• 5

12.3. ОБОГАЩЕНИЕ

В практике рекуперации твердых отходов промышленности (особенно минеральных, содержащих черные и цветные метал­лы, фрагментов деталей вышедшей из строя радиоэлектронной

■аппаратуры и других изделий на основе металлов и сплавов, некоторых топливных зол, смесей пластмасс, шлаков цветной металлургии и ряда других BMP) используют различные ме­тоды обогащения перерабатываемых материалов, подразделяе­мые на гравитационные, магнитные, электрические, флотацион­ные и специальные.

Гравитационные методы. Эти методы обогащения основаны на различии в скорости падения в жидкой (воздушной) среде частиц различного размера и плотности. Они объединяют обо­гащение отсадкой, в тяжелых суспензиях, в перемещающихся, по наклонным поверхностям потоках, а также промывку.

Отсадка. Отсадка представляет собой процесс разделения минеральных зерен по плотности под действием переменных по направлению вертикальных струй воды (воздуха), проходящих через решето отсадочной машины.

Отсадке обычно подвергают предварительно обесшламлен- ные широко- или узкоклассифицированные материалы опти­мальной крупности 0,5—100 мм для нерудных и 0,2—40 мм для рудных материалов. При отсадке крупного материала находя­щийся на решете его слой толщиной в 5—10 диаметров наиболь­ших частиц в подаваемом на переработку материале (питании) называют постелью. При отсадке мелкого материала (до 3— Е> мм) на решете укладывают искусственную постель из крупных тяжелых частиц материала, размер которых в 3—4 раза превы­ше ает размер наиболее крупных частиц питания. В процессе от­садки материал расслаивается: в нижнем слое концентрируются тяжелые частицы, в самом верхнем — легкие мелкие. Получае­мые слои разгружают раздельно.

Отсадочные машины различаются способом создания пульса­ций (движением диафрагмы, поршня, решета, пульсирующей подачей сжатого воздуха), типоразмерами, конструктивными особенностями, числом фракций выделяемых продуктов.

Их производительность (в т/ч) как транспортных механизмов может быть определена по формуле

Q=360Q ЪрВНо?,    (Ш.45)

где Чср — средняя насыпная плотность материала постели, т/м3; В —ширина отсадочного отделения, м; Н — высота отсадочной постели, м; »т — средняя скорость продольного перемещения материала в машине, м/с.

Время т пребывания материала в отсадочной машине (время отсадки, обычно составляющее на практике 50—180 с) связано с содержанием рас­сматриваемых частиц в материале питания и в выделившемся их слое /=■„ следующим выражением:

T=ln[f„/(F„-F„)]/X,        (111.46)

где К — коэффициент пропорциональности, характеризующий удельную ско­рость разделения, с-1 (обычно находится в пределах 0,01—0,05 с-').

Так как в первом приближении

f»L/t>T,           (III.47)

S£7*>

419

:где L —- длина отсадочной машины, м, то с учетом (111.45) и (111.46) нро- .изводительность (в т/ч) будет

Q = 3600Y=pMLA:/ln[F„/(F„ —F„)]  (111.48)

"ИЛИ

Q=3600[cpB#LK/ln(l —Fb/Fk),       (111.49)

где отношение FJFU характеризует извлечение выделившейся фракции в ■свой продукт, а выражение 1—FJFn представляет погрешность извлечения, измеряемую содержанием данной фракции в «чужих» продуктах.

Общая погрешность извлечения для всех продуктов отсадки характери­зуется суммой засоряющих фракций 2а в этих продуктах, выражаемой в до­лях единицы или в % по отношению к материалу питания:

Fv/(Fa — Fa)~ 112а.            (III.50)

Натуральный логарифм обратной величины погрешности извлечения •определяют как критерий точности разделения Г):

т) = 1п 100/Sa.          (111.51)

С учетом (III.51) связь производительности (в т/ч) отсадочной машины •с качеством продуктов отсадки выражается уравнением

У = 3600-г=пВЯМ/п.            (HI.52)

Типичная схема технологического комплекса отсадки пред­оставлена на рис. Ш-6.

