения», Ворошиловград, 1972.

28.	К а м в н с к и й В. С. Центробежное обогащение углей и сланцев.
М., «Недрч», 1967, 275 с. с пл.

29.	Классов В. И. Флотация углей. М., Госгортехпздат, 1963, 379с. с ил.

30.	Коваль Б. А., Г у б с к и й П. К. Техника безопасдости на угле-
обогатительных фабриках. М., «Недра», 1967. 144 с. с пл.

31.	Лященко П. В. Гравитационные методы обогащения. М., ОНТИ.
1940. Зл8 с. с ил.

32.	Методические рекомендации по опробованию и исследованию
шламов. — «Тр. УкрНИИуглеобогащепия», Ворошиловград, 1971.

33.	Мещеряков II. Ф. Флотационные машины. М.. «Недра», 1972,
248 с. с нл.

34.	М и н ц Д. М. Теоретические основы технологии очистки воды. М.,
Стройвздат, 1964.

35.	М о л я в к о А. Р. Опыт эксплуатация нового оборудования па угле-
обогатительных фабриках. М., 1967, 50 с, с пл.

36.	М у ш л о в п п Л. Б. Определение и оценка результатов обогащения
ва углеобогатительных машинах- М., Госгортехлздат, 1963. 166 с. с мл.

37.	М х и т а р я в А. М. Гидравлика и гидромеханика. Киев, Гостехиздат,
УССР, 1958.

38.	Набоков К. Ф.» Дубинский Ю. М. Эксплуатация беспоршне-
вых отсадочных машин. М., «Недра». 1966, 156 с. с пл.

39.	Назаренко В. М., Щербенко В. П., Бельчиков М. Я.
Флотатор углеобогатительной фабрике. М-, «Недра», 1971. 128 с. с ил.

40.	Новое углеобогатительное оборудование. М.. ЦНИЭИуголь, 1971.

16 с. с ил.

41.	Новые физические методы сепарации минерального сырья. АН СССР,
ЛГИ. М., «Паука», 1969.

42.	Обогатительное оборудование. Каталог-справочник. ГОСИ Hi и,
М., 1964. 431 с. с кл.

43.	Обогатительное оборудование. Каталог-справочник- НИИИп-
формтяжпром, М., 1971. 150 с. с ил.

44.	Об огащение углей в СССР. Сб. статей. М., «Недра», 1968.199 с. с пл.

45.	Оборудование углеобогатительных фабрик. Каталог. Центро-
гипрошахт, М., 1970, 200 с. с ил.	_

46.	О г л о б л и n Н. Д., Т р у ш л е в п ч И. В. Технический контроль ив
углеобогатительных фабриках. М., Углетехиздат, 1958-

47.	Перечевь оборудования, рекомендуемого для применения в про-
ектах новых п реконструируемых углеобогатительных фабрик Министерств
угольной промышленности СССР на 1972 г. Центрогипрошахт, М., 1971.

48.	Пиккат- Ордыпсккй Г. А. Острый В. А. Технология
флотационного обогащения углей. М-, «Недра , 1972, 197 с. с ил-

49.	Пономарев И. В. Дробление и грохочение углей. М., «недра,
1970. 367 с. с нл.	4пяо /то с. сил.

50.	П р е й г е р а о п Г. И Обогащение угля. М., «Недра», 1969. 4/- с.с

51.	Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик, м., «п а
ра», 1970. 591 с. с пл.

52.	Р о ж и о и В. Е., Р о ж п о и а Е. Е. Гравитационные методы обога-
щения угля, м., Углетехиздат, 1955.	„„-1₽«лав-

53.	Р у д е и к о К- Г., Ш е м а х а п о в М. М. Обезвоживание в пылеулав
лявавпе па обогатительных фабриках. М., «Недра». 1967. 3/1 i. с ил. -

54.	Са м ы л пп Н. А. Технология обогащения углей гидравлпчсск
отсадкой. М-, «Недра». 1967, 2(*8 с. с ил.
55.	Соколов В. И. Современные промышленные центрифуги. М., Маш-
гич 1961-

*5б. Справочник коксохимика, т. I. М., «Металлургия», 1964.

57.	Т е о р в я п практика обезвоживания угольной мелочи. Сб. статен.

м.. «и'"»*». 1906	.	,	- „	.

58.	Технический прогресс в обогащении углей. Под общ. ред. канл.
техн' наук И. С. Благова. М., 1970. 151 с. с пл.

