Выделение мономинеральных фракций при исследовании полезных ископаемых

При исследовании вещественного состава руд значительный объем работы составляет предварительное получение образцов с высоким содержанием исследуемых минералов (< 80 %) — мономинеральных фракций.

Общая цель техники выделения мономинеральных фракций — стремление к получению продуктов высокой чистоты, что в большинстве случаев выполняется в ущерб полноте их извлечения.

Выборка отдельных минералов из пробы полезного ископаемого преследует многие цели, к которым относятся:

- установление элементного состава минерала и определение содержания в нем примесей;

- изучение распределения рассеянных элементов по отдельным минералам;

- изучение физических, физико-химических и физико-механических свойств минералов;

- обнаружение и диагностика акцессорных минералов;

- изучение обогатим ости минералов;

- решение теоретических проблем в области обогащения полезных ископаемых.

В процессе выделения мономинеральных фракций получают полезные данные для технолога-обогатителя: максимальное содержание рудного минерала в концентрате и минимальное в отвальных хвостах, необходимую степень измельчения для освобождения рудных минералов из сростков. Выделение мономинеральных фракций облегчает минералогу диагностику рудных минералов, установление их состава и свойств, характера ассоциаций, позволяет выявить изоморфизм, а также предоставляет химику возможность выяснения растворимости минералов.

Выбор метода получения мономинеральных фракций зависит от состава руды, крупности слагающих ее минералов, характера их срастаний, наличия взаимных включений и вкрапленности минералов, контрастности или близости их физических свойств и т.д.

Для крупнозернистого минерала применяют визуальный — ручной способ отбора мономинеральных фракций под бинокулярной лупой. Однако в настоящее время он имеет ограниченное применение ввиду низкой производительности.

Наиболее распространены методы выделения мономинеральных фракций, основанные на различии физических и физико-химических свойств минералов: плотности (гравитационные), магнитной восприимчивости (магнитная и электромагнитная сепарация) и физико-химических свойств поверхности частиц (флотация). Реже используют различия в форме выделения минералов, коэффициенте трения и способности электризоваться при трении.

Основную сложность при получении мономинеральных фракций создают близость физических свойств многих минералов и необходимость в большинстве случаев очень тонкого измельчения исходного продукта (до 10—20 мкм), весьма затрудняющего разделение.

Качество фракций в процессе их выделения контролируют под бинокулярным микроскопом, а качество готовых фракций — химическим и минералогическим анализами.

Для получения мономинеральной пробы желательно набрать несколько килограммов штуфных образцов непосредственно на месторождении, которые подвергаются дроблению, измельчению и обогащению.

Степень дробления и измельчения пробы определяется характером вкрапленности минерала и необходимостью раскрытия минералов от взаимного срастания.

Tонковкрапленные руды являются неблагоприятным объектом для выделения мономинеральных фракций.

В общем случае рекомендуется предварительно измельчить пробу до 0,6—0,4 мм.

Для руд со средними размерами вкрапленников (0,15—0,05 мм) необходимо измельчение пробы до 0,1 мм, а в отдельных случаях — до 0,15 или до 0,075 мм.

После измельчения пробы следует произвести обесшламливание — выделение класса — 20 мкм. Еще лучше последующие обогатительные операции проводить с зернами узкого класса крупности.

Минералы по плотности разделяются в тяжелых жидкостях и в водной среде (на концентрационных столах, винтовых сепараторах, шлюзах и центробежных сепараторах). Реже применяют магнитогидростатическую сепарацию — разделение минералов в искусственно утяжеленных парамагнитных жидкостях.

На результаты разделения минералов кроме плотности оказывают влияние размер частиц и их форма.

На концентрационном столе разделяют минералы, имеющие различие в плотности > (1,5—1,0) г/см3. Чем больше различие в плотности, тем более четко происходит разделение минералов. Кроме того, лучше разделяются частицы изометрической формы. Главными факторами регулировки процесса являются угол поперечного наклона деки (изменяемый в основном от 2 до 10°), расход смывной воды, количество подаваемого на деку материала. С уменьшением крупности материала угол наклона деки уменьшают. Расход воды должен быть таким, чтобы содержание твердой фазы в пульпе составляло 20—30 %.

Для выделения мономинеральных фракций используют лабораторные концентрационные столы небольших габаритов, например, стол 30 Б-КЦ, имеющий деку размером 460x360 мм и рассчитанный на обогащение проб крупностью -0,5 мм и массой > 1 кг (рис. 2.41). Для малых проб массой от 10 до 100 г применяют концентрационный стол из набора MOЛM, имеющий деку размером 150x340 мм, рассчитанный на обработку материала мельче 0,5 мм, в основном -0,25 мм. Обогащение проб массой > 0,5 кг крупностью -1 мм можно также производить на серийно выпускаемом концентрационном столе CKЛ2, размер деки которого 600x220 мм, производительность (12—20) кг/ч в зависимости от крупности материала. Предусмотрена плавная регулировка величины хода, частоты качаний и угла наклона деки. Режим работы можно выбрать, не останавливая процесса обогащения.

Отечественная промышленность для лабораторных исследований выпускает концентрационный стол 30А-КЦ и пневматический концентрационный стол АГРМ-1.

Техническая характеристика концентрационного стола 30А-КЦ представлена ниже:

Пневматический концентрационный стол АГРМ-1, предназначенный для разделения минералов сухим гравитационным способом, состоит из пористой деки с нарифлениями, механизма привода, блока питания и источника сжатого воздуха, смонтированных на станине. Основной частью стола является разделительная пористая дека, колеблющаяся в горизонтальной плоскости аналогично деке концентрационного стола. Разделение частиц по плотности происходит на слабо наклонной деке благодаря силам инерции путем сегрегации материала, разрыхленного потоком воздуха, проходящего через деку.

Техническая характеристика пневматического концетрационного стола
АГРМ-1 представлена ниже:

Обычно лабораторные концентрационные столы применяют для первичного обогащения проб массой от 1 до 30 кг, классифицированных на классы крупности: -0,5+0,25; -0,25+0,15; -0,15+0 мм.

Для выделения концентрата тяжелых минералов применяют винтовой сепаратор из MOЛM, масса которого 300 г, производительность 10 кг/ч, диаметр витков 100 мм.

Движущиеся по желобу сепаратора частицы под влиянием действующих на них сил тяжести, трения, центробежных и гидродинамических разделяются по плотности (рис. 2.42). Легкие частицы отбрасываются к периферической части желоба и, пройдя всю спираль, разгружаются в ее нижней части, а тяжелые частицы движутся по внутренней части желоба и разгружаются через отверстие для концентрата, снабженное отсекателем для регулировки величины разгрузочной щели.

Основные факторы регулировки процесса — расход воды (обычно в пределах от 1 до 4 л/мин) и ширина разгрузочной щели (изменяется в пределах от 4 до 15 мм). Увеличение расхода воды и уменьшение ширины разгрузочной щели снижают извлечение тяжелых минералов в концентрат, но содержание их в концентрате при этом возрастает. Винтовой сепаратор MOЛM предназначен для разделения зернистого материала крупностью < 1 мм, главным образом -0,5 мм. Снижение крупности материала до 0,1 мм мало сказывается на результатах сепарации. Благодаря относительно высокой производительности винтовой сепаратор MOЛM целесообразно применять для предварительного обогащения проб значительной массы.

Наиболее простым аппаратом для предварительного гравитационного обогащения является неподвижный шлюз, днище которого имеет шероховатый покров (рис. 2.43). Устанавливают его под небольшим углом. Периодически, по мере накопления на днище в ячейках нарифлений тяжелых минералов, питание шлюза прекращают и производят сполоск концентрата. Шлюзы более просты, но менее эффективны, чем концентрационные столы.

Для выделения из концентратов фракций золота, касситерита, галенита и других минералов с высокой плотностью применяют лабораторный сотрясательный шлюз ШС. Аппарат представляет собой наклонно установленный желоб, днище которого покрыто резиновым матом с ромбовидными ячейками. Работу аппарата регулируют изменением угла наклона желоба (от 0° до 30°), величины горизонтальных и вертикальных колебаний (соответственно 0,5—6 и 0,3—3 мм), частоты вибраций (100—500 в мин), расхода смывной воды (до 1 л/с). Максимальная крупность исходного материала -2 мм, производительность шлюза — до 50 г/мин. На ШC можно обрабатывать пробы массой от 0,3 до 300 г и получать высокое извлечение тяжелых минералов в очень богатые концентраты, а иногда и в мономинеральные фракции.

Гравитационное обогащение небольших проб (массой 300—500 г) для более полного извлечения из них очень тяжелых металлов, например, золота, рекомендуется проводить в центробежных сепараторах или короткоконусных гидроциклонах. Процесс обогащения в доводочном центробежном сепараторе ДЦС происходит во вращающейся чаше (частота вращения 368 об/мин), выполненной в виде конуса, вершина которого опущена вниз (рис. 2.44). Внутренняя поверхность чаши покрыта рифленой резиновой футеровкой. Под действием центробежных сил минеральные частицы пульпы отбрасываются к периферии чаши и стремятся подняться вверх. При этом более тяжелые минералы задерживаются в углублениях футеровки, а легкие поднимаются к верху чаши и сливаются в хвосты. По окончании процесса сепарации, который длится 3—5 мин, чашу останавливают, вынимают футеровку и выгружают из нее концентрат, объем которого обычно составляет 3—5 см3.

Максимальная крупность обрабатываемого материала -2 мм. Для более полного удаления легких минералов в чашу подают смывную воду в количестве 3 л/мин. Основные размеры аппарата 700x520x1500 мм, масса 50 кг.

