ТОЗОС часть2. Учебнометодические разработки для самостоятельной работы студентов по курсу
 Скачать 7.02 Mb.
|
|
4.4. Электростатическая сепарация. Физические основы процесса Электростатическое обогащение основано на различной электропроводности и электроемкости минералов. Удельная электропроводность некоторых минералов выражается следующими цифрами, см-1∙см-1:
Большинство сульфидов принадлежит к хорошим проводникам электричества, вольфрамит, касситерит и цинковая обманка являются умеренными проводниками, тогда как большинство силикатов, карбонатов и некоторые сульфиды - плохие проводники. Величина электропроводности зависит от изменения состояния поверхности минерала. Наличие на поверхности влаги, тончайших слоев солей, окислов, шламов и т.д. способствует повышению или понижению электропроводности, что имеет большое практическое значение и создает серьезные трудности в осуществлении процесса в заводских условиях. Процесс электростатического обогащения требует наличия сил притяжения или сил отталкивания, которые могли бы оттолкнуть электропроводящую частицу от ее первоначального пути. Если частицу привести в соприкосновение с телом, заряженным электричеством, то заряд начнет распространяться по поверхности частицы до тех пор, пока он не покроет всей ее поверхности, и пока потенциалы частиц не сравняются. В зависимости от электропроводности и от электроемкости частицы, распространение заряда может быть или мгновенным или весьма продолжительным. Под воздействием электрического заряда частица, находящаяся под влиянием индукции заряженного электрического тела, сначала притягивается, но притяжение сменяется отталкиванием, как только потенциалы электрода и частицы сравняются. На рис.4.30 представлены два принципиально различных аппарата электрического обогащения. На электрод (рис.4.30,а) из питателя поступают частицы различной электропроводности. На рисунке черными кружками показаны частицы, обладающие высокой электропроводностью, а светлыми - неэлектропроводные. Частицы минералов с высокой электропроводностью при соприкосновении с электродом (барабаном) мгновенно получают одинаковый заряд и отталкиваются, направляясь на приемник d, а частицы с низкой электропроводностью требуют большего времени заряжения, и поэтому за весьма короткий промежуток времени, пока они скользят по барабану электрода в электрическом поле, не успевают зарядиться и сразу же падают вниз, направляясь в приемник с.  Рис.4.30. Схемы электростатических сепараторов Электростатический сепаратор состоит из нескольких последовательно расположенных роликов, заключенных в общем кожухе. Длина ролика 3,5 м, его диаметр 150 мм. Заряд статического электричества подается на ролики. Напряжение достигает до 250 тыс. В. Для надлежащей работы сепаратора в материале не должно быть влаги и пыли. Например, из концентрата, состоящего из цинковой обманки, марказита и содержащего 35 Zn и 20 Fe, после электростатической сепарации на таком аппарате получен вполне удовлетворительный цинковый концентрат с содержанием 50 Zn и 7 Fe. На аппарате (рис.4.30,б) заряжание рудных частиц производится на поверхности заземленного барабана е от заряженного тонкого провода h. Поток i заряженных частиц воздуха доходит до заземленного вращающегося барабана, по которому ссыпаются рудные частицы, и оказывает на них воздействие. Частицы с хорошей электропроводностью передают заряд барабану и заземляются, а поэтому не испытывают воздействия электрических сил и сразу же падают в приемник d, тогда как частицы со слабой электропроводностью постепенно заряжаются на поверхности барабана. Этот заряд на поверхности барабана вызывает образование заряда противоположного знака. Поэтому минералы со слабой электропроводностью притягиваются к барабану и задерживаются на нем, пока заряд не рассеется, а остающиеся минеральные частицы скребком или щеткой g удаляются с поверхности барабана и направляются в приемник с. Развитие техники изготовления трансформаторов и катодных выпрямителей позволило