Технология обогащения полезного ископаемого состоит из ряда последовательных операций, осуществляемых на обогатительной фабрике. Обогатительными фабриками называют промышленные предприятия, на которых методами обогащения обрабатывают полезные ископаемые и выделяют из них один или несколько товарных продуктов с повышенным содержанием ценных компонентов и пониженным содержанием вредных примесей. Современная обогатительная фабрика — это высокомеханизированное и автоматизированное предприятие со сложной, как правило, технологической схемой переработки полезного ископаемого.
Проектирование обогатительной фабрики — это комплекс мероприятий, завершающих перевод полезного ископаемого из категории потенциальной ценности в реальную — товарную продукцию. При этом, от правильности принятых решений зависит объем капитальных вложений в строительство будущей фабрики, доля активных фондов и эксплуатационные работы при последующей работе, т.е. технико-экономические показатели проекта предприятия к моменту ввода его в эксплуатацию должны быть на уровне или превосходить лучшие мировые аналоги.
Современная тенденция в проектировании — использования оборудования большой единичной мощности, что, во-первых, обеспечивает повышение производительности труда на обогатительных фабриках и упрощает автоматизацию процесса, во-вторых, улучшает сепарационные характеристики оборудования, сокращает число пречестных и контрольных операций в технологических схемах, а также уменьшает машино — и энергоемкость схем.
В настоящее время перед всеми специалистами — обогатителями стоит главная задача — непрерывно изыскивать пути совершенствования технологии комплексного использования минерального сырья и максимального извлечения ценных компонентов, которая может быть решена путем внедрения наиболее прогрессивной технологии с учетом необходимости применения комбинированных обогатительно — химико — металлургических и бактериально — химических процессов, изучения и применения наиболее эффективных флотационных реагентов. Все это должно обеспечить низкую себестоимость получения концентратов основных цветных и редких металлов и сопутствующих им материалов, что, безусловно, повысит материальные ресурсы страны, а также позволит улучшить экологические условия в районах действия обогатительных предприятий /1/.
1. Характеристика месторождения
Фабрика Джезказганского горнометаллургического комбината (Казахская ССР).
Обогащение полезных ископаемых
... существующие методы обогащения основаны на различиях в физических или физико-химических свойствах отдельных компонентов полезного ископаемого. Существует, например, гравитационное, магнитное, электрическое, флотационное, бактериальное и др. способы обогащения. Технологический эффект обогащения Предварительное обогащение полезных ископаемых ...
г. Джезказган.
Обогатительные фабрики снабжаются рудой Джезказганского месторождения. По вещественнуму составу, физическим свойствам и обогатимости добываемые руды разделяются на: медные сульфидные подземной добычи (основная масса добываемых руд); медные сульфидные открытой добычи (отличаются от подземных повышенным содержанием окисленной меди, более тонкой вкрапленностью сульфидов, наличием глинистых шламов); медные смешанные открытой добычи (характеризуется большой неоднородностью по составу и обогатимости); медно-свинцовые, медно-свинцово-цтнковые и свинцовые подземной добычи, характерной особенностью которых является ассоциация галенита с борнитом, халькозином, халькопиритом и значительно реже — с бетехтинитом.
Основными рудными минералами в медных сульфидных рудах являются борнит, халькозин, халькопиррит. В комплексных рудах, наряду с этими минералами, присутствуют галенит, сфалерит, бетехтинит и др. Нерудные минералы представлены кварцем, полевыми шпатами, карбонатами, серицитом, хлоритом. Для окисленных руд характерно присутствие малахита, азурита, хризоколлы, каолинизированных полевых шпатов, каолина и др.
В рудах Джезказгана помимо меди, свинца и цинка присутствуют серебро и рений.
Преобладающий размер вкрапленности медных минералов 0,01-0,02мм.
Плотность сульфидной руды 2,8 — 2,9 т/мі, коэффициент крепости 12-19, влажность до 5%. При окислении крепость руды резко снижается.
Руда характеризуется трудной дробимостью и измельчаемостью, а также повышенной абразивностью.
Основным источником водоснабжения фабрик является Кенгирское водохранилище. Схема водоснабжения фабрик предусматривает максимально возможное использование осветленной воды из хвостохранилища.