58.	Таггарт А. Ф. Справочник по обогащению полезных ископаемых,
HI М , Металлургвздат, 1952. 990 с. с ил.

60.	Углеобогатптельвое оборудование. Каталог-справочник.
ЦНИЭИуголь, М., 1970, 150 с. с ил.

61	Указания но технологическому проектированию фабрик для
обогащения угля в минеральных суспевзпнх. МУП СССР, Центрогппрошахт,
М„ 1971.

62.	Ф о м е п к о Т. Г. Гравитационные процессы обогащения полезных
ископаемых. М., «Недра», 1966, 332 с. с пл.

63-	Фом еико Т. Г., Б л а г о в И. С., К о т к в n А. М., Бутовец-
к и й А- М. Шламы, их улавливание п обезвоживание. М., «Недра», 1968,
204 с. с и I.

64.	X в а п В. И. Отсадка и водной среде. М., Углетехведат,г1956.

65.	Цилиндрический сгуститель с осадкоуплотнптелем. — «Тр. УкрНИИ-
Углеобогащепие», Ворошиловград, 1972.

66.	Немпровсквй И. Б., Савченко В. Ф. Отборщик проб угле-
обогатительной фабрики. М., «Недра», 1973, 113 с. с нл,

67.	Эксплуатация и ремонт углеобогатлтельнси-о оборудования.
Справочное пособив, под ред. Г. Й. Дьякова. М., «Недра»/1973, Ш)с. сил,
ПРЕДМЕТНЫЙ

Автоматический регулятор отсадоч-
ных машин 200

Агрегат тяжвлосредвый 141

— «Каскад» 257

Адсорбции 229

Анализатор рентгеновский 357

Антрацитовый уголь 5

Аэрация пульпы 240, 250

А эросуспепз ня 134

Багер-зумпф 174

Батарейный пылеуловитель 328

Бункера обезвоживающие 275

Вакуум-фильтры 308

Блага 6

—, виды 6

Влагомер автоматический конвейер-

ный 357

— электронный 357

Гидравлические классификаторы 174

Гидратация 228

Гмдрогрохоты 33

Гидроциклов 142. 177

Гипотеза капиллярная 232

— Кпрпичева 66

—	молекулярная 235

—	отсатки скоростная 180

—	—	статистическая	182

—	—	сыпучесредпая	182

—	—	сыпучее редкая	182

—	—	энергетическая	181

—	Риттннгера 66

Гравитационное обогащение 116

Гравитационные процессы обогаще-
ния 117

Гранулометрический состав 1(1

Грохоты валковые 36

—	инерционные 38

—	колосниковые 32

—	обезвоживающие 2<1

-	плоские качающиеся 37

резонансные 53

самобалаасныс 50_

—	цилиндрические 57

УКАЗАТЕЛЬ

Грохочение 16

—	, виды 17

—	, шкала 16

Дозатор реагентов 259
Дренирование 267
Дробилкв барабанные 75
— валковые 72
— конусные 70
— молотковые 78
— роторные 80
— щековые 68
Дроблепно 64
— виды 64
—, способы 65
—, степень 65