повысить эффективность электростатического обогащения, которое быстро развивается параллельно с развитием электростатического пылеулавливания. Для эффективного обогащения требуется предварительная тщательная классификация материала по крупности, так как сила притяжения и отталкивания зависит от электроемкости, и на процесс операции влияет объем и форма частиц. При проведении процесса электростатического обогащения установлено, что различные минералы различно отклоняются от своей нормальной траектории движения в зависимости от силы электростатического поля. Величина и направление этого отклонения различны. Одни минералы отталкиваются положительным электрическим зарядом, другие - отрицательным и, наконец, третьи отталкиваются при любом знаке электрического заряда. Исходя из этого, минералы разделяют на три группы:
Эти свойства минералов позволяют практически производить выделение селективных концентратов. Особенное внимание уделяется специальному действию реагентов-активаторов, повышающих или понижающих электропроводность рудных частиц. Таким путем создается более четкое различие в электропроводности обогащаемых минералов. Например, для силикатов в качестве активатора с успехом применяют соляную кислоту, а для рудных минералов - органические кислоты и масла. Для активации измельченный материал продувается перед концентрацией через цилиндр посредствам сопла с распылителем активирующего вещества. В современной практике получают все большее распространение электростатические сепараторы с заземленным вращающимся барабаном, с коронирующим электродом. Конструкции барабанных электростатических сепараторов разработаны П.М. Рывкиным и Н.Ф. Олофинским.  Рис.4.31. Схема электростатического сепаратора с заземленным барабаном и коронирующим электродом На рис.4.31 представлена схема такого сепаратора. Коронирующий электрод 1 питается от линии высокого напряжения и создает ионизацию воздуха, что вызывает поток ионов определенного знака на заземленный барабан 2. Заземление барабана условно показано отводом 4. Сухой классифицированный материал из бункера 3 поступает на вращающийся барабан, и частица начинает скользить по его поверхности. При этом проявляется сила тяжести P, центробежная сила Fc и электрические силы. На схеме (рис.4.31) соотношение этих сил представлено графически для четырех характерных положений. Электрические силы, взаимодействующие с частицей, зависят от соотношения между скоростью разрядки и скоростью зарядки частиц, находящихся на заземленном барабане. Для частицы с хорошей электропроводностью остаточный заряд частицы очень мал, и основная электрическая сила F, прижимающая частицу к поверхности барабана, в зоне коронного заряда будет также очень мала. Тогда под влиянием силы тяжести и центробежной силы эта частица быстро отделится от барабана 2 и попадет в приемник 1. Если, наоборот частица будет иметь большой остаточный заряд, а это случится тогда, когда переходное контактное сопротивление R между осадительным электродом и частицей велико, то электрические силы, удерживающие частицу на поверхности вращающегося барабана, будут больше центробежной силы и силы тяжести. В этом случае частица будет удерживаться на поверхности заземленного барабана до тех пор, пока не будет снята щеткой 5, а следовательно, частица попадет в приемник 3. Частицы, обладающие промежуточной электропроводностью, при вращении барабана попадут в приемник 2, потому что у этих частиц после их выхода из зоны коронного разряда А-В-С (рис.4.31) механические силы (центробежная и тяжести) больше, чем силы электрические в то время, когда притока новых ионов нет, а разрядка частицы происходит на заземленном барабане. Частицы-полупроводники занимают промежуточное значение между проводниками и диэлектриками по сопротивлению R и по остаточному заряду Q. Сила остаточного заряда частицы, прижимающая ее к поверхности, выражается формулой:  ,где ε - диэлектрическая постоянная частицы. Пондеромоторная отталкивающая сила вызывается поляризацией частицы