Проект обогатительной фабрики на базе медно-молибденовых руд Эрденетовского месторождения

Тип работы:
Курсовая
Предмет:
Производство и технологии


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

Проект обогатительной фабрики на базе медно-молибденовых руд Эрденетовского месторождения

Оглавление

обогатительная фабрика расчет

  • 1. Характеристика исходной руды
  • 2. Расчет производительности дробильных цехов и измельчительного отделения обогатительной фабрики
    • 2.1 Выбор и обоснование схемы дробления
    • 2.2 Расчет степени дробления
  • Конусная дробилка при крупном дроблении
    • 2.3 Выбор и обоснование схемы измельчения
  • 3. Цехи дробления
    • 3.1 Методы расчета гранулометрического состава продуктов дробления
    • 3.3 Выбор и расчет дробилок
    • 3.4 Выбор и расчет грохотов
  • 4 Измельчительное отделение
    • 4.1 Расчет производительности мельниц
    • 4.2 Расчет мельниц по удельной производительности
  • 5 Расчет оборудования для классификации
    • 5.1 Расчет гидроциклонов
  • 5.2 Схема цепей аппаратов
  • ЗАКЛЮЧЕНИЕ
  • Введение
  • В 1976 году был заложен фундамент обогатительной фабрики (ОФ). В 1978 году введена в эксплуатацию первая очередь мощностью 4 млн. тонн переработки руды в год. В настоящее время фабрика расширена и годовая мощность по переработке составляет 25 млн. тонн руды. В среднем ежегодно выпускается 450 — 530 тыс. тонн медного концентрата в виде отпускаемой продукции. Обогатительная фабрика — основной производственный цех с технологической схемой, обеспечивающий дробление руды, измельчение, флотацию, фильтрацию, сушку и отгрузку товарных медных и молибденовых концентратов.
  • Обогатительная фабрика состоит из следующих отделений и участков: дробильно-транспортного, корпуса полусамо-измельчения, измель-чительно-флотационного, фильтровально-сушильного, реагентного, хвостового хозяйства, ремонта обогатительного оборудования и грузоподъёмных механизмов и хозяйственной части. Рудоподготовка осуществляется двумя технологическими линиями. Первая, производительностью 18−19 млн. тонн руды в год предусматривает ее трехстадиальное дробление в конусных дробилках, грохочение, далее двухстадиальное измельчение руды в шаровых мельницах до 60 — 65% по классу — 0. 074 мм. В ходе проведенной реконструкции дробильного отделения достигнуто снижение крупности дробленного продукта с 20 — 22 мм до 14,2 мм. Вторая технологическая линия рудоподготовки (корпус самоизмельчения) оснащена щековой дробилкой, двумя мельницами самоизмельчения с объемом барабана 140 м³ и двумя шаровыми мельницами второй стадии измельчения МШЦ 5.5×6.5. В первой стадии в мельницы загружаются шары диаметром 100 — 120 мм в количестве 10 — 12% объема барабана. Продуктом этой линии является измельченная до 65% по классу- 0. 074 мм руда, которая самотечным гидротранспортом направляется в главный корпус на флотационную секцию.

1. Характеристика исходной руды

Сырьевой базой обогатительной фабрики является медно-молибденовой месторождение Эрденет. Месторождение представляет собой штокверк, не имеющий четких естественных границ. В пределах штокверка отчетливо выражена вертикальная зональность: зоны выщелачивания, цементации и первичных руд. В зоне цементации преимущественно развиты вторичны

Сульфиды меди — халькозин и ковеллин, а так же молибденит и пирит. Здесь же, в зонах тектонических нарушений встречаются окисленные минералы: малахит, азурит, хризоколла, бирюза, молибдит, изредка самородная медь.

Зона первичных руд в основном представлена халькопиритом, молибденитом и реже халькозином.