Обогащение в тяжелых суспензиях и жидкостях. Этот про­цесс заключается в разделении материалов по плотности в гра­витационном или центробежном поле в суспензии или жидко­сти, плотность которой является промежуточной между плот­ностями разделяемых частиц.

Тяжелые суспензии представляют собой взвешенные в воде тонкодисперсные частицы тяжелых минералов или магнитных •сплавов — утяжелителей, в качестве которых используют фер­росилиций, пирит, пирротин, магнетитовый и гематитовый кон­центраты и другие материалы крупностью до 0,16 мм. В качест­ве тяжелых жидкостей используют растворы хлоридов кальция и цинка, тетрахлорида углерода, тетрабромэтана, хлорного оло­ва и других соединений.

Плотность суспензии (в г/см3) определяют но формуле

6с=С(6у-~ 1) + 1,      (III.53)

где С—-объемная концентрация утяжелителя, доли единицы; 6У— плотность утяжелителя, г/см3.

Масса утяжелителя (в кг) в данном объеме суспензии составляет

my=V6y(6c— 1)/(бу —1),    (II 1.54)

где V — объем суспензии, дм:|; 6>- и бс— плотность соответственно утяжели­теля и суспензии, г/ем3.

Для поддержания устойчивости суспензии в нее добавляют глину (до 3% от массы утяжелителя) или применяют смесь порошков утяжелителей различной плотности.

Наиболее распространенными аппаратами обогащения в тя­желых средах являются барабанные, конусные, колесные и гид­роциклонные сепараторы.

Производительность (в т/ч) барабанных сепараторов по всплывающему легкому продукту определяют по формуле

<Э=1/ч£>°.*/1<^а.,,, (III.55}

где f — выход легкого продукта, доли единицы; D — диаметр барабана, м; h — высота сливного потока (Д— 1,2—1,5 поперечника максимального куска), м; v—скорость потока суспензии на выходе из сепаратора (0,3—0,5), м/с; 6;, — насыпная плотность легкого продукта, кг/м3.

Производительность конусного сепаратора по питанию (в т/ч) рассчи­тывают по формуле

Q-lS,

(111.56)

Q=Kdi,dc~Y gH8fq с.

где q — удельная нагрузка на единицу площади рабочей зоны зеркала суспензии сепаратора, т/(м2-ч); S — площадь рабочей зоны зеркала суспен­зии сепаратора, м2.

Производительность колесных сепараторов (в т/ч) составляет: по легко­му продукту

Q1 = 3,6SnAw0eSJ1,          (111.57)

где В„ — ширина ванны сепаратора, м; и0 — окружная скорость движения гребков, м/с; 0 •— коэффициент заполнения суспензии материалом, доли еди­ницы; 6л — плотность легкого продукта; h — высота сливного потока, м; по тяжелому продукту

Q2=60 VnzcpS,,        (III.58)

где V — объем ковша сепаратора, ма; п—число оборотов в минуту элеватор­ного колеса; z — число ковшей; <р — коэффициент заполнения объема ковша материалом (ср=0,6—0,7).

Производительность гидроциклониого сепаратора по исходному материа­лу (в т/ч) определяют из его объемной производительности по суспензии:

(111.59)

где К - коэффициент пропорциональности, равный 8,5; da и dc. — диаметр соответственно питающего отверстия и сливной насадки, м; <?с — расход сус­пензии иа 1 м3 исходного материала (qc=7—10), м:!; 6 — плотность исход­ного материала.