в неравномерном электрическом поле и направлена от осадительного электрода к коронирующему:  ,где V - объем частицы; E - напряженность электрического поля; - диэлектрическая постоянная; dE/dx - градиент электрического напряжения. Электростатическая индукция F1 представляет силу электрического отображения и выражается формулой:  ,где а - радиус частицы. Для мелких частиц можно принять, что сила трения уравновешивается силой тяжести и центробежной силой. В этом случае сумма силы Ф = F+F1+ определяет поведение частицы на поверхности барабана. Если Ф > 0, то частица будет прижиматься к поверхности барабана, в противном случае при Ф < 0 частица будет отскакивать от заземленного барабана. Необходимо всегда учитывать, что между чистой поверхностью частицы и электродом имеется полупроводящий слой 4÷6 в виде оксида - окисла. Эти оксидные пленки на частице и на поверхности барабана изменяют величину переходного сопротивления R. Механическая сила тяжести частицы P = mg зависит от размеров частицы и от ее плотности, а центробежная сила  зависит также от массы частицы m и дополнительно от числа оборотов барабана и его радиуса. Сила тяжести P, как показано на рис.2, распадается на нормально слагающую силу тяжести Pн и на тангенциальную слагающую силы тяжести Pт. При значениях n - число оборотов барабана в минуту, r - радиус барабана,  - удельный вес частицы, окружная скорость v = r n / 30, а величина центробежной силы определится формулой: .Сила трения зависит от гладкости поверхности барабана, от размера и формы частицы, а также от давления на частицу и наличия смежных частиц. Следует иметь в виду, что придвижении частиц по вращающемуся барабану наблюдается скольжение частиц по его поверхности. С одной стороны действует сила трения частицы о поверхность барабана и между смежными частицами, а с другой стороны - сила скольжения и тангенциальная составляющая силы тяжести Pт, а также нормальная составляющая силы тяжести Pн, которые в нижней части барабана стремятся оторвать частицы от поверхности барабана. Если в зоне АВС сумма сил более нуля, то частица будет удерживаться на поверхности барабана:   .Сила, удерживающая частицу на поверхности барабана, зависит от диэлектрической постоянной ε, переходного сопротивления R, удельного веса частицы υ, радиуса и числа оборотов n барабана. Регулирование работы сепаратора заключается главным образом в изменении напряжения на коронирующем электроде и числа оборотов барабана. При уменьшении радиуса барабана и скорости его вращения снижается центробежная сила, что ведет к уменьшению отрывающего действия частицы от барабана. При обработке на таком электростатическом сепараторе оловянного концентрата, содержащего 39,8% касситерита, после четырех перечисток был получен концентрат с содержанием 92,6% касситерита и промежуточный продукт с содержанием 62% касситерита. Потери касситерита составляли 2,9%. При разделении касситерито-шеелитового концентрата на том же аппарате получен оловянный концентрат (с содержанием 91,2% касситерита), в котором содержание шеелита составляло 0,6%, вторым концентратом являлся вольфрамовый, также вполне кондиционный. При этом в касситерито-шеелитовом концентрате содержалось 59,4% касситерита и 17,7% шеелита. Испытания на доводочной станции показали извлечение 80÷97% Sn и 95÷99% W из некондиционного оловянно-вольфрамового концентрата при расходе электроэнергии 0,3 кВт/ч на 1 тонну сырья. 