Таблица 1. Технологические показатели обогащения руд на Джезказганских фабриках № 1 и 2
|
Руда |
Содержание в одноименных концентратах% |
Извлечение в одноименные концентраты% |
|||
|
Cu |
Pb |
Cu |
Pb |
||
|
Сульфидная медная |
39-40 |
— |
90-93 |
— |
|
|
Окисленная медная |
30-31 |
— |
75-80 |
— |
|
|
Медно-свинцовая |
30-33 |
48-50 |
86-90 |
65-70 |
|
Таблица 2. Расход реагентов на Джезказганской фабрике №2
|
Реагент |
Расход на 1 т руды, г |
|||
|
Сульфидной |
Смешанной |
окисленной |
||
|
Ксантогенат бутиловый |
90 |
150 |
117 |
|
|
Машинное масло |
120 |
127 |
93 |
|
|
Т-66 |
100 |
100 |
110 |
|
|
Аэрофлоты бутиловый и изопропиловый |
— |
— |
191 |
|
|
Сернистый натрий |
67 |
208 |
381 |
|
|
Известь |
— |
— |
5120 |
|
|
Серная кислота |
— |
— |
37130 |
|
|
Губчатое железо |
— |
— |
16510 |
|
Таблица 3. Расход электроэнергии, воды и материалов на Джезказганских фабриках № 1 и 2 на 1 т руды
Фабрики № 1 и 2
|
Электроэнергия, квтт |
34,5 |
|
|
Вода, мі |
3,75 |
|
|
Шары (медная руда), кг |
1,55 |
|
|
Фильтроткань, мІ |
0,0008 |
|
Фабрика № 1 (медно-свинцовая руда)
|
Стержни, кг |
0,912 |
|
|
Шары, кг |
1,38 |
|
Фабрика № 2
|
Стержни, кг |
0,325 |
|
В соответствии с удельным весом руды подсчитывается насыпной вес
=, (1)
где — удельный вес руды заданного месторождения (обычно колеблется в пределах 2,6 — 4,6 т/м).
г/см 3
2. Выбор режима работы и производительности фабрики
Под производительностью обогатительной фабрики понимается производительность ее главного цеха, т. е. цеха обогащения.
, (2)
где:
- суточная производительность фабрики по исходному сырью, т;
- годовая производительность фабрики, т;
- запланированное календарное число дней работы обогатительной фабрики в год;
- коэффициент использования оборудования по времени — отношение чистого времени работы фабрики к запланированному календарному времени(таблица 1) /4/.
Согласно задания Q = 5 млн. т/год. Для мокрых магнитных и флотационных фабрик производительностью более 14705,88 млн. т/сутки принимается: n
- =340 дней.
(3)
Для цеха среднего и мелкого дробления принимается шестидневная рабочая неделя по три смены по семь часов в смену, суточную производительность цеха определяют по формуле:
Qc.ц. , (4)
где Qc.ц. — суточная производительность цеха дробления, т;
- и — число дней работы в неделю фабрики и цеха.
Qc.ц.14705,88
Часовую производительность подсчитывают по формуле:
- где — часовая производительность оборудования, т;
- расчетное время работы цеха в сутки в часах;
— поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность тех свойств сырья, которые влияют на производительность оборудование данного цеха ().
Для углеобогатительных фабрик принимают , для фабрик других полезных ископаемых .
3. Выбор, обоснование и расчет схемы дробления
Схема рудоподготовки, включающая операции дробления, грохочения и измельчения, намечается исходя из свойств руды на основе результатов исследований обогатимости, технологических характеристик оборудования, которое возможно применить, и опыта переработки, аналогичных по свойствам и составу руд.
На выбор схемы оказывают влияния и общие условия проектирования: климатические условия района, производительность предприятия, способ разработки месторождения, способ подачи руды на фабрику.
Схемы дробления обычно включают операции предварительного и поверочного грохочения. Их принято относить к той операции дробления, в которую поступает верхний продукт грохота.
Операцию дробления вместе с относящимися к ней операциями грохочения составляют стадию дробления, а совокупность стадии дробления — схему дробления. (Рисунок 1)
Рисунок 1. Схема дробления БББГ
Крупность руды, поступающей на фабрику D max = 350мм. Оптимальная крупность дробленого продукта, поступающего в измельчение dmax = 20мм. Так как проектируемая фабрика является фабрикой очень большой производительности (более 900 тыс. т/год), перерабатывающая крепкие руды, принимаем четырех-стадиальную схему дробления.