Железоотделитель подвесной 82

Загрузочное устройство 323
Закон сопротивления Аллена 157

Ньютопа 136
[’□лея 1о7

Золомер рентгенометрический 355
Зола угли 6

Извлечение 8

Интеграл вероятности Гаусса 132

Классификация гилраг.тпческая 171
углей 617

Коагуляция 29$

Конт^юль процесса 349

__	— гидравлической I

—	классификации 334
грохочения 49
дроблеяия 350

—	оосзвоживавия 4е

__	—. обесшламлмва-

пия 354

- процессов гравитационных 2J
Комп текс гитропиктонной уставов
ки 143

Контрольная браковка 98
кпвцигграцля т столах 211

ЙМ'флмепт вявьостм 117 _
п _ полезного действия

грохота 29

млэЛфпЦиент пористости 16/

Краевой угол смачивания 228

Кривые обогатимости 124

*_ разделения Тромпа 129

-	сотового анализа 14

___ флотируемости 252

Крупность частто ®

Летучие вещества 6

Ловушка 317

Маркировка углем 6

Машины для подготовки проб 343

Минеральные прпмесв 5

Мокрый прутковый з»лоу ловитель 330

Обезвоживание 264

Обеспыливание 321

О бес шлам л мваиие 322

Обогатимость углей 123

Обогащение в аэросуспепзпях 145

в криволинейном потоке 208

—	в тяжелых суспензиях 136

—	пневматическое 226

—	углей 7

Опробование 86

Отсадка 178

Отсадочные машины 1$Ю
—	— пневматические 2211

Параметры отсадки гидродинамиче-
ские 184

—	— технологические 204

—	процесса флотации 249

технического контроля 333

Партия 92

Пеногаситель «Вихрь* 261

Показатели качества углей 6

—	— нормируемые 107

процесса обогащения 8

Плотность разделения 131

— суспензии 135

Поверхность патяжелня 226

Погрешность разделения 132

Постель 116

Пробоотборники ковтповыо 339

— скреперные 341

п — щелевые 342

пробы контрольоые 92, 105

лабораторные 92

-	первичные 92

пластово-фракпиопные 67

Г’	пластовые 87

~~	сменяно 334

—	суточные 334

товарные 92

часовые 333

— эксплуатационные 91

Продукты обогащения 8
Пылеулавливание 321

Размагничивающий аппарат 149

Расходомеры пульпы 360, 361

Регенерация суспензии 147

Регулятор плотности суспензии 151

Ресивер 317

Сгустители 298

Сгустительная воронка 305

Сгущение 296

Седиментационный анализ 173

Сепаратор аэросуспензионный 145
колесный 137
пневматический 218
шнековый 209

— электромагнитный 148

Сера 6

Сита дуговые 269, 323

— листовые 19

— предварительного обезвожива-
ния 269

— проволочные 20

—	резиновые 23

—	щелевые 22

Ситовый а пал из 10

Смачнпаемость 227

Среднее вероятное отклонение 132

Среды разделяющие 116

Стесненное падение 167

Схемы дробления 65

— обезвоживания 266
обогащения углей в тяжелых
суспензиях 153
- опробования 336

— отсадки 206

пневматического обогащения 224

—• фильтровальных установок 317

Теоретический баланс продуктов обо
гащения 123, 129

Теплота с«ч>pan пя 6

Технические условия ТУ 85, 1117

Техноло! ический баланс 363

Товарный баланс 363

Толпщна пластического слоя 6

Углеобогатительные фабрики 8

Уголь бурый 5

— камопиын 5

Установка для отбора проб нз ваго-
нов 93

Участковые нормы зольности 98
фплътрацпя 307

Флокуляция '29<

Флогацпя масдяная 225

—	лепная 225

—	плепочвая 225

Флотационные машины 240

Фдотационные реагепты 237

Фракционный анализ 113

Центрифуги осадительные 288

— фильтрующие 282

Центрифугирование 278

Циклон 326

Циклы отсадки 164

Число Рейнольдса 156

Шлам 293

Шламовые отстоппикп 306

Шламообрааование 293

Элеватор обезвоживающим 274

Электромагнитный шквв 81

Эмульсификатор струпный 261
ОГЛАВЛЕНИЕ

Предисловие	.....	............................... 3

Введение ....................................................   5

Рав дел первый

Грохочение и дробление углей

Глава 1. Общие сведения о гранулометрическом составе углей .	9

§ 1.	Крупность отдельных частиц п их смеси......... .	.	9

§ 2.	Ситовый анализ	.	.......... . -	10

Глава II. Основы процесса грохочения............................. 16

§ 1.	Назначение п виды грохочения ................. .	.	16

§ 2.	Порядок выделения классов при грохочении	. .	17

§ 3.	Решета н епта........................................ 18

§ 4.	Условия прохождения частиц через отверстия епта	24

§ 5.	Основные фа! торы влияющие на процесс грохочения .	26

§ 6.	Эффективность процесса !р(»хичемия............... .	29

Глава III. Конструкции н эксплуатация грохотов ....	31

§ 1.	Обозначение и класвификацпя............... .	.	31

§ 2.	Неподвижные колосниковые грохоты	. .	32

§ 3.	Валковые грохоты.............................. .	.	36

§ 4.	Плоские качажнциесп грохоты	. .	37

§ 5.	Инерционные грохоты . .	38

§ 6.	Самобалапсные грохоты	50

§ 7.	Резонансные грохоты ............................. .	53

§ 8.	Цилнпдрпческпе грохоты ...............................57

§ 9.	Интенсификация процесса грохочения мелких классов углей 59

Глава IV. Основы процесса дробления . ........................... 64

§ 1	- Общие сведения.............. .	.	......... <14

§ 2.	Теоретические основы	.............. 66.

