Das Prinzip der Mineralverarbeitung mit einer Waschrinne

Mineralpartikel werden in einer Waschrinne unter dem gemeinsamen Einfluss von Schwerkraft, Reibung und Wasserströmung getrennt. Die Wasserströmung in der Waschrinne ist turbulent und umfasst nicht nur eine schräge Strömung parallel zum Rinnenboden, sondern auch Wirbel und hydraulische Sprünge senkrecht zum Rinnenboden. Diese beiden Arten von Aufwärtsströmung lockern nicht nur das Bett auf, sondern tragen auch dazu bei, dass sich die Mineralpartikel entsprechend ihrer Dichte schichten. Das Ergebnis dieser Schichtung ist, dass sich dichtere, gröbere Partikel in der unteren Schicht und weniger dichte, feinere Partikel in der oberen Schicht befinden. Angetrieben durch die schräge Wasserströmung setzen sich die Mineralpartikel an unterschiedlichen Stellen vom Einlaufpunkt entfernt ab. Grobere, dichtere Partikel setzen sich zuerst näher am Einlaufpunkt ab und bilden an dieser Stelle die untere Schicht des Bettes. Feinere, weniger dichte Partikel setzen sich am weitesten vom Einlaufpunkt entfernt ab und bilden an dieser Stelle die obere Schicht des Bettes. Nachdem sie sich am Boden des Waschkastens abgesetzt haben, bewegen sich die Mineralpartikel unter dem Einfluss der Wasserströmung weiter entlang des Bodens des Waschkastens vorwärts. Während dieses Vorgangs dringen feine Mineralpartikel in der oberen Schicht, insbesondere solche mit hoher Dichte, durch die Zwischenräume zwischen den groben Partikeln und gelangen unter dem Einfluss der Schwerkraft in die untere Schicht. Die Zwischenräume zwischen den Mineralpartikeln sind in Bewegung größer als im Ruhezustand, wodurch die Entmischung und Schichtung stärker ausgeprägt sind. Ist die Entmischung zu stark, gelangen sogar feinere Partikel mit geringerer Dichte in die untere Schicht, was die Trennleistung verringert. Während sich die Mineralpartikel in der Rutsche vorwärtsbewegen, entsteht Reibungswiderstand sowohl zwischen den Partikeln und dem Rutschenboden als auch zwischen den Partikeln untereinander. Aufgrund von Unterschieden in der Dichte und Partikelgröße variiert auch der Reibungskoeffizient, was zu Geschwindigkeitsunterschieden zwischen den Partikeln führt. Daher wirken auf die dichteren Mineralpartikel am Boden geringere Strömungskräfte und größere Reibungskräfte, sodass sie sich langsam oder gar nicht entlang des Rinnenbodens bewegen; die weniger dichten Mineralpartikel oben sind größeren Strömungskräften und geringeren Reibungskräften ausgesetzt und bewegen sich schneller. Grobe Mineralpartikel sind einer wesentlich größeren Strömungskraft ausgesetzt als feine Partikel, und ihre Bewegungsgeschwindigkeit ist höher als die der feinen Partikel.

Aufbereitung in einer Waschrinne wird häufig zur Aufbereitung von Seltenmetallerzen wie Gold, Platin, Zinn, Eisen und Wolfram eingesetzt. Es handelt sich um ein gängiges Aufbereitungsverfahren für die Verarbeitung von minderwertigen Alluvialvorkommen.

2.5.2 Schleusenkästen

Es gibt viele Arten von Waschrinnen, die sich nach der Korngröße des zu verarbeitenden Erzes klassifizieren lassen: (1) Grobsand-Waschrinnen, die Erze mit einer Korngröße von mehr als 2–3 mm verarbeiten, wobei die maximale Aufgabekorngröße bei 100–200 mm liegt. Dazu gehören vor allem feste Waschrinnen, Ross-Waschrinnen und Bandwaschrinnen mit Gittern; (2) Feinkorn-Waschrinnen, die Materialien mit einer Korngröße von 2–0,074 mm verarbeiten. Dazu gehören vor allem konvergierende Waschrinnen und Kegelkonzentratoren;