Обогащение в потоках на на­клонных поверхностях. Эти процес­сы включают обогащение на кон­центрационных столах, а также в струйных сепараторах, шлюзах и подшлюзках, в винтовых сепарато­рах и шлюзах,

Рис. 111-6. Технологический комплекс от­садки:

/ — "Тепличная машина; 2 — элеваторы; 3 — бак оборотов виды; 4— воздуходувки; 5 — зумпф оборотной воды; в — насос

Продукт

J Отходы t-EI

 

Обогащение на концентрационных столах характеризуется разделением минеральных частиц по плотности в тонком слое воды, текущей по наклонной плоской деке стола, совершающей возвратно-поступательные горизонтальные дви­жения перпендикулярно направлению движения воды.

Деки бывают трапециевидной и прямоугольной формы. Иа части поверхности дек в продольном направлении закрепляют ^параллельно располагаемые рифли (планки переменной высоты и длины), длина которых увеличивается от верхнего к нижнему краю стола — краю разгрузки легких продуктов. Пульпу разде­ляемого материала подают в верхний угол поверхности стола (деки). Питание деки смывной водой ведут с ее верхнего края, ниже места ввода пульпы. Частицы разделяемого материала большей плотности оседают в межрифленных пространствах и под действием колебаний наклонной деки продвигаются вдоль рифлей, достигая нерифленой части деки, где образуют веер частиц различной плотности, удаляемых раздельно. Неоседаю- щие частицы меньшей плотности переносятся смывным потоком через рифли; их в виде раздельных продуктов отводят с поверх­ности концентрационного стола.

Более эффективно разделение предварительно классифици­рованных материалов. Оптимальное отношение длины деки L к ее ширине S определяется крупностью обогащаемых мате­риалов. Концентрационные столы изготовляют в промышленном, полупромышленном и лабораторном исполнении в одно- и много­ярусном вариантах с деками трех видов: песковые с L/S«2,5 для материалов крупностью d>\ мм, мелкопесковые (LIS— 1,8, ■d=0,2—1 мм), шламовые            d<0,2 мм).

К основным регулируемым технологическим параметрам обогащения на столах относят число п ходов деки стола в ми­нуту и оптимальную длину I (в мм) хода, определяемые по вы­ражениям:

п = 250/(111.60) / = 184/З^Г,          (111.61)

где ймакс — размер частиц, равный размеру сита, на котором остаток мате­риала составляет 5%.

Производительность (в т/ч) концентрационного стола может быть определена по формуле

Q=*K&FdCp [ (бт — Д) / (бл — Д) ] °'6,     (111.62)

где К—коэффициент (обычно /(=0,1); б — плотность питания стола, г/см3; F — площадь деки стола, м2; dcP — средний арифметический диаметр частиц* тлм; 6Т и 6л — плотность соответственно тяжелой и легкой фракций, г/см3; Д— плотность среды (для воды Д=1), г/см3.

Один из примеров роли и места концентрации на столах в технологии рекуперации твердых отходов иллюстрируется представленной на рис. И1-7 схемой подготовки (обезжелези- вания) кварцевого песка для производства хрусталя. Последо-

-422

 

Рис. III-7. Схема обезжелезивания кварцевого песка для производства хру­сталя

нательные операции оттирки от песчинок примесей оксидов же­леза в шаровой мельнице, их отмывки на деке концентрацион­ного стола и магнитной доочистки обеспечивают остаточное содержание железа в продукте менее (10—12) -10-30/о.

Обогащение на винтовых сепараторах и шлюзах происходит, как и на столах, в небольшой толщины (6—15 мм) потоке пульпы разделяемых материалов, подавае­мой в верхнюю часть наклонного желоба (содержание твердого в пульпе 6—40%).

Винтовые сепараторы представляют собой неподвижные вертикальные винтообразные желоба (число витков 4—6) с поверхностью специального профиля. Тяжелые частицы пульпы сосредоточиваются в желобе ближе к вертикальной оси его витков и разгружаются посредством отсекателеи в со­ответствующие приемники. Легкие частицы концентрируются у периферий­ной части желоба и разгружаются в нижней части сепаратора. Желоб име­ет угол наклона к горизонту, характеризуемый величиной относительного шага виита (отношением шага к диаметру), находящейся в пределах 0,4—0,6,

При максимальной крупности частиц обогащаемых мате­риалов 0,2—8 мм и плотности извлекаемых материалов 6— '7,5 г/см3 средняя производительность винтовых сепараторов .диаметром 0,5—1,2 м находится в пределах 0,3—12 т/ч. Обога­щение предварительно классифицированных и обесшламленных материалов характеризуется лучшими показателями.