4.5. Электродинамическая сепарация Электродинамическая сепарация - комбинированный процесс магнитного обогащения, основанный на использовании различий в магнитной восприимчивости обогащаемых материалов (извлечение ферромагнитных компонентов) или в их электрической проводимости (извлечение диа- и парамагнитных компонентов). Основная область применения электродинамической сепарации - извлечение из потока твердых отходов цветных металлов, а также разделение цветных металлов по видам. Преимущественная крупность извлекаемых компонентов +40 (+50) мм. Присутствующие в твердых бытовых отходах (ТБО) цветные металлы являются одним из основных ценных компонентов, их содержание составляет около 0,7%. По физическим свойствам цветные металлы относятся к неферромагнитным электропроводным веществам, поэтому при изменении пронизывающего их магнитного потока в них возникают вихревые токи, которые являются индукционными и возрастают с увеличением скорости изменения магнитного потока. В отличие от электрического тока в проводах вихревые токи замыкаются непосредственно в проводящей массе, образуя вихреобразные контуры. Эффектом взаимодействия контуров тока с породившим их магнитным потоком является выталкивание неферромагнитных металлов из магнитного поля (из зоны сепарации). В процессе электродинамической сепарации, таким образом, используется силовое взаимодействие магнитного поля и индуцированных в проводниках вихревых токов. 4.6. Сепарация твердых материалов по коэффициенту трения Обогащение по трению основано на различии в величине коэффициентов трения. Различают коэффициент трения скольжения и коэффициент качения, причем первый больше второго. Куски кубической и округленной многогранной формы быстро двигаются по наклонной плоскости, тогда как плоские куски в этих же условиях скользят медленнее. Обогащение по трению применяется для тех полезных ископаемых, у которых разница в коэффициентах трения значительна. Наглядным примером может служить разделение асбеста и змеевиковой породы или отделение угля от сланца. При движении по наклонной плоскости змеевик или уголь значительно опережают асбест или сланец и эффективно отделяются. Движение рудных кусков происходит под действием силы тяжести. Если на плоскости, наклоненной под углом α, находятся две частицы a и b с различным коэффициентом трения, то для каждой из них можно определить соотношение сил при весе зерна P и коэффициенте трения ƒ. Сила, движущая частицу по наклонной плоскости P·sinα, равна силе трения F, направленной противоположно:  ,следовательно:  ,или при установившемся движении  .При начальной скорости движения u частицы в конце пути скорость ее движения выразится как: v = u + g0t. Обозначая длину пути по наклонной плоскости через l, получим:  ,или  ,откуда:  и, подставляя в уравнение скорости, получим:  .Если начальная скорость равна нулю, то скорость движения частицы в конце пути на плоскости составит:  .Эта скорость будет меньше для частицы, обладающей большим коэффициентом трения, и, наоборот, будет большей для частицы, обладающей меньшим коэффициентом трения. Следовательно, в момент достижения конца наклонной плоскости обе частицы с разными коэффициентами трения будут иметь разные скорости движения (рис.4.32).  Рис.4.32. Схема движения зерен по наклонной плоскости Благодаря этой разнице после схода с плоскости на некотором уровне А-А (рис.4.33) произойдет отделение одной частицы от другой.  Рис.4.33 Схема падения зерен с наклонной плоскости После схода с наклонной плоскости каждая частица будет двигаться дальше по наклону к горизонту. При падении по параболе с временем t, необходимым для достижения плоскости А-А, расстояние Н составит:  ,тогда:  ,за это время в горизонтальном направлении частица пройдет путь  .Путь L для каждой частицы будет различным, так как скорости v различны. Следовательно, уголь отделится от сланца и змеевик от асбеста. Угол трения скольжения для крупного каменного угля колеблется в пределах от 20˚ до 60˚. В зависимости от крупности частиц угол наклона изменяется. Для частиц от 16 до 9,5 мм угол будет колебаться от 21˚ до 27˚37′. Для угля крупностью 4,8÷3,2 мм - угол наклона 28˚. Содержание влаги в материале оказывает влияние на изменение угла наклона, так как влага изменяет коэффициент трения. На рис.4.34 представлены три типа аппаратов обогащения. На рис.4.34,а показан путь движения частиц по трем наклонным плоскостям, на рис.4.34,б - наклонная плоскость с роликами и на рис.4.34,в - барабанный сепаратор, разделяющий по трению при вращении. При движении частиц винтообразно по наклонной плоскости развивается также помимо указанных выше сил, центробежная сила. За последнее время на ряде фабрик с успехом внедряется мокрый спиральный сепаратор (рис.4.35), предназначенный для обогащения тонких шламов. Спираль изготовляется из чугунных отливок секционно или из резины. На рисунке обозначено: 1 - трубка для подачи смывной воды; 2 - трубка для подачи пульпы; 3 - трубки для вывода концентратов; 4 - удаление отходов («хвостов»).  