Основные процессы обогащения

Гравитационные процессы обогащения

Общие сведения

Гравитационные процессы обогащения основаны на различии в плотности разделяемых компонентов. Более 70 % углей обогащаются гравитационными методами. Эти методы положены в основу ряда процессов:

1. Отсадка;

2. Обогащение в тяжёлых средах;

3. Обогащение в потоке жидкости, текущей по наклонной плоскости;

4. Обогащение в криволинейном потоке воды (в центробежном поле);

5. Пневматическое обогащение.

В угольной практике гравитационное обогащение применяется для каменных углей и антрацитов крупностью 0.5 (0.2) – 150 мм.

 

Фракционный анализ

Обогащаемый уголь представляет собой неоднородную массу по плотности. С увеличением содержания в угле минеральных примесей его плотность и зольность повышаются. Если уголь разделить на ряд фракций, различающихся плотностью, то эти фракции будут отличаться по качеству.

Фракционным анализом называется операция разделения угля на фракции различной плотности.

Фракционный анализ предназначен для определения теоретически возможных качественно – количественных показателей гравитационного обогащения и категории обогатимости угля.

Результаты фракционного анализа оформляют в виде таблицы. По данным таблицы строятся кривые обогатимости, расширяющие возможности решения технологических задач.

 

Пример.

 

По данным фракционного анализа (таб.6.1) построить кривые обогатимости.

По кривым обогатимости определить теоретический баланс продуктов

обогащения.

· Зольность концентрата принять в пределах ……………... 5-8 %.

· Зольность промпродукта принять в пределах…….. 35-45 %.

· Зольность отходов принять     в пределах…….. 75-85 %.

 

Таблица 6.1- Фракционный анализ углей

 

Плотность фракций, кг/м^3	Выход, %	Зольность, %
-1300	48,80	4,00
1300 – 1400	7,30	6,00
1400 – 1500	10,40	14,50
1500 – 1600	2,60	30,00
1600 - 1800	4,10	43,50
+1800	26,80	80,00
Итого	100	27,90

 

Проведение фракционного анализа

 

Для проведения фракционного анализа применяют тяжелые жидкости плотностью 1300; 1400; 1500; 1600; 1800 кг/м^3.  В качестве тяжелой жидкости может быть использован водный раствор хлористого цинка ZnCl₂.

Расслоение производится на фракции плотностью -1300; 1300-1400; 1400-1500; 1500-1600; 1600-1800; и +1800 кг/м³.

Расслоение, как правило, проводят, начиная с наименее плотной жидкости. Схема фракционного анализа показана на рисунке 6.1.

Перед каждой операцией расслоения производят проверку плотности жидкости денсиметром (ареометром). Пробу угля насыпают в бак с жидкостью плотностью 1300 кг/м³. Содержимое бака тщательно перемешивают мешалкой и дают отстояться в течение 2-3 минут. Всплывшую на поверхность первого бака фракцию плотностью -1300 кг/м³ тщательно снимают сетчатым черпаком, промывают холодной и горячей водой и переносят на противень для подсушки. Утонувшую часть пробы после стока жидкости вместе с баком (с сетчатым дном) переносят в следующий бак с тяжелой жидкостью 1400 кг/м³ и производят в нём расслоение в порядке, указанном выше.

Подсушивание фракций производят в сушильном шкафу при температуре 50⁰С до воздушно-сухого состояния. После разделки пробу подвергают химическому анализу на содержание золы, а если необходимо, на содержание серы.

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 (рис 6.5).

 

 

 

В системе координат с осями выход, % и зольность, % строят кривые:

обогатимости l, которая показывает зависимость между суммарным выходом и зольностью элементарных фракций;

концентрата b, которая показывает зависимость между суммарным выходом всплывших фракций и их средней зольностью;

отходов     q, которая показывает зависимость между суммарным выходом утонувших фракций и их средней зольностью;

плотности d, которая показывает зависимость между суммарным выходом всплывших фракций и их максимальной плотностью.

 

Кривые обогатимости рекомендуется строить на миллиметровой бумаге.

Все кривые размещают на одном планшете, представляющем собой квадрат со стороной, равной 200 мм. На оси ординат откладывают сверху вниз выход фракций в %, а на оси абсцисс - зольность фракций в % в масштабе 1мм- 0,5 %. Общий вид планшета показан на рисунке 6.2.