Разновидностью винтовых сепараторов являются винтовые шлюзы, характеризующиеся более широкими желобами и мень­шими наклонами днищ желобов.

Струйные сепараторы снабжены суживающимся к нижнему концу и устанавливаемым под углом 15—20° жело­бом или конусом. Пульпу (содержание твердого 50—60%) за­гружают в верхнюю часть желоба. Сокращение расстояния между стенками желоба от загрузочного конца к разгрузочно­му приводит к увеличению высоты потока от 1,5—2 до 7—12 мм. Частицы большей плотности концентрируются в нижних слоях потока, а меньшей плотности сосредоточиваются в верхних его слоях. Разделенные потоки частиц поступают в отдельные при­емники. Производительность этих аппаратов определяется крупностью и минеральным составом обрабатываемого мате­риала и обычно составляет 0,9—5,5 т/ч на 1 м2 рабочей площа­ди желоба. Их можно использовать и для классификации (на­пример, строительного песка).

Рис. III-8. Технологический комплекс обогащения на шлюзах: 1 — шлюз; 2 — привод; 3 — бак питания; 4, 7 — насосы; В — аумпф питания; 6 — зумпф концентрата; 8 — зумпф смывной воды

Шлюзы характеризуются наличием наклонных (3—15°) лотков с укрепленными на их дне трафаретами (бруски, уголки, профилированные ков­рики, панцирные сетки, ткань) для задержания тяжелых частиц подаваемой в верхнюю часть .лотка пульпы перерабатываемого материала. Эти аппараты мо- тут быть неподвижными и подвижными, глубокого' (высота по­тока до 0,4 м для переработки материалов крупностью от 20 .до 100 мм и более) и мелкого (высота потока до 0,05 м для материалов крупностью до 20 мм) заполнения. Аппараты мел­кого заполнения называют подшлюзками. Легкие частицы пульпы уносятся потоком через трафареты, частицы большей плотности депонируются в межтрафаретных пространствах, после заполнения которых при прекращенной подаче пульпы производят их промывку водой с последующим смывом кон­центрата в приемник.

Необходимую для заданной объемной производительности ширину шлю­за (в м) определяют по выражению

B=Ql(vh),        (111.63)

где Q—расход пульпы, м3/с; и — скорость потока пульпы,   м/с; h — высота потока, м.

Расход пульпы определяют по уравнению

<2=<7(1/6+Д),           (III.64)

где q — расход твердого в питании, т/с; 6 — плотность твердого, т/м3; R — разжижение пульпы (отношение Ж : Т по массе).

Ширина шлюзов обычно составляет 0,5—1,5 м, длина 6— 20 м. Пример технологического комплекса обогащения на шлю­зах представлен на рис. Ш-8.

Промывка. Для разрушения и удаления глинистых, песчаных и других минеральных, а также органических примесей твердых отходов часто используют процессы их промывки (отмывки), которые проводят в промывочных машинах разнообразной кон­струкции (гидромониторы, барабанные грохоты, бутары, вра­щающиеся скрубберы, корытные мойки, аппараты автоклавного и других типов). В качестве промывочного агента наиболее ча­сто используют воду (в ряде случаев с добавками ПАВ), иног­да применяют острый пар и различные растворители.

2 з

 

Вода

Помимо описанных гравитационных методов обогащения в практике переработки твердых отходов используют и другие, часто называемые инерционными, которые основаны на разли­чии плотностей компонентов обрабатываемых материалов, а так­же их упругостей и коэффициентов трения. Некоторые из таких методов представлены на рис. Ш-9.