Рис.4.34. Схема аппаратов для обогащения по трению  Рис.4.35. Спиральный сепаратор для обогащения материала по трению В спиральном сепараторе используется центробежная сила тяжести. Минералы разделяются в водном потоке по удельным весам. При движении минералов по наклонной поверхности проявляется также сила трения о днище желоба. Более легкие и крупные зерна располагаются во внешней части потока, тогда как тяжелые и мелкие зерна (концентрат) продвигаются во внутренней части потока и выводятся через воронки и трубки в приемники для концентрата. Такими аппаратами можно из тонких шламов выделить касситерит, вольфрамит, хромит, золото и другие тяжелые по удельному весу минеральные частицы. 4.7. Сепарация на основе явления смачиваемости Физико-химическое свойство селективного смачивания минералов некоторыми жирами, так же как и свойство смачивания самородного золота ртутью, традиционно используется в практике обогащения с целью извлечения из руд или россыпей ценных компонентов, например извлечения алмазов жировыми поверхностями. Как известно, минералы пустой породы - кварц, известняк, полевые шпаты и пр. - не смачиваются маслами и не прилипают к поверхностям, покрытым слоем жира, в то время как металлы, металлоиды, сплавы металлов, сульфиды, арсениды и некоторые другие вещества смачиваются жирами и прилипают к жирам и жирным поверхностям. Аналогичное явление наблюдается в процессе амальгамации. На рис.4.36 показано поведение капли ртути на поверхности золота в водной среде. Краевой угол смачивания золота ртутью в первый момент растекания капли близок к 20˚. Пустая порода смывается водой, а золото задерживается, образуя с ртутью амальгаму. Амальгама в полужидком виде представляет собой гетерогенную систему с весьма малой растворимостью металлов в жидкой ртути при обыкновенной температуре. Отжатая амальгама является твердой фазой дисперсной системы.  Рис.4.36. Схема смачивания золота ртутью Для повышения эффективности прилипания золотинок к поверхности, покрытой слоем ртути, применяются методы так называемой активной амальгации. С этой целью для активизации поверхности металла в пульпу добавляют некоторые реагенты, повышающие смачиваемость золота ртутью, или применяют цинковую амальгаму в слабом растворе серной кислоты. В этом случае амальгамируется не только золото, но даже и платина. Отрицательная поляризация поверхности ртути также представляет собой весьма эффективный способ активной электроамальгамации. При обработке золотых руд применяются специальные амальгамационные шлюзы, представляющие собой наклонные деревянные столы, аналогичные обычным шлюзам, но с поверхностью, покрытой чистым медным листом, который с одной рабочей стороны покрыт тонким ровным слоем ртути. Медные листы бывают толщиной 2÷3 мм и перед покрытием ртутью тщательно очищаются сначала механически, а затем химически (раствором хлористого аммония или цианидами). На процесс амальгации оказывает влияние состав рудного золота. Лучше всего извлекается чистое золото. Сплавы золота с другими металлами ухудшают смачивание ртутью, следовательно, уменьшается и извлечение. Особенно неблагоприятно для процесса амальгации покрытие золотинок пленками шламов или окислов (золото «в рубашке»). Снимают золотую амальгаму с листов резиновыми скребками так, чтобы не обнажать медных листов. Амальгаму помещают в эмалированные ендовы, отжимают и затем подвергают выпариванию в ретортах. Ртуть регенерируется. Прилипание к жировым поверхностям осуществляется на аппаратах различного типа. Простейшим из них является качающийся или неподвижный шлюз, покрытый жиром. Таким методом улавливают алмазы и изумруды из соответствующих россыпей.  