Г л а и а V. Конструкции п эксплуатация дробилок .....	68

§ 1-	Щековые дробилки ..................................... 68

§ 2.	Конусные дробилки

§ 3.	Валковые дробилки	72

§ 4.	Барабанные дробилки................................... 75

§ 5.	Молотковые и роторные дробилки	78

Равдел второй	*

Технический контроль на шахтах и разрезпх

•Г л а । а I. Общие сведения о техническом контроле и опробовании углей 85

Глава II. Пластовые и эксплуатационные пробы ....	87

5 1. Пластовые пробы.......................................   87
§ 2.	Оформление пластовых проб

§ 3.	Эксплуатационные пробы

Глава III. Товарные пробы

§ 1.	Отбор товарных проб .

§ 2.	Подготовка проб . .

Глава IV. Контроль качества добываемых углей
Глава V. Пропила приемки углей

§ I.	Ирпемка углей . ...............

§ 2.	Отбор контрольных проб для механических испытаний
Глава VI. Нормирование качества углей .

89

91

92

92
W.

98

105

105

106

107

§ 1.	Разработка проекта ТУ для рядовых углей и сортового топ-

лива ................................................... It i7

§ 2.	Расчет норм показателей качества для рядовых углей .	Ш

§ 3,	Расчет норм показателей качества сортового топлива .	112

Раздел третий

Гранитациовшк1 обогащение углей

Глава I. Общие сведения о гравитационных процессах обогащения 116

§ 1.	Основы гравитационного обогащения ...	...	.	11(3

§ 2.	Классификация гравитационных процессов обогащения .	117

Глава II. Фракционный аналяв и обогатимость углей .	. .	118

§ 1.	Общие сведения................................

§ 2.	Методика проведения фракционною анализа

§ 3.	Обработка результатов фракционного анализа . .	, .

S 4. Обогатимость углей.....................................

§ 5.	Кривые обогатимости	......... . .

118
1211
122
123
124

Глава Ш. Эффективность гравитационного обогащения .

§ 1.	Кривые разделения Громпа

§ 2.	Параметры Ер н I кривой разделения ,
Глава IV. Обогащение в тяжелых средах

129

129

131

134

§ 1.	Общие сведения .................

§ 2.	Обогащение в тяжелых суспензиях	•	*;

§ 3.	Регенерация суспензий ................................ -Uk

§ 4	Контроль и реагирование плотности суспензии.............Ь*1

§ 5.	Схемы технологического прогесса обогащения в тяжелых
суспензиях	-	............

Глава V. Законы свободного вадеппя твердых тел в среде .

§ 1	Законы сопротивления среды ........................	• •

5 2-	Конечная скорость свободного падении частиц шарообразной
формы .......................................

§ 3.	Универсальны» метод определения конечном скорости сиооод-
ного падения частиц шарообразной формы по числу Рейполь а
(метод П В. Лящевко) . .	.................. -

§ 4	Конечная скорость свободного паденмя частиц неправильной
формы .....	............................*	.

§ 5	Равиопалающпе частицы и коэффициент ранв«шадаем<|Стя
f , а в a Vf- Стеспенвов падение	167

§ 1.	Общие сведения о стесненном падении .	167

§ 2.	Скорость стесненного паиеппя ....	168

Глава VII. Гидравлическая классификация	172

§ 1	Теоретические основы	.172

§ 2	Седиментационный анализ	173

§ 3.	Гидравлические классификаторы	174

Глава VIII. Отсадка ...	.178

§ 1.	Оишпе сведения ....	...	178

§ 2.	Теоретически® основы . ................................ 180

§ 3.	Гидродинамические параметры отсадки ....	184

§ 4.	Отсадочные машины ..................................... 190

§ 5-	Автоматические регуляторы отсадочных машни . . .	2tM>

§ 6.	Технологические параметры отсадки ....................  204

§ 7.	Схемы отсадки н показатели работы отсадочных машин .	21'6

Глава IX. Обогащение в криволинейных потоках вода	208

§ 1.	Теоретические основы.................................. 2<18

| 2.	Шнековые сепараторы типа СШ............................ 209

Глава X. Концентрация иа столах	211

§ 1.	Теоретические основы .............................. .	211

§ 2.	Концентрационные столы ..........................  ...	213

•3. Рейты работы концентрационных стволов .	• -	215

Глава XI. IJnei матьяеское обогащение.............. .	216

§ 1	Теоретические основы..................................  £16

§ 2.	Пневматические сепараторы ....	....	...	218

§ 3.	Пневматические отсадочные машины ................. ...	220

§ 4	Pei ул кровавее пневматических машин................... 222

Раадел четвертый
Флотация углей

Глава I Теоретические основы....................................... 225

§ 1	Общие сведения.................................... ...	225

§ 2.	физико-химические основы процесса..................... 226

§ 3.	Адсорбция флотационных реагентов на поверхности частиц
п пузырьков воздуха.................................. ...	’29