Обогащение на гравитационных аппаратах следует применять во всех случаях, когда требуется сконцентрировать и извлечь тяжелые рудные минералы из руд и горных пород, отделив их от легких и породообразующих.

Особенно эффективны и незаменимы эти методы применительно к объектам с низкими содержаниями тяжелых минералов. Например, как руды редких элементов, изверженные и осадочные горные породы, изучаемые на содержание в них акцессориев, россыпи и многих других объектов.

Применение высокопроизводительных методов гравитационного обогащения позволяет сконцентрировать рассеянные в большом объеме пробы частицы тяжелых минералов в несколько десятков раз (если необходимо, то и в сотни раз). При этом увеличивая содержание их в концентрате по сравнению с содержанием в исходной пробе и, соответственно, уменьшая объемы проб. Окончательная доводка концентрата до мономинеральной фракции может быть выполнена с помощью тяжелых жидкостей.

Разделение минералов в тяжелых жидкостях отличается от всех других методов, применяемых при выделении мономинеральных фракций, высокой эффективностью разделения, чистотой получаемых фракций, сравнительно простой и несложной аппаратурой.

Разделение минералов в тяжелых жидкостях производится по их плотности. Минералы тяжелее жидкости тонут (потонувшая фракция), а более легкие всплывают (всплывшая фракция). Иногда небольшая часть зерен навески имеет плотность, равную плотности жидкости, в результате чего эти зерна равномерно распределяются по всему объему жидкости и частично загрязняют потонувшую и всплывшую фракции. Количество этой третьей фракции в большинстве случаев настолько незначительно, что при подсчете результатов разделения им пренебрегают.

В зависимости от размера зерен, разности в плотностях жидкости и разделяемых минералов, а также вязкости жидкости применяют разделение простым отстаиванием (в стаканах, делительных воронках и т.д.) и центрифугальное разделение (в периодически и полунепрерывно действующих центрифугах) (см. табл. 2.34).

Набор тяжелых жидкостей, которые используются для выделения мономинеральных фракций, довольно обширен (см. табл. 2.35). Однако практическое применение в лабораторных условиях получили только некоторые из них, поскольку они (органические и неорганические) ядовиты. Поэтому при работе с ними необходимо все операции выполнять под вытяжным шкафом, глаза защищать очками и руки — резиновыми перчатками.

Тяжелые жидкости — прозрачные, бесцветные или слабоокрашенные, не разлагаются при работе и не вступают во взаимодействие с минералами. Тяжелая жидкость должна быть как можно менее токсичной, недефицитной, регенерируемой и разбавляемой до нужной плотности. Однако этим требованиям полностью не отвечает ни одна из известных тяжелых жидкостей.

К наиболее часто применяемым тяжелым жидкостям из группы органических относятся бромоформ, тетрабромэтан, иодистый метилен и жидкость Клеричи (водный раствор малоновокислого таллия и муравьинокислого таллия) и из группы водных растворов тяжелых металлов — жидкость Туле и жидкость Рорбаха.

Бромоформ, тетрабромэтан и иодистый метилен растворяются только в легко летучих веществах, растворы их нестойки и вес их быстро меняется. Поэтому эти вещества употребляют преимущественно в неразбавленном виде. Бромоформ и тетрабромэтан — для отделения суммы тяжелых (рудных и акцессорных) минералов от большей части породообразующих и жильных, а иодистый метилен — для дополнительного разделения тяжелой фракции, полученной в более легких жидкостях. Жидкости органической группы химически относительно инертны, что является их преимуществом перед жидкостями группы водных растворов. Жидкость Клеричи, имеющая максимальную плотность, легко растворяется в воде, достаточно химически инертна. Однако высокая стоимость и дефицитность этой жидкости ограничивают ее применение. Жидкость Туле применяется благодаря ее способности легко смешиваться с водой в любых соотношениях. Это позволяет использовать ее для выделения из минеральных смесей фракций с узким интервалом плотностей, в ряде случаев мономинеральных. Жидкость Рорбаха, которая труднее смешивается с водой, чаще используют в неразбавленном виде и разбавляют лишь при необходимости получения жидкости с плотностями в интервале 3,3—3,45 г/см3. Жидкости Туле и Рорбаха реагируют с металлами, окисными марганцевыми минералами и сульфидами металлов, что в значительной степени ограничивает их применение. Кроме того, эти жидкости нельзя использовать для разделения смесей, содержащих растворимые в воде минералы.

В зависимости от плотности вещества, приведенные в табл. 2.35, разделяются на три основные группы. К первой относятся хлористый цинк, иодистый этил и хлористый кальций. Жидкости (растворы) этих веществ имеют плотность < 2,65 г/см3 и не могут применяться для рудных проб, плотность которых, как правило, больше плотности кварца (2,65 г/см3). Эта группа веществ используется для разделения в тяжелых жидкостях углей, сланцев и других легких полезных ископаемых (для выделения из них минеральных примесей).

Ко второй группе относятся вещества, образующие жидкости и растворы с плотностью от 2,8 до 3,5 г/см3, которые используются для отделения тяжелых минералов от основной массы горных пород. Наконец, к третьей группе относятся соединения, образующие растворы с плотностью 3,5 г/см3 и более, которые применяют для разделения минералов, осевших в жидкостях второй группы.

Определение плотности тяжелой жидкости (bж) производят пикномет-рическим методом. На аналитических весах взвешивают пикнометр, высушенный в шкафу до постоянной массы (P1), и тот же пикнометр, заполненный до метки тяжелой жидкостью (P0):

где V — вместимость пикнометра, см3.

Из минеральных смесей, направляемых на разделение в тяжелых жидкостях, рекомендуется предварительно выделить все сильно магнитные минералы (магнетит, хромит, ильменит, гематит и др.). Затем начинать разделение в жидкости с малой плотностью, чтобы на операции с жидкостями с высокой плотностью приходилась возможно меньшая массовая доля навески. Выделяемая вначале легкая фракция (5 < 2,65—2,90 г/см3) представлена пустой породой (кварц, карбонаты) с незначительной долей рудных минералов в форме тонких включений и вкраплений. В промежуточные фракции плотностью 2,90—3,40 г/см3 обычно концентрируется сростковый материал, а в тяжелых фракциях (3,40—4,20 г/см3) сосредоточиваются свободные зерна и богатые сростки рудных минералов. Во фракцию плотностью более 4,20 г/см3 часто выделяется практически мономинеральный материал рудных минералов.

Для разделения смеси зерен размерами 0,25 мм применяют простое осаждение тяжелых минералов в стаканах, чашках и делительных воронках (рис. 2.45). Для разделения смеси мелких зерен применяют центрифугирование. Используя центробежную силу, в тяжелых жидкостях легко разделяют минералы, различающиеся по плотности на 0,1 г/см3. Опытный работник разделяет их даже тогда, когда разница в плотностях составляет лишь 0,05 г/см3. Центрифугирование осуществляется в периодически, полунепрерывно и непрерывно действующих центрифугах. Непрерывно действующие разделительные центрифуги используются в промышленных условиях; в лабораторных условиях и особенно для выделения мономинеральных фракций они не применяются.

В лабораторных условиях наиболее употребительными являются периодически действующие центрифуги двух типов: пробирочные (периодического действия) и волчковые (полунепрерывного действия).

Существенную часть пробирочной (стаканчиковой) центрифуги составляет быстро вращающийся (тысячи оборотов в минуту) вокруг оси горизонтальный диск. По его окружности расположены попарно, один против другого, подвижные гнезда (4,6,8,10), в которые вставляют металлические гильзы, служащие обоймами для конических пробирок из стекла или плексигласа. В пробирки помещают разделяемую минеральную смесь и тяжелую жидкость. Пробирки с суспензией вращаются вместе с диском, принимая горизонтальное положение. При этом тяжелые частицы, устремляясь от центра к периферии, сосредоточиваются на дне пробирки, а легкие, двигаясь в обратном направлении, создают слой в верхней части пробирки над жидкостью.

При работе со стаканчиковой центрифугой необходимо учитывать следующие обстоятельства. Операция разделения смеси осложняется запутыванием тяжелых зерен в легких и наоборот. Сростки минералов в зернах плотности, близкой к плотности тяжелой жидкости, обладают ничтожной скоростью оседания (всплывания) и часто остаются в средней части пробирок, размазывая видимую границу разделения, что затрудняет последующее выделения фракций из пробирок. Для наиболее полного разделения необходимо засыпать порошок в каждую пробирку по объему < 1/3 объема жидкости. Рекомендуется после первых нескольких минут центрифугирования содержимое пробирок перемешать тонкой стеклянной палочкой, чтобы освободить запутавшиеся зерна. Разгрузку пробирок производят с помощью пипетки Мора, заполненной той же жидкостью, в которой велось разделение. Кончик пипетки вводится в среднюю осветленную часть пробирки, куда выливается -50 мл свежей тяжелой жидкости. Всплывшая фракция переливается через край пробирки в заранее приготовленную фарфоровую чашу. При этом пробирка крепится в держателе. Более удобна разгрузка из пробирок специальной конструкции. Одна из таких конструкций приведена на рис. 2.46, в которой внутри пробирки имеется фигурная вставка, открытая сверху и снизу. Перед центрифугированием навеска материала вводится в жидкость через верх вставки. Тяжелая фракция при центрифугировании осаждается и переходит в пробирку, а легкая остается внутри вставки и разгружается вместе с последней, если плотно зажать пальцем верхнее отверстие. И. А. Ефимовым предложена пробирка с нижней съемной частью (рис. 2.47). Здесь тяжелая фракция скапливается в нижнем отвинчивающемся приемнике. Предполагается, что если основная часть пробирки плотно прикрыта сверху крышкой, то из нее не вытекает жидкость при снятом приемнике, так как отверстие, соединяющее верхнюю часть пробирки с приемником, невелико (порядка 2—3 мм). Существуют и другие конструкции центрифужных пробирок, позволяющие упростить и облегчить раздельную разгрузку тяжелой и легкой фракции.

Загрузку материала в пробирку центрифуги необходимо производить так, чтобы противоположно расположенные стаканчики уравновешивались. Для этого перед центрифугированием вес пробирок выверяют на весах, добавляя в более легкую пробирку тяжелую жидкость по каплям. Попарное взаимное уравновешивание позволяет обойтись без равновеса при взвешивании.

Во многих случаях единичная операция центрифугирования не обеспечивает чистоты разделения минералов вследствие механического захвата частиц тяжелых минералов легкими и наоборот. Часто от таких загрязнений удается освободиться повторным центрифугированием после перемешивания тонкой стеклянной палочкой отдельно слоев легкой и тяжелой фракции для высвобождения захваченных инородных зерен. Однако при работе с особенно тонкоизмельченным материалом (<10 мкм) и при низких содержаниях тяжелого минерала даже повторное центрифугирование оказывается неэффективным.

В волчковой центрифуге суспензия минеральной смеси в тяжелой жидкости непрерывно пропускается через «волчок», вращающийся на вертикальной оси с числом оборотов в минуту до 8000—10000. Тяжелая фракция при этом оседает в углублении в центре волчка, а легкая уносится с избыткоторого стекает в воронку с фильтром. Тяжелая фракция разгружается после разделения всей пробы.

В волчковой центрифуге тяжелые частицы захватываются легкими меньше, чем в пробирочной. Однако в процессе разделения минералов происходит распыление в воздухе тяжелых жидкостей, особенно летучих органических. Поэтому при массовой работе требуются специальные защитные средства.

Если в минеральной смеси содержание тяжелого и легкого минерала одного порядка, то разделение одинаково эффективно как в пробирочной, так и в волчковой центрифугах при размерах частиц до 1 мкм. Чем меньше размер разделяемых частиц и меньше содержание тяжелого минерала, тем труднее он извлекается в тяжелую фракцию. Увеличение числа оборотов центрифуги оказывает лишь отрицательное влияние, так как будет способствовать уплотнению легкой фракции.

Полунепрерывно действующие центрифуги изготовляются в вертикальном и горизонтальном исполнении. На рис. 2.48 приведена горизонтальная центрифуга конструкции ВНИИуглеобогащения. На полом валу 1 консольно закреплен стакан 2, имеющий перекрываемые штифтом с гайкой отверстия 3 для периодического выпуска тяжелой фракции и сливное отверстие 4 для непрерывного выпуска легкой фракции. Исходная навеска, перемешанная с тяжелой жидкостью, загружается во вращающийся стакан 2 через воронку 5. После того, как вся навеска переведена в центрифугу, добавляется только тяжелая жидкость. Достигнув уровня слива, она выливается, унося легкую фракцию. Тяжелая фракция накапливается в стакане и периодически разгружается. Скорость вращения вала центрифуги — 4500 об/мин. Диаметр стакана в наиболее широкой части — 180 мм.

Вертикальное исполнение аналогичной центрифуги предложено А.И. Мошевым. В центрифуге Мошева на конец вращающегося вертикального вала крепится стакан конусообразной формы. Навеска материала вместе с тяжелой жидкостью загружается в центр стакана, выгрузка легкой фракции производится непрерывно через край стакана, а тяжелой — периодически, по мере накопления осадка. Для удаления тяжелой фракции стакан снимается с вала, поэтому его конструкция рассчитывается так, чтобы при вращении он не соскакивал с вала, а прижимался к нему. С этой целью использовался стакан, который навинчивался на конец вала. Направление вращения центрифуги выбиралось такое, при котором стаканчик не отвинчивался. Центрифуга Мошева имеет большую скорость вращения вала (8000 об/мин). Полунепрерывно действующие центрифуги применяются для случаев, когда имеется достаточно большой запас дешевой тяжелой жидкости.

Метод центрифугирования (центрифужный анализ) используется не только для выделения мономинеральных фракций из тонкодисперсных смесей. Он представляет собой одновременно один из наиболее эффективных методов исследования вещественного состава руд и горных пород, а также количественного минералогического анализа тонкозернистых объектов.

В настоящее время серийно выпускаются пробирочные центрифуги марок ЦЛС-3, ЦЛС-31 (центрифуга лабораторная стационарная, Россия), ультрацентрифуги фирмы MOM (Венгрия), а также волчковые центрифуги (Россия): центрифуга Мошева для разделения малых навесок (десятки граммов) и центрифуга Кордикова (рис. 2.49) для разделения больших навесок (килограммы).

Для разделения минералов с большой плотностью (золота, киновари, галенита, арсенопирита, пирита, халькопирита, барита, циркона и др.) естественных тяжелых жидкостей нет. Самая тяжелая жидкость Клеричи имеет плотность 4,27 г/см3. Поэтому при необходимости выделения тяжелых минералов используют такие приборы, как суперпаннер Холтейна, микропаннер Мюллера, инфрасайзер, конус Раушенбуша, магнитогидростатический сепаратор.

Микропаннер Л.Д. Мюллера (рис. 2.50) представляет собой модификацию концентрационного стола, у которого дека свободна от нарифлений и имеет V-образное сечение. Дека закреплена хомутиками на вале, вдоль которого она вибрирует от специального приводного устройства. Дека микропаннера изготовляется из алюминия, может покрываться линолеумом или другим материалом. Навеска минеральной смеси в результате вибраций микропаннера продвигается по деке от загрузочной части (со стороны привода) к ее концу, располагаясь в основном в средней, углубленной части. Преимущественное продвижение имеют зерна более тяжелых минералов, или более крупных, или имеющих шарообразную форму. Микропаннер работает периодически: загруженная порция материала расслаивается по длине деки, тяжелая фракция сходит с нее в конце, после чего аппарат останавливается. Затем очищается поверхность деки, и разделение осуществляется с новой порцией материала. Специфические условия разделения создаются на микропаннере, если на деку одновременно с навеской подается тяжелая жидкость. В этом случае преимущественное продвижение получают более легкие зерна, находящиеся на поверхности жидкости, в то время как более тяжелые в результате трения о поверхность деки отстают. Можно заготовить заранее несколько V-образных дек с различным углом наклона крыльев. Суперпаннер имеет аналогичное микропаннеру конструктивное решение, но отличается большими размерами.

Магнитогидростатическая сепарация (МГС-сепарация) — разделение минералов в парамагнитной жидкости в неоднородзуется для деления немагнитных минералов плотностью 2,50—7,50 г/см3. Наиболее удобными и дешевыми парамагнитными жидкостями (растворы солей марганца, никеля, кобальта, железа, редких земель, имеющие в обычных условиях плотность от 1,4 до 4,27 г/см3) являются хлорид и бромид марганца.

Жидкости, имеющие парамагнитные свойства, в неоднородном магнитном поле втягиваются в область его наибольшей напряженности. Если напряженность магнитного поля увеличивается вертикально сверху вниз (например, в клиновидном зазоре), то к силе тяжести, действующей на парамагнитную жидкость, добавляется пондеромоторная сила магнитного поля, действующая в том же направлении. Таким образом, складывающиеся силы земного и магнитного притяжения как бы утяжеляют парамагнитную жидкость.

Условная плотность жидкости будет увеличиваться сверху вниз. Немагнитные минералы в такой утяжеленной жидкости всплывают и распределяются по слоям в соответствии со своей плотностью.

Предназначенные для разделения в парамагнитных жидкостях в неоднородном магнитном поле минералы подвергаются предварительной магнитной сепарации для удаления минералов с магнитной восприимчивостью большей, чем магнитная восприимчивость парамагнитной жидкости, в которой проводится МГС-сепарация. В противном случае магнитные минералы, даже относительно «легкие», будут втягиваться вниз (в направлении действия градиента напряженности магнитного поля) и загрязнять тяжелую фракцию.

В отечественной промышленности впервые в мировой практике разработаны и выпускаются аппараты МГС-1-и МГС-2 (рис. 2.51), в которых процесс разделения минералов происходит следующим образом. Материал засыпается в камеру сверху, и при включении электромагнита частицы в соответствии с их плотностью располагаются по соответствующим слоям жидкости, занимая строго определенные по отношению к полюсам электромагнита уровни. Для разгрузки всплывшего слоя минералов необходимо с помощью подъемного механизма опустить камеру до совпадения сливного порога со слоем частиц и выгрузить их в приемник. Для разгрузки следующего слоя более тяжелых минералов операцию надо повторить.

В сепараторе МГС-1 напряженность магнитного поля в рабочем зазоре между полюсами электромагнита регулируется от 0 до 20000 Э*, что достигается изменением силы тока в катушках от 0 до 5,5 А. Требуемая сила тока в зависимости от состава разделяемой смеси подбирается экспериментально.

Техническая характеристика магнитогидростатических сепараторов представлена ниже:

В аппарате МГС-1 насыщенный раствор MnCl2 (плотность 1,4 г/см3) утяжеляется до плотности 7,5 г/см3. В случае использования в этом сепараторе парамагнитных жидкостей с большей магнитной восприимчивостью, например, хлористого диспрозия (плотность 1,6 г/см3), удаетря утяжелить жидкость до плотности 19 г/см3 (в такой жидкости плавает золото и тонет платина).

Разделение минералов методом МГС-сепарации возможно при минимальном различии их плотностей 0,2-0,3 г/см3. Например, на сепараторе МГС-1 в растворе MnCl2 можно разделить на мономинеральные фракции пробу, содержащую золото, киноварь, галенит, арсенопирит, пирит, циркон, апатит, кварц и др.

Магнитная и электромагнитная сепарация минералов основана на различии магнитной восприимчивости и осуществляется в неоднородном магнитном попе, созданном постоянными магнитами или электромагнитами.

Количественно зависимость силы притяжения данного минерала к магниту выражается формулой:

где F — сила притяжения; m — масса минерала; Х-удельная магнитная восприимчивость минерала; H — напряженность поля; gradН — падение напряженности магнитного поля по длине, зависящее от формы, размера и расположения полюсных наконечников магнитной системы.

Произведение H*gradH — «магнитная сила поля» — является важнейшей характеристикой любого магнитного сепаратора и определяется его конструктивными параметрами.

Минералы по их магнитным свойствам принято делить на следующие группы (табл. 2.36): силъномагнитные, притягивающиеся к обычному постоянному магниту, создающему напряженность магнитного поля 70—100 кА/м (ферро- и ферримагнитные материалы); среднемагнитные, притягивающиеся к электромагниту при небольшой силе тока и напряженности магнитного поля в несколько сотен кА/м (парамагнитные минералы с удельной магнитной восприимчивостью приблизительно от 300 до 50 единиц); слабомагнитные, притягивающиеся к полюсам электромагнита лишь при большой силе тока и напряженности магнитного поля порядка 1300 кА/м (большое число парамагнитных минералов с удельной магнитной восприимчивостью приблизительно от 50 до 15 единиц); очень слабомагнитные, притягивающиеся к электромагниту при напряженности магнитного поля 2000—2200 кА/м и имеющие удельную магнитную восприимчивость от 15 до 1 единицы или несколько ниже, и немагнитные, которые не притягиваются к полюсам электромагнита при напряженности магнитного поля порядка 2000 кА/м (парамагнитные минералы с удельной магнитной восприимчивостью менее единицы и диамагнитные минералы, магнитная восприимчивость которых выражается отрицательными величинами).

Отнесение минералов к той или иной группе в достаточной мере условно, один и тот же минеральный вид переходит в каждом конкретном случае из одной группы в другую, стоящую рядом, поскольку магнитная восприимчивость большей части наиболее распространенных минералов из-за непостоянства состава, дефектов структуры, а также из-за мельчайших включений других, в том числе ферримагнитных минералов колеблется в широких пределах (табл. 2.37). Природная магнитная восприимчивость минералов иногда существенно изменяется, например, путем термического воздействия, обработкой кислотами и поверхностно-активными веществами.

Для разделения минералов по магнитным свойствам применяются ручные постоянные магниты, выполненные из специальных магнитных сплавов, электромагниты и магнитные сепараторы.

Из постоянных магнитов для извлечения сильно магнитных минералов наиболее удобны ручной магнит с чехлом РМЧ, магнит ручной круглый MPK и сепаратор дисковый СМД, выпускаемый отечественной промышленностью.

РМЧ из набора MOЛM (рис. 2.52) состоит из магнитного сплава СПМ-16 (магнико) цилиндрической формы диаметром 25 мм, укрепленного на металлическом стержне с навинчивающейся на другом его конце пластмассовой ручкой, и цилиндрического дюралюминиевого чехла диаметром 50 мм. Магнит со стержнем помешается в чехле. Верхняя часть стержня, на котором снизу надет магнитный сплав, выходит из чехла через отверстие в его съемной крышке. На эту часть стержня навинчена ручка, с помощью которой магнит перемещается из нижнего рабочего положения в верхнее — нерабочее, когда он находится на расстоянии 30 мм от днища чехла. Регулировка величины зазора между магнитом и днищем чехла создает возможность выделения различных по магнитной восприимчивости фракций сильномагнитных минералов. Верхний предел крупности обрабатываемого материала — 4—5 мм, нижний -0,01 мм.

Сепарацию классов -0,1 мм целесообразно осуществлять в воде. Для проведения магнитной сепарации в сухом виде обрабатываемая навеска смеси минералов насыпается на большой лист бумаги. Чехол магнита при опущенном до крайнего нижнего положения магнитном сплаве приводится в соприкосновение с материалом. Частицы магнитных минералов притягиваются к чехлу магнита РМЧ. Прибор отодвигают в сторону от навески и, перемещая магнитный сплав в крайнее верхнее положение, стряхивают магнитные частицы на свободное место. Операцию повторяют до полного извлечения из навески магнитных частиц. Магнитную фракцию перечищают несколько раз тем же способом.

Для проведения магнитной сепарации в мокром виде навеску смеси минералов засыпают в фарфоровую чашку диаметром 100—200 мм и заливают водой так, чтобы уровень воды на 3—4 см был выше уровня навески. Рядом устанавливают еще несколько чашек, заполненных водой. Сепарацию ведут так же, как и при обработке сухих навесок, перенося магнитные частицы из чашки в чашку. Если необходимо выделить несколько различных по магнитной восприимчивости фракций сильномагнитных минералов, то вначале разделение проводят установкой ручки так, чтобы магнитный сплав в крайнем нижнем положении находился на 10—20 мм от днища цилиндра. Таким способом выделяют наиболее чистую магнитную фракцию. Затем, постепенно уменьшая зазор между сплавом и днищем чехла, тем же способом выделяют частицы, обладающие меньшей магнитной восприимчивостью, и сростки магнитных минералов с немагнитными.

Для разделения зернистого материала, в частности шлихов, на 4—5 фракций предназначены постоянные магниты: универсальный магнит Сочнева C—5 и магнит регулируемый MPM-1. Универсальный магнит C-5 (рис. 2.53) имеет четыре рабочие зоны (полюса) и позволяет выделять четыре магнитные фракции: сильномагнитную (магнетитовую), среднемагнитную (ильменитовую), слабомагнитную (гранат-вольфрамитовую) и очень слабомагнитную (монацитовую). Минимальная удельная магнитная восприимчивость зерен, извлекаемых магнитом, равна 20*10в-9. Для разделения минералов их рассыпают тонким слоем на стекле и поочередно каждым полюсом, начиная от самого слабого, выделяют минералы различной восприимчивости.

Для разделения смесей парамагнитных и диамагнитных минералов на фракции различной магнитной восприимчивости пригодны электромагниты системы Окунева и типа БИТ, универсальный электромагнит У ЭМ-1 и изодинамический магнитный сепаратор СИМ-1.

В современных электромагнитах можно изменять напряжение магнитного поля, что позволяет последовательно выделять минералы различной магнитной восприимчивости. В электромагните системы Окунева (рис. 2.54) изменение напряженности магнитного поля производится путем сближения полюсов или же изменением силы тока. Выделение минералов производится следующим образом. Пробу ровным тонким слоем высыпают на стекло размером 130x180 мм и подносят к полюсам. Включив магнит, аккуратно передвигают стекло под полюсами до тех пор, пока минеральные зерна не перестанут притягиваться, после чего полюса подводят под свободный участок того же стекла и выключают электромагнит. Электромагнитные минералы падают на стекло. Повторные разделения с изменением напряженности магнитного поля проводят до тех пор, пока не будет выделена необходимая мономинеральная фракция.

Для разделения малой навески минералов близкой магнитной восприимчивости используется анализатор СЭМ-1, приспособленный для сухой и мокрой магнитной сепарации. Два магнитных полюса сепаратора сближаются вращением специальной ручки. Сила тока в обмотках регулируется реостатом на пульте управления. Выделение минеральных фракций сухим способом осуществляется следующим образом. Навеску пробы, предварительно классифицированную на классы крупности, помещают на дно бумажной кассеты (прямоугольник из матовой кальки 120x5 мм, сложенный пополам по длинной стороне), которую располагают между вершинами конических полюсных наконечников. Устанавливают необходимый для разделения минералов режим. При достаточной напряженности магнитного поля часть минералов из смеси притягивается к вершинам конусов, между которыми внутри кассеты образуется перемычка, состоящая из минералов близкой магнитной восприимчивости. Для выделения мономинеральной фракции из этой перемычки производят круговые движения кассетой, что вызывает интенсивное перемещение зерен минералов, притянутых к полюсам магнита. Минералы с меньшей магнитной восприимчивостью оттесняются в зону с менее сильным полем и осыпаются на дно кассеты.

Для выделения сильномагнитных минералов из тонкорастертых проб (0,03—0,3 мм) наиболее эффективен метод мокрой магнитной сепарации, осуществляемой в трубчатом магнитном анализаторе (рис. 2.55) и с помощью электромагнитной скобы (рис. 2.56). Между полюсами электромагнитного наконечника помещают стеклянную трубку длиной около 80 см и диаметром от 0,5 до 2,5 см, суживающуюся у нижнего конца, на который надета резиновая трубка с зажимом Мора. Трубку наполняют водой, включают ток и высыпают навеску. Проба в жидкости медленно опускается вдоль наклонной трубки. Минералы с большой магнитной восприимчивостью накапливаются в участках полюсных наконечников в виде сплошного кольца. Остальная часть пробы опускается на дно трубки. Затем открывают зажим Мора и сливают пробу вместе с водой. Эта операция повторяется несколько раз. После окончания отмывки ток выключается и сильномагнитная фракция сливается вместе с водой в отдельный стакан. Описанным способом выделяют мономинеральные фракции (из смеси хлоритов и биотита, амфибола и граната, амфибола и щелочного амфибола и др.); устанавливают пределы магнитной восприимчивости для каждой группы минералов и, меняя напряженность магнитного поля, извлекают последовательно все группы минералов, находящиеся в пробе, а также выделяют сильномагнитные минералы (титаномагнетит, магнетит, гематит и др.) в виде мономинеральных фракций с содержанием основного минерала до 99 %.

Электромагнит УЭМ-1 представляет собой переносной прибор (масса — 30 кг; габариты 380x280x245 мм), снабженный тремя парами сменных полюсных наконечников: клиновидные, конусообразные и многополюсные. Чаще применяют клиновидные полюсные наконечники, в воздушном зазоре между которыми создается магнитное поле максимальной напряженности. При работе с клиновидными полюсными наконечниками напряженность магнитного поля регулируется силой тока в обмотках и расстоянием между полюсными наконечниками, изменяемым в пределах от 2,5 до 40 мм. При максимально допустимой силе тока и минимальном расстоянии между полюсными наконечниками Н магнитного поля достигает 2150 кА/м, что обеспечивает извлечение в магнитную фракцию всех минералов, относящихся к очень слабомагнитным. Снижая силу тока, можно разделить минералы еще на 2—3 фракции. Максимальная крупность обрабатываемого материала 2 мм, минимальная -0,05 мм. Желательна узкая классификация материала.

Изодинамические магнитные анализаторы отличаются от других магнитных сепараторов тем, что зерна данной компоненты минеральной смеси, находящиеся в различных местах рабочего зазора между полюсами, испытывают одинаковую магнитную силу. Магнитный изодинамический анализатор СИМ-1 (первая разработанная отечественная модель) имеет три пары сменных полюсов с профилями, которые обеспечивают изодинамические поля, оптимальные для каждого из трех сепарационных устройств: вертикального, наклонного и для разделения тонких классов минералов в жидкой среде (рис. 2.57). Вертикальный способ, как менее точный, но наиболее производительный, используется для предварительного обогащения и для сепарации крупных классов, мм: -3+2,5; -2,5+1,5 и -1,5+1,0. Соответствующую пару полюсов, находящуюся на ярме электромагнита, устанавливают в вертикальное положение. Между полюсами закрепляют сепа-рационное устройство. Подготовленную минеральную смесь засыпают в дозатор, из которого она попадает в сепарационное устройство, где происходит разделение в процессе падения. Парамагнитные минералы с наибольшей магнитной восприимчивостью сильнее других минералов отклоняются в сторону увеличения напряженности магнитного поля и попадают в дальний приемный стаканчик. Минералы с меньшей магнитной восприимчивостью накапливаются в ближнем стаканчике. Наклонный способ применяется для получения богатых концентратов парамагнитных и диамагнитных минералов классов от 1 до 0,05 мм. Разделение минералов осуществляется с помощью второй пары полюсов и наклонного лотка, закрываемого плексигласовой крышкой и находящегося между полюсами (рис. 2.58). Минеральную смесь засыпают в бункер дозатора, из которого она постепенно просыпается на наклонный лоток. Двигаясь по лотку, смесь попадает в зону изодинамичности магнитного поля и распределяется на два потока (с большей и с меньшей магнитной восприимчивостью), которые ссыпаются в соответствующие приемные стаканчики. Чистоту разделения минералов регулируют изменением силы тока (при уменьшении силы тока получается более чистый парамагнитный концентрат, но с меньшим выходом), изменением поперечного наклона лотка (увеличение наклона лотка на себя дает более качественный парамагнитный концентрат; при уменьшении наклона лотка на себя получают более чистый диамагнитный концентрат), изменением скорости подачи материала (оптимальная скорость обеспечивает практически монослойный поток зерен по лотку).

Для разделения тонких классов в водной среде в изодинамической зоне между полюсами любой из трех пар устанавливают сепарационную стеклянную трубку со спускным краном и капилляром (рис. 2.59). В трубку вставляют полуцилиндрическую пластинку из немагнитной металлической фольги. Разделение осуществляют двумя способами. Разделяемую суспензию наливают в трубку при закрытом кране и включают прибор в сеть. Парамагнитные минералы прижимаются к металлической фольге с силой, соответствующей величине напряженности магнитного поля и вязкости жидкости. По окончании сепарации остаток суспензии с диамагнитными (или менее парамагнитными) минералами сливается через спускной кран. Наиболее парамагнитные минералы остаются на фольге, с которой собираются в отдельный сосуд.

Возможно выделение парамагнитных минералов с большими значениями магнитной восприимчивости в непрерывном слабом потоке воды, для чего спускной кран приоткрывают и под трубку подставляют стакан для слива диамагнитных минералов. Парамагнитные минералы остаются на фольге, с которой их собирают в отдельный сосуд. Получение чистых фракций достигается подбором напряженности магнитного поля, повторными перечистками, изменением концентраций суспензии (целесообразно поддерживать отношение Т:Ж в пределах от 1:2 до 1:100, причем чем больше дисперсность сепарируемого материала, тем меньше должно быть содержание твердой фазы).

Электрическая (электростатическая) сепарация основана на использовании различий в электрических свойствах минералов; осуществляется в электростатическом поле и в поле коронного разряда главным образом по электропроводности.

По электрическим свойствам минералы можно разделить на минералы-проводники, отличающиеся высокой подвижностью электронов, минералы-диэлектрики с очень низкой электронной проводимостью и минералы-полупроводники, занимающие промежуточное положение.

Частицы минералов в поле высокого напряжения между электродом с высоким отрицательным потенциалом и заряженным положительно осадительным электродом, контактируя с последним, ведут себя по-разному в зависимости от их электрических свойств. Минералы-проводники почти мгновенно отдают электроны осадительному электроду и, получая одноименный с ним заряд, отталкиваются от него; минералы-диэлектрики ввиду малоподвижности их электронов медленно отдают последние осадительному электроду и, сохраняя на поверхности отрицательный заряд, некоторое время притягиваются к осадительному электроду, после чего очищаются с него принудительно. К минералам-проводникам относятся самородные металлы, сульфиды, оксиды металлов, графит и т.д.; к минералам-диэлектрикам — силикаты, алюмосиликаты, многие неметаллические полезные ископаемые и т.д. (табл. 2.38).

Минералы, относящиеся к первой и второй категориям, хорошо отделяются по электропроводности от минералов третьей категории. Несколько труднее, а иногда и невозможно, разделить минералы двух первых категорий.

Электропроводность полупроводников и диэлектриков весьма чувствительна даже к самым незначительным изменениям химического состава, а также и к малейшим механическим примесям. Поэтому значения электропроводности минералов в пределах одного и того же минерального вида сильно различаются (2—3 порядка и более). Для многих минералов (молибденит, графит и др.) характерна анизотропия электропроводности. Электропроводность минералов зависит от температуры. С повышением температуры электропроводность минералов-проводников (самородных металлов) понижается, а электропроводность полупроводников и особенно диэлектриков повышается.

В лабораториях ПОЛМ и MOЛM для электрического обогащения применяются электрический сепаратор барабанного типа и электрический прибор для микронавесок. Схема барабанного электростатического сепаратора показана на рис. 2.60. На электроды 1 и 2, имеющие форму барабанов, подается ток высокого напряжения. Сепарируемый материал поступает из бункера 3 на заряженный вращающийся электрод 1. Частицы минералов-проводников отталкиваются от него и попадают в отделение а приемника 4, а непроводники попадают в отделение б приемника 4; прилипшие к электроду 1 частицы минералов диэлектриков очищают щеткой 5. Навеска сепарируемого материала крупностью -1+0,074 мм составляет от 3 до 100 г, число оборотов барабана — 100—150 в мин, напряжение — 15—20 кВ.

Для разделения в электростатическом поле очень маленьких навесок (от 0,02 до 3 г) используют миниатюрный прибор МЭП-1 (рис. 2.61). На нижний электрод 1, выполненный в виде металлического диска с небольшим углублением, тонким слоем насыпают подлежащий разделению материал. При подведении к электродам 1 и 2 высокого напряжения частицы минералов-проводников быстро заряжаются одноименно с диском и сбрасываются с него в металлический сборник, ограниченный кольцом из плексигласа.

По сравнению с электросепарацией в статическом поле более эффективна электросепарация в поле коронного разряда. Если на два электрода, из которых один отличается малым радиусом кривизны (острие, провод и др.), наложить высокую разность потенциалов, то напряженность поля у такого электрода будет значительно выше, чем у второго электрода, представленного плоскостью, барабаном или телом другой формы с большим радиусом кривизны. Вследствие этого вблизи тонкого электрода возникает коронный разряд, сопровождаемый ионизацией воздуха. При наложении на коронирующий электрод высокого отрицательного потенциала образующиеся при ионизации воздуха положительные ионы двигаются к этому электроду, а отрицательные перемещаются к противоположному электроду, отдавая по пути свой заряд частицам минералов, вводимым в межэлектродное пространство. Минеральные частицы под влиянием приобретенного заряда и электрического поля передвигаются к положительно заряженному электроду (обычно заземленному) и оседают на нем. Дальнейшее поведение зерен минералов на осадительном электроде определяется их электропроводностью. Частицы хорошо проводящих минералов легко передают свой заряд электроду и отталкиваются от него. Заряд частиц с меньшей электропроводностью и диэлектриков в той или иной мере сохраняется, вследствие чего полу-проводящие минералы (и особенно диэлектрики) удерживаются на заземленном электроде.

Схема коронного сепаратора показана на рис. 2.62. На коронирующую систему 2, укрепленную на изоляторе 3, подается от высоковольтной установки 6 выпрямленный ток высокого напряжения. Материал, подлежащий разделению, поступает из бункера 4 на наклонный лоток 9, а оттуда — на заземленный вращающийся барабан 1. Частицы минералов при прохождении через межэлектродное пространство заряжаются за счет адсорбции на их поверхности ионов воздуха и разряжаются на заземленном барабане. Хорошо проводящие частицы быстро разряжаются и сбрасываются в бункер А приемника 5. Частицы, имеющие малую электропроводность, сохраняя большой остаточный заряд, удерживаются на барабане, и их очищают с него принудительно щеткой 7 в бункер В приемника 5. Промежуточный продукт попадает в бункер Б. Выход продуктов обогащения и их качество регулируются делительными шиберами 10. Между барабаном 1 и коронирующей системой 2 могут помещаться диэлектрики 8, искажающие электрическое поле у поверхности барабана и интенсифицирующие отрыв и отклонение частиц от барабана.

Эффективность электросепарации минералов, помимо различий в электропроводности, в значительной мере зависит от размера разделяемых частиц, их формы и состояния поверхности. Оптимальная крупность сепарируемого материала — от 2 до 0,1 мм. Окисленность поверхности частиц, загрязнения, присутствие посторонних пленок снижают эффективность сепарации. Механическая или кислотная очистка поверхности зерен минералов повышают эффективность разделения. Внешние условия (влажность воздуха и температура в рабочем помещении) также влияют на результаты электросепарации. Материал, поступающий на сепарацию, должен быть воздушно-сухим, а иногда и подогретым.

В минералогической практике электрическую сепарацию применяют для разделения минералов с близкой плотностью или близкими магнитными свойствами, попадающих при разделении по этим признакам в коллективные концентраты. Например, удается отделить рудные минералы (вольфрамит, ильменит, колумбит, хромит, гематит и др.) от породообразующих железистых силикатов (гранатов, амфиболов, пироксенов, оливина и др.), имеющих близкие первым магнитные свойства, а также встречающиеся совместно в россыпях циркон и рутил.

Отечественной промышленностью выпускаются микроэлектроприбор МЭП-2, электрический сепаратор ЭС-2 и его модификации ЭС-1 и ПС-1, на которых разделение минералов может осуществляться в поле коронного разряда, в электростатическом поле, а также в комбинированном коронно-электростатическом поле. Техническая характеристика лабораторных электрических сепараторов представлена ниже:

Диэлектрическая сепарация минералов-диэлектриков основана на различии в их диэлектрической проницаемости е (табл. 2.39). Легко могут быть разделены минералы, величина в которых различается не менее чем на 1. Получаемые при сепарации фракции тем ближе к мономинеральным, чем больше разница в диэлектрической проницаемости разделяемых минералов.

Диэлектрическая сепарация основана на использовании пондеромоторных сил, действующих на минерал (диэлектрик) в неоднородном электрическом поле при условии, что е среды и диэлектрика различны. Минералы притягиваются к электродам, если е среды меньше. Минералы от электродов отталкиваются, если е среды больше. Для проведения диэлектрической сепарации подбирают среду, в которой под действием переменного электрического поля одни минералы притягиваются к электродам, другие в то же время отталкиваются.

В качестве сред употребляют жидкие диэлектрики, сильно различающиеся по е и смешивающиеся в любых соотношениях. Чаше применяют пары жидкостей: четыреххлористый углерод (е = 2,24) и метиловый спирт (е = 33,7), керосин (е = 2,00) и нитробензол (е = 37,9). Вторая пара жидкостей менее летуча и более удобна. Вследствие токсичности почти всех жидких диэлектриков сепарацию следует производить только в вытяжном шкафу.

Перед сепарацией руду классифицируют и выбирают наиболее подходящий для операции класс. Минералы-проводники удаляются из сепарируемой смеси, так как они, образуя проводящую цепочку между электродами, замыкают их, и электрическое поле не создается. Для подбора режима сепарации (е жидкого диэлектрика и напряжения электрического поля) используются иглы-электроды (рис. 2.63).

На концах электродов, представляющих собой стальные стержни, укрепляются патефонные иглы с помощью цангового зажима, легко заменяемые новыми в случае потемнения (вследствие пробоя). На концы электродов через повышающий трансформатор подается пятидесятипериодичный ток с питанием от сети 127 или 220 В и ступенчатым напряжением (через 100 В). Выходное напряжение от 0 до 1200 В контролируется вольтметром. Подбор жидкого диэлектрика для сепарации начинают при напряжении до 300 В. Для этого в небольшой сосуд (обычно кристаллизатор диаметром 40 мм) высыпают смесь минералов (< 1 г) и из бюретки добавляют 6 мл CCl4 (или керосина). Из другой бюретки по каплям приливают жидкость с более высокой диэлектрической проницаемостью (метиловый спирт или нитробензол), внимательно наблюдая под бинокулярным микроскопом за поведением зерен минералов в электрическом поле. Пока е среды мала, все находящиеся в ней минералы притягиваются к электродам. По мере увеличения е жидкой фазы одни минералы продолжают притягиваться к электродам, другие отталкиваются от них. Зерна притягиваемых минералов должны прочно удерживаться на иглах. Это достигается либо прибавлением нескольких капель диэлектрика с большой е, либо увеличением напряжения (иногда до 1000 В). Когда оптимальное значение е среды определено, готовят смесь диэлектриков, зная их объемные соотношения.

Для проведения сепарации два небольших кристаллизатора (диаметром 4—5 см), в один из которых помещают сепарируемую смесь минералов, погружают в большой сосуд, заполненный приготовленной смесью жидких диэлектриков. С помощью игл-электродов (не вынимая их из жидкости) переносят из одного сосуда в другой минерал (или минералы), удерживающийся на электродах, после чего выключают ток. Затем снова возвращают электроды в сосуд со смесью минералов, включают ток и повторяют всю операцию снова до окончания сепарации. Для разделения минеральной смеси массой >0,3—0,5 г иглы-электроды заменяют пластинчатыми электродами, представляющими собой две стальные пластинки (10x20 мм) с заточенной нижней кромкой (0,05x0,08 мм).

Сепаратор ДСК, схема которого приведена на рис. 2.64, состоит из стеклянного сосуда с жидким диэлектриком и двух электродов, расположенных горизонтально один над другим на расстоянии 0—10 мм. Электроды представляют собой металлические диски диаметром 50 мм, присоединяющиеся к источнику переменного тока с напряжением до 3 кВ. Процесс сепарации регулируется путем изменения е жидкой среды, расстоянием между электродами и подаваемым на них напряжением. Сосуд заполняют жидким диэлектриком с определенной е. Затем устанавливают необходимый зазор между электродами, вынимают их из сосуда, на нижний электрод загружают сепарируемую смесь минералов (0,3—1,0 г), оба электрода ставят на место и подают на них электрический ток. Минералы с большей диэлектрической проницаемостью, чем е жидкого диэлектрика, остаются на нижнем электроде; остальные минералы выталкиваются через зазор между дисками и собираются на дне сосуда. С помощью сепаратора ДСК удается разделить следующие минеральные смеси: рутил и циркон; тантал и кварц; бертрандит и полевой шпат; кварц и глауконит; ильменит и гранат; лейкоксенизированный хромит от ксенотима и граната.

Для разделения минеральных смесей могут применяться и другие типы диэлектрических сепараторов.

Флотационное разделение минералов основано на различии в смачиваемости поверхности их частиц водой. Процесс флотации осуществляется в водной среде, содержащей пузырьки воздуха. В этой среде частицы одних минералов, поверхность которых плохо смачивается водой (гидрофобна), прилипают к пузырькам воздуха и вместе с ними всплывают, образуя минерализованную пену. Частицы других минералов, поверхность которых хорошо смачивается водой (гидрофильна), не прилипают к пузырькам воздуха и тонут. Съем всплывших и разгрузку потонувших частиц производят раздельно.

В естественном состоянии минералы разделяются по смачиваемости водой. Гидрофильными являются породообразующие минералы: кварц, кальцит, полевой шпат, пироксены, амфиболы, карбонаты и др.; гидрофобными — сульфиды металлов (галенит, халькопирит, пирит, сфалерит и др.), самородные металлы, а также графит, тальк и сера. Многие минералы по смачиваемости водой занимают промежуточное положение.

Для получения устойчивых и надежных результатов разделения минералов флотацией смачиваемость поверхности минералов можно избирательно изменять с помощью флотационных реагентов, которые по назначению разделяют на три класса: собиратели, регуляторы флотации и вспениватели. Реагентный режим является главным фактором, определяющим результаты флотации. Для эффективного действия реагентов важны их расход, последовательность подачи в пульпу и время кондиционирования.

Пенная флотация осуществляется во флотационных машинах, основная часть которых — флотационная камера с вращающимся в ней импеллером, закрепленным на пустотелом валу, через который засасывается воздух. В камеру, заполненную водой, загружается навеска материала и подаются реагенты. С помощью быстровращающегося импеллера пульпа насыщается пузырьками воздуха, к которым избирательно прилипают частицы минералов и выносятся на поверхность в виде пены, собираемой с помощью скребка в отдельную чашку. Частицы минералов, не прилипшие к пузырькам, остаются в пульпе, разгружаемой после окончания флотации в другой сосуд.

Наиболее старой конструкцией является камера с разделенными по вертикали агитационными и отстойными отделениями. Схема флотационных машин (ФЛ) с такой камерой под марками 46-, 47- и 48-ФЛ показана на рис. 2.65. Она состоит из камеры 1, в которой вращается импеллер 2, укрепленный на валу 5, в подшипниках 6 и стойке 3. Крепление камеры к стойке осуществляется винтом 4. Перегородка 11 в камере — съемная (вставляется в пазы в стенках камеры), внизу имеет козырек, прикрывающий отверстие. Перегородка не доходит до дна камеры, образуя там щель для циркуляции пульпы.

Вращение мешалки в камере осуществляется ременным приводом от мотора 8 через ступенчатые шкивы 7 и P и блоки 10. Направление вращения подбирается с таким расчетом, чтобы обеспечить циркуляцию пульпы по часовой стрелке. При этом пульпа из отстойной камеры, опускаясь вниз, проходит через нижнюю щель, насыщается воздухом в агитационном отделении и выбрасывается в отстойное отделение через верхнюю щель под козырьком. Воздушные пузырьки образуют слой пены, который по мере образования снимается скребком. Козырек служит для предохранения пены от разрушения струей пульпы. Число оборотов мешалки подбирается так, чтобы обеспечить окружную скорость импеллера 6—8 м/с; обычно скорость мешалки 1200—2000 об/мин.

Методика работы в лабораторных однокамерных флотационных машинах включает следующие последовательные операции: загрузка и перемешивание в ней материала для его равномерного распределения в пульпе; перемешивание пульпы с регуляторами и собирателем; подача вспенивателя и съем пены; выгрузка остатка из камеры.

В камерах ФЛ перемешивание и агитация пульпы с собирателем и регуляторами производится при снятой перегородке. Перед подачей вспенивателя козырек вставляют в камеру. Разгрузка камеры производится при съеме ее со станка, для чего ослабляют винт 4, камеру опускают книзу и снимают с крепления. Недостатком камеры ФЛ является малая аэрированность пульпы и образование пены в агитационном отделении, откуда пену трудно собрать.

Применялись также лабораторные флотационные машины типа ЛФ, 135 Б-ФЛ и ЛФГ. Конструктивно камера машины типа ЛФ отличается от камеры машины типа ФЛ устройством отстойного отделения (оно приподнято). В машине ЛФ имеется механический пеносъемник и боковой регулируемый засос воздуха. Отличительной чертой ее конструкции является низкая рама и наличие контргруза на подставке рамы, благодаря которому нет необходимости прочно крепить подставку рамы к столу.

Из-за низкой установки рамы необходима отдельная подставка для приемника пены, что создает неудобства в работе. Кроме того, редуктор пеносъемника в этой машине расположен над камерой и не исключена возможность попадания масла из редуктора по валу в камеру. Машины типа ЛФ выпускались с камерами вместимостью 0,25; 0,5; 1 и 3 л. Машины типа ЛФГ лишены недостатков машин типа ЛФ. Более высокая стойка позволяет иметь под камерой перемещающуюся подставку для приемника пены. Редуктор пеносъемника вынесен в сторону. Лабораторная флотационная машина типа 135 Б-ФЛ имеет металлическую камеру вместимостью 3 л. К положительным качествам этой конструкции относится очень удобная разгрузка хвостов флотации.

Наиболее совершенными моделями современных флотационных лабораторных аппаратов являются флотационные механические машины периодического действия ОАО «Механобр» серии ФЛ (рис. 2.66). Устройство основных узлов совпадает с конструкцией машины типа ЛФГ. Импеллер и статор выполнены из резины, что намного повышает срок их службы. Статор представляет собой ряд расположенных под углом отбойных пальцев; наличие статора улучшает условия аэрации пены. Редуктор пеносборника расположен сбоку. Включение и выключение пеносъемника может производиться на ходу машины. Глубина погружения пеносъемника регулируется, при этом его положение фиксируется стрелкой по шкале. Станина имеет регулируемую по высоте и в горизонтальной плоскости подставку для приемника пенного продукта. Боковой засос воздуха регулируется краном. В комплект входит реометр для замера количества засасываемого импеллером воздуха (рис. 2.67).

Реометр присоединяется к штуцеру крана резиновым шлангом. Измерение расхода воздуха в реометре производится по перепаду давления при прохождении воздуха через диафрагму.

Расход воздуха приближенно вычисляется по формуле:

где Q — объем воздуха, дм3/мин; S — коэффициент, равный aЕF; а — коэффициент расхода; Е — коэффициент сжимаемости воздуха в диафрагме; F- живое сечение диафрагмы; g — ускорение силы тяжести (9,81 м/с2); (р1-р2) — перепад давления; у — плотность воздуха, равная 1,165 кг/м3 (при 20°С и 760 мм рт. ст.).

К реометру прилагается таблица калибровочных кривых, пользуясь которыми можно без расчетов определить расход воздуха по перепаду давления. В зависимости от расхода воздуха на реометре устанавливается 5 диафрагм. Диафрагма N1 служит в интервале расхода воздуха (1—9) дм3/мин; N1 — (2—16) дм3/мин; N3 — (14—28) дм3/мин; N4 — (25—65) дм3/мин; N5 — (60—90) дм3/мин. Калибровочные кривые приводятся для каждой диафрагмы. В работе сначала устанавливают самую большую диафрагму и, если уровень воды в колене реометра не поднимается выше 50 мм, переходят к меньшей. Перемена диафрагмы осуществляется поворотом ручки 3. ОАО «Механобр» разработаны чертежи лабораторных машин на вместимость камер 0,25; 0,5 и 1,5 л.

В табл. 2.40 приведена техническая характеристика лабораторных флотационных машин, выпускаемых в настоящее время отечественными предприятиями.

В простейшем случае для флотации небольших навесок могут быть использованы обычные стеклянные цилиндры с ровными краями (или пробирки). Заполнив их пульпой на две трети по высоте и добавив реагенты, производят энергичное встряхивание, плотно прикрыв верх цилиндра. В цилиндре образуется слой пены с флотирующимися минералами. Выделение сфлотированных зерен можно произвести добавлением воды (из пипетки в цилиндр), вследствие чего столб пены переливается через край. После отстаивания сливают 1/3 жидкой фазы, добавляют немного вспенивателя, вновь встряхивают и отделяют пену, переливая ее через край цилиндра. Так поступают до тех пор, пока образующаяся пена не будет пустой.

Более удобен прибор М.А. Эйгелеса, состоящий из двух стеклянных воронок, пришлифованных с торца одна к другой. Воронки соединяются резиновым кольцом. В нижнюю воронку заливают раствор реагента и засыпают навеску смеси минералов. Уровень раствора должен быть вровень с краями воронки. Затем сверху на резиновое кольцо надевают вторую воронку и энергично встряхивают. Образующаяся пена с минерализирующими ее зернами располагается выше нижней воронки и может быть срезана смещением верхней воронки после снятия резинового кольца. Следующее встряхивание производят после предварительного добавления воды или раствора в нижнюю воронку до краев.

В качестве простейшего флотационного аппарата используются стеклянные воронки Шотта с низко расположенной пористой керамической перегородкой. Воздух в воронку, залитую пульпой с реагентами, подают с помощью резиновой груши, присоединяя шланг от груши внизу к воронке. Можно так подобрать уровень пульпы в воронке, что поступающий от груши воздух будет переливать через ее край только образующуюся пену. На флотацию проб массой 25—50 г крупностью -0,15(-0,1) мм рассчитана флотационная машина механического типа лаборатории MOЛM (рис. 2.68), которая приводится в действие от индивидуального мотора мощностью 50 Вт. Она состоит из флотационной камеры (рис. 2.69) со сливным порогом и сеткой для успокоения пульпы, устанавливаемой в отделении, где вращается вал с импеллером. Флотокамера — съемная, закрепляется на стойке прибора стопорным винтом. В верхней части пустотелого вала, на котором закрепляется импеллер, имеются отверстия для подсоса в пульпу воздуха. В центральной части днища камеры машины имеется отверстие, закрываемое во время работы машины пробкой, через которое по окончании опыта флотации выпускаются хвосты. Число оборотов импеллера — 2200 в минуту. Отношение твердого к жидкому равно от 1:2 до 1:6; время агитации пульпы с каждым реагентом 3 мин; время флотации 3—6 мин. Для флотации навески в 200 мг используется микрофлотокамера (рис. 2.70), отличительной чертой которой является наличие однофазного электромотора (от швейной машины) с питанием от стабилизатора. Резкое изменение числа оборотов однофазного мотора при изменении напряжения в сети может ухудшать результаты флотации. Установка стабилизатора напряжения устраняет этот недостаток.

Для флотации углей удобна камера с переменным объемом (рис. 2.71). Одна из стенок камеры (задняя) изготовляется с резиновой вставкой, а крепление камеры к станку осуществляется боковой стенкой. Сжатием резиновой вставки достигается уменьшение объема камеры и повышение уровня пульпы в ней по мере необходимости. Исследования особенностей флотации в этой камере показали, что при уменьшении ее объема (при сохранении гидростатического давления на импеллер постоянным) к концу опыта повышается удельная аэрированность единицы объема пульпы. Расход воздуха может быть уменьшен перекрытием крана, как это делается в машинах, выпускаемых ОАО «Механобр». Уменьшение объема камеры можно механически связать с перекрытием воздушного крана так, чтобы аэрированность единицы объема пульпы оставалась примерно одинаковой.

Решение задачи разделения минералов флотацией требует проведения предварительных опытов по подбору не только состава, но и расхода отдельных компонентов реагентной смеси. Обычными расходами реагентов являются: собирателя 200—500 г на 1 т обрабатываемого материала; депрессора 200—1000 г/т; вспенивателя 100—200 г/т. Разделение по различиям в смачиваемости лучше вести в дистиллированной воде при температуре 15-20 °С.

При проведении опытов беспенной флотации в качестве флотационных реагентов используются только собиратели или собиратели и регуляторы. К аппаратам для беспенной флотации относятся машина Лифшица (рис. 2.72), трубка Галлимонда (рис. 2.73) и ее видоизменения (рис. 2.74). В правую часть аппарата Лифшица заливают раствор реагента, который перемешивается мешалкой от электродвигателя. Сюда же вводится навеска минеральной смеси. При подключении вакуума уровень раствора в левой части поднимается до определенной метки; количество раствора в правой части дополняется из запаса. Через капилляр 5 продавливают пузырьки воздуха, которые сталкиваются с частицами, минерализуются и поднимаются вверх на поверхность раствора в левой части аппарата. Там пузырьки воздуха лопаются, и зерна сфлотированных минералов падают в ловушку 4, из которой по окончании опыта разгружаются. Аппарат Лифшица изготовляется из органического или обычного стекла.

Аппарат Галлимонда представляет собой наклонную трубку 1 (рис. 2.73), соединенную через сужение 3, в которое вставлен вытянутый тампон из ваты, резиновой трубкой со стеклянным баллоном, содержащим воздух, находящийся под избыточным давлением, достаточным для преодоления сопротивления регулирующего винтового зажима 2, тампона из ваты, слоя 4 исследуемого материала и столба жидкости в трубке 1. Обработанную реагентами навеску материала крупностью 0,25—0,5 мм помещают в трубку 1 так, чтобы слой его над тампоном был не более 12 мм. Пузырьки, выходящие из тампона, проходя через слой материала, увлекают с собой прилипшие к ним частицы, всплывают и затем движутся вдоль верхней стороны трубки 1 до уровня жидкости в ней, где лопаются. Частицы падают и через отросток 8 и соединение 7 из резиновой трубки поступают в иглообразную тонкую стеклянную трубку-капилляр 6, являющуюся приемником для концентрата. Количество концентрата может быть легко оценено по высоте h столба осадка в трубке, а его выход — по отношению высоты h к высоте, которую заняла бы вся навеска при заполнении ею приемника. Концентрат можно отобрать из приемника, пережав резиновую трубку 7, отсоединив приемник и вытащив пробку 5.

Д. Фюрстенау с сотрудниками усовершенствовали трубку Галлимонда тем впаяли диск 3 от стеклянного фильтра Шотта; вместо воздуха использовали очищенный азот для исключения возможного окисления поверхности частиц кислородом воздуха, а также установили расходомер для оценки расхода газа, пошедшего на флотацию. Отфлотированный материал поступает в вертикально расположенный приемник 1, а его количество регистрируется по высоте h столба осадка. Кроме того, для удобства очистки полостей прибора он выполнен из двух частей, соединенных при помощи шлифа. Наличие мешалки позволило проводить кондиционирование навески минерала с реагентами в самой трубке, упрощая методику эксперимента и сокращая неконтролируемые потери реагента во вспомогательных устройствах.

А.А. Абрамовым был предложен прибор из плексигласа (рис. 2.74, б), который также снабжен магнитной мешалкой 2, аэратором 3 от стеклянного фильтра Шотта, который, однако, можно извлекать из прибора и проводить флотацию более крупными пузырьками, выдавливаемыми из капилляра 4. Прибор сделан из двух частей, стык между которыми уплотняется шайбой 6. Реагенты подают в раствор через канал 7. Имеется возможность контроля ионного состава пульпы с помощью электродных датчиков, вставленных в пробки 8. Возможен отбор проб пульпы через отверстие, закрываемое пробкой 5. Исключено попадание CO2 в прибор, так как трубка, вставляемая в пробку 9, соединена с атмосферой через поглотитель углекислоты.

Недостатком трубки Галлимонда и ее видоизменений является применение магнитных мешалок для перемешивания исследуемого материала. При изготовлении корпуса мешалки из пластмассы последняя «натирается» на минерал и гидрофобизирует его. Если корпус мешалки изготовлен из стекла, то, прижимаясь к шероховатой стеклянной перегородке, мешалка истирает материал и образующиеся шламы искажают результаты флотации.

Этих недостатков лишена беспенная лабораторная машинка ЛГИ (рис. 2.75), в которой для отделения сфлотированного материала использована «головка» трубки Галлимонда. Машинка состоит из разъемной стеклянной камеры 1 со сборником концентрата 2. Верхняя и нижняя части камеры соединены с помощью резинового кольца 3. В нижнюю часть камеры помещен импеллер 5 — стальной диск с прорезями, находящийся над пористой стеклянной перегородкой 6, впаянной в стенки камеры. Под пористую перегородку через резиновую пробку 7 введен капилляр 8, соединенный с системой замкнутого сердечника индукционной катушкой 4. Схема системы регулировки воздуха, использующаяся в этой и других беспенных флотационных машинках, приведена на рис. 2.76. Она включает манометрическую трубку 6, в перемычке между коленами которой вставлен капилляр 5, и шкалу 7. Реометр имеет воздуховодную трубку 2, которая резиновым шлангом соединяется с капилляром флотомашины. Реометр проградуирован по показаниям пленочного расходомера 4, состоящего из градуированной стеклянной трубки с присоединенной к ней резиновой грушей 1. Пленочный расходомер и реометр присоединены к трехходовому крану 3, установленному на линии подачи воздуха от микрокомпрессора.

При проведении экспериментов верхнюю часть камеры 1 отсоединяют, в нижнюю загружают минерал, воду и реагенты. При необходимости включают индукционную катушку и с помощью импеллера 5, не соприкасающегося при вращении с пористой перегородкой 6, осуществляют перемешивание минерала с раствором реагентов. Затем в резиновое кольцо 3 вставляют верхнюю часть камеры и добавляют воду или раствор реагентов до линии а—а (см. рис. 2.75) так, чтобы сфлотированные частицы минерала при падении попадали в сборник концентрата. Затем, включив компрессор и индукционную катушку, проводят флотацию. После окончания процесса и отключения компрессора и индукционной катушки вынимают пробку сборника концентрата 2, отделяют концентрат и часть раствора, снимают верхнюю часть камеры и удаляют, наклоняя нижнюю часть камеры, несфлотированный минерал.

Перед началом флотационного эксперимента регулируют подачу воздуха. Для этого, подавая с помощью трехходового крана 3 воздух на реометр, регулировочным винтом микрокомпрессора регулируют по перепаду жидкости в коленах реометра необходимый удельный расход воздуха. После этого трехходовым краном 3 подают воздух в пленочный расходомер. Для этого, нажимая на резиновую грушу 1, заполненную водным раствором мыла, подают воздух в трубку расходомера 4 так, чтобы он поднимал безынерционную мыльную пленку. По скорости подъема пленки регулируют расход воздуха.

Применение флотации в минералогической практике целесообразно в первую очередь для отделения минералов с природной гидрофобностью. С помощью флотации удается без особых затруднений выделить сульфидные минералы: пирит, халькопирит, галенит, молибденит и другие, отделив их от тех тяжелых минералов, с которыми они попадают в совместные концентраты при гравитационной и магнитной сепарации. Разработаны реагентные режимы и для выделения отдельных сульфидов из их коллективного концентрата, а также для флотационного разделения близких по другим свойствам породообразующих минералов: кварца и полевого шпата, кварца и кальцита и др. Однако в каждом конкретном случае необходимо уточнение рекомендованных режимов, поэтому такие работы в большинстве случаев проводятся при участии специалистов-обогатителей.

Метод флотации широко применяют при выделении мономинеральных фракций для геохимических исследований акцессорных минералов. Принципиальная схема выделения мономинеральных фракций сульфидов и ориентировочный расход реагентов приведены на рис. 2.77. Успешно применяется флотация для выделения мономинеральных фракций халькопирита и молибденита из скарнов.

Выделение породообразующих минералов флотационным методом по схеме, приведенной на рис. 2.78, и изучение их состава позволяют правильно решить вопрос о разнообразии видового состава акцессорных минералов и факторах, приводящих к повышенному содержанию их в породе.

Для выделения акцессорных минералов кимберлитов применяют комбинированные схемы.

На рис. 2.79 показана схема, позволяющая достаточно быстро и эффективно выделять акцессорные минералы из основных и ультраосновных пород. Операция флотации проводится олеиновой кислотой или катионным собирателем АНП.

Доводка мономинеральных фракций осуществляется отбором зерен-примесей под бинокуляром, что обеспечивает получение фракции, содержащей до 98—100 % одного минерала. Существенным недостатком этой операции является ее низкая производительность. Для ускорения отбора под бинокуляром вместо общепринятой иглы Г.С. Бергер и другие предложили применять специальные трубочки-ловушки.

Наиболее простая трубка показана на рис. 2.80. Она представляет собой короткую пробирку 7, плотно закрытую резиновой пробкой. В резиновую пробку вставляют две трубки: трубка 2 изогнута и вытянута в капилляр, а трубка 3 соединяется с гибким резиновым шлангом 4, конец которого берется в рот. Кончиком капилляра 2, как иглой, экспериментатор перемешивает зерна на предметном стекле бинокуляра, и, заметив постороннее зерно, легким всасыванием переводит его в пробирку 7.

Применяется также химическая доводка мономинеральных фракций в случае особо тесных и тонких взаимных прорастаний разделяемых минералов. Этот способ концентрирования основан на избирательном растворении химическими реактивами сопутствующих минералов и химической инертности концентрируемого минерала. В качестве реактивов применяют растворы минеральных и органических кислот, щелочей, соды и других веществ. Такая обработка наиболее эффективна, если выделяемый минерал инертен к большинству реактивов (золото, платиноиды, касситерит, кварц, корунд), а сопутствующие минералы, наоборот, легко растворимы в них (кальцит, малахит, азурит, пирротин, сфалерит).