Рис.4.37. Барабанный аппарат по обогащению на внутренней жировой поверхности На рис.4.37 схематично изображен барабанный аппарат по обогащению на жировых поверхностях. Конический барабан 1 погружен в воду до своей оси 2 и медленно вращается в направлении, указанном стрелкой. Внутренняя поверхность непрерывно смазывается жиром специальным роликовым приспособлением 3. Измельченная и классифицированная руда или россыпной материал загружается в конус через воронку 4 на жировую поверхность. Пустая порода скатывается по наклонной поверхности барабана и удаляется в виде «хвостов» 5. Концентраты, представляющие собой минералы, обладающие селективным сродством к данному жиру, прилипают к поверхности барабана и вместе с ним поднимаются вверх. Газовые горелки 6 нагревают поверхность барабана с прилипшим концентратом, а затем эту поверхность снаружи обстукивают молоточком 7. Благодаря этому прочность прилипания снижается, частицы концентратов падают в желоб 8 и скатываются в виде готового продукта 9. 4.8. Аэросепарация Аэросепарация - процесс обогащения в движущейся газовой (воздушной) среде, основанный на использовании различий в плотности компонентов и их скорости витания. Аэросепарацию (пневмосепарацию) применяют при обогащении полезных ископаемых (угля, асбеста) и техногенного сырья (ТБО, дробленого электрокабельного лома - удаление неметаллических компонентов, дробленого демеркуризованного стеклобоя отработанных ртутных ламп, других отходов). Аэросепарация эффективна для обеспыливания материалов, а также для выделения тонких классов крупности при сухом измельчении строительных материалов (воздушный сепаратор работает в замкнутом цикле с аппаратом измельчения). Аэросепарацию при обогащении ТБО применяют для разделения потока отходов на легкую и тяжелую фракции (это необходимо, прежде всего, по условиям технологии извлечения металлов), а также для выделения горючих компонентов для последующей термической переработки, хотя в принципе возможна не только энергетическая утилизация легких компонентов. Кроме того, аэросепарацию применяют для очистки от примесей компоста, полученного из ТБО. При аэросепарации ТБО в легкую фракцию переходят макулатура, полимерная пленка, некоторые текстильные компоненты (в основном синтетические), уличный смет и т.п. Рекомендуемая крупность аэросепарации ТБО - 250 мм. На поведение легких компонентов ТБО в процессе аэросепарации решающее влияние оказывает подъемная аэродинамическая сила - равнодействующая всех сил (нормальных и тангенциальных), распределенных по поверхности частицы, находящейся в воздушном потоке. Аэродинамическая сила зависит как от параметров частиц (форма, размеры, состояние поверхности, положение в потоке), так и от параметров воздушного потока и пневмосепарирующей системы в целом (скорость воздуха и ее направление, степень турбулентности, равномерность скоростного потока, ширина струи). Расчет необходимой скорости воздуха, обеспечивающей разделение ТБО на две фракции - легкую и тяжелую, можно производить приближенно по скорости витания компонентов легкой фракции, вычисляемой с применением графоаналитического метода. На одиночную частицу, падающую в воздушной среде, действуют сила тяжести, направленная вниз и определяемая объемом V и плотностью  твердой частицы: ,и вторая сила (на падающую в воздушной среде частицу действует также архимедова сила, направленная вверх и равная  , ввиду малого значения этой силы ею можно пренебречь (она имеет значение при сепарации в жидкой среде)), направленная вверх - сила аэродинамического сопротивления среды  , которая выражается квадратичным законом сопротивления Ньютона: ,где  - объем частицы (компонента), м3; и  - плотности соответственно компонента и воздуха, кг/м3;  - коэффициент лобового сопротивления (аэродинамический коэффициент сопротивления воздуха движению частицы);  - скорость витания компонента, м/с;  - характерный линейный размер компонента, м.