2. Расчет производительности дробильных цехов и измельчительного отделения обогатительной фабрики

Производительность обогатительной фабрики определяется, в конечном итоге, производительностью ее главного цеха (корпуса). Режим работы измельчительного отделения совпадает с режимом работы главного корпуса. Его часовая производительность Qч принимается с учетом коэффициента использования оборудования kв и коэффициента неравномерности свойств сырья kн, влияющих на производительность оборудования

(1)

Выдача руды с рудника производится обычно в две смены, за исключением рудников большой производительности, выдающих руду в три смены

В общем случае часовая производительность любого цеха обогатительной фабрики Qц. ч составляет:

(2)

где m, n, p — соответственно число рабочих дней в году; число рабочих смен в сутках; число рабочих часов в смене.

Таблица 21. — Расчет производительности цехов фабрики

Цех

Количество:

Производительность,

Рабочих дней в году

Рабочих смен в сутки

Рабочих часов в смену

т/сут

т/час

м3/час

Крупное дробление

340

3

7

26 470,6

1260,5

812,3

Среднее и мелкое дробление

340

3

7

26 470,6

1260,5

812,3

Отделение измельчения (главный цех)

365

3

8

24 657,5

1172,6

755,7

2.1 Выбор и обоснование схемы дробления

Количество стадий дробления определяется крупностью руды, поступающей из рудника и крупностью конечного дробленого продукта, т.к. дробилки позволяют получать в одну стадию ограниченную степень дробления:

дробилки крупного дробления — до 5;

конусные дробилки среднего дробления в открытом цикле — до 6;

конусные дробилки мелкого дробления в открытом цикле — до 5;

конусные дробилки среднего и мелкого дробления в замкнутом цикле — до 8.

Крупное дробление чаще всего выполняется в открытом цикле без предварительного грохочения, т.к. присутствие готового по крупности продукта в питании практически не сказывается на пропускной способности щековых и гирационных дробилок. Исключение делается при переработке сильно глинистой руды, в этом случае целесообразно введение предварительного грохочения для снижения риска подпрессовки дробилки и для увеличения ее пропускной способности. В остальных случаях ограничиваются установкой над дробилкой колосниковой решетки, которая служит защитой от завала негабаритными кусками.

Рисунок 2_1Трехстадиальная схема дробления

2.2 Расчет степени дробления

Для определения числа стадий дробления определена среднегеометрическая степень дробления

, (3)

где Sобщ-общая степень дробления, найдена по формуле:

, (4)

где Dmaxи dmax— размеры максимального кусков соответственно в исходной руде и дробленом продукте, мм (крупность исходной руды принята 1200 мм (из задания), крупность дробленного продукта 12 мм, которая является оптимальным питанием по нормам проектирования для шаровых мельниц).

Среднегеометрическая степень дробления больше 5,5, поэтому в проекте принята трехстадиальная схема дробления (рисунок 2. 1) предварительно без установки предварительного грохочения перед крупным дроблением.

Для определения степеней дробления по стадиям произведен расчет средней степени дробления по формуле:

(5)

В первой и второй стадиях дробления назначены степени дробления по стадиям: S1=4,6; S2=4,6.

Рассчитана степень дробления третьей стадии:

Крупность дробленого продукта после стадии дробления определена по формуле:

(6)

где D1 — максимальная крупность исходной руды, мм; D2 — максимальная крупность руды в продукте первой стадии дробления, мм; S1 — степень дробления дробилки в первой стадии дробления.

, мм

(7)

где D3 — условная максимальная крупность руды в продукте второй стадии дробления, мм; S2 — степень дробления дробилки во второй стадии дробления.

мм

, мм, (8)

где D6 — максимальная крупность руды в продукте третьей стадии дробления, мм.

мм (9)

Разгрузочные отверстия дробилок рассчитываются исходя из коэффициента закрупнения Z. Значение коэффициента выбирается в зависимости от крепости руды. Для средних руд (из исходных данных 5−10) коэффициент закрупнения равен 1,4:

Щековая дробилка при крупном дроблении:

мм (10)

Конусная дробилка при крупном дроблении:

мм (11)

Конусная дробилка при среднем дроблении:

мм (12)

При работе дробилок в замкнутом цикле с грохочением (мелкое дробление) размер разгрузочной щели дробилок выбран эталонным, тогда:

мм;

мм;

.

Крупность питания дробилок по нормам проектирования меньше размера пасти дробилки на 10−20%. Исходя из этого минимальный размер загрузочной пасти дробилок по стадиям:

, мм, (13)

где Вi— ширина загрузочной пасти дробилок, установленных в i-тых операциях соответственно, мм; Di-1 — условная максимальная крупность руды в продукте i-1 стадии дробления, мм.

мм

мм

мм

Таблица 22 Исходные данные для расчета схемы дробления

Стадия, дробилка

Степень дробления

Крупность дробленого продукта, мм

Загрузочное отверстие, мм

Коэффициент закрупнения

Разгрузочное отверстие, мм

1-ая стадия, ЩДП

4,6

261

1380

1,5

174

1-ая стадия, ККД

4,6

261

1380

1,4

186

2-ая стадия, КСД

4,7

56

300

1,9

29

3-ая стадия, КМД

4,6

12

64

12

ВСЕГО

100

2.3 Выбор и обоснование схемы измельчения

По функциональному назначению классификация может быть предварительная, для удаления из питания мельницы готового продукта, и поверочная для возврата недоизмельченного материала в мельницу. Классификация может осуществляться в два приема, тогда вторая операция называется контрольной. Такое разделение операций позволяет оптимизировать условия классификации: первый прием проводится в спиральных классификаторах в скальпирующем режиме или на грохоте, контрольная — в гидроциклонах.

Количество стадий измельчения определяется крупностью конечного продукта. В наиболее простом случае организации схемы вся работа измельчения совершается до начала обогатительных операций. В этом случае следуют следующим правилам:

при крупности измельчения до 60−65% -0,074 мм используют одностадиальную схему либо, если ожидаются затруднения с получением достаточно тонкого слива, схему.

при крупности измельчения до 80% используют двухстадиальные схемы.

при крупности измельчения 80−95% используют трехстадиальную схему.

Рисунок 2_2Одностадиальная схема измельчения

3. Цехи дробления

На основе данных базового расчета выполняется предварительный выбор дробилок и грохотов, далее рассчитывается их производительность в заданных условиях и, в процессе сравнительного анализа, выбирается окончательный вариант установки оборудования. При необходимости производится корректировка базового расчета — режима работы цехов и распределения общей степени дробления по стадиям схемы — и повторный расчет и выбор оборудования.

3.1 Методы расчета гранулометрического состава продуктов дробления

Традиционно же для целей проектирования используются упрощенные методы на основе типовых гранулометрических характеристик. При этом принято считать, что:

· -материал мельче ширины разгрузочного отверстия дробилки не дробится;

· материал крупнее ширины разгрузочного отверстия дробилки дробится;

причем продукт дробления имеет типовой для данного типа дробилки грансостав вне зависимости от размера исходного крупного класса.

В соответствии с этими упрощениями, содержание класса крупности в продукте стадии дробления определяется соотношениями:

(14)

где — суммарная гранулометрическая характеристика по минусу дробленого продукта; - суммарная гранулометрическая характеристика по минусу питания стадии дробления; - выход классов питания крупнее ширины разгрузочной щели дробилки; - типовая гранулометрическая характеристика дробилки.

3.2 Выбор и расчет дробилок

Для дробления руд средней крепости и крепких применяются конусные дробилки, а также, на стадии крупного дробления, щековые дробилки с простым качанием щеки. Последние годы за рубежом разработаны и выпускаются также щековые дробилки со сложным качанием щеки с большим размером загрузочной щели для крупного дробления.

Для последующего сравнительного анализа предварительно отбираются дробилки, соответствующие требованиям табл. 26 и табл. 28 [. Отбираются дробилки, у которых размер загрузочного отверстия превышает заданный и диапазон регулировки разгрузочной щели включает заданную. У дробилок крупного дробления в каталогах указывается только номинальная разгрузочная щель. В этом случае считается, что диапазон регулировки составляет 40%.

Для предварительно выбранных дробилок рассчитывается производительность в заданных условиях работы. Расчет производится по формуле:

(15)

где — поправочные коэффициенты соответственно на крупность питания, крепость и влажность

Поправочные коэффициенты определяются по следующим выражениям:

(16)

где — номинальная крупность питания дробилки, мм

f- коэффициент крепости по Протодьяконову

w — влажность руды, %

Окончательный выбор варианта установки дробильного оборудования производится в результате сравнительного технико-экономического анализа, исходные данные и результаты которого сводятся в таблицу (Ошибка! Источник ссылки не найден. 3−3). Количество оборудования для установки определяется по формуле:

(17)

где Qп — нагрузка на дробилку, м3/часQ — производительность дробилки, м3/час

Коэффициент загрузки оборудования по производительности определяется выражением:

(18)

Количество Nдробилок для установки выбираем ближайшим большим целым от n. Сравнение рассчитанных вариантов производим по общей установленной мощности оборудования и общей массе.

Таблица 31 Расчет качественно-количественной схемы дробления

Номер по схеме

Продукт

Крупность, мм

Разгрузочная щель i, мм

Содержание класса +i в питании стадии, %

Содержание класса крупности -d (мм), %

Выход продукта

5

10

28

57

130

261

1200

%

м3/час

1

Исходная руда

1 200

1,2

2,3

6,4

12,4

26,2

45,6

93,9

100

812,3

Грохочение

1 200

45,6

93,9

2

Крупнодробленая руда

261

174

66,6

3,8

7,5

20,3

37,6

71,5

97,1

100

812,3

4

Питание дробилок 2 стадии

100,0

812,3

6

Среднедробленая руда

57

30

78,8

9,8

20,5

62,8

97,0

100

812,3

7

Питание грохотов 3 стадии

28,12

56,2

209,2

1699,5

8

Питание дробилок 3 стадии

109,2

887,1

10

Мелкодробленая руда

12

12

75,3

43,0

89,6

100

812,3

Таблица 32 Результаты предварительного выбора дробилок и расчет производительности

Модель

Ширина приемного отверстия, мм

Рагрузочная щель, ОТ-ДО, мм

Объемная производительность, ОТ-ДО, м3/час

Мощность, квт

Масса, тонн

Производительность дробилки Q при принятых i и B и значениях поправочных коэффициентов

B

imax

imin

Qmax

Qmin

W

M

i

B

dн

kкр

kкрkвлkf

Q

ЩДП 12×15

1200

155

0

310

0

160

116

186

1380

1200

0,80

0,88

328,0

ККД-1200/150

1200

180

0

680

0

320

240

186

1380

1200

0,80

0,88

619,5

КСД-2200Гр

350

60

30

610

360

250

86

29

300

308

0,92

1,01

357,7

КСД-3000Т

475

50

25

850

425

400

217

29

300

308

1,15

1,27

629,1

КМД-1750Гр

130

20

9

130

95

160

53

12

64

56

1,37

1,51

157,9

КМД-1750Т

80

15

5

110

85

160

53

12

64

56

1,11

1,22

124,7

КМД-2200Гр

140

20

10

260

220

250

97

12

64

56

1,40

1,54

352,0

КМД-2200Т1

100

15

5

220

160

250

97

12

64

56

1,24

1,37

276,6

КМД-2200Т2

85

15

7

210

150

320

93

12

64

56

1,15

1,26

236,6

КМД-3000Т

95

20

6

440

320

400

220

12

64

56

1,22

1,34

496,7

Таблица 33 Сравнительный анализ вариантов установки дробильного оборудования

Тип

Параметры дробилки

Нагрузка на дробилку, м3/час

Количество

Характеристика варианта

Производительность, м3/час

Масса, тонн

Установленная мощность, квт

по расчету

Выбран-ное число

Масса, тонн

Установленная мощность, квт

Коэффициент загрузки

ЩДП 12×15

328,0

116

160

812,3

2,48

3

348

480

0,83

ККД-1200/150

619,5

240

320

812,3

1,31

2

480

640

0,66

КСД-2200Гр

357,7

86

250

812,3

2,27

3

258

750

0,76

КСД-3000Т

629,1

217

400

812,3

1,29

2

434

800

0,65

КМД-1750Гр

157,9

53

160

887,6

5,62

6

318

960

0,94

КМД-1750Т

124,7

53

160

887,6

7,12

8

424

1280

0,89

КМД-2200Гр

352,0

97

250

887,6

2,52

3

291

750

0,84

КМД-2200Т1

276,6

97

250

887,6

3,21

4

388

1000

0,80

КМД-2200Т2

236,6

93

320

887,6

3,75

4

372

1280

0,94

КМД-3000Т

496,7

220

400

887,6

1,79

2

440

800

0,89

Выбранный вариант установки дробильного оборудования

ККД-1200/150

619,5

240

320

812,3

1,31

2

480

640

0,66

КСД-3000Т

629,1

217

400

812,3

1,29

2

434

800

0,65

КМД-2200Гр

352,0

97

250

887,6

2,52

3

291

750

0,84

По результатам таблицы 3−3 предварительно выбраны дробилки:

ККД- 1200/1500 — 2 шт. К=0,66

КСД 3000 Т — 2 шт. К=0,65

КМД 2200Гр — 3 шт. К=0,84

3.3 Выбор и расчет грохотов

В цехах дробления рудных обогатительных фабрик используются вибрационные грохоты в среднем и тяжелом исполнении, необходимая площадь грохочения которых рассчитывается по формуле:

(19)

где F — площадь грохочения, м2

Q-нагрузка на грохоты, м3/час

q- удельная производительность грохота, м3/м2час [7]

k, l, m, n, o, p-поправочные коэффициенты [1, табл. 30, стр. 223]

Все параметры и результаты расчета сводятся в таблицу (табл.3. 4)

Предварительный выбор грохотов из каталога производится по допускаемой крупности исходного материала, числу ярусов сит и размеру отверстий сит. Последний параметр не является жестким ограничением. Результаты сводятся в таблицу.

Таблица 3.4 -значение поправочных коэффициентов и расчет площадь

Условия грохочения, учитываемые коэффициентом

Коэффи-циент

Условия по стадиям

Значения коэффициентов по стадиям

2

3

2

3

Удельная производительность, м3/м2*час (при заданном размере ячейки грохота, мм)

q

56

12

47

21

Содержание в исходном материале зерен размером менее половины размера отверстий сита, %

k

18,0

28,1

0,58

0,76

Содержание в исходном материале зерен размером более размера отверстий сита, %

l

66,3

43,8

1,46

1,12

Эффективность грохочения, %

m

85,0

85,0

1

1

Форма зерен

n

руда

руда

1

1

Влажность материала

o

сухой

сухой

1

1

Способ грохочения

p

сухое

сухое

1

1

Нагрузка на грохоты, м3/час

812,3

1699,9

Площадь просеивающей поверхности, м2

20,4

94,5

Таблица 3.5 -Поправочные коэффициенты для расчета производительности грохотов

Содержание в исходном материале зерен размером менее половины размера отверстий сита, %

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

Коэффициент k

0,4

0,5

0,6

0,8

1

1,2

1,4

1,6

1,8

2

Содержание в исходном материале зерен размером более размера отверстий сита, %

10

20

25

30

40

50

60

70

80

90

Коэффициент l

0,94

0,97

1

1,03

1,09

1,18

1,32

1,55

2

3,36

Эффективность грохочения, %

40

50

60

70

80

90

92

94

Коэффициент m

2,3

2,1

1,9

1,65

1,35

1

0,9

0,8

Форма зерен

Дробленый материал разный (кроме угля)

Округленная (например. морская галька)

Уголь

Коэффициент n

1

1,25

1,5

Влажность материала

Для отверстий сита менее 25 мм

Для отверстий сита более 25 мм

Сухой

Влажный

Комкующийся

В зависимости от влажности

Коэффициент o

1

0. 75−0. 85

0. 2−0. 6

0. 9−1. 0

Способ грохочения

Для отверстий сита менее 25 мм

Для отверстий сита более 25 мм

Сухое

Мокрое с орошением

Любое

Коэффициент p

1

1. 25−1. 40

1

Таблица 3. 6- Результаты предварительного выбора грохотов

Модель

Площадь одного сита, м2

Мощность электродвигателя, кВт

Масса грохота, кг

Размеры просеивающей поверхности, мм:

Размеры отверстий сит (решеток), мм:

Допускаемая крупность исходного материала, мм

Количество грохотов

Установленная мощность, т

Масса, т

Коэффициент загрузки

ширина

длина

верхнего

нижнего

расчет

принято

Стадия мелкого дробления

ГСТ51

7,875

4650

1750

4500

Перфорированный лист 30, щелевидное сито 1,6; сетка 10? 10

-

120

2,65

3

0

13,95

0,88

ГСТ61

10

6000

2000

5000

8; 12; 16; 20

-

200

9,45

10

0

60

0,94

ГСТ61 (259Гр)

8

6200

2000

4000

2−25

-

100

11,81

12

0

74,4

0,98

ГСТ61 (253Гр)

10

5700

2000

5000

2−25

-

100

9,45

10

0

57

0,94

ГСТ81

18

18 000

3000

6000

-

-

120

5,25

6

0

108

0,87

ГИС 62

10

17

5100

2000

5000

-

-

150

9,45

10

170

51

0,94

Продолжение таблицы 3. 6

Стадия среднего дробления

ГИТ 52 М

6,755

22

1700

1750

3860

8−100

-

400

13,98

14

308

23,8

1,00

ГИТ 51

6,125

22

6000−9000

1750

3500

50−300

-

400

3,40

4

88

32

0,85

ГИТ 51M

6,755

17

800

1750

3860

8−100

-

400

3,09

4

68

3,2

0,77

ГИТ 71

13,2

30

1750

2500

5300

25−150

-

800

1,58

2

60

3,5

0,79

Таблица 3. 7- Окончательный выбор грохотов

Модель

Площадь одного сита, м2

Мощность электродвигателя, кВт

Масса грохота, кг

Размеры просеивающей поверхности, мм:

Размеры отверстий сит (решеток), мм:

Допускаемая крупность исходного материала, мм

Количество грохотов

Установленная мощность, т

Масса, т

Коэффициент загрузки

ширина

длина

верхнего

нижнего

расчет

принято

Стадия мелкого дробления

ГСТ51

7,875

0

4650

1750

4500

Перфорированный лист 30, щелевидное сито 1,6; сетка 10? 10

-

120

2,65

3

0

13,95

0,88

Стадия среднего дробления

ГИТ 71

13,2

30

1750

2500

5300

25−150

-

800

1,58

2

60

3,5

0,79

Исходя из таблицы расчетов грохотов на 2 дробилки КСД-3000Т выбрал2 грохотаГИТ71.

На 3 дробилки мелкого дробления КМД-2200Гр выбрал 3 грохотовГСТ51.

4. Измельчительное отделение

4.1 Расчет производительности мельниц

Приняли одностадиальную схему измельчения с поверочной классификацией (рисунок 4. 1) — на основании норм проектирования, по которым на фабриках малой производительности при измельчении средней по крепости руды до используется одностадиальная схема. Крупность руды, поступающей на измельчение 12 мм.

Рисунок 4.1 — Одностадиальная схема измельчения

Для измельчения материала выбрали мельницу типа МШЦ. Для расчета производительности шаровых мельниц использовали методику расчета по удельной производительности.

4.2 Расчет мельниц по удельной производительности

Удельная производительность мельниц по вновь образованному расчетному классу -0,074 мм определена по формуле:

, т/м3·ч, (20)

где q1 — удельная производительность мельницы, работающей на действующей фабрике, взятой за эталон, т/м3·ч (установленная на действующей фабрике мельница имеет удельную производительность q1=1 [2]);

Ки — коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости руд, перерабатываемых на действующей и проектируемой фабриках (принят Kи=1, так как руда на действующей и проектируемой фабрике аналогична);

Кк — коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей фабрике, принятой за аналог, и на проектируемой фабрике, определен по формуле:

, (21)

где m2 — относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при той крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике; m2 для проектируемых условий измельчения определена по таблице 33 [1]: крупность исходного продукта 12−0 мм, содержание класса -0,074 мм в конечном продукте 65% (по условию проекта)

m1 — то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов. m1 для условий измельчения действующей мельницы (исходя из [1])

КД — коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц, рассчитан по формуле:

, (22)

Где Д и Д1 — диаметры барабанов проектируемой к установке мельницы и работающей на принятой за аналог фабрике, м.

КТ — коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой к установке мельницы и работающей на действующей обогатительной фабрике (так как на действующей обогатительной фабрике установлены также мельницы шаровые с разгрузкой через решетку, то Кт=1);

— коэффициенты, учитывающие шаровую загрузку и скоростной режим работы мельниц. Приняты, полагая, что на проектируемой обогатительной фабрике будет оптимальный режим работы (как и на действующей фабрике).

В рассмотрение приняты несколько типоразмеров мельниц:

1. МШР 3200×3100

2. МШР 3600×4000

3. МШР 3600×5000

4. МШР 4000×5000

5. МШР 4500×5000

6. МШР 4500×6000

7. МШР 6000×8000

На действующей фабрике установлены мельницы типа МШР 3200×3100.

Определяем коэффициент КД:

Объем мельницы определяется по формуле

, м3 (23)

где (D — 0,15) — внутренний диаметр мельницы, м

L- длина мельницы, м.

м3

м3

м3

м3

м3

м3

м3

Крупность питания мельниц -12 +0 мм

Рассчитаем коэффициент Кк, для этого определяем значение m2 по таблице 33 [1] для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта -12+0 мм, содержание класса -0,074 мм в конечном продукте 65%. Для крупности исходного 12−0 мм в таблице указаны значения m при измельчении до 60% -0,074 мм (m=1,02) и при измельчении до 72% -0,074 мм (m=0,93); для крупности исходного 20−0 мм соответственно указаны m=0,89 и m=0,92. Интерполируем сначала по крупности продукта. При крупности продукта 65% и исходном 20−0 мм, находим:

при крупности 12−0 мм имеем

Удельная производительность мельниц:

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

Производительность мельниц по руде рассчитана по формуле:

, т/ч, (24)

где q — удельная производительность проектируемой мельницы, т/м3·ч; - содержание класса -0,074 мм в продукте измельчения и исходном продукте.

Согласно таблице 32 [1] приняты; по условию проекта;

т/ч

т/ч

т/ч

т/ч

т/ч

т/ч

т/ч

Количество мельниц определено по формуле:

(25)

где Q — поток мельницы по исходному питанию, т/ч (Q=1172.6 т/ч)

Все варианты мельниц проверены по транспортирующей способности по общему питанию по формуле:

, т/(м3·ч), (26)

где Q2 — производительность мельницы по общему питанию, т/ч.

где c — величина циркулирующей нагрузки. Принята c=230%, тогда

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

т/м3·ч

Таблица 4.1 -Технико-экономические показатели сравниваемых мельниц

Размеры барабана МШР, мм

Число мельниц, шт

Масса, т

Мощность, кВт

d=15

одной

Общая

одной

Одной

Общая

3200×3100

29

92. 6

2685,4

630

18 270

3600×4000

17

162

2754

1000

17 000

3600×5000

13

166

2158

1250

16 250

4000×5000

10

258

2580

2000

20 000

4500×5000

7

290

2030

2500

17 500

4500×6000

6

300

1800

2500

15 000

6000?8000

2

900

1800

6300

12 600

По результатам таблицы 4.1 выбраны мельницы МШР 6000×8000 в количестве двух штук при поступающем питании -12+0 мм. В соответствии с выбором оборудования для измельчения окончательно принято следующее оборудование для схемы дробления при крупности дробленной руды 12мм:

ККД 1200/1500 2 шт. К=0,66;

ГИТ 71 2 шт. ;

КСД 3000 Т 2 шт. К=0,65;

ГСТ 51 3 шт. ;

КМД 2200Гр 3 шт. К=0,84;

МШР 6000×8000 2 шт.

5. Расчет оборудования для классификации

В качестве классифицирующих аппаратов приняты гидроциклоны, так как их стоимость и габаритные размеры меньше чем у спиральных классификаторов; это уменьшает капитальные затраты на оборудование и на строительство обогатительной фабрики [1].

Слив мельницы направили в классификацию, чтобы отделить готовый по крупности продукт и возвратить пески в мельницу.

5. 1 Расчет гидроциклонов

Расчет производили по методике, указанной в [1].