(3) Schlitzkästen für mikrofeine Partikel (Schlamm-Schlitzkästen), die Materialien mit einer Aufgabekorngröße von weniger als 0,074 mm verarbeiten und eine effektive Korngrößengrenze für die Rückgewinnung von 0,01 mm aufweisen. Dazu gehören vor allem Moritz-Konzentratoren (40-lagiges schüttelndes Kippbett), Schlammband-Sortierkästen, Vibrationsband-Sortierkästen und Querstrom-Band-Sortierkästen. 2.5.2.1 Grobkörniger Sortierkasten

Dabei handelt es sich in der Regel um eine lange Waschrinne aus Holz oder Eisenblech (es kann auch ein Endlosförderband verwendet werden). Der Boden der Waschrinne ist mit Leitblechen oder anderen rauen Oberflächen versehen, um starke Wirbelströmungen zu erzeugen und schwere Mineralpartikel aufzufangen. Mineralpartikel, die größer als 2–3 mm sind, werden unter der Einwirkung der schrägen Wasserströmung gelöst und geschichtet. Schwere Mineralpartikel reichern sich in den Vertiefungen der Leitbleche am Boden der Waschrinne oder auf der rauen Oberfläche an, während leichte Mineralpartikel in der oberen Schicht verbleiben und vom Wasserstrom in den Abraum mitgeführt werden. Sie wird hauptsächlich zur Trennung von Seifenlagerstätten von Gold, Platin, Zinn und anderen seltenen Metallen eingesetzt. Die maximale Korngröße des Aufgabematerials kann 100–200 mm erreichen, wobei die Untergrenze für die gewinnbare Korngröße bei 0,074 mm liegt. Zu den gängigen Typen zählen feste Waschrinnen, Ross-Waschrinnen und Waschrinnen mit Förderband.

A. Feststehende Schleusenkasten

Es handelt sich um eine lange Waschrinne mit einheitlicher Breite und festem Boden. Sie ist eine wichtige Vorrichtung zur Grobauswaschung von Seifengold. Man unterscheidet zwischen landgestützten Waschrinnen und Zeichner-Waschrinnen. Land-Sluice-Boxen sind in der Regel 15 Meter lang, 0,5 bis 0,6 Meter breit und weisen eine Neigung von 5° bis 6° auf. Bei der Aufbereitung von hochgradigem Alluvialgold wird am Ende der Hauptschleuse eine Reihe von Hilfsschleusen angebracht, deren Gesamtbreite das 5- bis 10-fache der Hauptschleuse beträgt. Diese sind in mehrere Kanäle unterteilt, die jeweils 0,7–0,8 Meter breit und 6–12 Meter lang sind, um die Gewinnung feiner Goldpartikel zu ergänzen. Auf Goldbaggerbooten befinden sich die Waschrinnen in der Regel auf beiden Seiten des zylindrischen Waschsiebs (wie in Abbildung 2-25 dargestellt), senkrecht zur Schiffsachse, wobei jeder Kanal 0,6–0,8 Meter breit ist. Das Untermaßmaterial aus dem zylindrischen Waschsieb gelangt in die Hilfsschleuse, während das Abraumgut aus der Hilfsschleuse zur Nachsuche in die Längsschleuse geleitet wird, um die Gewinnung von Goldpartikeln und anderen Schwermineralien zu ergänzen. Die Neigung der Hilfsrinne beträgt 5°–7°, während die Neigung der Längsrinne um 0,5°–1° geringer ist.

Abbildung 2-25 Aufbau einer Waschrinne auf einem Goldbagger: 1 – Zylindrisches Waschsieb; 2 – Verteiler; 3 – Querrinne; 4 – Längsrinne

Es gibt drei Arten von feststehenden Schleusentoren: gerade Leitbleche, horizontale Leitbleche und Gitterleitbleche, wie in Abbildung 2-26 dargestellt. Gerade Leitbleche bestehen aus Rund- oder Vierkantholz, während horizontale Leitbleche meist aus Winkelstahl gefertigt sind. Diese beiden Arten von Leitblechen sind relativ hoch, wodurch größere Wirbel entstehen, die sich zum Auffangen gröberer Gold- und Platinpartikel eignen, und sie haben zudem eine reinigende Wirkung. Gitterleitbleche werden aus Drahtgeflecht hergestellt oder indem Schlitze in Eisenplatten gestanzt und diese anschließend gespannt werden; sie kommen in den Schleusen von Goldbaggerbooten zum Einsatz. Unter den Leitblechen wird eine raue Oberflächenschicht verlegt. Zu den gängigen Oberflächenmaterialien zählen geprägte Gummimatten, Schilfmatten, Filz und Plüsch, die zum Auffangen feiner Goldpartikel dienen.