Под скоростью витания понимают конечную скорость, которую приобретает частица (компонент) при свободном падении, когда силы тяжести и сопротивления среды уравновешиваются. При условии равновесия сил  и   , , ,где  - толщина пленочного материала (например макулатуры, полимерной пленки), м.Для определения скорости витания необходимо вычислить коэффициент лобового сопротивления , характеризующий способность частицы сопротивляться воздушному потоку. В общем случае он зависит от критерия режима движения Re, от фактора К, учитывающего влияние формы частицы ( и ), концентрации частиц  и геометрических характеристик аппарата  и частиц  и  . .Коэффициент сопротивления зависит также от положения компонента в потоке воздуха (от его ориентации по отношению к направлению движения). Однако значение определяется в основном критерием режима движения и является функцией безразмерного числа Рейнольдса Re.Число Рейнольдса характеризует режим движения тел в жидкой среде (турбулентный или ламинарный) и, соответственно, преобладание того или иного вида сопротивления (динамического сопротивления среды или сопротивления вязкости среды). Число Рейнольдса - безразмерная величина, равная отношению сил инерции к силам вязкости:  ,где  - плотность жидкости; v - скорость потока; l- характерный линейный размер (например, диаметр);  - коэффициент вязкости жидкости.Исходя из подобия физических явлений в движущейся жидкости и газе и их воздействия на обтекаемые ими тела, коэффициент сопротивления можно выразить в виде критериальной зависимости от числа Рейнольдса. ,  ,где  - число Рейнольдса;  - коэффициент вязкости воздуха. Рис.4.38. Диаграмма Лященко Для определения скорости витания  с использованием числа Рейнольдса можно применить графический метод П.В. Лященко, который для практических расчетов ввел параметр  и построил диаграмму зависимости от Re (рис.4.38).Пользуясь графиком  , по найденному значению определяют Re и по нему вычисляют скорость .Значение можно найти путем математического преобразования, исключив и  из уравнения числа Рейнольдса и коэффициента сопротивления:,  ,  ; , .Заменяя  на Fт (=), получаем .Пользуясь установленными зависимостями, определяем параметр и по диаграмме П.В. Лященко находим число Рейнольдса Re, с помощью которого вычисляем скорость витания: .При аэросепарации используются два основных способа разделения компонентов: в горизонтальном потоке воздуха (направление воздуха перпендикулярно действующей на компоненты силе тяжести) и в вертикальном потоке воздуха (направление воздуха противоположно направлению действующей на компоненты силе тяжести). Соответственно в аэросепараторе компоненты легкой фракции транспортируются воздухом в горизонтальном или вертикальном направлении. Расчеты позволяют получить выражение для определения теоретической рабочей скорости воздуха в процессе аэросепарации:
 ,
 ,где  - смещение частиц в горизонтальном потоке воздуха, равное примерно 20, м ( - линейные размеры частицы); h - высота рабочей зоны сепарации, м.4.9. Составление балансной схемы переработанного твердого сырья 4.9.1. Баланс материалов при переработке твердых отходов Организация работы на обогатительных фабриках имеет свои особенности: каждую смену подводятся итоги количественных и качественных показателей. Например, если фабрика выдает один концентрат и за смену переработано Q т руды, то обозначаем по данным анализов средних проб, содержание металла в исходной руде %, в концентрате β %, в отработанной породе υ % и весовой выход полученного концентрата К. Тогда количественно потери составят (Q − K). Баланс металла будет иметь вид:  .Степенью концентрации по весу r называется отношение веса обогащенной руды к весу полученных концентратов:  .