Флотация. В практике переработки отдельных видов твердых отходов (некоторых шламов, металлургических шлаков, рудных и нерудных компонентов отвалов и т. п.) находит применение метод их обогащения флотацией. Крупность флотируемых ма­териалов обычно не превышает 0,5 мм. Наиболее распростра­ненной является пенная флотация с использованием механиче­ских и пневмомеханических машин; пленочную флотацию ввиду ее низкой производительности и масляную флотацию ввиду ее. дороговизны используют крайне ограниченно. Более подробно,- о флотации см. в разд. 8.2.

Магнитные методы. Магнитное обогащение используют для отделения парамагнитных (слабомагнитных) и ферромагнитных (сильномагнитных) компонентов (веществ с удельной магнит­ной восприимчивостью % выше Ю-7 м3/кг) смесей твердых ма­териалов от их диамагнитных (немагнитных) составляющих. Сильномагнитными свойствами обладают магнетит (FeO- •FegOs), маггелит (Ре203), пирротин (Fert_iS„), титаиомагнетит, ферросилиций, фраиклинит, сидерит, слабомагнитные оксиды железа после их обжига и некоторые другие вещества. Ряд ок­сидов, гидроксидов и карбонатов железа, марганца, хрома и редких металлов относится к материалам со слабомагнитны­ми свойствами. Различные породообразующие минералы (кварц, полевые шпаты, кальцит и т. п.) относятся к немагнитным ма­териалам.

Удельной магнитной восприимчивостью % (в м3/кх) называ­ют объемную магнитную восприимчивость вещества и, отнесен-

Рис. Ш-9. Некоторые приемы разделения смесей твердых отходов;" а, 6 — баллистической сепарацией; в — сепарацией, основанной на различии коэффициен­тов трения; 1 — ленточные транспортеры; 2 — роторы; 3 — пластинчатый транспортер; 4 — отражатель; ЛИ — фракция легких иеупругих материалов; ГУ —фракция тяжелых уп­ругих материалов

 

ную к его плотности 8:

Х=к/6. (Ш.65>

Величина к выражает связь между магнитным моментом ве­щества А! (М — векторная величина, равная геометрической сумме магнитных моментов всех магнитных диполей в данном веществе) и магнитным полем V-H в этом веществе:

%=М/(У-//)=//Я,          (Ш.66)

где Н — напряженность магнитного поля, А/м; J — намагниченность вещест­ва— векторная величина (в А-м2), равная отношению суммарного магнит­ного момента М к объему вещества V:

J=MIV.            (111.67)

Слабомагнитные материалы обогащают в сильных магнит­ных полях (напряженностью Я около 800—1600 кА/м), сильно- магнитные— в слабых полях (Я«70—160 кА/м). Магнитные поля промышленных сепараторов бывают в основном постоян­ными или переменными, комбинированные магнитные поля при­меняют реже.

Поведение зерен обрабатываемых материалов в постоянном магнитном поле определяется значением их магнитной воспри­имчивости к, тогда как в переменном магнитном поле помимо этой величины оно зависит от значения остаточной индукции Вг и коэрцитивной (задерживающей) силы Нс для этих частиц.

Сила магнитного притяжения FM и величина магнитной индукции В являются функциями соответственно градиента напряженности и величины напряженности Н:

fM=IMtfgradtf, (I Н.68)

В=ц(х0Я=ц0(я+1)Я, (Ш.69)

где flgrad Н — сила магнитного поля, А2/м3; ц — магнитная проницаемость вещества; |х0 — магнитная постоянная (магнитная проницаемость вакуума, цо= 1,26-10-°) Гн/м; (А-Цо—абсолютная магнитная проницаемость.