§ 4.	Гипотезы элементарного акта флотации	- -

§ 5.	Образование флотационной пены .	’

Глава II Флотационные реагенты ...	............ 237

Глава III. Флотационные машины .................................. 210

5 1. Класспфпкацпя флотационных машин ....	240

§ 2. Флотационные машины .................................  241

Глава IV. Технологические параметры процесса флотации .	- 4

Глава. V. Вспомогательное оборудование • •......................... 7

§ 1. Агрегат «Каскад* для подготовки пульпы .

§ 2 Дозаторы н эмулъепфикаторы реагентов

I 3 Пеногасители «Впхрг» .....
Раздел питый

Обезвоживание продуктов обогащения и осветлсии оборонной воды

Глава I. Общие сведения

Глаиа II. Дренирование	. . .	.

§ I. Теоретические основы .....................

§ 2. Сита предварительного обезвоживания и дуговые снта . . .

§ 3- Обезвоживающие грохоты............... ....

§ 4. Обезвоживающие элеваторы

§ 5- Обезвоживающие бункера	.	. . .

Глава III. Центрифугирование

§ 1- Теоретические основы................  .

§ 2. Классификация центрпфух

§ 3- Фильтрующие центрифуги

§ 4. Осадительные центрифуги...........

Глава IV. Сгушевие шлама и осветление оборотной воды

264

267

267

269

271

275

278

278

281

я

§ 1.	Шлаыообразовапие п схемы вочно-шламового хозяйства

углеобогатительных фабрик	.................. .„293

§ 2. Теоретические основы.............................•		295

§ 3- Цилиндрические сгустители ................. -	-	- -	298

§ 4. Гпдроциклоны и сгустптельные впронки

§ 5. Наружный шламовый отстойник . .	...	J<»6

Глава V. Фильтрование шламп	307

§ 1.	Теоретические основы ....	W7

§ 2.	Дисковые вакуум-фильтры................................  -Аю

§ 3.	Вспомогательное оборудование и схемы фильтровальных уста*
новой ........................ ...........................

§ 4.	Регулирование вакуум-фильтров..........................

Раздел шестой

Обесныиианис, обсс1чламллвапнс и пылеулавливание

Глава I. Обеспыливание и обесшламливание

§ I.	Общие сведения............ -

§ 2.	Аппараты для обесшламлииаиии

Глава И Пылеулавливание ...

§ 1.	Общие сведевия .....

§ 2.	Сухпе пылеуловители .........

§ 3.	Мокрые пылеуловите in ...
Раздел седьмой
Технический контроль па угле«богахт«’льных фабриках
XVI
Глава I Общие сведения	_

§ I.	Параметры технического контроля п характер»" г .• Р
углей ........................ ...............

§ 2.	Организация технического контроля

Глава II. Отбор н подготовка проб

§ 1.	Методы н схемы опробования

С 2.	Пробоотборники	 	...

§ 3.	Машины тля штпотовкп проб .....................
Глава III. Контроль технологических процессов обогащении ....	349

§ 1.	Контроль	подготовительных процессов	.	. .	349

§ 2.	Контроль	основных процессоп .	.	351

§ 3.	Контроль	вспомогательных процессов......................354

§ 4.	Автоматизация определения зольности в влажности продуктов
обогащения .....	. .	.	___ . .	355

Глав® IV. Количественный контроль ................................. 357

§ 1.	Количественный контроль углп и продуктов обогащения . .	357

§ 2-	Контроль производительности аппаратов, расхода реагентов
п флокулянтов................................................. 358

§ 3-	Составление балансов п отчета о работе >глсобогатптетьной
фабрики.............................. ....	363

Г л а*в а X . Стандартизация качества продуктов обогащения ...	364

§ 1.	Разработка проекта стандарта на качество продуктов обо-
гащения ...................................................... 364

§ 2.	Расчет норм показателен качества продуктов обогащения . .	368

Список литературы	................ -	371