Arten von Fallrohrleitblechen

a – Gerade Streifenblende; b – Horizontale Streifenblende; c – Gitterblende

Fest installierte Waschrinnen werden in unregelmäßigen Abständen gereinigt, wobei der Reinigungszyklus vom Goldgehalt und dem Gehalt an anderen Schwermineralien im Erz abhängt. Im Allgemeinen werden Landwaschrinnen alle 5 bis 10 Tage gereinigt, während Querwaschrinnen auf Goldbaggern täglich und Längswaschrinnen alle 5 Tage gereinigt werden. Jeder Reinigungsvorgang dauert etwa 2 bis 8 Stunden. Die Reinigung beginnt mit einer ersten Spülung mit sauberem Wasser, gefolgt vom Ausbau der Leitbleche und einer abschließenden konzentrierten Spülung.

Die Ausbeute von Landschleusen liegt im Allgemeinen bei 60%–70%, bei einem Durchsatz von 0,5–1,25 m³/(m²·Stunde). Bei Goldbaggeranlagen haben einlagige Waschrinnen einen Durchsatz von 0,3–0,4 m³/(m²·Stunde) und zweilagige Waschrinnen einen Durchsatz von 0,2–0,25 m³/(m²·Stunde).

B. Ross Sluice

Der Aufbau ist in Abbildung 2-27 dargestellt. Im Betrieb wird das Erz mit einem Lkw oder einem Bulldozer in die Zuführrinne am Kopfende der Waschrinne gekippt, und das Erz wird mit Hochdruckwasserstrahlen gewaschen, wodurch der Schlamm aufgelockert wird. Nach dem Waschen wird das Erz zur Siebung auf ein Lochsieb gespült. Die untermaßigen Feinpartikel gelangen zur weiteren Trennung in eine seitliche Rinne, während die übermaßigen Grobpartikel durch eine zentrale Rinne weitergeleitet werden. Beide Rinnen sind mit Leitblechen ausgestattet, um Goldpartikel aufzufangen. Die gesamte Rinne ist zwischen 4,3 und 12,2 Meter lang und zwischen 1,8 und 9,7 Meter breit und in sechs verschiedenen Größen erhältlich. Die größte Ausführung hat eine Verarbeitungskapazität von 750 Kubikmetern pro Stunde und einen Wasserverbrauch von 75.000 Litern pro Minute.

Abbildung 2-27 Ross-Schleuse

1 – Futtertrog; 2 – Wassersprührohr; 3 – Lochsieb; 4 – Zentralrutsche;

5 – Trennwand des ersten Abschnitts; 6 – Trennwand des zweiten Abschnitts; 7 – Seitenschleuse

C. Förderbandschleuse

Sein Aufbau ist in Abbildung 2-28 dargestellt. Die Rinne selbst besteht aus einem endlosen Gummiband, das in einem Winkel von 9° installiert ist und sich mit einer Geschwindigkeit von 0,6 m/s nach oben bewegt. Die Oberfläche des Bandes ist in quadratische Gitter eingeprägt, wobei in regelmäßigen Abständen eine tiefere Querrille verläuft, wodurch im fließenden Schlamm Wirbel entstehen, die die Mineralpartikel auflockern und schichten. Schwere Mineralien verbleiben in den Gitterrosten, während leichte Mineralien mit der Aufschlämmung bis zum Ende fließen und als Abgangsmaterial ausgetragen werden. Das Band verfügt über Seitenwände, um die Aufschlämmung einzudämmen. Diese Art von Rutsche arbeitet kontinuierlich, ist einfach zu bedienen und erfordert nur geringen Arbeitsaufwand; sie wird auf Goldbagger zum Auffangen von Goldnuggets eingesetzt. Die Rutsche mit den Abmessungen (Breite × Länge) von 0,716 Metern × 5 Metern hat eine Durchsatzleistung von 6,4 Kubikmetern pro Stunde und eine maximale Partikelgröße des Aufgabematerials von 16 Millimetern.

