Обогатительная фабрика производительностью 2 млн. т/год для переработки руды Гайского месторождения

k_кр - коэффициент, учитывающий разницу в крупности руды и конечного продукта для мельниц эталонной и проектной, определяется по формуле:

где m₁ и m₂ - относительная производительность (д.е.) по расчётному классу -71 мкм для эталонных и проектных условий соответственно.

k_Di - коэффициент, которым учитывается разница в диаметрах барабанов мельниц проектируемой и эталонной. Рассчитано по формуле:

где D_проект, D_эт - диаметр (в свету) барабана мельниц проектируемой и эталонной, м.

Необходимый для измельчения объём мельниц рассчитан по формуле:

Число мельниц в i-ом варианте

где - номинальный объем мельницы, м³.

где D - диаметр мельницы, м;

L - длина мельницы, м.

Пример расчёта шаровой мельницы для второй стадии измельчения. За эталон принята шаровая мельница МШЦ 5490?7920, работающая во второй стадии измельчения на Гайской обогатительной фабрике.

Q^-71 = 245? (88-45)/100 = 105,35 105 т/ч;

q_эт = 0,8 т/(ч?м³) по данным практики действующей обогатительной фабрике;

k_изм = 1,10, так как руда твёрдая;

k_т =1,0, так как разница в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке отсутствует /6/.

Так как на действующей обогатительной фабрике крупность исходного продукта составляет -2+0 мм, =60%, тогда m₁=1,06.

Так как в проектных условиях крупность исходного продукта составляет -2+0 мм, =88%, тогда m₂=0,89 /6/.

k_кр = 0,89/1,06=0,84.

Для проектируемой обогатительной фабрики выбрано два типоразмера шаровых мельниц для второй стадии измельчения МШЦ 4500?6000 и МШЦ 5500?6500.

Пример расчёта шаровой мельницы МШЦ 4500?6000:

=0,8?1,10?1,0?0,84?0,90=0,67 т/(ч?м³);

Рассчитана допускаемая пропускная способность мельницы по формуле

Пропускная способность проектируемой мельницы рассчитана по формуле:

где - количество руды, подаваемой в мельницу, т/ч;

- принятое количество мельниц в i-ом варианте.

Шаровая мельница МШЦ 4500?6000 удовлетворяет по пропускной способности, так как =15,56 т/(ч?м³) > =3,48 т/(ч?м³).

Аналогично рассчитаны остальные типоразмеры шаровых мельниц для второй стадии измельчения и третьей стадии измельчения для доизмельчения коллективного концентрата. Расчёты сведены в таблицу 3.11. Для окончательного решения вопроса о количестве мельниц составлена таблица 3.12.

На основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов мельниц к установке приняты: в первой стадии измельчения одна мельница МПСИ 8530?3660, во второй стадии измельчения одна шаровая мельница МШЦ 5500?6500, в третьей стадии измельчения для доизмельчения коллективного концентрата одна шаровая мельница МШЦ 2100?3000.

Таблица 3.11 - Расчётная таблица мельниц

Стадия измельчения	Вариант и типоразмер мельницы	Рабочий объем мельницы, м3	Di	kизм	kт	kкр	kDi	qэт	qi	kн.пит	Vi, м3	nрасч	nпри.	kзаг, %
								т/(ч?м3)
I стадия измельчения	МПСИ 8530?3660 МПСИ 9000?3000	200 184	8,53 9,0									0,97 1,04	2 1	97 52
II стадия измельчения	МШЦ 4500?6000 МШЦ 5500?6500	89 146	4,5 5,5	1,10 1,10	1,00 1,00	0,84 0,84	0,90 1,00	0,80 0,80	0,67 0,74	0,98 0,98	160 145	1,80 0,99	2 1	90 99
III стадия измельчения	МШЦ 2100?3000 МШЦ 2700?3600	9 18	2,1 2,7	1,10 1,10	1,00 1,00	1,00 1,00	0,87 1,00	0,35 0,35	0,33 0,39	0,98 0,98	7 6	0,78 0,33	1 1	78 33

Таблица 3.12 - Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Стадия измельчения	Вариант, типоразмер мельницы	Количество мельниц	Объём мельницы, м3	Масса, т	Установленная мощность, кВт	kзагр, %
			одной	всех	одной	всех	одной	всех
I стадия измельчения	МПСИ 8530?3660 МПСИ 9000?3000	1 2	200 184	200 368	816,0	1632,0	4000	8000	97 52
II стадия измельчения	МШЦ 4500?6000 МШЦ 5500?6500	2 1	89 146	178 146	299,0 657,5	598,0 657,5	2500 4000	5000 4000	90 99
III стадия измельчения	МШЦ 2100?3000 МШЦ 2700?3600	1 1	9 18	9 18	42,8 73,7	42,8 73,7	200 400	200 400	80 33

3.3.4 Выбор и расчёт оборудования для классификации

Для классификации принимаем к установке гидроциклоны для получения тонкоизмельчённого продукта. Расчёт гидроциклонов сводится в нахождении максимального диаметра гидроциклона, определения достаточного давления на входе в гидроциклон, нахождения диаметра песковой насадки и номинальной крупности слива.

Максимальный диаметр гидроциклона рассчитан по формуле:

где - номинальная крупность (d_0,95) зёрен (мкм) в сливе гидроциклона;

d_п, d_сл - диаметры насадок песковой и сливной соответственно, см;

- плотность твёрдой и жидкой фаз пульпы, т/м³;

Н - рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

- массовая доля твёрдого в питании гидроциклона, %.

Производительность по питанию рассчитана по формуле

где - коэффициент учёта угла конусности гидроциклона;

- коэффициент учёта диаметра гидроциклона;

- давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Давление пульпы на входе в гидроциклон рассчитано по формуле

где - высота гидроциклона, м;

- плотность пульпы на входе в гидроциклон, т/м³, рассчитано по формуле:

Дебит пульпы рассчитан для каждого варианта по формуле

где - количество руды, поступающей на классификацию, т/ч;

R - разбавление пульпы, которая подаётся на классификацию:

Количество гидроциклонов для каждого варианта рассчитано по формуле

Нагрузки на песковую насадку рассчитаны по формуле

Пример расчёта гидроциклона ГЦ-500 для первой стадии классификации:

d_макс. = 198 мкм, так как массовая доля класса минус 71 мкм в сливе гидроциклона составляет 88 %, /6/.

d_п/d_сл принято 0,55;

Н = 0,04 МПа,/6/;

= 1,00 /6/;

= 1,00 /6/;

= 2,3 /6/;

;

т/(ч?м²), то есть соответствует допустимой = 0,5 - 2,5 т/(ч?м²).

Аналогично рассчитаны другие варианты типоразмеров гидроциклонов. Результаты расчёта сведены в таблицу 3.13. К установке в первой стадии классификации принято пять гидроциклонов ГЦ-500 работающих и один резервный. Во второй стадии классификации принят к установке один гидроциклон ГЦ-500 работающий и один резервный.

Таблица 3.13 - Расчёт гидроциклонов

Стадия и наименование классификации	Вариант	Vп, м3/ч	dп/dсл	dмакс	Массовая доля, %	Н, МПа	Дмакс, см	Р0, МПа	Диаметр насадков, см	сп, т/м3	Vг.ц.	пi	пг.ц.	qпеск, т/(ч?м3)
					втв.пит	втв.сл.	втв.п				dпит	dсл	dп
Первая, поверочная	ГЦ-710 ГЦ-500	1112 1112	0,55 0,55	198 198	50,00 50,00	44,78 44,78	72,0 72,0	0,04 0,04	142,3 142,3	0,10 0,08	21 15	25 20	15 15	1,56 1,56	460,20 254,56	2,42 4,49	3 5	1,17 0,70
Доизмельчение, поверочная	ГЦ-710 ГЦ-500	150 150	0,55 0,55	75 75	38,18 38,18	24,24 24,24	65,0 65,0	0,04 0,04	26,74 26,74	0,09 0,07	21 15	25 20	7,5 7,5	1,37 1,37	443,73 240,67	0,34 0,63	1 1	0,75 0,75

3.3.5 Выбор и расчёт флотационных машин

Для ведения флотационного процесса во флотационной машине должно обеспечиваться:

а) необходимое перемешивание пульпы для поддержания минеральных частиц во взвешенном состоянии;

б) необходимый для эффективного разделения частиц расход воздуха, его диспергирование на мелкие пузырьки и равномерное их распределение по объёму камеры;

в) создание способной зоны пенообразования на поверхности пульпы;

г) подача питания и раздельная разгрузка пенного и камерного продуктов;

По способу перемешивания и аэрации пульпы применяемые в настоящее время флотационные машины разделяются на

а) механические, в которых перемешивание пульпы и засасывания воздуха осуществляется импеллером;

б) пневмомеханические, в которых перемешивание пульпы осуществляется импеллером, а воздух подаётся от воздуходувки;

г) пневматические, в которых перемешивание и аэрация пульпы осуществляется подачей сжатого воздуха.

Отличительная особенность пневмомеханических флотационных машин заключается в том, что в этих машинах импеллер вращается с частотой, необходимой для поддержания частиц во взвешенном состоянии и тонкого диспергирования воздуха, воздух подаётся в машину от воздуходувки. Поступление воздуха от воздуходувки позволяет по сравнению с механическими флотационными машинами обеспечить постоянный расход воздуха в машине независимо от износа аэратора и регулировать его по фронту флотации. Также они могут работать с противотоком пены, при установке большого количества машин на одной отметке, с использованием подсасывания продуктов в камеры соответствующего размеров. В проекте принято к установке флотационные машины типа «РИФ».

Пневмомеханические машины типа «РИФ» предназначены для обогащения руд методом пенной флотации. Новые гидроаэродинамические условия, создаваемые аэрационными узлами конструкции РИФ за счет оптимальных придонных и восходящих потоков пульпы, позволяют увеличить количество тонкодиспергируемого воздуха и снизить мощность, потребляемую приводом блока аэратора новой конструкции.

Конструкция флотационных машин типа «РИФ» обеспечивает:

- успешную флотацию частиц широкого диапазона крупности, в том числе класса +0,2 мм и более;

- повышение технологических показателей по содержанию и извлечению полезных компонентов в концентрат, снижение потерь в хвостах;

- высокая эксплуатационная надежность.

Главной конструктивной особенностью флотационных машин является модульный принцип построения. Благодаря такой конструкции флотационные машины легко транспортировать как по железной дороге, так и автомобильным транспортом.

Необходимое число флотационных камер для флотации рассчитано по формуле:

где W_п - объём пульпы, поступающей в данную операцию, м³/мин;

t - продолжительность флотации, мин;

V_k - геометрический объём камеры, м³;

з - коэффициент заполнения камеры, равный отношению полезного объёма камеры к геометрическому (з = 0,65-0,80).

Объём пульпы, поступающей в данную операцию рассчитан по формуле:

где Q - масса твёрдого, поступающая в операцию флотации, т/ч;

М_ж - масса жидкого в пульпы, т/ч.

Значения Q и М_ж найдены по результатам водно-шламовой схемы (таблица 3.5).

Число параллельно работающих секций флотационного отделения определено из соотношения:

где V_ф.м. - максимальная производительность выбранного типоразмера флотационной камеры по потоку пульпы, м³/ч.

Время пребывания пульпы в камере найдено по формуле

Пример расчёта флотационной машины РИФ-25 для медной «головки»:

м³/мин;

t = 7 мин, по данным практики Гайской обогатительной фабрики;

что является удобным, так как диапазон продолжительности пребывания пульпы в камере флотационной машины составляет 0,5-2 минуты.

Аналогичным образом рассчитаны флотационные машины для всех операций. Результаты расчёта количества флотационных машин сведены в таблицу 3.14.

Проектом принято к установке флотационные машины РИФ-25 в медной «головке», в основной и контрольной коллективных флотациях; РИФ-3,5 приняты в основной и контрольной медной флотациях; РИФ-1,5 приняты в первой, второй, третьей перечистных коллективных флотациях и в перечистной медной флотации.

Таблица 3.14 - Сводные данные расчёта флотационных машин

Операция флотации	Объём пульпы, поступающей в операцию, м3/мин	Продолжительность флотации	Типоразмер флотомашины	Геометрический объём камеры, м3	Количество параллельных потоков	Количество камер	Время пребывания пульпы в камере, мин
						На один поток	всего
Медная «головка»	11,15	7,00	РИФ-100 РИФ-45 РИФ-25	100 45 25	1 1 1	1 2 4	1 2 4	7,17 3,23 1,75
Основная коллективная флотация	14,16	20.00	РИФ-100 РИФ-45 РИФ-25	100 45 25	1 1 1	4 8 14	4 8 14	5,65 2,54 1,42
Контрольная коллективная флотация	12,84	15,00	РИФ-100 РИФ-45 РИФ-25	100 45 25	1 1 1	2 5 10	2 5 10	9,74 2,80 1,56
I перечистная медно-цинковая флотация	3,07	10,00	РИФ-6,5 РИФ-3,5 РИФ-1,5	6,5 3,5 1,2	1 1 1	4 7 20	4 7 20	2,56 1,42 0,49
II перечистная медно-цинковая флотация	1,72	7,00	РИФ-6,5 РИФ-3,5 РИФ-1,5	6,5 3,5 1,2	1 1 1	1 2 8	1 2 8	4,57 2,54 0,87
III перечистная медно-цинковая флотация	1,00	3,00	РИФ-6,5 РИФ-3,5 РИФ-1,5	6,5 3,5 1,2	1 1 1	1 1 2	1 1 2	7,85 4,36 1,50
Основная медная флотация	2,52	20,00	РИФ-6,5 РИФ-3,5 РИФ-1,5	6,5 3,5 1,2	1 1 1	6 12 52	6 12 52	3,13 1,74 0,38
Контрольная медная флотация	2,13	15,00	РИФ-6,5 РИФ-3,5 РИФ-1,5	6,5 3,5 1,2	1 1 1	4 8 31	4 8 31	3,79 1,94 0,48
Перечистная медная флотация	0,76	6.00	РИФ-6,5 РИФ-3,5 РИФ-1,5	6,5 3,5 1,2	1 1 1	1 1 4	1 1 4	9,76 5,42 1,34

3.3.6 Выбор и расчёт питателей для реагентов

Для точной и равномерной подачи реагентов в процесс флотации используют питатели реагентов.

Расход флотационного реагента за один час рассчитан по формуле

Расход раствора флотационного реагента с необходимой концентрацией рассчитан по формуле

Пример расчёта расхода флотационного реагента: флотореагент - бутиловый ксантогенат; точка подачи - питающая коробка флотационной машины медной «головки»; производительность Q=245 т/ч; расход реагента q=15 г/т.

Так как концентрация бутилового ксантогената составляет С=5%, то

.

Проектом принято устанавливать на реагентной площадке расходные баки, обеспечивающие двух часовую потребность во флотационном реагенте.

Проектом принят питатель ПРИУ-4 с производительностью 3-200л/ч.

Таблица 3.15 - Расчёт питателей для реагентов.

Наименование реагента	Точка подачи	Количество точек	Расход в одну точку, л/ч	Питатель реагентов	Расходные баки
				типоразмер	паспортная производительность, л/ч	количество питателей	размеры, L?B?H, м (объём, м3)	количество
						на одну точку	на операцию
Бутиловый ксантогенат	питающая коробка:
	медной «головки»	1	73,6	ПРИУ-4	3-200	1	1	2,0?2,0?0,5 (2,00)	1
	основной коллективной флотации	1	807,0	ПРИУ-5М	10-1000	1	1
	контрольной коллективной флотации	1	70,8	ПРИУ-4	3-200	1	1
	основной медной флотации	1	18,4	ПРИУ-4	3-200	1	1
	контрольной медной флотации	1	3,6	ПРИУ-4	3-200	1	1
Флотационное масло Т-80	питающая коробка:
	медной «головки»	1	49,0	ПРИУ-4	3-200	1	1	0,8?0,8?0,5 (0,32)
	основной коллективной флотации	1	53,8	ПРИУ-4	3-200	1	1
Медный купорос	питающая коробка: основной коллективной флотации	1	44,9	ПРИУ-4	3-200	1	1	0,5?0,4?0,5 (0,10)
Сернистый натрий	сгуститель коллективного концентрата	1	18,7	ПРИУ-4	3-200	1	1
Сернистый натрий	питающая коробка перечистной медной флотации	1	1,5	ПМР-4	0-4	1	1	0,3?0,3?0,5 (0,05)	1
Цинковый купорос	питающая коробка:
	основной медной флотации	1	147,2	ПРИУ-4	3-200	1	1	0,8?0,8?0,5 (0,32)	1
	перечистной медной флотации	1	2,2	ПМР-4	0-4	1	1
Уголь активированный	Сгуститель коллективного концентрата	1	2,8	ПМР-4	0-4	1	1
Известь	Питатель мельницы: третьей стадии	1	506,0	ПРИУ-5М	10-1000	1	1
	Питающая коробка: медной «головки»	1	612,5	ПРИУ-5М	10-1000	1	1
	основной коллективной флотации	1	1210,5	ПРИУ-5М	10-1000	2	2
Известь	первой перечистной коллективной флотации	1	234,0	ПРИУ-5М	10-1000	1	1	1,8?1,8?2,0 (6,48)	1
	второй перечистной коллективной флотации	1	175,0	ПРИУ-4	3-200	1	1
	третьей перечистной коллективной флотации	1	152,0	ПРИУ-4	3-200	1	1
	основной медной флотации	1	230,0	ПРИУ-5М	10-1000	1	1
Всего:	ПМР-4	0-4	4	2,0?2,0?0,5 (2,00)	1
	ПРИУ-4	3-200	11
	ПРИУ-5М	10-1000	5	0,8?0,8?0,5 (0,32)	2
				0,5?0,4?0,5 (0,10)	1
				0,3?0,3?0,5 (0,05)	2
				1,8?1,8?2,0 (6,48)	1

Аналогично выбраны и рассчитаны питатели реагентов для других операций. Результаты расчётов и выбора реагентного оборудования сведены в таблицу 3.15.

3.3.7 Выбор и расчёт сгустителей

На процесс сгущения, протекающий под действием силы тяжести влияют минералогический и гранулометрический состав материала, форма частиц, содержание твёрдого в исходной пульпе, плотность твёрдой и жидкой фаз, рН среды, наличие в пульпе реагентов и специального ввода добавок.

Сгущение жидких продуктов в основном производится в цилиндрических сгустителях с механической разгрузкой осадка. В зависимости от устройства механизма разгрузки и, главным образом, от расположения привода этого механизма цилиндрические сгустители разделяются на два типа: с центральным приводом и с периферическим.

Расчёт сгустителя для десорбции.

На сгущение поступает 14 т/ч (336 т/сут), взято из водно-шламовой схемы (таблица 3.4). По данным действующей фабрики принимаем удельную нагрузку по коллективному концентрату q=0,5 т/(м²?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле:

(3.45)

где Q - производительность, поступающая на сгущение, т/сут;

q - удельная нагрузка, т/(м²?сут).

.

К установке принят сгуститель с центральным приводом Ц-30М с диаметром чана 30 м, глубиной в центре 4 м и площадью сгущения 700 м².

Необходимое число сгустителей определяется по формуле:

(3.46)

где S_i - площадь сгустителя принятого к установке, м².

В проекте принят к установке один сгуститель Ц-30М.

Расчёт сгустителя для сгущения медного концентрата.

На сгущение медного концентрата поступает 18 т/ч (432 т/сут), взято из водно-шламовой схемы (таблица 3.4). По данным действующей фабрики принимаем удельную нагрузку по медному концентрату q=0,6 т/(м²?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле 3.45:

.

К установке принят сгуститель с центральным приводом Ц-25М с диаметром чана 25 м, глубиной в центре 4 м и площадью сгущения 500 м².

Необходимое число сгустителей определяется по формуле 3.46:

В проекте принято к установке два сгустителя Ц-25М.

Расчёт сгустителя для сгущения цинкового концентрата.

На сгущение цинкового концентрата поступает 6 т/ч (144 т/сут), взято из водно-шламовой схемы (таблица 3.4). По данным действующей фабрики принимаем удельную нагрузку по медному концентрату q=0,4 т/(м²?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле 3.45:

.

К установке принят сгуститель с центральным приводом Ц-25М с диаметром чана 25 м, глубиной в центре 4 м и площадью сгущения 500 м².

Необходимое число сгустителей определяется по формуле 3.46:

В проекте принят к установке один сгустителя Ц-25М.

3.3.8 Выбор и расчёт вакуум-фильтров

На проектируемой фабрике на фильтрование поступают тонкоизмельчённые продукты, исходя из этого устанавливаем дисковые вакуум-фильтры, что подтверждается практикой работы обогатительной фабрики.

Фильтрование медного концентрата.

На фильтрование поступает 18 т/ч, удельная производительность q=0,15т/(м²?ч).

Необходимая площадь фильтрования определяется по формуле:

(3.47)

где Q - производительность, поступающая на фильтрование, т/ч;

q - удельная нагрузка, т/(м²?ч).

.

К установке принят дисковый вакуум фильтр ДОО 63.

Необходимое число вакуум-фильтров определяется по формуле:

(3.48)

где S_i - площадь вакуум-фильтра принятого к установке, м².

В проекте принято к установке два вакуум-фильтра ДОО 63.

Фильтрование цинкового концентрата.

На фильтрование поступает 6 т/ч, удельная производительность q=0,06т/(м²?ч).

Необходимая площадь фильтрования определяется по формуле 3.47:

.

К установке принят дисковый вакуум фильтр ДОО 63.

Необходимое число вакуум-фильтров определяется по формуле 3.48:

В проекте принято к установке два вакуум-фильтра ДОО 63.

3.3.9 Выбор и расчёт оборудования для сушки

Для сушки рудных концентратов до определенной влажности применяются барабанные сушилки прямого действия с непосредственным соприкосновением газа с сушильным материалом.

Расчёт барабанных сушилок сводится к определению общего объёма сушилки.

Расчёт сушилки для медного концентрата:

1. Производительность сушилки по твёрдому Q=18 т/ч.

2. Влажность поступающего и сушённого продуктов 15 и 4 соответственно (таблица 3.5).

Необходимый объём сушилки определяется по формуле:

где Q - производительность сушильного отделения, т/ч;

R₁ и R₂ - разжижение, отношение Ж:Т по массе, соответственно в поступающем и выходящем из сушилки материале;

щ - напряженность сушилки по испаряемой воде, т/(м³/ч).

R₁=15/85=0,18; R₂=4/96=0,04.

щ=0,04 т/(м³/ч) - для медного концентрата.

К установке принята барабанная сушилка СБ-2,5?14.

Объём сушилки СБ-2,5?14 определяется по формуле:

(3.50)

где Д - диаметр сушилки, м;

L - длина сушилки, м.

Необходимое число сушилок определяется по формуле:

(3.51)

В проекте принята к установке одна барабанная сушилка СБ-2,5?14.

Расчёт сушилки для цинкового концентрата:

3. Производительность сушилки по твёрдому Q=6 т/ч.

4. Влажность поступающего и сушённого продуктов 17 и 4 соответственно (таблица 3.5).

Необходимый объём сушилки определяется по формуле (3.49):

R₁=17/83=0,20;

R₂=4/96=0,04.

щ=0,02 т/(м³/ч) - для цинкового концентрата.

К установке принята барабанная сушилка СБ-2,5?14 с V=69 м³.

Необходимое число сушилок определяется по формуле (3.51)

В проекте принята к установке одна барабанная сушилка СБ-2,5?14.

3.3.10 Основные компоновочные решения

При разработке проектно-компоновочных решений следует:

- создавать наиболее экономические условия эксплуатации фабрики с максимальной степенью механизации и автоматизации всех производственных и вспомогательных процессов и операций при наименьших капитальных затрат на строительство;

- обеспечить наиболее здоровые и безопасные условия для трудящихся.

Для этого необходимо соблюдать следующие указания:

1) оборудование располагать так, чтобы количество транспортируемых продуктов и расстояния, на которые они передаются, были наименьшими;

2) основной грузопоток продуктов обогащения должен проходить через фабрику самотёком;

3) следует стремиться к применению взаимозаменяемых однородных аппаратов. При выходе из строя одного или нескольких, желательно иметь возможность равномерного распределения нагрузок на все остальные аппараты;

4) должно быть обеспечено удобство эксплуатационного обслуживания и проведения монтажных и ремонтных работ. Все аппараты обслуживаются грузоподъемными механизмами;

5) не допускается излишества в отношении площадей и объёмов зданий. Схема движения флотационной пульпы по одной секции приведена на рисунке 3.6.

По климатическим и производственным условиям проектом решено сделать промплощадку обогатительной фабрики на расстоянии пяти километров от шахты.

Составленная по результатам расчетов оборудования схема цепи аппаратов показана на чертеже - лист 2. Спецификация оборудования представлена в таблицы 3.16.

Руда подается на фабрику с подземных горных работ автосамосвалами (1). Из автосамосвала руда высыпается в приёмный бункер(2), из которого пластинчатым питателем ПП 1-15-120А (3) подается на колосниковый грохот (4). Руда с питателя собирается ленточным конвейером К1 (5) и подаётся конвейером на ленточный конвейер К2 (7). Надрешетный продукт крупностью -400+200 мм самотёком поступает в дробилку крупного дробления ЩДП 9?12 (6). Подрешетный - объединяется с крупнодробленой рудой и поступает на ленточный конвейер К2 (7). Ленточным конвейером К2 (7) материал подаётся в штабель (10). Разгрузка выпускных отверстий осуществляется тремя пластинчатыми питателями (ПП-2) (11). Руда с питателей собирается ленточным конвейером К3 (13) и подаётся конвейером в мельницу полусамоизмельчения МПСИ 8,53?3,66 (15), слив которой самотёком поступает в зумпф (16) и с помощью насосов (17) подаётся на грохот ГИСТ - 72 (14). Надрешётный продукт крупностью -20+2 мм подаётся конвейером в мельницу МПСИ 8,53?3,66 (15). Подрешётный продукт грохота ГИСТ - 72 (14) через зумпф с помощью насосов подаётся в гидроциклон ГЦ-500 (22). Пески гидроциклона по жёлобу поступают в мельницу МШЦ 5,5?6,5 (21). Слив гидроциклона подаётся во флотомашины РИФ 25 (25) - 4 камеры - для флотации медной «головки». Пенный продукт медной «головки» через зумпф перекачивается насосами в сгуститель Ц-25 (28) для сгущения медного концентрата. Камерный продукт медной «головки» поступает во флотомашину РИФ 25 (2) - 14 камер - для коллективной флотации. Камерный продукт коллективной флотации поступает во флотомашину РИФ 25 (3) на контрольную коллективную флотацию. Пенный продукт контрольной коллективной флотации поступает в «голову» коллективной флотации. Камерный продукт через зумпф перекачивается насосами в хвостохранилище. Пенный продукт коллективной флотации через зумпф с помощью насосов подаётся в гидроциклон ГЦ-500 (24). Пески гидроциклона по жёлобу поступают в мельницу МШЦ 2,1?3,0 (23). Слив гидроциклона подаётся во флотомашины РИФ 1,5 (26(1)) - 20 камер - первая перечистная коллективная флотация. Пенный продукт, которой поступает на вторую перечистную коллективную флотацию во флотомашины РИФ 1,5 (26(2))- 8 камер. Камерный продукт первой перечистки поступает в «голову» коллективной флотации. Пенный продукт второй перечистки поступает на третью перечистную коллективную флотацию во флотомашины РИФ 1,5 (26(3))- 2 камеры. Камерный продукт второй перечистки поступает в «голову» первой перечистки. Пенный продукт третий перечистки через зумпф перекачивается насосами в сгуститель Ц-30 (28(1)) для сгущения (десорбции) коллективного концентрата. Сгущенный продукт насосом 17 (8) перекачивается во флотомашину РИФ 3,5 (27(1)) - 12 камер - для основной медной флотации. Пенный продукт поступает на перечистную медную флотацию во флотомашины РИФ 1,5 (26(4))- 4 камеры. Камерный продукт основной медной флотации поступает на контрольную флотацию во флотомашину РИФ 3,5 (27(2)) - 8 камер. Пенный продукт через зумпф 16(7) перекачивается насосами 17(7) в сгустители Ц-25 (28(2,3)) для сгущения медного концентрата. Камерный продукт медной перечистки поступает в «голову» основной медной флотации. Пенный продукт контрольной флотации поступает в «голову» основной медной флотации. Камерный продукт контрольной флотации через зумпф 16(6) перекачивается насосами 17(6) в сгуститель Ц-25 (28(4)) для сгущения цинкового концентрата. Сгущенный медный концентрат из сгустителей Ц-25 (28(2,3)) качается насосами (17(8,9)) в ваккум-фильтры (29(1,2)), кек которых подается ленточным конвейером 30(1) для сушки в барабанную сушилку 35(1). Сушенный медный концентрат конвейером 39(1) поступает в приёмный бункер 40 (1) для дальнейшей разгрузки в вагон 41(1). Сгущенный цинковый концентрат из сгустителя Ц-25 (28(4)) качается насосами (17(10)) в ваккум-фильтры (29(3,4)), кек которых подается ленточным конвейером 30 (2) для сушки в барабанную сушилку 35(2). Сушенный цинковый концентрат конвейером 39(2) поступает в приёмный бункер 40 (2) для дальнейшей разгрузки в вагон 41(2).

Схема вакуум-системы фильтрования: ресивер (31(1-4)), гидроловушка (32(1-4)), воздуходувка (33(1-4), гидрозатвор (34(1-4), зумпфы (16(8-11) и насосы (17(11-14)) для возврата фильтратов и переливов в соответствующие сгустители (28(2,3)).

Схема сушильной системы: пылеосадительная камера (36(1,2)), циклон (37(1,2)), электрофильтр (38(1,2)).

Компоновочные чертежи корпуса крупного дробления представлены на листах 3,4. Уровень земли в корпусе крупного дробления находится на отметке минус 0,150 м. Дробилка ЩДП 9х12 располагается на уровне 0,000 м. Ремонтно-монтажная площадка располагается в осях 3 - 5 и Б - В. Всё оборудование обслуживается с помощью мостового крана 16/3,2 т расположенного на высоте 13,420 м, обеспечивающего индивидуальный способ ремонта. Для посадки машиниста на кран используется лестница вдоль оси В и с началом на отметке 0,000 м. Для обслуживания конвейера (7) предусмотрен проём.

Везде опасные участки ограждаются в соответствии с правилами техники безопасности.

Галерея конвейера выходит из корпуса крупного дробления на отметке минус 4,200 м и входит в склад крупнодробленой руды на отметке 5,000м. Крупнодробленая руда ленточным конвейером транспортируется в главный корпус по галереи, входящей в здание на отметке 10,000м. Галереи устанавливаются под углом 18°.

Компоновочные чертежи главного корпуса представлены на листах 5,6. Корпус обогащения состоит из двух отделений: измельчение, флотация и электротехнического пролета. Уровень земли в главном корпусе находится на отметке минус 0,150 м. Мельницы размещаются на одном уровне (отметке 5,000). Грохот ГИСТ-72 установлен на отметке 10,000 м. Батареи гидроциклонов установлены на отметке 12,500 м. Оборудование в отделении измельчения обслуживается с помощью мостового крана 50/10 т расположенного на высоте 16,270 м, обеспечивающего индивидуальный способ ремонта.

Всё электротехническое оборудование установлено с изменяемой частотой вращения, так как в электротехническом пролёте установлены частотные преобразователи. Реагентная площадка находится в электротехническом пролете на отметке 8,000 м.

Флотооборудование размещается на отметке 5,000 м в пролете флотации в осях В-Г и 2-11. Оборудование в отделении флотации обслуживается с помощью мостового крана 16/3,2 т расположенного на высоте 14,960 м, обеспечивающего индивидуальный способ ремонта. Для обслуживания насосов предусмотрены проёмы в электротехническом пролете и в отделении флотации.

Таблица 3.16 - Спецификация оборудования

Марка, поз	Обозначение	Наименование	Кол., штук	Масса, кг	Примечание
Корпус крупного дробления
1	БелАЗ-549	Автосамосвал	4		Грузоподъёмность 75 т
2		Бункер приёмный	1
3	ПП-15-120А	Питатель пластинчатый	1
4		Грохот колосниковый	1		а=200мм
5		Конвейер ленточный	1
6	ЩДП 9?12	Дробилка щековая	1	56500
7		Конвейер ленточный	1
Склад крупнодробленой руды
10		Штабель	1
11(1-3)		Питатель пластинчатый	3
13		Конвейер ленточный	1
Цех обогащения
14	ГИСТ -72	Грохот самобалансный	1		а=2мм
15	МПСИ 8,53х3,66	Мельница полусамоизмельчения	1
16(1-7)		Зумпф	7
17(1-11)		Насос песковый	7
18		Конвейер ленточный	1
19		Конвейер ленточный	1
21	МШЦ 5,5х6,5	Мельница шаровая	1
22	ГЦ-500	Гидроциклон	6
23	МШЦ 2,1х3,0	Мельница шаровая	1
24	ГЦ-500	Гидроциклон	2
25(1-3)	РИФ 25	Флотомашина	28
26(1-4)	РИФ 1,5	Флотомашина	34
27(1-2)	РИФ 3,5	Флотомашина	20
44	Ц-30	Сгуститель	1
28(1-3)	Ц-25	Сгуститель	3
Фильтровально-сушильное отделение
29(1-4)	ДОО-63	Вакуум-фильтр	4
30(1-2)		Конвейер ленточный	2
31(1-)4		Ресивер	4
32(1-2)		Гидроловушка	4
33(1-4)		Воздуходувка	4
34(1-4)		Гидрозатвор	4
35(1-2)	СБ 2,5х14	Барабанная сушилка	2
36(1-2)		Пылеосадительная камера	2
37(1-2)		Циклон	2
38(1-2)		Электрофильтр	2
39(1-2)		Конвейер ленточный	2
40(1-2)		Погрузочный пункт	2
40(1-2)		Вагон	2
16(8-11)		Зумпф	4
45(1-4)		Вакуум-насосы	4
43		Насос центробежный водоперекачный	1
Грузоподъемное оборудование
8	Кран 16/3,2	Кран мостовой	1
9	ТЭ 500	Тельфер	1
20	Кран 50/10	Кран мостовой	1
42	ТЭ 1013	Тельфер	1

Рисунок 3.6 - Схема движения флотационной пульпы

4. Опробование и контроль технологического процесса

Современная обогатительная фабрика представляет собой сложное производство, со сложным технологическим процессом. Технологические операции взаимосвязаны, работа каждого последующего аппарата зависит от условий работы предыдущего. Это требует максимальной стабильности процесса, что невозможно осуществить без хорошего налаженного контроля процесса. Технический контроль на обогатительной фабрике представляет собой проверку соответствия продукции или процессов, от которых зависит качество продукции, установленным техническим требованиям и требованиям утвержденной технологической инструкции.

Контроль за обеспечением качества продукции возложен на ОТК и включает следующие виды:

-входной контроль по количественному учету и качественной подготовке исходного сырья;

-контроль и управление качеством выпускаемой продукции.

На обогатительной фабрике технический контроль осуществляется отделом технического контроля (ОТК) с привлечением центральной химико-технологической лаборатории (ЦХТЛ) для выполнения анализов химического состава продуктов, а также автоматической системой опробования пульповых продуктов (АСОПП) для экспрессного анализа технологических продуктов, и автоматической системой управления технологического процесса (АСУТП) для контроля параметров технологических процессов и соблюдения технологической дисциплины.

ОТК - основное подразделение, отвечающее за организацию, состояние и совершенствование системы технического контроля. ОТК обеспечивает контролирующие функции по отношению к ЦХТЛ (организован внешний и внутренний контроль работы лаборатории) и проверяет состояние организации метрологического контроля результатов РСА. рудоподготовка медный концентрат технологический

В функции ОТК входят: контроль за достоверностью учета поступающего сырья и отгружаемых концентратов, обеспечение исходной информацией для учета извлекаемых металлов и составления технологических и товарных балансов металлов.

На фабрике пробы отбираются для получения следующих характеристик процесса: гранулометрической, минералогической, химического состава, влажности, плотности, концентрации растворов. На основе результатов проводимого опробования составляется сметные, суточные, декадные, месячные балансы и проводится оперативный контроль, учёт и регулирование процесса. Отдел технического контроля контролирует качество выпускаемой продукции и соответствие её стандартам и техническим условиям, соблюдение установленной технологии производства, а также качество поступающего на фабрику сырья, промежуточной и товарной продукции определяется путём отбора и анализа проб. На Гайской обогатительной фабрике существует комбинированная схема опробования. Смонтирована и внедрена автоматизированная система отбора и транспортирования проб.

Флотационный процесс контролируется автоматизированной системой опробования пульповых продуктов (АСОПП). Отбор, доставка, подготовка и анализ проб осуществляется АСАК, включающий в себя пульповый рентгеновский анализатор АР-31 и порошковый спектрометр СРМ-25 с отдельными ручными операциями при подготовке экспрессных и формировании сменных проб. Формирование, подготовка и отправка на анализ сменных и экспрессных проб, производится согласно утвержденного графика.

Золотосодержащий материал с установок и очисток оборудования опробуется на определение благородных металлов и массовой доли влаги. Результаты сбора, транспортирования и хранения материала в маркированных контейнерах регистрируются в специальных журналах по учету и контролю. После получения результатов анализов, составляются акты. При содержании золота в концентрате более 50 г/т ,он подлежит отгрузки, при содержании золота менее 50г/т - расшихтовке.

Время между отбором пробы и получением результата составляет один час. Разделка проб и определение содержания металлов в них осуществляется вручную.

Поступающую на фабрику руду взвешивают на вагонных весах на товарной станции. Количество всей продроблённой руды определяется по показаниям конвейерных весов дробильного отделения.

Обслуживающий персонал замеряет и регулирует размер щелей дробилок и один раз в смену определяют на производительность, служба ОТК контролирует часовую производительность мельниц, содержание тонкого помола в питании флотации, щелочность пульпы по стадиям флотации. Контролёры ОТК следят за расходом реагентов не более двух раз в смену. Контролируют загрузку мельниц стержнями и рудоразмольными шарами, несколько раз в смену определяют содержание металлов в концентрате по секции и в отвальных хвостах, учитывают механические потери металлов со сливами. В отделении сгущения определяют содержание твёрдого в питании, разгрузке и сливе сгустителей. В фильтровальном отделении контролируют содержание твёрдого в питании фильтров, величину вакуума на фильтрах, влажность отфильтрованного концентрата и его количество. Вся продукция сушильного отделения взвешивается на вагонных весах.

Опробование товарной продукции производится в отборе точечных проб от партий при погрузке п/вагонов во время перемещения концентратов по транспортерной ленте конвейера пересечением потока механизированным скребковым пробоотбирателем, сблокированным с соответствующими конвейерами , а при его неисправности - ручным способом.

Отобранные точечные пробы механизированного или ручного отбора разгружаются на специально оснащенную площадку для дальнейшей ее подготовки.

Отгрузка мягких контейнеров с золотосодержащим материалом в вагон или автомобиль сопровождается отвесными, актами и транспортными накладными.

Товарная продукция обогатительной фабрики ОАО «Гайского ГОК» отгружается потребителям соответственно техническим требованиям:

ТУ 48-7-13-89 -медный концентрат;

ТУ 48-6-117-90 -цинковый концентрат;

ГОСТ 444-75 -колчедан серный флотационный.

Контроль отвальных хвостов осуществляется согласно «Инструкции о порядке ведения мониторинга безопасности гидротехнических объектов хвостового хозяйства ОАО "Гайский ГОК"» и производится ежемесячный отбор проб отвальных хвостов на определение плотности и гранулометрического состава на крупность по классам от 2 мм до 0 мм.

Для составления баланса принимается средневзвешенное содержание металлов в отгруженных медном и цинковом концентратах и серы в пиритном концентрате к количеству этих компонентов в переработанной руде по отделениям или участкам. При определении товарного извлечения и количества металлов и серы в полученных концентратах исключается механические потери.

В отчёт принимаются анализы, подсчитанные из всех сменных анализов, которые были сделаны в течение месяца. Это исключает индивидуальную ошибку, даже самого квалифицированного лаборанта и позволяет считать такой результат наиболее точным, так как в нём участвуют десятки лаборантов, а допущения при этом анализе погрешности сводятся к минимуму по закону больших чисел. Огромное значение для правильности учёта и контроля над производством имеет точность опробования.

В основу технического отчёта берутся данные, полученные при анализе так называемых проб товарных, то есть проб, отобранных специальными механическими пробоотборниками после дробления и измельчения руд, им взятых пробоотсекательными станциями.

Иногда точные результаты даёт и ручное опробование, если оно производится на хорошо измельчённых и хорошо перемешанных материалах и гарантирует представительный вес проб.

Повышение качества продукции на обогатительной фабрике возможно лишь при условии достоверного контроля качества руд и продуктов обогащения, а также надёжно действующей системы технического контроля.

Без надёжного опробования продукции большие затрачиваемые усилия на совершенствование методов анализа оказываются малоэффективными.

Карта технологического и товарного опробования на обогатительной фабрике приведены в таблице 4.1.

Таблица 4.1 Карта технологического и товарного опробования на обогатительной фабрике ОАО «Гайский ГОК»

Наименование отделений	Точка опробования	Период отбора	Контролируемый параметр	Метод опробования
Дробильное отделение	руда дроблённая руда дроблённая руда дроблённая	часовой суточный в течение смены	крупность ситовая характеристика качество	фотопланиметрический конвейерные весы
Главный корпус	руда с секции концентрат с секции хвосты с секции питание флотации	часовой 15 минут 15 минут смешанный	Массовая доля меди, цинка, серы, химический анализ, ситовой анализ	АП-1 АП-1, ручной Ручной АП-1
Реагентное отделение	известь	15 минут
Сгустительное отделение	слив сгустителя медный концентрат цинковый концентрат пиритный концентарт вода	часовой часовой часовой часовой декадный	процент твёрдого массовая доля меди, цинка, серы, химический анализ, химический состав	ручной ручной ручной ручной ручной
Фильтровально-сушильное отделение	питание фильтров фильтрат медный концентрат цинковый концентрат пиритный концентрат	двух часовой 15 минут двух часовой двух часовой двух часовой	Процент твёрдого процент твёрдого процент твёрдого химический анализ химический анализ	ручной ручной ручной ручной ручной
Дамба	отвал фабрики	часовой		ручной

5. Технология обезвоживания флотационных концентратов методом гранулирования

Традиционное обезвоживание концентратов флотации на современном производстве включает в себя следующие операции: транспортировку разбавленной минерализованной пены к сгустителям, сгущение продуктов, фильтрацию и сушку. Расход транспортной воды на предприятиях составляет от 2 до 7 м3/час.

При транспортировке сгущёного продукта к фильтрам разбавление продукта водой происходит в насосных установках, что ведёт к снижению показателей работы фильтров. При сгущении и фильтрации происходят потери продукта обогащения со сливом и фильтратом.

После сушки концентраты получают в виде высокодисперсного материала, который при транспортировке потребителю в вагонах выдувается.

Выгрузка дисперсного утрамбованного материала после перевозки достаточно трудоёмкий процесс с применением бурорыхлительных машин. Однородные высокодисперсные минералы обладают свойством увеличивать плотность при длительном хранении и динамических воздействиях на них при перевозке. При этом прочность материала может возрастать и в условиях отрицательных температур.

Вышеперечисленные недостатки технологии обогащения ведут к снижению качества выпускаемой продукции, к снижению производительности труда на предприятии, к загрязнению окружающей среды.

Таким образом, возникла задача по разработке нового способа обезвоживания-гранулирования высокодисперсных продуктов флотации, который интенсифицирует процесс обезвоживания и ликвидирует, по мере возможности, вышеизложенные недостатки.

В последнее время в отечественной и зарубежной фабрике обезвоживания продуктов обогащения находят всё большее применение высокомолекулярные синтетические вещества из группы высших полимеров.

Эти полимеры обладают высокими флокулирующими свойствами и позволяют интенсифицировать процесс седиментации тонких частиц.

В зависимости от знака электрического заряда, получаемого боковой (функциональной) группой при диссоциации молекулы полимера в растворе, реагенты могут быть подразделены на четыре типа: отрицательно заряженные (анионактивные) полимеры; положительно заряженные (катионактивные) полимеры; неионогенные полимеры, повышающие их растворимость в воде и функциональными, но неспособные к диссоциации; амфотерные полимеры.

Для полимерных флокулянтов характерно, во первых, образование “мостиков”за счёт связей между водородом недиссоциированных боковых групп и атомами кислорода на поверхности минеральных частиц.

Во вторых, имеет место взаимодействие между зарядами боковой группы ионизированного полимера и поверхностью твёрдой частицы. Такое взаимодействие, возможное только при противоположных знаках зарядов, снимает потенциалы минеральных зёрен и они флокулируют.

Может происходить также химическая реакция между функциональными группами полимеров и ионами металлов на поверхности частиц.

В четвёртых - при добавлении раствора флокулянта к суспензии, молекулы полимера адсорбируется сегментом макромолекулы на поверхности частиц твёрдого, в то время как другие молекулы той же группы адсорбируются другими частицами. Сегменты флокулянта образуют “мостики” между частицами твёрдого, связывая их в агрегаты (флокулы).

При адсорбции значительного количества полимеров может возрастать толщина и устойчивость гидратных оболочек вокруг твёрдых частиц, так как флокулы, связанные мостиками полимеров, сохраняют между отдельными частицами значительные водные прослойки, что отрицательно влияет на процесс фильтрации продукта.

Преобладание того или иного вида связи полимера с частицей зависит от ионной характеристики среды (рН), величины и знака электрокинетического потенциала и химической формулы полимера.

При выборе флокулянта должны учитываться его молекулярная масса, растворимость в воде и величина молекулярной когезии функциональных групп, характеризующая силы притяжения между молекулами полимера и поверхностью частицы.

В производстве переработки минерального сырья вопросы обезвоживания и гранулирования продуктов обогащения встают отдельными этапами. Так, процесс обезвоживания продуктов флотации относится к обогатительным процессам, в гранулировании заинтересованы металлургические переделы, где широко используются процессы окомкования.

Для интенсификации процесса обезвоживания пульп концентратов при сгущении и фильтрации применяются высокомолекулярные флокулянты. Практика показала, что флокулянты активно действуют в пульпах с низким содержанием твёрдого, с повышением процентного содержания твёрдого эффективность флотации падает. Получило развитие применение флокулянтов в гидроциклонах. В некоторых случаях флокуляция минеральных частиц отрицательно сказывается на фильтрационной характеристике минерала.

После сушки материал в виде тонкодисперсного порошка отправляют потребителю.

Процесс окомкования тонкодисперсного материала безобжиговым методом наиболее полно представлен в производстве окатышей железных и марганцевых руд.

В последнее время водорастворимые высокомолекулярные вещества нашли применение и в обогащении минерального сырья при окомковании продукта.

Получение окатышей крупностью 8-16 мм из марганцевых шихт с добавкой тонкоизмельчённого цементного клинкера снижает расход электроэнергии на 5-6 % при выплавке углеродистого ферромарганца. Первые попытки окускования богатого медного концентрата для плавки в конвертере проведены на Норильском горно-металлургическом комбинате, связующее сульфитно-спиритовая барда.

Отечественная и зарубежная практика окускования тонкодисперсных материалов - продуктов переработки минерального сырья свидетельствуют о том, что водорастворимые полимерные связующие начинают широким фронтом внедряться в процесс получения окатышей, что водорастворимые полимерные связующие подают во вторую стадию окомкования, с целью сокращения его расхода, в первую стадию окомкования для его увлажнения подают воду. То есть, в ходе переработки сырья полученный концентрат сгущаем, фильтруем, подвергаем сушке, а затем снова увлажняем, добавляем воду в уже готовый высушенный концентрат. Решение данной проблемы предполагается Юдиным Н.Н., в своей работе автор разработал условия, при которых уже в процессе фильтрования возможно получение концентрата, удовлетворяющего требованиям процесса гранулирования. В качестве эффективной добавки при гранулировании Юдин Н.Н. предложил водорастворимый полимер К-4, который значительно сокращает расход бентонита.

Значительно дальше в решении задачи по стыковке процессов обезвоживания и гранулирования пошли японские исследователи. В работе предлагают способ скорейшего вовлечения пульп концентратов в процесс обезвоживания- гранулирования. Тонкодисперсный материал в заключительной стадии переработки получают в виде гранул.

Способ заключается в том, что в бак, содержащий суспензию, добавляют высокомолекулярный флокулянт. Содержимое бака перемешивают мешалкой, с линейной скоростью 10,5-3 см/сек на конце лопасти мешалки. Перемешивание суспензии обеспечивается в ламинарном режиме. Содержание твёрдых частиц в суспензии составляет более 30 г/л. образовавшиеся гранулы твёрдого вещества выводят из бака и высушивают в кучах с естественным стоком жидкой фазы.

Данный способ хорош для хвостов обогащения, в хвостохранилищах полученные гранулы естественно обезвоживаются, жидкая фаза стекает в прудки. Применительно к концентратам процесс возможен лишь с последующей фильтрацией или сушкой полученных гранул.

Юдин Н.Н. разработал технологию фильтрования - гранулирования с использованием традиционного фильтра и окомкователя.

Японские исследователи осуществили процесс в баке с мешалкой. В США для осуществления этого же способа предлагается отстойник, в котором введённая суспензия разделяется на жидкие и твёрдые компоненты. Отстойник устроен таким образом, что внутри его нет никаких препятствий, в нижней его части имеются выпускные каналы, служащие для введения суспензии и флокулянта. В верхней части отстойника выпускной канал для сбрасывания жидкости в резервуар. Специальное приспособление вызывает возникновение завихрённого потока жидкости в отстойнике. Устройство выполнено таким образом, что взвесь течёт завихрённо вверх вместе с высокомолекулярным флокулянтом и вытекает из выпускного канала, расположенного в верхней части отстойника, в виде обводнённых гранул.

Устройство характеризуется тем, что не имеет вращающихся частей, но оно как и предыдущее не обеспечивает получения гранулированного продукта с низким содержанием влаги.

Также запатентовано устройство, представляющее из себя цилиндрический контейнер, который располагают под желаемым углом к горизонтали, на диске контейнера помещена наклонная плита, составляющая с днищем острый угол. Недостатком в конструкции устройства является дискретный характер в работе: загрузка продукта, гранулирование, разгрузка гранул. Этот недостаток является основным.

Совершенствование способа ведёт к созданию аппаратов более сложной конструкции. Непрерывные в работе установки созданы во Франции, ФРГ. В ФРГ разработано устройство в виде цилиндрического барабана, по внутренней поверхности которого расположена прерывистая винтовая линия, загрузка осуществляется через полый вал. Разгрузка - на противоположном торце барабана через разгрузочное устройство. С целью получения более низкой влажности гранул их направляют в барабан с фильтрующей тканью по внутренней поверхности барабана. Фильтрующий барабан является продолжением первого.

Недостаток конструкции устройства - это ещё достаточно высокая влажность конечного продукта - гранул до 44%.

Обзор конструктивного оформления процесса обезвоживания - гранулирования показал, что конструктивные решения аппаратов отвечают пока не в полной мере технологическим вопросам, в частности, не обеспечивают низкого содержания влаги в получаемых гранулах.

На основе анализа материалов был разработан способ по обезвоживанию - гранулированию продуктов флотации с применением водорастворимых высокомолекулярных флокулянтов.

Целью разработки является повышение эффективности процесса обезвоживания с получением конечного продукта в виде гранул на обогатительной фабрике Гайского ГОКа.

На поверхность потока сгущённой пульпы (после сгустителя) подаётся под давлением тонкодиспергированный высокомолекулярный полимер. За счёт того, что раствор флокулянта непосредственно на поток сгущённого продукта распыляется, увеличивается удельная поверхность контактирования минеральных частиц продукта флотации с активными группами диссоциированного в водном растворе флокулянта, чем ускоряется процесс флокуляции частиц твёрдого в пульпе.

Образующаяся сфлокулированная пульпа медленно перемешивается, в результате чего мелкие флокулы соединяются друг с другом и укрупняются. При дальнейшем перемешивании жидкая фаза удаляется. Обезвоженные хлопья - гранулы направляются в зону теплового облучения, где происходит дальнейшая полимеризация флокулянта. За счёт направленного теплового облучения, полимеризации флокулянта, перемешивания, флокулы окатываются, уплотняются. Образуются гранулы. Жидкая фаза направляется в отстойник.