Джезказганское месторождение

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).

5 стр., 2165 слов

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 позволяет: ...

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

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.