Abbildung 2-28 Förderbandschleuse

2.5.2.2 Feinsieb

Werden zur Aufbereitung von Erzen mit einer Korngröße von 2–0,074 mm eingesetzt. Im Vergleich zu Grobkornrinnen weisen Feinkornrinnen einen glatten Boden, keine Leitbleche oder raue Befestigung, eine kürzere Rinnenlänge und ein steileres Gefälle auf, was zu einer schwach turbulenten Strömung der Aufschlämmung führt. Sowohl leichte als auch schwere Mineralien bewegen sich am Boden der Rinne entlang und werden kontinuierlich als Konzentrat und Abgang ausgetragen. Zu den feinkörnigen Rinnen zählen konische Rinnen, Kegelkonzentratoren, geneigte Scheibenkonzentratoren und Johnson-Waschtrommeln.

A. Konische Schleuse

Der Aufbau ist in Abbildung 2-29 dargestellt. Es handelt sich um eine Schleuse mit einer Bodenneigung von 16°–20° und einer Breite, die sich vom Einlaufende zum Auslaufende hin allmählich verjüngt; sie wird auch als fächerförmige Schleuse bezeichnet. Während des Betriebs wird eine Aufschlämmung mit einer Konzentration von 50%–60% von oben zugeführt und fließt in Richtung des sich verjüngenden Auslaufendes. Die Mineralpartikel schichten sich entsprechend ihrer Dichte ein, wobei die untere Schicht aus schweren Mineralien langsam und die obere Schicht aus leichten Mineralien schnell fließt. Beim Erreichen des Auslaufendes werden schwere Produkte, Zwischenprodukte und leichte Produkte mithilfe der Auslaufschlitze am Boden der Rinne oder der Trennplatte am Ende der Rinne getrennt. Die Länge der Rinne beträgt in der Regel 600–1200 mm, die Breite am Einlaufende 125–400 mm, die Breite am Auslaufende 10–25 mm und das Verhältnis der Breiten an beiden Enden (Verengungsverhältnis) 10–20.

Während des Betriebs sollte die Zufuhrkonzentration streng kontrolliert werden, wobei der Schwankungsbereich bei ±2% liegt. Die effektive Korngröße der Rückgewinnung beträgt 2,5–0,038 mm. Die Verarbeitungskapazität einer einzelnen Engstellschleuse beträgt 0,9 Tonnen/Stunde. Häufig werden mehrere Schleusen kombiniert eingesetzt, wobei drei Kombinationsmethoden zur Verfügung stehen: die kreisförmige Kombination, die parallele Anordnung und die mehrschichtige, mehrstufige Kombination. Engstellen-Schleusen werden im Allgemeinen als Vorabscheidungsanlagen zur Trennung von Gold, Titan, Zirkonium, Tantal und Niob aus Küsten-Alluvialvorkommen eingesetzt. Sie können auch zur Aufbereitung von Gold-, Wolfram-, Zinn-, Titan- und Zirkoniumerzen sowie Hämatiterzen verwendet werden.

Abbildung 2-29 Funktionsweise einer konischen Rutsche

1—Rutsche; 2—fächerförmige Fläche; 3—Leichtprodukt;

4 – Schweres Produkt; 5 – Zwischenprodukt; 6 – Schneidplatte

B. Kegel-Destillierapparat

Sein Aufbau ist in Abbildung 2-30 dargestellt. Er wurde in den 1950er Jahren von E. Reichert aus Australien entwickelt und ist auch als „Reichert-Kegeldestillator“ bekannt. Es handelt sich um einen umgekehrten Kegel mit einer Neigung von 17°, den sogenannten Trennkegel, über dem sich direkt ein Aufschlämmungsverteilungskegel befindet. Im Betrieb wird eine Aufschlämmung mit einer Konzentration von 55%–65% gleichmäßig über den Umfang des Verteilkegels in den Trennkegel eingeleitet und fließt dann zur Mitte hin. Das Konzentrat wird durch einen ringförmigen Schlitz im mittleren Abschnitt ausgetragen, während das Abgangsmaterial über das zentrale Abgangsrohr abgeleitet wird. Das Trennprinzip entspricht dem einer konvergenten Rinne, jedoch ohne den Wirbeleffekt an den Seitenwänden.

Ein Kegelsortierer besteht aus mehreren vertikal angeordneten Trennabschnitten, die sich aus mehreren Trennkegeln zusammensetzen. Es gibt zwei Arten von Sortierkegeln: einlagige und zweilagige. Abbildung 2-30 zeigt eine Sortierstufe, die aus einem zweilagigen und einem einlagigen Sortierkegel besteht und einen Vor- sowie einen Reinigungsvorgang durchführt. Das aus dieser Sortierstufe gewonnene Konzentrat kann mithilfe einer konvergenten Rinne weiter gereinigt werden, während das Abgangsmaterial zur Nachsichtung an die nächste Sortierstufe weitergeleitet wird.