Расчет схемы дробления
1.Определяется общая степень дробления.
, (5)
где Dmax — максимальная крупность исходной руды, мм;
- где dmax — максимальная крупность дробленной руды, мм.
2. Устанавливаются степени дробления в отдельных стадиях дробления.
, (6)
где Sсред- средняя степень дробления для одной стадии;
- N- количество стадий дробления.
S 1 =2 S2 =2.6
3. Подсчитывается условная максимальная крупность дробленных продуктов после отдельных стадий дробления.
, (7)
4. Подсчитывается для каждой степени дробления ширина выходной щели дробилки.
, (8)
Значения z принимают по данным испытаний дробимости руды 6/4/.
Расчет схемы дробления.
, при d, (9)
, при d, (10)
где — содержание расчетного класса минус d мм в дробленном продукте первой стадии дробления, д. е;
- содержание расчетного класса минус d мм в питании первой стадии дробления, д.е.;
- содержание расчетного класса плюс d мм в питании первой стадии дробления, д.е.;
- содержание расчетного класса в разгрузке дробилки при питании ее классом крупнее, i д.е.
Определяем характеристики дробленного продукта схемы Б по аналогичным формулам как при расчете схемы Г.
, (11)
, (12)
Таблица 4. Расчетные классы после первой стадии дробления
|
D |
25 |
50 |
75 |
103 |
175 |
|
|
Z |
0,2 |
0,5 |
0.7 |
1 |
1.7 |
|
Определяем содержание расчетного класса на ситовой характеристике исходной руды.
(175;2)
(103;22)
(75;46)
(50;64)
(25;83)
По полученным точкам строим ситовую характеристику крупности руды после I стадии дробления.
Таблица 5. Расчетные классы после второй стадии дробления
|
D |
5 |
15 |
28 |
68 |
|
|
z |
0,3 |
0,5 |
1 |
2,4 |
|
Определяем содержание расчетного класса на ситовой характеристике дробленого продукта после первой стадии дробления.
=
(68;2)
=
(28;40)
=
(15;70)
=
(5;94)
По полученным точкам строим ситовую характеристику крупности руды после II стадии дробления.
Таблица 6. Расчетные классы после третьей стадии дробления
|
D |
2 |
5 |
9 |
21 |
|
|
z |
0,2 |
0,5 |
1 |
2,3 |
|
Определяем содержание расчетного класса на ситовой характеристике дробленого продукта после второй стадии дробления.
=5
=5 (21;5)
=
(9;52)
=
(5;88)
=
(20;79)
По полученным точкам строим ситовую характеристику крупности руды после III стадии дробления.
Исходя из небольшой производительности фабрики расчетное время работы для цеха дробления принимаем равным 14 часов в сутки.
Q 1 =Q2 =Q3 Q4 =Qч =т/ч;
Q 5 =Q6 =Q7 =Q8 =Q0 * 0,8=653,59 т/ч;
Q 9 =Q10 Q11 =Q6 *0,75=4902 т/ч;
4. Выбор и расчет оборудования для дробления и грохочения
Выбор и расчет оборудования для дробления.
Рассчитываем производительность дробилок с учетом поправочных коэффициентов. Определим окончательно число дробилок каждой стадии по формуле:
Q=, (13)
где: Q — производительность дробилки, т/час;
Q к — производительность дробилки по каталогу, т/час;
К др — поправка на дробимость руды [/2/, таблица 11];
К д — поправка на насыпной вес;
К кр -поправочный коэффициент на крупность руды [/2/,таблица 12];
К вл — поправка на влажность руды [/2/, таблица 13];
1 стадия дробления
Для стадии дробления выбираем дробилку, удовлетворяющую следующим требованиям i=103 мм, D max =350мм. Таким требованиям соответствует дробилка ЩС-120/150А.
Выбираем поправочные коэффициенты:
Поправка на насыпной вес руды к производительности в тоннах по каталогу рассчитывается по формуле:
К д =, (14)
Для мягких руд (коэффициент крепости по шкале М.М Протодьяконова 10) поправка на дробимость К др равна 1.
Для руд влажность которых составляет менее 5% К вл =1,0
Поправка на крупность питания рассчитывается К кр по формуле:
К кр = 1+(0,8-, (15)
К кр = 1+(0,8-1.5
Руды Джезказганского месторождения обладают крепостью 12-19
Производительность дробилки по каталогу Q k = 598,5 м3 /ч
Qдр = 598,5·0,75·1,07·1,5·1 = 720,44 т/ч
Производительность дробилки ЩС рассчитывается по формуле:
, (16)
где — требуемая производительность дробилок, т/ч;
- производительность дробилки по технологической характеристике, т/ч;
- количество дробилок на данной стадии дробления.
, (17)
Определяем необходимое количество дробилок:
n=
Коэффициент загрузки составит
К з =
К установке принимаем одну дробилку типа ЩС-120/150А..
Для остальных стадий дробления расчет производим аналогично, с учетом поправочных коэффициентов. Устанавливаем 1 дробилку с коэффициентом — 0,84.
II стадия дробления
Выбираем поправочные коэффициенты:
К д =
К др =1,0
К вл =0,75
Q д р =210,60,751,07=169
Q к =816,993-333,33=483,66т/ч
Определяем необходимое количество дробилок:
n=2,863
К установке принимаем дробилки КСД-1750А.
Коэффициент загрузки составит:
к з =2,86
III стадия дробления
Определяем, используя ситовую характеристику после 2 стадии дробления, количество материала, поступающее на дробилку 3 стадии.
816,9931,67=1372,54 т/ч
Тогда:
=1372,54-816,993=555,547 т/ч
Выбираем поправочные коэффициенты:
К д =
К др =1,0
К вл =0,75
Q д =236,450,0751,071,51=265,65 т/ч
Определяем необходимое количество дробилок:
n=3
К установке принимаем одну дробилку типа КМД-2500.
Коэффициент загрузки составит:
к з =
К установке принимаем четыре дробилки типа КМД 2500.
Производительность I стадий неподвижных колосниковых грохотов определяется по формуле:
F= , (18)
где Q — производительность грохота по питанию, т/час;
F — рабочая площадь сита, м 2 ;
а — ширина щели между колосниками
Отсюда выразим рабочую площадь сита:
а=175
F=LВ
В=3Д=3350=1050 мм
L=2B=21050=2100 мм
Отсюда вывод колосниковый гроход с габоритнымиразмерами LxB=2100×1050
Производительность II стадий вибрационных грохотов определяется по формуле:
, (19)
где Q — производительность грохота, т/час;
F — рабочая площадь сита, м 2 ;
q — удельная производительность на 1м 2 поверхности сита, м3 /час.
- насыпной вес материала, т/м 3 ;
- поправочные коэффициенты (таблица 40[5]).
Отсюда выразим рабочую площадь сита:
, (20)
k=0.8
l=1.18
E=0.8=m=1.5
q 68 =
F общ =
Установлено четыре дробилки КСД, следовательно
F=46:4=11.5 м 2
Принимаем к установке ГИТ 61
Проверяем выбранный грохот на коэффициент загрузки:
Коэффициент загрузки грохота (k з ) будет:
, (21)
Выбранный грохот проверяем по толщине слоя по формуле:
; (22)
где h — толщина слоя, мм;
- Р — масса надрешетного продукта на один грохот, т/час;
- насыпной вес, т/м 3 ;
- В — ширина грохота, м;
- V — скорость движения материала, м/с.
h=
Так как коэффициент загрузки лежат в пределах 0,7 — 0,97 и толщина слоя надрешетного продукта в разгрузочном конце грохота меньше 100 мм, следовательно, грохот удовлетворяет выбранной производительности.
Определяем тип грохота после третьей стадии дробления.
При размере отверстий сита 21 мм удельная производительность равна 28,6 .
Содержание в питании зерен для третьей стадии размером больше половины отверстий сита, т.е. 5 мм, определяется по Приложению В:
, тогда
Для ,значение к= 0,6
Содержание избыточных зерен в питании (по приложению В).
Отсюда:
й=1,25
Для эффективного грохочения m=1,15, при эффективности грохочения 85%.
Для дробленого материала форма зерен n=1,0. Для отверстий сита 25 мм р=1,0 и сухого материала влажность о=1,0.