Процент извлечения металла представляет отношение количества металла, извлеченного в концентрат, к количеству металла, содержащемуся в исходной руде:  . (4.50)Количество выработанных концентратов:  . (4.51)Из вышеприведенных формул видим, что для учета качественных и количественных показателей работы фабрики необходимо знать количество переработанной руды за смену по сухому весу Q т, а также α, β и υ - по анализам средних проб. Аналогично на фабриках, вырабатывающих два концентрата, легко вывести закономерности, если обозначить: Qт - количество переработанной руды, KPb - первого концентрата (например, свинцового) и KZn - цинкового концентрата. Тогда количество «хвостов» составит: Q − (KPb + KZn). Принимая Q за 100% и обозначая через х процент выхода свинцового концентрата, через y - процент выхода цинкового концентрата и через z- процент выхода «хвостов», получим 100 = х + y + z, или z = 100 (x + y). При установившемся режиме производственного процесса для его надлежащего контроля необходимо за весь период восьмичасовой смены отбирать пробы: 1) исходной руды; 2) свинцовых концентратов; 3) цинковых концентратов; 4) потерь. Каждая из этих проб подвергается химическому анализу, и в ней определяют процентное содержание свинца βPb и цинка β′Zn, в цинковом концентрате цинка βZn и свинца β′Pb и в «хвостах» свинца υPb и цинка υZn. При этих обозначениях распределение металлов свинца и цинка по продуктам обогащения может быть определено следующими двумя уравнениями: 100 αPb − x βPb − y β′Pb − [100 − (x+y)] υPb = 0; (4.52) 100 αZn − xβZn − y β′Zn − [100 − (x+ y)] υZn = 0. (4.52,a) Подставляя данные химических анализов, решаем эти два уравнения с двумя неизвестными и находим значение весовых выходов концентратов γPb[%] = х[%] свинцового и γZn[%] = y[%] цинкового, а выход «хвостов» γх z[%] = 100 − (x + y). Количественные весовые выходы продуктов обогащения в тоннах при обработке Qт руды за смену или за любой другой отрезок времени, в течение которого производится отбор проб, выразятся следующим образом:  и  .Тогда баланс металлов и извлечение в процентах по продуктам определяется следующими формулами. Распределение свинца и цинка по продуктам обогащения:
 .
 ;
 .
 .
 .
 .4.9.2. Технологические и технико-экономические показатели переработки твердых отходов Технологические показатели работы фабрики учитываются систематически по всем фазам производства. За каждую смену и за сутки подводятся итоги результатов работы, а по этим данным составляются декадные, месячные и годовые показатели. В качестве типового примера рассмотрим следующие технико-экономические показатели по фабрике с производительностью 10 тыс. т в сутки сульфидной вкрапленной руды. Капитальные затраты по фабрике составили 50 075 100 руб. Из этой суммы на здания и сооружения израсходовано 24 515 200 руб., на производственное оборудование 24 700 200 руб. и на электрооборудования 3 853 700 руб. По отдельным цехам капитальные затраты распределились следующим образом:
Капитальные затраты на 1 т суточной производительности по руде составили 5 100 руб. Установочная мощность электродвигателей на фабрике составила 18 379 кВт. Средняя производительность по отчету - 10 400 т руды в сутки. В таблицах 4.18 и 4.19 приведены условные данные по фазам производства и калькуляция себестоимости обработки 1 т руды. Таблица 4.18 Расход энергии на переработку 1 т руды.
Таблица 4.19 Себестоимость переработки 1 т руды.
Списочное число трудящихся на фабрике составляет 547 человек, из них занято в сутки 450 человек, в том числе 362 рабочих человека, 52 инженерно-технических работника, 26 служащих, 10 единиц младшего обслуживающего персонала. Производительность труда одного рабочего составляет 28,7 т руды в сутки. В таблице 4.20 приведены средние расходные коэффициенты на главнейшие материалы и сменные части, применяемые на фабриках. Таблица 4.20 Расходные коэффициенты на обработку 1 т руды
|
[т], а извлечение свинца равно 100 %.
[т], а извлечение свинца в концентрате, равное:
[т], а извлечение свинца в цинковом концентрате:
[т], а извлечение, т.е. процент потерь, равно:
[т], а извлечение цинка равно 100 %.
[т], а извлечение цинка в цинковый концентрат:
[т], а извлечение цинка в свинцовом концентрате составит:
[т], а процент потерь цинка: