Способ дробления руд Советский патент 1993 года по МПК B02C19/00 

Способ относится к обогащению полезных ископаемых и может быть использован для дробления руд и нерудного минерального сырья.

Целью изобретения является сокращение затрат на дробление путем своевременного вывода из циркуляции достаточно обедненных классов крупности.

Исследуем отличительный признак, . надрешетные продукты многоситного грохота после одного-двух циклов циркуляции направляется в отвал, сначала крупные более 25 мм, затем с интервалом в один-два цикла более 6 мм и далее мелкие крупнее 3 мм.

Известно, что скорость удара, крепость и размер разрушаемого материала связаны следующей зависимостью:

v()v

где V - скорость удара; оьр - предел прочности породы на разрушение; D - размер кускор (зерен) породы,т.е. наиболее крупные и слабые породы и минералы требуют небольшой скорости дробления. Из этой зависимости также следует, что наиболее

крупные куски (зерен) материала должны разрушаться более эффективно, чем мелкие (при прочих равных условиях). И если при дроблении в ударной дробилке в циркулирующем продукте будут находиться крупные куски материала, то, очевидно, разрушению таких кусков препятствовала их большая крепость, которая свидетельствует об отсутствии в этих кусках трещиноватостей, вкраплений других минералов и т.п., то есть всего того, что обуславливает дефекты кристаллической структуры и снижение прочности.

Проведенные нами исследования на ряде оловянных и вольфрамовых руд подтвердили эту картину и показали, что при дроблении в ударной дробилке материала широким интервалом крупности, например -50 + 3 мм, циркулирующий продукт крупнее 3 мм обедняется полезными минералами, однако рассев этого циркулирующего продукта показывает, что степень обеднения более узких классов этого продукта различна.

На фиг.1 показано, что если общий продукт циркуляции (класса - 50 + 3 мм) довоСО

СА) СЛ VI

дится до уровня отвального содержания полезных минералов (например 0,03%) за 4-5 циркуляции (7-10 мин), то класс -50 + 25 мм этой циркуляции доводится до отвального содержания за 1 циркуляцию (1-2 мин), класса - 25 + 6 мм за 2-3 циркуляции (3-4 мин) класс б + 3 мм за 5-6 циркуляции (8-10 мин).

Исходя из этого анализа следует, что всю циркулирующую нагрузку нецелесоб- разно возвращать на дробление до тех пор, пока во всем этом продукте не снизится содержание полезных минералов до уровня отвальных хвостов фабрики. С точки зрения снижения затрат на дробление, необходимо разделить всю циркулирующую нагрузку на более узкие классы, к примеру -50 + 25 мм;

-25 + 6 и -б + 3 мм и по мере снижения в каждом из них содержания полезных минералов до уровня отвальных хвостов, выводить из процесса циркуляции в отвал. Это тем более желательно, потому что в крупных классах остаются наиболее крепкие породы, требующие значительных затрат энергии на разрушение.

Такое искусственное разделение всего циркулирующего продукта на узкие классы крупности осуществляется на многоситном грохоте и позволяет своевременно, по мере готовности, выводить каждый класс крупно- ти из циркуляции в отвал путем перевода шибера в соответствующее положение. Иными словами, многоситный грохот вместе с шибером позволяет разделить во времени вывод в отвал каждого класса крупности по мере их обеднения, а в конечном итоге, снизить количество материала, проходящего через энергоемкую операцию дробления, т.е. достичь поставленной цели

- снизить затраты на дробление.

Предлагаемый способ показан на фиг,2, 3,4. На фиг.2 показано аппаратурное оформление способа, на фиг.З - продолжительность отдельных циклов, на фиг.4 - продолжительность разгрузки схемы.

Предлагаемый способ дробления включает следующие операции: периодическую подачу материала через бункер 1 и питатель 2 на дробление 3 в ударную дробилку. Дробленый продукт подается на грохочение 4 с выводом подрешетного продукта в процесс обогащения. Надрешетные продукты направляются либо в циркуляцию на дробление 3 посредством транспортного устройства 6, либо в отвал, путем перевода шибера 5 в одно из положений О; А; В; С (фиг.2).

Способ осуществляется следующим образом (на примере конкретного выполнения).

Исходный материал, подлежащий дроблению, поступает в бункер 1. откуда периодически, например через 7-11 мин, разгружается питателем 2 в схему дробления. Время работы питателя 2 определяется производительностью оборудования, временем прохождения материала в схеме циркуляции, характеристиками материала и т.д., но в данном случае это время составля0 ет 1-2 мин. После этого питатель 2 останавливается и материал начинает накапливаться в бункере 1.

Прошедший через питатель 2 материал поступает на дробление 3 в ударную дро5 билку, например, ВМД-105, а затем на грохочение 4, например на грохот ГИТ-32 с тремя ситами 25, 6 и 3 мм. Подрешетный продукт грохота 4 мельче 3 мм поступает в процесс на обогащение, а надрешетные

0 продукты + 25, + 6 и + 3 мм начинают циркулировать в схеме, при крайнем правом положении шибера 5, с помощью транспортного устройства 6, например, элеватора. Процесс циркуляции осуществляет5 ся до тех пор, пока содержание полезного минерала в самом крупном классе, а данном случае класса + 25 мм, не снизится до уровня отвальных хвостов фабрики (отходов). После этого шибер 5 переводится в положение А,

0 в результате чего класса + 25 мм выводится в отвал, а классы -25 + 6и-6 + 3 продолжают циркулировать по схеме. После снижения содержания полезного минерала в классе - 25 + 6 мм до уровня отвальных

5 хвостов, шибер 5 переводится в положение Б, в результате чего класс - 25 + б мм выводится в отвал. И наконец, после обеднения класса - б + 3 мм до соответствующего уровня отвальных хвостов, шибер 5 переводится

0 в крайнее левое положение С, в результате чего и этот класс выводится в отвал, т.е. все надрешетные продукты выводятся из циркуляции. Через определенное время, после полной разгрузки схемы циркуляции, шибер

5 5 переводится в крайнее правое положение О, включается питатель 2 и процесс повторяется. В данном случае, время циркуляции материала в схеме составляет 1-2 мин, поэтому время между переводам и шибера из

0 одного положения в другое и время разгрузки схемы является кратным этому времени циркуляции.

В процессе осуществления способа происходит следующее.

5 После загрузки схемы и дробления самый мелкий класс (в данном случае мельче 3 мм) направляется в процесс на обогащение, а все классы крупнее 3 мм направляются в циркуляцию. Так как крупный класс циркуляции должен дробиться наиболее эффективио, то все наиболее слабые, трещиноватые, тяжелые минералы и породы переходить в мелкие классы, а нераздробленными будут наиболее крепкие породы, в которых содержание полезных минералов минимально. Следует отметить, что самые крупные классы, подаваемые в схему дробления, уже относительно обедненные, так как при горных работах в процессе взрывной отбойки из крупных классов выдрабливаются слабые породы, сростки и полезные минералы (касситерит и вольфрамит). Поэтому для получения отвального со- держания в этом классе при данной скорости вращения ротора, к примеру 30- 50 м/с, необходим только один прием дробления (одна циркуляция). Для более мелких классов одного приема дробления недостаточно, так как содержания полезных минералов после одноразового дробле- ния в классе -25+6 мм составляет 0,07-0,08% (фиг.З). И только после 2-3 циркуляции содержание в этом классе снижается до 0,03%, что и предопределяет интервал времени, после которого этот класс перево- дит.ся шибером в отвал. Аналогичная картина наблюдается и для класса -6 + 3 мм, который требует значительно большего количества циркуляции.

Для оценки энергетических затрат по предлагаемому способу были проведены сравнительные испытания различных режимов работ схемы. Эти результаты представлены в таблице.

В первом (контрольном) опыте без вы- вода узких классов из циркуляции по мере снижения содержания

полезных минералов до уровня отвальных хвостов, за б мин циркуляции получено всего 30% (от изначального объема загружаемого в схему материала) крупностью -8 + 3 мм. Это свидетельствует об излишнем пере- драбливании материала.

Во втором с выводом класса + 6 мм в отвал через 3 мин циркуляции получены такие же бедные хвосты (0,03%), но хвосты крупнее, что свидетельствует о снижении затрат энергии по сравнению с первым опытом.

Наилучшие опыты получены в третьем опыте, который представляет существо предлагаемого способа дробления. При таком же низком содержании полезных ископаемых минералов в хвостах, как и в первых двух опытах, получены более крупные хвосты и с большим объемом, что и предопределяет значительное снижение затрат на дробление по сравнению с первыми опытами (70% против 100 и 90% в первых опытах).

По сравнению с прототипом предлагаемое решение позволяет на 30% снизить затраты энергии.

Формула изобретения

Способ дробления руд путем подачи материала в ударную дробилку, грохочения и возврата надрешетных продуктов в дробилку с многократным повторением цикла, о тличающ ийся тем, что, с целью снижения затрат на дробление, надрешет- ные продукты грохота после одного-двух циклов циркуляции направляют в отвал, крупнее - более 25 мм, затем с интервалом в один-два цикла - более б мм, и, далее, мелкие - крупнее 3 мм.

Работа схемы циркуляция) /- г мин

Зогрузха схемы

Использование: в обогащении полезных ископаемых. Сущность изобретения: способ дробления руд включает подачу материала в ударную дробилку, грохочение и возврат подрешетных продуктов в дробилку с многократным повторением цикла. При этом надрешетные продукты грохота после одного-двух циклов циркуляции направляют отвал, крупные более 25 мм, затем с интервалом в один-два цикла, более 6 мм и далее мелки крупнее 3 мм. 4 ил., 1 табл.

Pafiovuu цикл Фиг.З

Разгрузка средних Mffccod + 6мм

NX

Разгрузка схемы

Фиг.4

Лиц1/м

Разгрузка ме/rxi/jr KJffccoS +3мм