F==6,4 м 2
Установлено четыре дробилки КМД, следовательно
F = 41:4=10.25 м 2
Принимаем к установке ГИТ 61
Проверяем выбранный грохот на коэффициент загрузки:
Коэффициент загрузки грохота (k з ) будет:
Так как коэффициент загрузки лежат в пределах 0,7 — 0,97 и толщина слоя надрешетного продукта в разгрузочном конце грохота меньше 100 мм, следовательно, грохот удовлетворяет выбранной производительности.
5. Выбор, обоснование и расчет схемы измельчения
Для расчета схемы принимается 7,25 содержание класса . Согласно схемам I cтадия дает 20%.
Q 0 =Q10 =Q12 =Q16
Q 0= т/ч
Q 14 =Q15 =CII Q10
Q 13 =Q10 т/ч
Q час =612,75
С 1 =, (23)
С II =
Q 14 =612.752.5=1531.87 т/сутки
Рисунок 2. Схема измельчения
Множество факторов влияют на выбор схемы измельчения: твердость руды, ее абразивность, трещиноватость, содержание влаги, минерализация, включая минералы пустой породы, содержание ценных компонентов и вредных примесей, характер включения зерен, химические свойства и другие характеристики.
6. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схем
Целью проектирования шламовой схемы является: обеспечение оптимальных соотношений Ж:Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операцию или выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания, определение объемов пульпы для продуктов и операций схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.
Значения R можно вычислить, зная содержание твердого (Т):
R = (100-T)/T, (24)
(25)
где R = Ж:Т;
- количество воды в операции или в продукте, м 3 /сут;
, (26)
- производительность фабрики, т/сут.
Результаты расчета шламовой схемы сводим в таблицу 10.При расчете водно-шламовой схемы устанавливают численные значения показателей по данным обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье. Шламовая схема дает возможность составить баланс воды по обогатительной фабрике. Баланс общей воды выразится равенством:
, (27)
где:
- количество воды, поступающей с исходной рудой;
- м 3 в единицу времени;
- суммарное количество воды, добавляемой в процесс, м 3 в единицу времени;
- суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами, м 3 в единицу времени.
Данные расчёта приведены в таблице 5
Таблица 7. Водно-шламовоя схема
|
№ |
Наименование операции и продукта |
Q,т/сут |
Т% |
W,м 3 /сут |
|
|
I Стадия измельчения |
|||||
|
Поступает |
|||||
|
10 |
Дробленый продукт |
612,75 |
95 |
32,25 |
|
|
13 |
Пески сперальный кл |
1215,26 |
80 |
303,81 |
|
|
H 2 O |
374,83 |
||||
|
Итого |
1828,01 |
72 |
710,89 |
||
|
11 |
Слив МЦП I ст |
1828,01 |
72 |
710,89 |
|
|
Итого |
1828,01 |
72 |
710,89 |
||
|
Классификация |
|||||
|
Поступает |
|||||
|
11 |
Слив МЦП I ст |
1828,01 |
72 |
710,89 |
|
|
H 2 O |
512,04 |
||||
|
Итого |
1828,01 |
60 |
1222,93 |
||
|
Выходит |
|||||
|
12 |
Слив |
612,75 |
40 |
919,12 |
|
|
13 |
Пески |
1215,26 |
80 |
303,81 |
|
|
Итого |
1828,01 |
60 |
1222,93 |
||
|
Классификация |
|||||
|
Поступает |
|||||
|
12 |
Слив |
612,75 |
40 |
919,12 |
|
|
15 |
Пески |
1531,87 |
55 |
303,81 |
|
|
H 2 O |
|||||
|
Итого |
2144,62 |
38 |
3470,24 |
||
|
16 |
Слив |
612,75 |
20 |
2451 |
|
|
14 |
Пески |
1531,87 |
60 |
1021,24 |
|
|
Итого |
2144,62 |
38 |
3472,24 |
||
|
I I Стадия измельчения |
|||||
|
14 |
пески |
1531,87 |
60 |
1021,24 |
|
|
Итого |
1531,87 |
55 |
232,1 |
||
|
15 |
Слив МЦП II ст |
1531,87 |
55 |
1253,34 |
|
|
Итого |
1531,87 |
55 |
1253,34 |
||
Таблица 8. Баланс воды по фабрике
|
Поступает в процесс |
м 3 /сут |
Выходит из процесса |
м 3 /сут |
|
|
С рудой |
32,25 |
16Слив классификатора |
2451 |
|
|
Измельчение |
374,83 |
|||
|
Классификация |
512,04 |
|||
|
Классификация г/ц |
1299,78 |
|||
|
Сумма |
232,1 |
|||
|
Итого |
2451 |
2451 |
||
Расчет основного оборудования
Принятая за эталон руда перерабатывается на действующей фабрике, оборудованной шаровыми мельницами с разгрузкой через решетку, с размером. DL=32003100 мм.
Определяем удельную производительность по вновь образованному классу — 0,074мм действующей мельницы q=2,1 т/м 3 ч (таблица 45 /5/).
Значение коэффициента К к определяем по формуле:
, (28)
где:
- значение m по таблице 43/5/ для запроектированной крупности исходного и конечного продукта;
- значение m по таблице 43/5/ для крупности тех же продуктов на действующей обогатительной фабрике.
Определяем значение m 1 по таблице 43 /5/ для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта 10 — 0 мм, содержание класса в конечном продукте 28%. Для данной крупности исходного в таблице указаны значения m при измельчении до 28% — 0,074мм: 1,025
Так как крупность исходного питания действующей мельницы 20 — 0 мм, содержание класса в конечном продукте 30%, тогда m 4 = 0,68 (найдено интерполяцией)
= 0,95
Для сравнения принимаем варианты с установкой мельниц: МШР 3200х3100; МШР 3600х4000; МЩР 2700х3600.
Определяем значение К D для сравниваемых мельниц по формуле:
(29)
где: D и D 1 — соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и работающей (эталонной) мельниц.
а) для мельницы МШР 3200х3100
=1,06
б) для мельницы МШР 2700х3600
=0,9
Определяем значение коэффициента К т , Кт принимаем равным 1 МШР=> МШР.
Значение коэффициента К и принимаем равным 1, он учитывает различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды.
Определим производительность мельниц по вновь образованному классу по формуле:
q = q 1 Ки Кт , (30)
где: q — удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т/м 3 ч;
q 1 — удельная производительность работающей мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т/м3 ч;
К и — коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;
К к — коэффициент различия в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках;
- коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц;
К т — коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.
а) для мельницы МШР 3600х4000
q= 1=2,32 т/м 3 ч
б) для мельницы МШР 2700х3600
q= 1=1,97 т/м 3 ч
Определяем производительность мельниц по формуле:
, (31)
где: V — объем барабана мельницы, м 3 ;
- содержание расчетного класса в конечном (измельченном) продукте;
- содержание расчетного класса в исходном продукте.
а) для мельницы МШР 3200х3100
= 263.87 т/ч
б) для мельницы МШР 3600х4000
= 481.28 т/ч
в) для мельницы МШР 2700х3600
= 200,85 т/ч
Определяем расчетное число мельниц исходя из производительности 1828,01 т/час
а) для мельницы МШР 3200х3100
n 1 = = 6,92 7
б) для мельницы МШР 3600х4000
n 2 = = 3,79
в) для мельницы МШР 2700х3600
n 3 = = 9,1 9
Для выбора наиболее экономичной мельницы необходимо произвести сравнение вариантов мельниц. Результаты заносим в таблицу 9.
Таблица 9. Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
|
Размеры барабана мельниц |
Кол-во мельниц |
Вес мельниц, т |
Мощность, кВт |
Стоимость, тыс. тенге |
К з |
||||
|
Одной |
Всех |
Одной |
Всех |
одной |
Всех |
||||
|
МШР 3200х3100 |
7 |
95,1 |
665,7 |
600 |
4200 |
251,76 |
1762,32 |
1,01 |
|
|
МШР 2700х3600 |
4 |
150,4 |
601,6 |
1100 |
4400 |
278,64 |
1114,56 |
1,05 |
|
|
МШР 3600х4000 |
9 |
75,3 |
677,7 |
380 |
3420 |
220,6 |
1958,4 |
0,98 |
|
Выбираем наиболее экономичную мельницу МШР 2700х3600, в количестве 4 исходя из этого на фабрике будет расположено 4 технологические секции.
Мельница с разгрузкой через решетку — диафрагму применяется для мокрого и сухого измельчения и считается установкой, дающей наилучшее управление крупностью готового продукта благодаря меньшей возможности перегрузки.
Принятая за эталон руда перерабатывается на действующей фабрике, оборудованной шаровыми мельницами с разгрузкой через решетку, с размером. МЩЦ 27000036 мм.
Определяем удельную производительность 45 /5/.
Значение коэффициента К к определяем по формуле:
, (32)
где:
- значение m по таблице 43/5/ для запроектированной крупности исходного и конечного продукта;
- значение m по таблице 43/5/ для крупности тех же продуктов на действующей обогатительной фабрике.
Определяем значение m 1 по таблице 43 /5/ для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта 10 — 0 мм, содержание класса в конечном продукте 30%. Для данной крупности исходного в таблице указаны значения m при измельчении до 30% — 0,074мм: 1,025.
Так как крупность исходного питания действующей мельницы 3 — 0 мм, содержание класса в конечном продукте 30%, тогда m 4 = 0,95 (найдено интерполяцией).
Для сравнения принимаем варианты с установкой мельниц: МШЦ 2700х3600; МШЦ 2100х3000; МШЦ 1500х3100.
Значение коэффициента К и принимаем равным 1,1 он учитывает различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды.
Определим производительность
, (33)
содержание расчетного класса в конечном (измельченном) продукте;
- содержание расчетного класса в исходном продукте.
а) для мельницы МШЦ 2700х3600
= 922,04 т/ч
б) для мельницы МШЦ 2100х3000
= 498,4 т/ч
в) для мельницы МШЦ 1500х3100
= 249,2 т/ч
Определяем расчетное число мельниц исходя из производительности 1531,87 т/час
а) для мельницы МШЦ 2700х3600
n 1 = = 1,6 2
б) для мельницы МШЦ 1500х3100
n 2 = = 6,1
в) для мельницы МШР 2100х3000
n 3 = = 3,07 4
Для выбора наиболее экономичной мельницы необходимо произвести сравнение вариантов мельниц. Результаты заносим в таблицу 10.
Таблица 10. Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
|
Размеры барабана мельниц |
Кол-во мельниц |
Вес мельниц, т |
Мощность, кВт |
Стоимость, тыс. тенге |
К з |
||||
|
Одной |
Всех |
Одной |
всех |
одной |
Всех |
||||
|
МШЦ 2700х3600 |
2 |
72 |
144 |
370 |
740 |
216,48 |
432,96 |
1 |
|
|
МШЦ 2100х3000 |
4 |
48,1 |
192,4 |
200 |
800 |
144,56 |
578,24 |
1,3 |
|
|
МШЦ 1500х3100 |
6 |
20,84 |
125,04 |
100 |
600 |
100 |
600 |
0,98 |
|
Выбираем мельницу МШЦ 2100х3000, которая более подходит для компоновки оборудования(4 штуки по 1 на каждую мельницу МШЦ 2100х3000).
Выбираем оборудование для стадии спиральных классификаторов. Спиральные классификаторы выпускаются двух типов — с не погруженной спиралью для получения грубых сливов и с погруженной спиралью для тонких сливов.
Выбираем спиральный классификатор.
- производительность по сливу:
- производительность по пескам:
- крупность слива-0,4мм
- плотность =2,9г/см 2
В соответствии с заданной крупностью слива и производительностью выбираем двух спиральный классификатор с не погруженной спиралью, m=2
Определяем значение поправочных коэффициентов a,b,c и d к расчетнам формулам. [/5/, таблица 46и47];
Поправка на крупность слива a=1,95
Поправка на плотность руды=1,15
Поправка на содержание первичных шламов d=1
Поправка на плотность слива c=0.74
Определяем диаметр спиралей классификатора по формуле:
D=-0.08+0.103 (35)
D=-0.08+0.103
Определяем действительную производительность выбранного классификатора фо формуле:
Q=mabcd(94 2 +16D), (36)
Q=mabcd(94 2 +16D)=21.951.150.741(846+43)=2942.59 т/сутки
Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам по формуле:
Q=135mbnD 3 , (37)
Q=135mbnD 3 =13521.152.533 =20958.75 т/сутки
Так как сперальный классификатор обеспечивает по пескам принимаем его к установке.
Выбираем оборудование стадии классификации, на которой установлен гидроциклон.
Выбираем гидроциклон для следующих условий работы:
- производительность по исходному питанию: Q исх = 2144,62 т/сут;
- производительность по сливу: Q = 612,75 т/сут;
- производительность по пескам: Q = 1531,75 т/сут;
- отношение ЖТ в сливе R=0.40.в питании R=55%
Определяем максимальный диаметр гидроциклонов по формуле:
а) для Н=0,5 кг/см 2
см; (38)
б) для Н=1 кг/см 2
см;
в) для Н=1,5 кг/см 2
см.
Ближайшие наименьшие диаметры типовых гидроциклонов будут 710, 1000 и 2000 мм соответственно вариантам./1/
Определяем производительность гидроциклонов по формуле:
а) для гидроциклонов D = 710 мм
б) для гидроциклонов D = 1000 мм
в) для гидроциклонов D = 1000 мм
Определяем потребное число гидроциклонов.
Минутный дебит пульпы определяется по формуле:
Число гидроциклонов:
а) для варианта а
к установке принимаем 6.
б) для варианта б:
к установке принимаем 3+3 резерв=6.
в) для варианта в:
так как К з <0,75 исключаем из расчёта
Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам.
В соответствии с принятым отношением расчетные диаметры песковых насадок будут:
Удельные нагрузки по пескам определяются по формуле:
а) для гидроциклонов D = 710 мм
q;
б) для гидроциклонов D = 1000 мм
q;
Для варианта б) нагрузка по пескам лежит в пределах нормы (0,5 — 2 т/см 2 ч).
Принимаем к установке гидроциклоны D = 1000 мм в количестве 4 штук на каждую секцию. Общее количества 6х4=24
Заключение
В ходе работы были спроектированы цеха крупного, среднего и мелкого дробления а также цех обогащения, на которых методами обогащения обрабатывают полезные ископаемые и выделяют из них один или несколько товарных продуктов с повышенным содержанием ценных компонентов и пониженным содержанием вредных примесей. Современная обогатительная фабрика — это высокомеханизированное и автоматизированное предприятие со сложной, как правило, технологической схемой переработки полезного ископаемого.
В ходе проектирования было рассчитано необходимое оборудование и его количество.
Было решено использовать оборудования большой единичной мощности, что, во-первых, обеспечивает повышение производительности труда на обогатительных фабриках и упрощает автоматизацию процесса, во-вторых, улучшает сепарационные характеристики оборудования, сокращает число перечистных и контрольных операций в технологических схемах, а также уменьшает машино- и энергоемкость схем.
В ходе проектирования стояла главная задача — изыскать пути совершенствования технологии комплексного использования минерального сырья и максимального извлечения ценных компонентов, которая может быть решена путем внедрения наиболее прогрессивной технологии с учетом необходимости применения комбинированных обогатительно — химико — металлургических и бактериально — химических процессов, изучения и применения наиболее эффективных флотационных реагентов.
Список использованной литературы
[Электронный ресурс]//URL: https://drprom.ru/kursovaya/na-temu-djezkazganskogo-mestorojdeniya/
1. О.Н. Тихонов и др. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик, в 2- кн./Редкол.: — М., Недра, 1988. — 367с.
2. С.Г. Евсиович., С.И. Журавлев, Обогащение магнетитовых руд., М., изд-во Недра, 1972. — 392с.
3. О.С. Богданов. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики. М., Недра, 1974. — 405с.
4. Методические указания к курсовому проекту по дисциплине: «Рудоподготовка и обогащение» для студентов специальности 050709 «Металлургия». Авторы: к. т. н., проф. Абдрахманова Д.К., преподаватель Белоносов А.Б. — 2009.-51с.
5. К.А. Разумов, Проектирование обогатительных фабрик, 3-е изд., перераб. и доп. М., Недра, 1982. — 592с.
6. А.С. Донченко, В.А. Донченко. Справочник механика рудо-обогатительной фабрики. М., «Недра», 1957, 559с.
7. В.А. Перов, Е.Е. Андреев, Л.Ф. Биленко. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: Учебник для вузов. 4 изд-е; перераб. и доп. — М.: Недра, 1990.-301с.