Abbildung 2-30 Schematische Darstellung der Funktionsweise eines Kegelkonzentrators

1 – Verteilkegel; 2 – Zweischichtiger Trennkegel; 3 – Einschichtiger Trennkegel

Sowohl der Trennkonus als auch der Verteilungskonus bestehen aus Glasfaser, wodurch sie leicht und robust sind, und sind am Rahmen befestigt. Ein Konuskonzentrator besteht in der Regel aus 3 bis 9 Trennkonussen, die 2 bis 4 Trennstufen bilden, wobei verschiedene Kombinationen möglich sind.

Der Kegelkonzentrator hat einen Durchmesser von 2 Metern und eine Durchsatzleistung von 60–75 Tonnen pro Stunde, wobei Partikel mit einer Größe von 2 bis 0,03 mm effektiv zurückgewonnen werden. In den 1980er Jahren entwickelte Australien Kegelkonzentratoren mit Durchmessern von 3 Metern und 3,5 Metern sowie einer Verarbeitungskapazität von 200–300 Tonnen pro Stunde.

Kegelkonzentratoren zeichnen sich durch eine hohe Durchsatzleistung und niedrige Produktionskosten aus und werden häufig als Voraufbereitungsanlagen für Alluvial- und Adererze eingesetzt.

C. Konzentrator mit geneigter Scheibe

Der Aufbau ist in Abbildung 2-31 dargestellt. Er besteht aus einer um 32° bis 35° geneigten rotierenden Scheibe, deren Oberfläche mit einer archimedischen Spirale versehen ist. Im Betrieb wird die Aufschlämmung von einer Seite in die Scheibe eingeleitet. In der Absetzzone am Boden der Scheibe setzen sich die Partikel entsprechend ihrer Dichte und Größe ab. Die abgesetzten Partikel wandern mit der Drehung der Scheibe zur anderen Seite, wo sie mit Wasser gespült werden und anschließend mit dem Spülwasser nach unten fließen. Das Material dreht sich innerhalb von etwa einem Drittel der Scheibenfläche und schichtet sich entsprechend seiner Dichte. Leichtere Mineralien wandern an die Oberfläche und fließen zusammen mit der Aufschlämmung über den Rand der Scheibe hinaus, wodurch sie zu Abgangsmaterial werden. Schwerere Mineralien wandern in die unteren Schichten, fallen in die Rillen der Archimedes-Spirale und werden entlang dieser Rillen zur Mitte der Scheibe transportiert, wo sie als Konzentrat ausgetragen werden.

Abbildung 2-31 Funktionsprinzip eines Schrägscheibenabscheiders

1 – Auslassöffnung für das Konzentrat; 2 – Strömungsstabilisator; 3 – Drehrichtung der Scheibe;

A – Zuführzone; B – Absetzzone; C – Waschzone

Die Scheibe besteht aus Glasfaser, und die Scheibenoberfläche ist mit Epoxidharz, gemischt mit Korund (-150 Mesh), beschichtet. Sie ist leicht, langlebig und einfach zu transportieren und eignet sich zum Aufbereiten kleiner Alluvialvorkommen und Alluvialgoldlagerstätten. Ein geneigter Scheibenseparator mit einem Durchmesser von 800 mm hat eine Verarbeitungskapazität von 1,5–3 Tonnen pro Stunde bei einer Korngröße von -6 mm.

Die effektive Partikelgrößengrenze für die Rückgewinnung liegt bei 0,074 mm, und das Anreicherungsverhältnis kann 20–35 erreichen. D. Johnson-Konzentrator

Der Aufbau ist in Abbildung 2-32 dargestellt. Diese ursprünglich in Südafrika eingesetzte Vorrichtung ist ein langsam rotierender, geneigter Sortierzylinder mit einer Länge von 3,6 Metern und einem Durchmesser von 0,75 Metern. Die Innenwand ist mit gerillten Gummiplatten ausgekleidet, wobei die Rillen 3 mm tief und 6 mm breit sind und einen gezackten Querschnitt aufweisen. Der Zylinder dreht sich mit 0,1–0,3 U/min. Eine Aufschlämmung mit einer Konzentration von 30%–60% (üblicherweise 55%) wird in den Zylinder eingeleitet. Angetrieben durch die Rotation fließt die Aufschlämmung an der Zylinderwand entlang, wodurch im Inneren des Zylinders eine Scherkraft entsteht. Dies führt zu einer Schichtung nach Dichte; leichtere Mineralien werden an die Oberfläche befördert und von der Aufschlämmung mitgerissen, während schwerere Mineralien sich in den Rillen ablagern und durch die Rotation nach oben transportiert werden, wo sie durch Spülwasser ausgewaschen werden und in den Konzentratbehälter fallen. Er wird hauptsächlich in Mahlkreisläufen zur Gewinnung einzelner Goldpartikel eingesetzt und verfügt über eine Verarbeitungskapazität von 5–20 Tonnen pro Stunde.