Процесс намагничивания сильно магнитного вещества, помещенного в магнитное поле с увеличивающейся напряженностью, в координатах В= =/(#) выражается некоторой кривой, выходящей из начала координат. При устранении поля такое вещество сохраняет часть магнитных свойств в виде остаточной индукции Вг. Для достижения нулевого значения Вг необходимо создать поле противоположной напряженности Нс, величину которой называ­ют коэрцитивной силой вещества. Чем меньше величина Нс, тем легче размагничивается материал.

Различные сильномагнитные вещества характеризуются различными зна­чениями Вг и Нс., Действие коэрцитивной силы тем больше, чем дисперснее частицы таких веществ. При напряженности переменного магнитного поля, превосходящей величину #0 магнитных компонентов, происходит притяжение их зерен к полюсам магнитной системы при сильной вибрации, вызываемой некоторым отставанием перемагничивания зерен от изменения направления напряженности поля и обеспечивающей получение весьма чистой фракции при сухой сепарации мелкодисперсных материалов. Магнитные свойства сла- бомагнитных веществ не зависят от величины Н,

Подлежащие магнитной сепарации материалы как правило подвергают предварительной обработке (дробление, измельче­ние, грохочение, обеешламливание, магнетизирующий обжиг н др.). Обычно магнитное обогащение материалов крупностью 3—50 мм проводят сухим способом, материалов мельче 3 мм — мокрым. Технология магнитной сепарации зависит прежде всего от состава подлежащего переработке материала и определяется типом используемых сепараторов. Последние обычно снабжены многополюсными открытыми или закрытыми магнитными систе­мами, создающими различные типы магнитных полей, разли­чаются способами питания (верхняя или нижняя подача мате­риала), транспорта продуктов обогащения (барабанные, валко­вые, дисковые, ленточные, роликовые, шкивные сепараторы), характером движения обрабатываемого потока и эвакуации магнитных компонентов (прямоточные, протнвоточные, полу- противоточные) и другими особенностями.

Оценка произиолителыюсти магнитных сепараторов затруднена влияни­ем на нее многих факторов. Имеющийся опыт эксплуатации этих аппаратов позволяет в ряде случаев рассчитывать их производительность, основываясь на нормах удельных нагрузок на 1 м ширины питания, с использованием выражения

Q°~qnLv,        (III.70)

где Q — производительность сепаратора по сухому исходному питанию, т/ч; 1/ — удельная производительность, т/(М'Ч), значения которой могут быть найдены в специальной литературе; п — число головных барабанов, валков или роликов в сепараторе; LP — рабочая длина барабана, валка или ро­лика, м.

Ориентировочная оценка производительности (в т/ч) сепараторов при сухой сепарации сильномагнитиых материалов может быть сделана по формуле

Q^0,82n(L — Q,l)vbl(d,-~dl)/lgd,/dl}ab,       (III.71)

где п — число головных барабанов; L — длина барабана, м; v—скорость пе­ремещения материала иа барабанах (принимается равной 1), м/с; о — плот­ность исходного материала, т/м3; d, и ds — наименьший и наибольший диа­метр зерен питания, мм; а и 6 — коэффициенты, значения которых могут быть найдены в специальной литературе.

Эвакуируемые из магнитного поля зерна сильномагнитных материалов вследствие остаточной намагниченности могут агло­мерироваться в разного вида агрегаты. С целью устранения по­следствий этого явления, называемого магнитной флокуляцией, используют многократное перемагничивание таких материалов в переменном магнитном поле размагничивающих аппаратов.

В процессах переработки твердых отходов широкое приме­нение находят электромагнитные железоотделители (шкивные* подвесные, саморазгружающиеся сепараторы), предназначенные для извлечения железных и других ферромагнитных предметов из разрыхленных немагнитных материалов.

Электрические методы. Электрическое обогащение основано на различии электрофизических свойств разделяемых материа­лов и включает сепарацию в электростатическом поле, поле коронного разряда, коронно-электростатическом поле и трибоад- гезионную сепарацию. С их помощью -решают задачи обогаще­ния, классификации и обеспыливания как рудного сырья и не­кондиционных продуктов в металлургии черных, цветных и ред­ких металлов, так и многих неметаллических материалов (тон­кодисперсного кварца, формовочных песков, известняка, песка для стекольной промышленности и др.).