Для построения кривых обогатимости, на основании исходных данных, приведенных в задании, составляется таблица 6.2, в которой приводятся суммарный выход и зольность всплывших и утонувших фракций.

Последовательность операций для построения таблицы 6.2 и кривых обогатимости приведена ниже.

1. Заполняем графу 4 таблицы данными, полученными последовательным суммированием сверху вниз выходов всплывших фракций (по данным графы 2):

48,8 + 7.3 = 56,1 %

56,1 + 10,4 = 66,5 %

66,5 + 2,6 = 69,1 %

69,1 + 4,1 = 73,2 %

73,2 + 26,8 = 100 %

 

2. Заполняем графу 5 таблицы данными расчётной средней зольности всплывших фракций сверху вниз (по данным граф 2 и 3):

 

3. Заполняем графу 6 таблицы данными, полученными последовательным суммированием снизу вверх выходов утонувших фракций (по данным графы 2):

26,8 + 4,1 = 30,9 %

30,9 + 2,6 = 33,5 %

 33,5 + 10,4 = 43,9 %

43,9 + 7,3 = 51,2 %

 51,2 + 44,8 = 100 %

 

4. Заполняем графу 7 таблицы данными расчётной средней зольности утонувших фракций снизу вверх:

 

 

Таблица 6.2 – Фракционный состав углей

 

Плотность фракций, кг/м^3	Выход, %	Зольность, %	Суммарные
			Всплывшие фракции		Утонувшие фракции
			выход, %	зольность, %	выход, %	зольность, %
1	2	3	4	5	6	7
-1300	48,8	4,0	48,8	4,0	100	27,9
1300 - 1400	7,3	6,0	56,1	4,26	51,2	50,7
1400 - 1500	10,4	14,5	66,5	5,86	43,9	58,1
1500 - 1600	2,6	30,0	69,1	6,77	33,5	72,0
1600 - 1800	4,1	43,5	73,2	8,83	30,9	75,16
+1800	26,8	80,0	100	27,9	26,8	80,0
Итого	100	27,9	-	-	-	-

 

5. Строим кривую обогатимости l.

На оси ординат откладываем в масштабе суммарные выходы всплывших фракций (графа 4, табл.):

48,8 %; 56,1 %, 66,5 %; 69,1 %; 73,2 %; 100 %

Из точек, соответствующих указанным выше выходам на оси ординат, проводим вспомогательные линии, параллельные оси абсцисс, и на этих линиях откладываем в масштабе зольность элементарных фракций (графа 3): 4,0 %; 6,0 %; 14,5 %;  30,0 %; 43,5 %; 80,0 %

В пределах каждой фракции из указанных выше точек проводим линии, параллельные оси ординат. Через середины этих линий строим плавную кривую l так, чтобы площади заштрихованных криволинейных треугольников были равновеликими.

 

6. Строим кривую концентрата b по данным граф 4 и 5 таблицы.

На вспомогательных линиях откладываем в масштабе соответствующие значения средней зольности всплывших фракций (графа 5):

4,0 %; 4,3 %; 5,9 %; 6,8 %;  8,8 %; 27,9 %

Полученные точки соединяем плавной кривой b, начало которой должно совпадать с началом кривой l.

 

7. Строим кривую отходов q по данным граф 6 и 7 таблицы.

На вспомогательных линиях откладываем снизу в масштабе значения средней зольности утонувших фракций (графа 7):

80,0 %; 75,2 %; 72,0 %; 58,1 %; 50,7 %; 27,9 %

Полученные точки соединяем плавной кривой q, конец которой должен совпадать с концом кривой l, а начало - с концом кривой b на линии, параллельной оси ординат.

 

8. Строим кривую плотности d по данным граф 1 и 4 таблицы.

На верхней горизонтальной стороне квадрата (принимаем за ось плотности) откладываем в масштабе (справа налево) плотность фракций: 1300; 1400; 1500; 1600; 1800 кг/м³. Через эти точки проводим линии, параллельные оси ординат, до пересечения с соответствующими вспомогательными линиями выходов. Полученные точки соединяем плавной кривой d.

 

9. Определяем теоретический баланс.

Задаёмся зольностью концентрата и отходов: А^d_к-т= 5,86%; А^d_отх = 80,0 %.

Из точек, соответствующих указанным зольностям, на кривых b и q проводим демаркационные линии ДЛ I и ДЛ II (рис. 6.5) и определяем выход концентрата и отходов.

