Характеристика видов дробления

 

Вид дробления	Конечный диаметр частиц, мм	Степень измельчения	Основные способы дробления
Крупное Среднее Мелкое Тонкое	100—30 20-5 2—0,7 0,5-0,07	1/2-1/4 1/2-1/6 1/3-1/6 1/6-1/10	Ручное — молотками; механическое — ще-ковые дробилки «Блек» Ручное — молотками, крупные ступы; меха­ническое— малые щековые дробилки, валки Ручное — ступы, растиратели; механичес­кое — малые валки Ручное — малые ступы; механическое — дисковые истиратели, шаровые и стержневые мельницы

колебательном движении приближаться и отдаляться от неподвижной щеки. Подвижная щека на дробилке «Блек» приводится в движение экс­центричным валом с двумя рычагами и пружинной тягой, которая воз­вращает щеку в исходное положение после рабочего хода. Размеры мате­риала, выходящего из дробилки, зависят от ширины щели между щеками. Степень измельчения обычно составляет от ^х]₂ до ¹/₄, редко больше. Раз­мер щели регулируется вкладышами в виде клиньев. Максимальный диаметр раздробленных частиц 100—30 мм.

Среднее дробление осуществляется на малых щековых дробилках (аналогичных описанным выше) или на механических дробильных вал­ках. Реже применяются ручное дробление молотками и крупные (боль­шие) ступы. При работе в больших ступах пест подвешивается на гибкий балансир, что облегчает работу (рис. 39).

1о

Рис. 38. Щековая дробилка «Блек» 1 — подвижная щека; 2 — неподвижная щека; з — эксцентриковый вал; 4 — шатун; 5 — рас­ й 7

ИЬптгпр ттппйириир ттгптчкппят порвые рычаги; в — приводной шкив; 7 — ма- .мелкое дроолениепроизводят ховик. s _ щ,™ина: 9_ТЯГа: ю — ось под-

ховик; «— пружина; 9 — тяга; 10 — ось под­вижной щеки; 11 Vi 12 — клинья; IS — щель, определяющая наибольший размер раздроблен­ных частиц

на малых валках, в ступах и на рас-тирателях. По своей конструкции

Дробильные валки (рис. 40) в виде коротких тяжелых цилиндров с насаженными на них бандажами из специальной стали расположены на горизонтальных осях рядом друг с другом; расстояние между валками (щель) определяет макси­мальный диаметр раздробленного материала, выходящего из валков. При работе валки приводятся во вращение навстречу один дру­гому, а материал засыпается из небольшого бункера. Поверхности валков могут быть гладкими или рифлеными для лучшего захвата кусочков породы, которую дро­бят. Степень измельчения от ¹/₂ до i/g. Конечный максимальный диаметр раздробленных частиц 20—5 мм.

малые валки аналогичны описан­ным выше и, как правило, ра­ботают от механического привода. Работа на ступах и растирателях производится вручную.

Рис. 39. Ступа для дробления пестом с балансиром 1 — свая; 2 — балансир; з — добавочная опора; 4 — пест; 5 — ступа

Ручной растиратель предста­вляет собой массивный башмак (молоток) с выгнутым основанием в виде пресс-папье, насаженным на рукоятку. При движении та­кого башмака (вес его достигает 5—6 кг) по металлической доске, на которую насыпают материал пробы, можно производить дробление — растирание этого материала. Доска имеет бортики, предохраняющие материал пробы от рассыпания.

Иногда для мелкого дробления используют механические бегуны, представляющие собой короткие цилиндры, вращающиеся на осях, кото­рые катятся по дорожке (по кругу) и дробят материал, насыпаемый на дорожку. Бегунная установка ввиду большой тяжести бегунов обычно используется в заводских условиях и очень редко при разведке место-

Степень измельчения при мелком дроблении от ^г/₃ до Ув- Конечный диаметр максимальных частиц 2—0,7 мм.

Тонкое дробление достигается в шаровых (стержневых) мельницах на дисковых растирателях, реже вручную в агатовых, фарфоровых, стальных ступах и на ручных растирателях.

Шаровые мельницы представляют собой металлические сосуды ци­линдрической формы, нередко с внутренней футеровкой, в которые загру­жаются шары (стальные, фарфоровые или кремневые) и помещается мелкоизмельченная проба. Мельница располагается горизонтально или несколько наклонно и приводится во вращение по оси цилиндра. При вращении шары двигаются, сталкиваются, а частицы руды, попадая между шарами, дробятся. В некоторой степени срабатыва­ются при этом и шары. В 1956 г. советскими инженерами скон­струированы вибрационные мель­ницы, в которых цилиндры с ша­рами не только вращаются, но и встряхиваются, что резко повы­шает производительность помола.

Рис. 40. Дробильные валки бункер для засыпки руды; 2 — валки со i ифлеными нешними бандажами;

Стальные шары в мельнице засоряют пробу железом, и если

это недопустимо, то дробление,_

Ведется Кремневыми ИЛИ фарфо- стальными i рифлеными внешними бандажами;
^г т-, х гх ₃ —буферная' пружина; 4 — приемный ящик

рОВЫМИ Шарами. Вместо ШарОВ _с лотком; 5 — щель (зазор) между валками

 

могут работать металлические стержни. Степень измельчения в мельницах изменяется от ^г/_ъ до ^г/₁₀, конечный диаметр максимальных частиц может быть от 0,5 до 0,07 мм.

Рис. 41. Шаровые мельницы

Лабораторные шаровые мельницы изготовляются небольших размеров длиной 10—25 см и диаметром 5— 15 см, вместимостью от 50 до 1000 г

_ 1 — металлическая рама — стол; г — ве-

измельченного материала. Обычно та- дущийролик (валик); з — направляющие

Кие МеЛЬНИЦЫ размещаются ПО не- валики_;.4 и 5-^р^ицы с шарами или

скольку штук на параллельно распо­ложенных валках, из которых один — ведущий, вращающийся (от мо­тора), а другие—направляющие. Валки имеют рифленую или резиновую поверхность и за счет трения приводят во вращение свободно лежащие на них мельницы (барабаны). Такая вращательная установка для малых мельниц называется фрикционным столом (рис. 41).

Дисковые истиратели могут быть вертикальные и горизонтальные (рис. 42). Руда измельчается между двумя дисками, один из которых укреплен в передней стенке рабочей камеры и является неподвижным, а другой, вращающийся диск установлен на горизонтальном валу, снаб­женном рабочим и холостыми шкивами. Подлежащий измельчению мате­риал поступает через воронку в рабочее пространство между дисками (в центре); далее материал увлекается силой тяжести и центробежной силой по радиальным каналам к периферии дисков, измельчается и раз­гружается через нижнее отверстие в находящийся под аппаратом прием­ник. Тонкость измельчения регулируется установочным винтом. Подъемная

Рис. 42. Дисковый истиратель:

«— в закрытом виде при работе; б — в открытом виде. 1 — вращающийся диск; 2 — неподвижный

диск; з — шкив; 4 — воронка для загрузки материала; 5 — радиальные канавы; в — отверстие

для разгрузки измельченного материала; 7 — установочный винт; 8 — крышка кожуха

9 Заказ 15

крышка кожуха и откидывающийся на шарнире неподвижный диск дают свободный доступ ко всем частям аппарата для чистки и ремонта. Конечный максимальный диаметр частиц от 0,1 до 0,15 мм.

Контроль измельчения

Проверка (контроль) полноты измельчения при диаметре частиц более 2,5 мм осуществляется грохочением или просеиванием. Механиче­ское грохочение производится на подвижных, качающихся грохотах с колосниковой решеткой (продольные отверстия) или сеткой, которые натягиваются на деревянную или металлическую раму. Грохот для круп­ного материала устанавливается обычно под большим углом (40—50°), а для мелкого — под пологим углом (10—20°).

Примером механического грохота может служить грохот типа Фер-рариса. Этот грохот представляет собой железную или деревянную раму, перекрытую проволочной или штампованной сеткой с соответствующими отверстиями. Рама устанавливается на качающихся опорах и соединена тягой с эксцентриком, делающим 200—350 об/мин. При каждом обороте эксцентрика грохоту сообщается энергичное встряхивание, в результате чего просеиваемый материал проходит через отверстия, передвигается вперед и высыпается через выпускной желоб.

Ручные грохота обычно с проволочной сеткой, натянутой на деревян­ную раму, приводятся в качательное движение ручным способом. Для этого удобнее всего подвесить грохот на веревках к небольшим козлам, и тогда один рабочий легко приводит его в качательное движение. Поль­зуются также и грохотом, у которого рама имеет рукоятки (в виде носи­лок). Тогда двое рабочих держат грохот на руках и покачивают его в гори­зонтальном и вертикальном направлениях. Эта работа более утомительна, чем при использовании подвесного грохота.

Сухой и легко рассыпающийся материал можно классифицировать и на неподвижных грохотах, устанавливаемых под углом 20—40°. В этом случае раздробленную породу бросают на верхнюю часть грохота, мелкий материал, двигаясь вниз, успевает пройти через сетку.

Размер сеток (ширина ячеек), или расстояния между продольными колосниками, т. е. щели грохота, определяются требуемой степенью

измельчения.

Просеивание мелкого материала с частицами менее 2,5 мм ведется на ситах. Размеры отверстий в ситах могут определяться: 1) их шириной (диаметром); 2) числом отверстий (от 3 до 200) на линейный дюйм (число отверстий на один дюйм называется «меш»), или числом отверстий на 1 см². В настоящее время у нас изготовляются сита до 4500 и даже 10 000

отверстий на 1 см².

Сита с различными отверстиями могут ставиться одно над другим, образуя стопку, где просеивание будет вестись одновременно через не­сколько сит. Такое просеивание может производиться ручным и механи­ческим способами. Механическая установка с несколькими встряхива­ющимися ситами носит название «Ратап».

 

Перемешивание

кольца кольцо;

Рис. 43. Смешение способом п конуса 1 — развертывание конуса на 2 — кольцо в разрезе

Перемешивание раздробленного материала проб можно производить перелопачиванием, когда с помощью лопат материал перебрасывается из одной кучи в другую. Чаще переме­шивание производят способом «кольца и конуса». В этом случае материал сначала набрасывают лопатами в виде конуса, а затем конус разворачивают на кольцо с помощью короткой широ­кой доски, которая погружается через центр конуса и затем повертывается на полный круг (рис. 43).

Небольшие порции хорошо сме­шиваются на холсте размером (1 — 1,5) X (0,5—0,7) м, концы (углы) которого берут в руки двое рабочих и поочередно поднимают и опускают их, благодаря чему материал пробы перекатывается и перемешивается.

Сокращение

Сокращение раздробленного и перемешанного материала пробы должно контролироваться формулой Q = Kd², согласно которой вес сокращенной части пробы (в кг) не должен быть меньше Q. Например, проба весом 40 кг, раздробленная до максимального диаметра частиц 6 мм, при К = 0,5 может быть сокращена только один раз (пополам) до 20 кг; повторное сокращение приведет к тому, что вес сокращенной части окажется равным 10 кг, т. е. менее 18 кг, предусмотренных форму­лой, что является недопустимым.

Любые порции материала можно сокращать методом квартования. При квартовании материал пробы рассыпается в виде усеченного конуса (диска) с небольшой высотой (0,1—0,2 м), а затем с помощью доски или лопаты делится на четыре примерно равных сектора (для небольших порций используется специально изготовляемая крестовина). Два проти­воположных сектора берутся в одну часть, а два других — в другую. Обе части считаются однозначными (равноценными), и одну часть удаляют. Таким образом, при каждом отдельном квартовании проба сокращается в два раза. Квартование можно производить несколько раз, если поз­воляет формула (И).

Небольшие количества материала можно квартовать на ящичных и конусных делителях. Ящичные делители («Джонса») состоят из несколь­ких пар небольших ящиков; в каждой паре ящиков нижние отверстия открыты в противоположные стороны (рис. 44, А). Если с широкой лопаты ссыпать сверху раздробленный материал в делитель, а внизу поставить ■сборный ящик, разделенный продольной перегородкой на две части, то

7 / Бунн

Составление общей схемы обработки проб Все описанные выше процессы, необходимые для сокращения пер­вичных проб (дробление, просеивание, смешивание и собственно сокра­щение), должны быть увязаны в одну общую схему, которую обычно изображают в виде графика. В этой схеме указывают рациональную смену диаметров максимальных частиц, последовательность дробильных установок, способы просеивания и сокращения материала пробы. При составлении схемы последовательно решают следующие вопросы. 1. Возможность сокращения данной пробы без дробления при определенном весе Q, установленном коэффициенте К и наибольшем диа­ метре частиц d. Такое сокращение возможно, если Q = 2Kd2. 2. Определение веса конечной пробы (сокращенной) QKOli и макси­ мального размера кусков в ней dKOn. 3. Соотношение конечного dKQn и начального dRa4 диаметров наиболь­ ших частиц в пробе покажет общую степень измельчения и даст возмож­ ность путем разложения этого соотношения на множители наметить ста­ дии дробления материала пробы. 4. Определяют промежуточные веса проб Qnp после каждой стадии дробления, до которых данная проба может быть сокращена. Исходный наибольший диаметр частиц пробы и намеченные стадии дробления позволят определить виды дробления, подобрать для дробле­ния оборудование, наметить диаметры сит для контрольного грохочения

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

\		/
		\

\

Рис. 44. Ящичный и конусный дели­тели

А — ящичный делитель: о ■— вид сверху, б — вид сбоку. 1 —6 — делительные ящики; г — бункер; I и II — приемные сосуды. Б — ко­нусный делитель (ручной): 1 — бункер; 2 — верхний конусный сосуд; з — нижний конус­ный сосуд; 4, — приемный сосуд

половина материала поступит в одно отделение (часть I), а половина — в другое отделение (часть II), как показано на рис. 44.

В лабораториях часто пользу­ются конусными делителями (см. рис. 44, Б). Каждый конус в дели­теле разделен на четыре сектора, из которых два противоположных открытые, а два закрытые. Если конус привести в движение вокруг оси и равномерно ссыпать сверху материал, то последний поступит в секторы примерно в равном количестве, и одна половина его просыплется вниз, а другая останется в двух конусах. Обычно несколько конусов распола­гают один над другим по оси дели­теля и при работе сразу получается несколько последовательных делений (сокращений). Такое сочетание не­скольких конусных делителей уско­ряет и уточняет работу по сокраще­нию небольших проб.

и установить схему смешения и сокращения в каждой стадии. Контроль­ные грохота, или сита, следует ставить до дробления, чтобы не дробить лишнего материала, а также после дробления, чтобы случайно не попали крупные куски.

При сокращении в последнюю стадию следует взять одну половину расквартованного материала пробы в качестве лабораторной (основной) пробы, а другую сохранить как дубликат.

Составление схемы обработки и сокращения проб лучше всего видно на разборе конкретного примера.

Дана проба весом Q_Ha4 = 500 кг с диаметром наибольших частиц ^нач ⁼ 20 мм. Требуется сократить данную пробу, отправляемую в лабо­раторию, до размеров химической пробы (вес конечной пробы Q_K0H = = 0,5 кг).

Для руд с весьма неравномерным распределением полезного ком­понента коэффициент К принимается равным 0,5.

Предварительно решаем следующие вопросы в последовательности, указанной выше:

1. Определяем возможность сокращения пробы без дробления. @_нач
должно быть больше или равно 2Kd². Подставляя известные величины,
получаем: 500 > 2-0,5-400, следовательно, сокращение возможно.

2. Определяем конечный диаметр дробления для химической пробы

Q_KOn = Kdl_ol,; 0,5 = 0,5-d5_OH; d_KOH=l мм. 3. Рассчитываем степень измельчения и намечаем стадии дробления

I. л.

4 ' 5 •

Следовательно, намечаются две стадии дробления:

После первой стадии дробления наибольший диаметр частиц d будет равен 20- — = 5 мм, а после второй — d_K0H = Ъ- ~=\ мм.

4 О

4. После первого сокращения пробы до дробления промежуточный вес ее будет Qu_P = 250 кг; после первой стадии дробления промежуточ­ный вес пробы составит: Q"_np = Kd\ = 0,5-25 = 12,5 кг.

После получения предварительных расчетных величин нетрудно составить общую схему обработки и сокращения пробы, которая приве­дена на рис. 45.

При большом количестве химических проб, особенно при эксплуа­тационном опробовании на крупных рудниках (Тырны-Ауз и др.), для обработки проб используют специальные комбинированные механизмы, включающие крупное, среднее и мелкое дробление. Материал пробы загру­жают в щековую дробилку и вся проба автоматически передается на дру­гие механизмы. Весь материал пробы измельчается без сокращения до диаметра 0,5—1 мм. При обычных пробах весом 15—25 кг такая обра­ботка оказывается экономически выгодней.

Перемешивание

Предварительное сокращение

Квартование

Отвал 250 кг

Контрольный грохот, 5 мм Дробилка щековая t щель Б мм Контрольный грохот1 5 мм

i стадия

Перемешивание Сокращение-

15,6 КГ

QnP 15'5 кг Контрольный грохот. 1 мм Дробилка валковал, щель 1ммКонтрольный грохот, 1 м»

II стадия

*- 0,9 кг лабораторная проба 1,9 0,9 кг дубликат

Рис. 45. Схема обработки и сокращения проб

Следует иметь в виду, что после обработки каждой пробы все обору^ дование (дробилки, валки, истиратели) следует тщательно очищать, так как возможно засорение последующей пробы материалом, оставшимся от предыдущей пробы, что может исказить результаты опробования.

Часто, особенно в полевых условиях, пробы для химических анали­зов измельчают до конечного диаметра частиц 1 мм, как принято в при­веденном выше примере. В этих случаях очень важно проследить и про­верить, чтобы химическая лаборатория при доведении пробы до навески для химического анализа пользовалась для сокращения той же формулой и тем же значением коэффициента К. Нарушение этого правила может привести к тому, что навеска окажется недостаточно представительной, а результаты анализа искаженными.

В приведенной выше схеме сокращения проб указано, что весь мате­риал, остающийся после сокращения, направляется в отвал, однако это не всегда целесообразно. Особенно внимательно следует относиться к материалу проб на последних стадиях дробления и в тех случаях, когда начальный вес проб невелик.

Мелко раздробленный материал может быть промыт в лотке и из него получен шлих, который нередко представляет большую ценность и используется для предварительной оценки качества руды и направле­ния работ.

Пробы, отобранные от керна, особенно с больших глубин и ограни­ченного веса, представляют большую ценность для геологического изуче­ния. Поэтому все остатки после сокращения таких проб следует хранить вместе с керном (а не сбрасывать в отвал), так как часто приходится неоднократно возвращаться к изучению качества минерального сырья, производить контрольные анализы, повторные анализы на попутные компоненты, элементы-примеси, а нередко собирать материал и для лабораторных технологических испытаний. Эти замечания в первую очередь относятся к рудам цветных, редких и благородных металлов,

ОБРАБОТКА ПРОБ НА РОССЫПНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЯХ

Обработка проб на россыпных месторождениях начинается непосред^ ственно на месте работ — в полевых условиях. Материал проб раздроблен самой природой и дополнительного измельчения обычно не требует. Сокращение объема проб в соответствующих случаях производят при их отборе — способом вычерпывания, отбор в пробу каждой 3-й, 5-й или и-й лопаты при валовом опробовании и др. Рыхлый материал подвергается промывке, в процессе которой тяжелые и прежде всего рудные минералы и сростки отделяются от более легких безрудных фракций.

Промывка небольших проб (объемом 0,01—0,02 м³) производится в лотках или ковшах, которые могут быть нескольких типов (см. рис. 46). Вместе с материалом пробы лоток наполняется водой, крупные куски — обломки пород, галька — обмываются и отбрасываются с помощью спе­циального гребка или руками. Затем разминается и размывается глина, из которой мелкие частицы смываются водой, а более крупные остаются в лотке. Путем резких коротких встряхиваний лотка создается подобие

рибрации, под действием которой зерна легких минералов устремляются к краевой части лотка и сбрасываются — смываются чистой водой, а тяже­лые остаются в центре лотка.

В зимних условиях промывку осуществляют в специальных баках теплой водой. После промывки всех проб той или иной выработки, с того или иного интервала выработки «хвосты» еще раз промывают все целиком или часть их для контроля «сноса» полезного компонента.

Полученная после промывки часть пробы, состоящая преимущест­венно из тяжелых частиц, называется шлихом. Если в шлихе оказывается много легких минералов (серый шлих), его дополнительно промывают —

«доводят», сохраняя минералы по­лезных компонентов — золото, кас­ситерит, вольфрамит и др.

Полученный шлих ссыпают в спе-^а циальный бумажный капсюль — па­кетик, номеруют и документируют. Обработка шлихов обычно произ­водится в специализированных шли­ховых лабораториях с разделением минералов по удельному весу, элек­тромагнитным и другим свойствам. Крупные пробы промывают на специальных приборах — вашгердах, бутарах (рис. 47). В последние годы работниками ЦНИГРИ сконструиро­вана новая передвижная установка

о о о о о о о о о о

75 - 100 мм

о о о о о

Рис. 46. Инструменты для промывки Ы шлиховых проб о — поток (вид1 сверху и разрез); б — ковш (вид сверху и разрез); в — гребок

Рис. 47. Вашгерд (план и продольный разрез)

1 — корпус; 2 — съемная воронка с грохотом;

з - головная часть шлюза; 4 — плоскость

шлюза; S — выдвижная плоскость

для промывки проб — УПБ, которая отличается высокой производитель­ностью и хорошим извлечением золота из песков.

При промывке крупных проб получается обычно «серый» шлих, в котором еще много легких минералов, и его приходится дополнительно промывать в лотке или ковше.

На россыпных месторождениях касситерита, вольфрамита, ильменита, циркона и ряда других полезных минералов для промывки проб исполь­зуют в последние годы поисковый сепаратор ПВС. Производительность таких сепараторов составляет 20—100 кг в час исходного материала»

ОПРЕДЕЛЕНИЕ НАЧАЛЬНОГО ВЕСА ПРОБ

По мере увеличения начального веса пробы ее приготовление, отбойки обработка до конечного веса, поступающего на химический анализ, становятся сложнее и дороже. Поэтому следует стремиться к сокращению первоначального веса проб. Однако какого-либо надежного способа опре­деления этого веса пока не разработано и обычно он устанавливается по

^^ ^

ными работами. При определении начального веса проб и подборе анало­гов рекомендуется учитывать следующие факторы.

1. Сложение, или текстура, руды (минерального сырья) оказывает
решающее влияние на величину начального веса проб. При опробовании
руд с полосчатой, ленточной или массивной текстурой бороздой, напра­
вленной вкрест полосчатости, начальный вес пробы может быть резке/
уменьшен без нарушения ее представительности. При опробовании руд
с пятнистой, брекчиевидной или конгломератовидной текстурами, а также
вкрапленных руд с крупными выделениями рудных зерен начальный
вес проб приходится значительно увеличивать.

2. Крупность зерен рудного минерала — чем крупнее зерна рудного
минерала, тем больше вес пробы.

3. Количество зерен рудного минерала в пробе — чем больше числе?
зерен рудного минерала в пробе, тем менее вероятна ошибка в определе­
нии содержания полезного компонента.

4. Различие в удельных весах рудных и нерудных минералов — чем
больше различие в удельных весах, тем больше вес пробы. Одно излишнее
зерно рудного минерала в пробе может исказить содержание полезного
компонента, так как оно в несколько раз тяжелее нерудного, которых для
компенсации этого зерна нужно 2—3 и более.

5. Порядок среднего содержания полезного компонента — чем выше
содержание металла в руде и равномернее его распределение, тем меньше
начальный вес пробы.

6. Требуемая точность химического анализа — чем выше требования
к точности анализов, тем больше должен быть начальный вес пробы»

КОНТРОЛЬ АНАЛИЗОВ

Тщательная оценка качества минерального сырья при разведке место­рождений совершенно обязательна и ей всегда следует уделять большое внимание.

a % ± A

Рис. 48. Характеристика анализов по их точности 1 — точно; 2 — с большой случайной погреш­ностью; з — с большой случайной и система­тической погрешностью; 4 —с систематической погрешностью; а — истинное содержание ком­понента; ±Д — допустимые отклонения от истинного содержания

Надежное определение качества минерального сырья имеет гораздо большее значение, чем определение его количества. Ошибки в определе­нии качества минерального сырья оказывают влияние на выбор техноло­гической схемы его переработки и с первых же дней существования пред­приятия нарушают его нормальную работу. Если содержания полезных компонентов окажутся завышенными по сравнению с фактическими, то предприятие не выполнит план по выпуску продукции и будет терпеть убытки. Занижение содержаний не позволит планировать полное использование ресурсов месторождения и создаст условия для бесконтрольных потерь при добыче и пере­работке.

Неправильная оценка количества запасов месторождения, разу­меется, также влияет на выбор производительности предприятия и опре­деление себестоимости продукции. Но построенное на базе месторождения предприятие может испытать затруднения от неподтверждения запасов лишь через ряд лет, за время которых чаще всего удается выявить допол­нительные запасы за счет расширения уже известных или обнаружения новых тел полезных ископаемых.

Содержания полезных компонентов в минеральном сырье, определяе­мые теми или иными методами, должны обязательно проверяться специ­альными контрольными анализами, которые призваны подтвердить надеж­ность основных массовых определений и правильность работы основной, обычно химической, лаборатории.

При оценке качества анализов различают их точность и верность. Эти понятия наглядно иллюстрируются схемой, приведенной на

рис. 48.

Точность анализов проверяется внутренними контрольными анали­зами, которые производятся той же лабораторией, где выполнялись анализы рядовых проб. Верность анализов проверяется внешними конт­рольными анализами, которые производятся в другой не менее квалифи­цированной лаборатории. Кроме того, в случае наличия серьезных рас­хождений между рядовыми и внешними контрольными анализами необ­ходимо проведение арбитражных анализов в третьей, наиболее авторитет­ной лаборатории.

Рекомендуется направлять на контрольный анализ пробы, группируя их: по периодам основных анализов, пределам содержания металла в руде, объемному весу, типам руд, участкам месторождения, типам проб и аналитикам, выполнявшим рядовые анализы, и определять отклонения контрольных анализов по такого рода группам проб.

Пробы для контрольных анализов передаются в лабораторию в Зашифрованном виде. Однако для улучшения качества контрольных

анализов одновременно с передачей проб лаборатории следует сообщить сведения о минеральном составе руды и приблизительном содержаний полезного компонента для правильного выбора методики анализов.

Необходимо иметь в виду, что контрольные анализы (как внешнего, так и внутреннего контроля) должны быть представительными, особенно по содержанию контролируемого компонента. Нельзя допускать, чтобы, например, руды с высоким содержанием полезного компонента были проконтролированы, а для руд с низким содержанием полезного компо­нента контрольные анализы отсутствовали или их было недостаточно для надежных выводов о точности и верности анализов с этим содержанием полезного компонента.

При определении содержаний полезных компонентов в минеральной сырье могут быть допущены как случайные, так и систематические погреш­ности. Внутренний контроль призван выявлять случайные, а внешний —< систематические погрешности анализов. Кроме случайных и системати­ческих погрешностей в математической статистике выделяют так назьн ваемые «промахи». К «промахам» относятся резкие расхождения между основными и контрольными анализами (как внутреннего, так и внешнего контроля), которые могут быть вызваны причинами, не имеющими пря­мого отношения к производству анализов, например перепутаны номера-проб и др.

До обработки результатов контрольных анализов такие «промахи>* должны быть исключены из общего списка контрольных анализов и каждый из них («промахов») должен быть проверен дополнительно с вы­явлением причин, вызвавших эти резкие расхождения.

Внутренний контроль

Основной задачей внутреннего контроля является своевременное выявление и устранение недопустимых случайных погрешностей рядовых анализов, связанных с неудовлетворительной работой лаборатории. Изве-* стно, что случайные погрешности определения той или иной величины подчиняются закону нормального распределения. Это дает основание величину средней случайной погрешности определять как среднеарифме­тическое из индивидуальных проб без учета их знака. Пример определе­ния средней случайной погрешности приведен в табл. 13. Средняя абсо­лютная случайная погрешность определяется по формуле

Д = -4^, (15)

где А — средняя абсолютная случайная погрешность;

Д_г — величина отклонений между основными х и контрольными у анализами без учета знака (х_{ — y_t);

п — количество анализов.

Наиболее важная величина — средняя относительная погрешность — определяется по формуле

(16)

где А_отн — средняя относительная случайная погрешность;

С_о — среднее арифметическое содержание полезного компонента в основных пробах.

Величина средней относительной случайной погрешности должна вычисляться по отношению к среднему содержанию полезного компонента в основных, а не в контрольных анализах. Применяемое иногда определе­ние величины средней случайной погрешности сопоставлением средних содержаний по основным и контрольным анализам является неправиль­ным. В нашем примере разница между средними содержаниями по основ­ным и контрольным анализам составляет всего 0,01% (2,88—2,87); такой расчет вуалирует фактическую величину случайной ошибки и не может приниматься во внимание.

Очень важно, чтобы внутренний контроль был систематическим. Для этой цели пробы на контрольный анализ необходимо отбирать от дубликатов проб регулярно, например один-два раза в квартал, и отпра-правлять в основную лабораторию с зашифрованными номерами. При большом количестве проб обычно достаточно 3—-5% от их общего коли­чества, а при небольшом объеме опробования — 30—50 анализов, равно­мерно распределенных в течение периода контроля.

Точность анализов должна "быть проверена для каждого природного типа полезного ископаемого и по его сортам в зависимости от содержания полезного компонента. Допустимые средние случайные погрешности в определении содержаний компонентов для большинства руд предусмо­трены инструкциями ГКЗ. В табл. 14 приведены некоторые из этих величин.

Таблица 13 Сопоставление внутренних контрольных анализов с основными

 

 

 

Jift пробы основной/кон­трольной	Содержание полезного комплекса, %	Отклонения А(= *1 — VI
по основному анализу х	по контрольному анализу у
873/2001 874/2002 875/2003 876/2004 1906/2035	2,15 2,48 1,95 3,41 3,21	2,51 1,98 2,15 2,41 3,02	—0,36 +0,50 -0,20 +1,00 +0,19
Итого	100,78	100,41	10,75

Среднее содержание полезного компонента в основных пробах С_о= 100,78: 35 =

= 2,88.

То же, в контрольных пробах Ск=100,41: 35 = 2,87. _

Средняя абсолютная величина случайной погрешности Д= 10,75:35 = 0,31%.

Средняя относительная величина случайной погрешности Д_отн =0,31: 2,88-100=

= 10,7%.

 

Таблица

Допустимые средние случайные погрешности химических анализов руд черных и цветных металлов

 

	Содержание	Предельно допу­стимая средняя		Содержание	Предельно допу­стимая средняя
	в руде (в по-	случайная пог-		в руде (в по-	случайная пог-
Компоненты	роде) в абсо­лютных про-	решность в про­центах к содер-	Компоненты	роде) в абсо­лютных про-	решность в про­центах к содер-
	центах, а для	жанию опреде-		центах, а для	жанию опреде-
	серебра в г/т	ляемого элемен-		серебра в г/т	ляемого элемен-
		та в пробе			та в пробе
Железо	Выше 30	1—2		0,5—10	6—15
	10—30	2-4		До 0,5
	5-10	4-8	Медь	Выше 3	3—7
Марганец	Выше 5	2-4		0,5—3	7—10
	1—5	4—7		До