Abbildung 2-32 Johnson-Konzentrator

1 – Trennzylinder; 2 – Drehrichtung des Zylinders; 3 – Gummiplatte mit Rillen; 4 – Konzentratrinne; 5 – Abgangsmaterialrinne

2.5.2.3 Schleusenbox für Feinpartikel (Schlamm)

Wird zur Aufbereitung von Materialien mit einer Partikelgröße von weniger als 0,074 mm eingesetzt und findet breite Anwendung bei der Trennung von Wolfram-, Zinn-, Tantal-, Niob-, Gold- und Platin-Schlamm. Zur Trennung wird die Schrägströmung (Dünnschicht) genutzt. Die Filmdicke beträgt etwa 1 mm, und die Strömungsgeschwindigkeit ist relativ gering und im Wesentlichen laminar. Die Mineralpartikel werden hauptsächlich durch die durch Scherbewegung erzeugte Begno-Kraft locker in Suspension gehalten. Die Konzentration der Aufschlämmung in der oberen Schicht des Films ist gering, und die Mineralpartikel schichten sich entsprechend ihrer Interferenz-Absetzgeschwindigkeit ein. Die Konzentration der Aufschlämmung im unteren Teil des Films ist sehr hoch, und die Mineralpartikel können nicht in Suspension gehalten werden; sie bewegen sich schichtweise und schichten sich entsprechend der Segregation ein. Daher sammeln sich schwere Mineralpartikel in der unteren Schicht und leichte Mineralien in der oberen Schicht an. Leichte Mineralien in der oberen Schicht werden vom Wasserstrom als Abgang abtransportiert, während sich schwere Mineralien in der unteren Schicht am Boden der Rinne ablagern und entweder kontinuierlich durch die entgegenlaufende Rinnenoberfläche abtransportiert oder nach Beendigung der Zufuhr periodisch als Konzentrat ausgetragen werden.

Je nach Betriebsweise werden Feinstpartikelschleusen in intermittierend arbeitende Schleusen und kontinuierlich arbeitende Schleusen unterteilt. Nach dem Trennprinzip werden sie in Schleusen mit einfachem Filmstrom und Schleusen unterteilt, die Filmstrom und Rüttelwirkung kombinieren. Zu ersteren gehören Schlammbandschleusen, während zu letzteren Querstrom-Bandschleusen, Vibrationsbandschleusen, Mozley-Konzentratoren und doppelte Querrüttel-Kipptische zählen. Die Kombination mehrerer Kraftfelder ist die Entwicklungsrichtung für Schlammschleusen.

A. Schlammband-Schleuse

Sein Aufbau ist in Abbildung 2-33 dargestellt. Es handelt sich um ein geneigtes Endlosband, das sich entgegen der Fließrichtung der Aufschlämmung bewegt. Die Mineralabscheidung erfolgt auf der Bandoberfläche, die 3 Meter lang und 1 Meter breit ist. Aufschlämmung und Waschwasser werden von oben über eine Verteilplatte auf die Bandoberfläche geleitet. Der Bereich unterhalb des Bandes ist die Grobtrennzone, die etwa 2,4 Meter lang ist. Oberhalb des Förderbandes befindet sich die Feintrennzone, die etwa 0,6 Meter lang ist. Die Aufschlämmung fließt in einer dünnen Schicht entlang der Bandoberfläche nach unten und schichtet sich entsprechend ihrer Dichte. Die obere Schicht aus leichteren Mineralien wird vom Wasserstrom über die Endrolle transportiert und in die Abraumrinne abgeleitet. Die untere Schicht aus schwereren Mineralien lagert sich auf der Bandoberfläche ab, wird vom Förderband zur Verfeinerungszone transportiert, dort mit Spülwasser gewaschen und schließlich in die Konzentratrinne im Bereich der ersten Rolle abgeleitet. Die Neigung der Bandoberfläche beträgt 13° bis 17°, und die Bandgeschwindigkeit beträgt 0,03 m/s. Die Aufgabekonzentration liegt bei 25% bis 35%, und die Partikelgröße des Aufgabematerials beträgt 0,074 bis 0,01 mm. Der Durchsatz beträgt 1,2 bis 3 Tonnen pro Stunde, und das Anreicherungsverhältnis liegt bei 4 bis 7. Die Anlage wird häufig zur Aufbereitung von Wolfram- und Zinn-Erzschlamm eingesetzt.