Выход промежуточного продукта определяется как разность между выходом исходного продукта (100 %) и найденными по кривым обогатимости выходами концентрата и отходов.

 

g_пп = 100 - g_к-т -  g_от, %

 

Зольность промежуточного продукта определяется из балансового уравнения:

100 × A^d_исх = g_к-т ×A^d_к-т + g_пп ×A^d_пп + g_от ×A^d_от

 

A^d_пп =100 × A^d_исх - g_к-т ×A^d_к-т - g_от ×A^d_от / g_пп, %

 

 

Таблица 3 – Теоретический баланс продуктов обогащения

 

Продукт	Выход, %	Зольность, %
Концентрат	66,50	5,86
Промпродукт	6,70	38,26
Отходы	26,8	80,0
Итого	100	27,90

 

 Последовательность построения кривых обогатимости приведена на рисунках 6.2; 6,3; 6,4; 6,5.

 

 

Рисунок 6.2 – Общий вид планшета

 

Рисунок 6.3- Планшет со вспомогательными линиями (пунктир)

 

 

 

Рисунок 6.4 - Кривые l и d

 

 

 

 

Рисунок 6.5 – Кривые обогатимости

 

 

Контрольные вопросы:

 

1. Физические основы разделения минералов с помощью гравитационных процессов.

2. Фракционный анализ. Назначение. Последовательность проведения.

3. Порядок оформления результатов фракционного анализа.

4. Построение кривых обогатимости.

5.Возможности кривых обогатимости.

6. Теоретический баланс.

 

Литература 1-4.

Лекция № 7

 

Вопросы, выносимые на лекцию: Разделение в тяжелых средах, сущность процесса, теоретические основы, характеристика тяжелых сред, тяжелосредные сепараторы, регенерация суспензии, технология обогащения углей в тяжелых средах.

Обогащение в тяжёлых средах

Это процесс разделения частиц сыпучей смеси по плотности в среде, имеющей плотность, промежуточную между плотностями разделяемых компонентов. Для углей процесс протекает наиболее эффективно при крупности частиц 13 – 100 (150) мм и различии в плотности 1200 – 2400 кг/м³.

Процесс обогащения в тяжёлых средах основан на законе Архимеда.

На частицу, находящуюся в среде, действуют силы, имеющие различное направление: сила тяжести, направленная вниз и Архимедова сила, выталкивающая частицу на поверхность.

 

1. G – сила тяжести.

G = Vdg   H;

 

Где V – объём частицы [м³]

  d - плотность частицы [кг/м³]

  g – ускорение силы тяжести [м/с²]

 

2. G_А – архимедова сила

G_А = VD_сg H;

 

Где D_с - плотность среды [кг/м³].

 

 В данной среде на частицу воздействует равнодействующая сила G_о.

 

G_о = G - G_А Н.

 

При различной плотности частиц (d) и среды (D_с) возможны следующие случаи разделения:

1. d > D_с – частица тонет;

2. d < D_с – частица всплывает;

3. d = D_с – частица находится во взвешенном состоянии.

 

Подобрав необходимую плотность среды на основании фракционного анализа минерала (угля) можно получить продукты с заданным качеством. При этом основным условием разделения будет следующее соотношение:

 

d₁ < D_с< d₂;

 

где d₁, d₂, D_с – соответственно плотности угля, породы и среды.

 

Характеристика тяжёлых сред

Тяжёлой средой называется жидкость, плотность которой более 1000 кг/м³.

Тяжёлая среда может быть однородной жидкостью, представленной неорганическими (хлористый цинк) и органическими соединениями (бромоформ).

Тяжёлая среда также может быть представлена неоднородной жидкостью – суспензией.

Суспензия – это взвесь твёрдых частиц в воде. Твёрдая фаза суспензии называется утяжелителем.

Утяжелителем могут быть следующие минералы: глина, песок, барит, магнетит (Fe₃O₄). Плотность утяжелителя должна быть относительно высокой. Обычно она колеблется в пределах 3000 – 7000 кг/м³.

Качество разделения в тяжёлых средах зависит от свойств утяжелителя. Поэтому утяжелитель должен отвечать следующим требованиям:

1. быть нерастворимым в воде;

2. обладать механическим сопротивлением истиранию;

3. не вступать в химическое взаимодействие с водой и продуктами разделения;

4. быть достаточно тонко измельчённым;

5. иметь сравнительно низкую стоимость;

6. легко отделяться от продуктов обогащения для повторного использования.