В однородном электрическом поле на заряженную частицу действует электрическая (кулоновская) сила Fq, обусловленная наличием на частице заряда:

Fq=Eq,           (III.72)

где Е — напряженность электрического поля, В/м; q — заряд частицы, Кл.

В неоднородном электрическом поле на такую частицу по­мимо кулоновской действует пондеромоторная сила Fn, обуслов­ленная неоднородностью электрического поля и различием ди­электрической проницаемости среды и частицы:

f„=er3[(ef —e)/(ei+2e)]£d£/d.v,        (111.73)

где d£/dx — градиент поля, В/м2; е и В; — диэлектрическая проницаемость соответственно среды (для газов ess 1) и частицы; г — радиус частицы, м.

Направление действия F„ не зависит от знака заряда электрода. При 8>е,- частица втягивается в направлении уменьшения напряженности поля, при е<е,- сила Fn направлена в сторону ее увеличения.

Электростатическая сепарация основана на различии элек­тропроводности и способности к электризации трением (трибо- электрический эффект) минеральных частиц разделяемой смеси. По электропроводности все минеральные частицы делятся на проводники, полупроводники и диэлектрики. При контакте час­тиц обогащаемого материала с поверхностью заряженного ме­таллического электрода всем им сообщается одноименный с ним заряд, величина которого зависит от электропроводности час­тиц. Электропроводные, частицы интенсивно приобретают значи­тельный заряд и отталкиваются от электрода, частицы диэлек­триков сохраняют свои траектории.

При небольшой разнице в электропроводности частиц ис­пользуют электризацию их трением (путем интенсивного пере­мешивания или транспортирования по поверхности вибролотка). Наэлектризованные частицы направляют в электрическое поле, где происходит их сепарация.

Сепарация в поле коронного разряда, создаваемого между коронирующим (заряженным до 20—50 тыс. В и более) и осади- тельным (заземленным) электродами, основана на ионизации пересекающих это поле минеральных частиц оседающими на

них ионами воздуха и на различии интенсивности передачи, при­обретенного таким образом заряда частицами проводников, по­лупроводников и диэлектриков поверхности осадительного элек­трода. Эти различия выражаются в различных траекториях, движения частиц.

Трибоадгезионная сепарация основана на различии в адгезии (прилипании) к поверхности наэлектризованных трением частиц, разделяемого материала. Температура процесса сепарации су­щественно влияет на силу адгезии, которая усиливается или ос­лабляется электрическими силами, вызываемыми трибоэлектри- ческими зарядами. Помимо этого, на частицы действуют силы тяжести и центробежные силы, что в совокупности приводит к разделению частиц по вещественному составу и крупности.

Электрические сепараторы классифицируют по характеру электрического поля (электростатические и с коронным разря­дом), способу электризации (с электризацией контактным, спо­собом, в поле коронного разряда, трибоэлектризацией и др.) ипо- конструкции рабочих органов (барабанные, камерные, ленточ­ные, лотковые, пластинчатые, полочные и др.).

Подлежащие электрической сепарации материалы обычно подвергают подготовительным операциям (классификации, обесшламливанию, сушке, термообработке при температурах до 300 °С)., Наиболее эффективно процесс сепарации идет при крупности частиц не более 5 мм.

Наряду с перечисленными процессами обогащения при пере­работке твердых отходов в ряде случаев используют и отлич­ные от них методы (флотогравитация, сепарация по коэффици­енту трения и по форме, отдельные приемы радиометрической и других видов сепарации).

Авторы: 1379 А Б В Г Д Е З И Й К Л М Н О П Р С Т У Ф Х Ц Ч Ш Щ Э Ю Я

Книги: 1908 А Б В Г Д Е З И Й К Л М Н О П Р С Т У Ф Х Ц Ч Ш Щ Э Ю Я