Abbildung 2-33 Förderrinne für den Schlammförderband

1 – Bandoberfläche; 2 – Zuführverteilerplatte; 3 – Wasserverteilerplatte; 4 – Konzentratrinne; 5 – Abfallrinne

B. Querstrom-Bandförderrutsche

Sein Aufbau ist in Abbildung 2-34 dargestellt. Es handelt sich um ein Endlosbandförderband mit einer Breite von 1,2 Metern und einer Länge von 2,75 Metern, das horizontal in Längsrichtung verlegt ist und in Querrichtung eine Neigung von 0° bis 3° aufweist. Das gesamte Band sowie die Halterungen sind über vier Stahlseile am Rahmen aufgehängt.

Abbildung 2-34 Schematische Darstellung einer Querförderrutsche

A – Vorreinigungszone; B – Zwischenreinigungszone; C – Reinigungszone;

1 – Zuführrinne; 2 – Rückführrinne für Mittelkorn;

3 – Querwaschrinne; 4 – Längswaschrinne;

5 – Laufrichtung des Riemens; 6 – Gegengewicht;

7 – Konzentrat; 8 – Mittelprodukt; 9 – Abgangsmaterial

Unterhalb des Bandes, nahe dem Ende der ersten Riemenscheibe, ist ein rotierendes Unwuchtgewicht angebracht. Die Bandoberfläche bewegt sich in Längsrichtung mit einer Geschwindigkeit von 0,01 m/s und führt gleichzeitig eine durch das Unwuchtgewicht angetriebene ebene Kreiselbewegung aus. Während des Betriebs wird die Aufschlämmung über die Zuführrinne gleichmäßig auf die Bandoberfläche aufgegeben. Unter der kombinierten Wirkung der durch die quer verlaufende, geneigte Wasserströmung erzeugten Scherkräfte und der Kreiselbewegung werden die Mineralpartikel aufgelockert und entsprechend ihrer Dichte geschichtet. Die geschichteten Mineralpartikel verteilen sich fächerförmig auf der Bandoberfläche und werden schließlich durch die quer verlaufende Wasserströmung und das sich in Längsrichtung bewegende Band abtransportiert, wodurch Konzentrat, Mittelprodukt und Abgang entstehen.

Die Anlage verarbeitet Erzpartikel mit einer Größe von 0,1 bis 0,005 mm, hat eine Durchsatzleistung von 4 bis 5 Tonnen pro Stunde, eine effektive Partikelgrößengrenze für die Rückgewinnung von 0,01 bis 0,005 mm sowie ein Anreicherungsverhältnis von 10 bis 50, wodurch sie sich besonders für die Aufbereitung von Mineralschlamm eignet.

C. Vibrierende Förderbandrutsche

Sein Aufbau ist in Abbildung 2-35 dargestellt. Die Arbeitsfläche besteht aus einem endlos gekrümmten Förderband mit einer Längsneigung von 1° bis 4°. Das Band bewegt sich mit einer Geschwindigkeit von 0,035 m/s nach oben und erzeugt durch einen Schwenk- und Schwingmechanismus eine Links-Rechts-Schwingung sowie eine asymmetrische Hin- und Herbewegung in Längsrichtung. Während des Betriebs schichten sich die Mineralpartikel auf der Bandoberfläche unter der Einwirkung der Wasserströmung und der damit verbundenen Schwingbewegung rasch ein. Feine Schwermineralpartikel verteilen sich auf beiden Seiten des Bandes, während gröbere Schwermineralpartikel sich in der unteren Schicht in der Mitte der Bandoberfläche ablagern. Diese werden vom Band in die Aufbereitungszone befördert und schließlich als Konzentrat ausgetragen. Leichte Mineralpartikel verteilen sich in der oberen Schicht in der Mitte der Bandoberfläche und fließen mit dem Wasser als Abgang zum Abgangsende.

Abbildung 2-35 Rutsche eines Vibrationsbandförderers

1 – Sortierband; 2 – Zuführrinne; 3 – Wasserzuführrinne; 4 – Rüttelvorrichtung; 5 – Schwenkvorrichtung; 6 – Abführrohr; 7 – Konzentratrohr

Eine einzelne Anlage mit den Abmessungen 800 mm × 2500 mm verfügt über eine Verarbeitungskapazität von 71–85 kg/Stunde, eine effektive Partikelgrößengrenze für die Rückgewinnung von 0,02 mm und ein Anreicherungsverhältnis von etwa 10. Sie eignet sich für die Aufbereitung von Schlamm und erreicht eine Rückgewinnungsrate von über 70%.

D. Mozley-Konzentrator

Sein Aufbau ist in Abbildung 2-36 dargestellt. Das 1967 von R.H. Mozley entwickelte Gerät ist eine Feinpartikelschleuse mit einer rotierenden Scherbewegung auf der Bettfläche. Die Bettfläche besteht aus Glasfaser, ist 1525 mm lang und 1220 mm breit und umfasst 40 Schichten, die in zwei Rahmen untergebracht sind; sie wird auch als 40-Schichten-Rotationskippbett bezeichnet. Zwischen den beiden Rahmen ist ein rotierendes Unwuchtgewicht angebracht, das die Bettfläche zu einer ebenen, rotierenden Scherbewegung antreibt. Die Rahmen sind an Stahlseilen aufgehängt und werden durch eine pneumatische Vorrichtung in regelmäßigen Abständen gedreht, um das Konzentrat abzuführen. Das wichtigste Merkmal ist die Nutzung der Begno-Kraft zur Verbesserung der Trennung feiner Partikel. Die effektive Partikelgrößengrenze für die Rückgewinnung liegt bei 0,01–0,005 mm (basierend auf Kassiterit), die gesamte Bettfläche beträgt 74,4 m², die Verarbeitungskapazität liegt bei 2,1–3,1 Tonnen/Stunde, das Anreicherungsverhältnis beträgt 3–6, und die Betriebsausbeute liegt bei 65%–75%. Die Anlage eignet sich für die Voraufbereitung von Wolfram-, Zinn-, Tantal-, Niob-, Gold- und Platin-Erzschlämmen.

E’ Doppel-Querrüttel-Kippbett

Abbildung 2-36, 40-lagiges Schüttel-Kippbett

a – Trennstufe; b – Konzentratabgabestufe

1 – Rahmen; 2, 3 – Obere und untere Auflageflächen; 4 – Drahtseil; 5 – Pneumatikvorrichtung; 6 – Vorschub

Sein Aufbau ist in Abbildung 2-37 dargestellt. Die Bettfläche bewegt sich symmetrisch in Längsrichtung hin und her, und das Funktionsprinzip ähnelt dem eines Rütteltisches. Während der Trennung werden ausschließlich Abgänge ausgetragen, während die Schwermineralien auf der Bettfläche verbleiben.

Abbildung 2-37 Doppelte Quer-Schwenk-Kipptisch

1 – Tischoberfläche der Trennstufe; 2 – Tischoberfläche der Konzentratabgabestufe;

3 – Futterverteiler; 4 – Rahmen; 5 – Kraftfuttertrog

Das Konzentrat wird nach Beendigung der Beschickung ausgetragen. Jede Anlage verfügt über zwei Sätze mit jeweils 1–4 Bettflächen, die abwechselnd betrieben werden. Die Bettfläche ist 2,7 Meter breit und 1,2 Meter lang. Die Aufschlämmung wird über die gesamte Breite auf einen Satz Bettflächen aufgebracht. Nach der Trennung dreht sich die Bettfläche um 50°, und es wird Wasser versprüht, um das Konzentrat aufzufangen. Die Querneigung der Bettfläche beträgt 1,3° bis 2,5°, der Hub 40 bis 180 mm und die Hubfrequenz 90 bis 120 U/min. Die Partikelgröße des Aufgabematerials beträgt -0,3 mm, die Verarbeitungskapazität 5 Tonnen/Stunde und das Anreicherungsverhältnis 20 bis 500. Die Anlage eignet sich für die Trennung von Wolfram-, Zinn-, Tantal-, Niob-, Gold- und Platinmineralien.