В настоящее время в практике обогащения углей и антрацитов в качестве утяжелителя применяется магнетит плотностью 4500 – 5000 кг/м³ и крупностью 0 – 0.1 мм.

 

От свойств утяжелителя зависят свойства суспензии, основные параметры которой:

1. плотность;

2. устойчивость;

3. вязкость.

 

1. Плотность суспензии зависит от плотности утяжелителя и от его объёмной концентрации в суспензии.

D_с = с (d - 1000) + 1000 кг/м³

 

где с – объёмная концентрация утяжелителя в суспензии в долях единицы.; d - плотность утяжелителя, кг/м³.

Из формулы следует:     

При заданном объёме суспензии и объёмной концентрации утяжелителя можно определить массу утяжелителя.

 

М_у = W_c c d, т;

 

Где W_c – объём суспензии, м³;

     с – объёмная концентрация, доли ед.;

   d - плотность утяжелителя, кг/м³.

 

2. Устойчивость суспензии  способность сохранять одинаковую плотность во всех слоях по высоте ванны сепаратора.

Устойчивость суспензии достигается:

1. постоянной подачей суспензии в сепаратор снизу. При этом восходящий поток тормозит падение частиц утяжелителя;

2. сочетанием восходящего и горизонтального потока суспензии;

3. постоянным перемешиванием суспензии в ванне сепаратора элеваторным колесом.

 

3 Вязкость суспензии. Этот параметр характеризует трение между слоями суспензии и зависит от объёмной концентрации утяжелителя, определяется по эмпирической формуле.

 

m_с = m [1 + 1.84 с + (3.3с)⁹ ] Па×с

 

m = 0.001 Па×с – коэффициент вязкости воды.

 

Оптимальная объёмная концентрация утяжелителя в суспензии с = 12 - 25 % (0.12 – 0.25). При повышении концентрации (до 40%) начинается структурирование суспензии, т.е. взаимодействие частиц магнетита между собой, образование флокул, выпадение их в осадок. При этом нарушается однородность суспензии. Резко падает эффективность сепарации.

Тяжелосредные сепараторы

Для обогащения крупных классов углей (13 – 100 мм) применяются колёсные сепараторы с вертикальным элеваторным колесом типа СКВП – 20 и СКВП – 32 с шириной ванны соответственно 2 и 3.2 м. Указанные сепараторы обеспечивают разделение исходного материала только на 2 продукта (всплывший – потонувший). При необходимости получения 3-х продуктов (концентрат – промпродукт – отходы) применяют 2 стадии сепарации.

Схема сепаратора типа СКВП приведена на рисунке 7.1.

 

 

Рисунок 7.1 – Схема сепаратора СКВП:

1- ванна сепаратора; 2 – элеваторное колесо с перфорированными ковшами; 3 – патрубок для подачи суспензии; 4 – карман для подачи восходящего потока суспензии; 5 – погружатель; 6 – гребковое устройство; 7 – щелевидное сито для предварительного сброса суспензии; 8 – опорные катки элеваторного колеса

 

Принцип действия сепаратора

 

Исходный материал - уголь крупностью 13 – 100 мм загружается в ванну сепаратора, заполненную суспензией. Частицы, имеющие плотность меньше плотности суспензии всплывают под действием архимедовой силы и разгружаются с помощью гребкового устройства. Часть суспензии, уходящей с продуктом, сбрасывается на сите 7 и снова возвращается в цикл.

Потонувший продукт попадает в ковши элеваторного колеса, поднимается и разгружается в соответствующую течку (желоб). Таким образом, в результате сепарации получают два продукта: всплывший и потонувший.

 

Регенерация суспензии

 

После обогащения в сепараторе продукты поступают на грохоты для обезвоживания и отделения суспензии. Для эффективного отделения магнетита продукты промываются водой, при этом суспензия разбавляется и становится некондиционной. Для извлечения магнетита с целью повторного использования некондиционную суспензию регенерируют. Схема регенерации приведена на рисунке 7.2.

 

 

Рисунок 7.2 – Схема регенерации некондиционной суспензии

КС – кондиционная суспензия; НКС - некондиционная суспензия

 

Магнитная сепарация осуществляется в электромагнитном сепараторе типа ЭБМ – 90/250 с диаметром и длиной барабана соответственно 900 и 2500 мм.