Определили выход слива (частный)

где при работе мельницы с гидроциклоном принимается велечина с= 200−300. Примем с=230

Выход песков гидроциклона определили по формуле:

Определили содержание твердого в сливе. Предварительно задали содержание твердого в песках для крупности слива 65% класса -0,074 мм. Содержание твёрдого в песках приняли равным 70%[1,стр 262].

Определили содержание твердого в исходном

Из соотношения Ж: Т нашли разжиженность пульпы:

-исходного

-песков

-слива

По таблице 14 [1] условная крупность слива.

Размер класса, который распределяется по продуктам

В таблице 5.2 привели расчет шламовой схемы

Таблица 5.2 — Расчет шламовой схемы

Продукт

Выход, %

Твердого Q, т/ч

Разжижение R=W/Q

Содержание твердого, %

Расход воды Q·R=W, м3

Объем пульпы

Слив

Пески

30

70

351,8

820,8

4,56

0,43

18

70

1245,4

205,2

1741,1

1139,1

Исходный

100

1172,6

1,67

37,5

1442,3

2414,5

По таблице 45 [1] подобрали размер гидроциклона. Для данных условий подходит гидроциклон:

-угол конусности;

-стандартный эквивалентный диаметр питающего отверстия;

-стандартный диаметр сливного патрубка;

-диаметр пескового насадка.

Определили условно производительность гидроциклона, приняв условно давление на входе 0,1 МПа

где — производительность, м3/ч;

— поправка на угол конусности гидроциклона. Согласно [1]

,

где D — диаметр гидроциклона, см

— поправка на диаметр гидроциклона [1];

— диаметр питающего отверстия, см;

— диаметр сливного патрубка, см;

— рабочее давление на входе в гидроциклон, МПа.

Рассчитали число гидроциклонов

Проверили нагрузку гидроциклона по пескам при диаметре пескового насадка (сечение при этом)

Нагрузка находится в пределах нормы, которая составляет 0,5?2,5 т/см2·ч[2, С. 264], поэтому к установке приняты 2 гидроциклона ГЦ — 2000 с давлением на подаче Р = 0,1 МПа.

По результатам расчета на мельницу МШЦ 6000×8000 установили 4 гидроциклона ГЦ-2000. В случае неисправности 2-ух гидроциклонов в эксплуатацию вступят запасные гидроциклоны.

5.2 Схема цепей аппаратов

Таблица5 -Спецификация основного технологического оборудования

Наименование оборудования

Модель

Кол-во

1

Гидравлический молот

1

2

Пластинчатый питатель

1

3

Конусная дробилка крупного дробления

ККД-1200/150

2

4

Ленточный конвейер

1

5

Магистральный ленточный конвейер

1

6

Металлоуловитель

1

7

Склад дробленой руды

1

8

Пластинчатый питатель

9

Магистральный ленточный конвейер

1

10

Конусная дробилка среднего дробления

КСД-3000Т

2

11

Конусная дробилка мелкого дробления

КМД-2200Гр

3

12

Вибрационный питатель

2

14

Распределительный бункер

50 м³

2

13

Конвейер с разгрузочной тележкой

1

14

Грохот самобалансный

ГСТ81 (253Гр)

6

15

Ленточный конвейер

1

16

Магистральный ленточный конвейер

1

17

Конвейер с разгрузочной тележкой

1

18

Накопительный бункер

10 000 м3

19

Ленточный конвейер

6

20

Гидроциклон

21

Шаровая мельница

МШР-6000×8000

2

22

Зумпф

6

23

Шаровая мельница

6000×8000

2

24

Гидроциклон

ГЦ-150

Заключение

Запроектировали цех подготовки к обогащению руды Эрденетовского месторождения.

На основании работы действующей обогатительной фабрики и исходных данных, в проекте принята следующая схема подготовки руды к обогащению: трехстадиальное дробление с предварительным грохочением перед средним дроблением, с предварительным и поверочным грохочением перед мелким дроблением и одностадиальная схема измельчения с использованием контрольной классификацией слива мельницы в гидроциклонах. Скальпирующий режим спирального классификатора позволит снизить нагрузки на гидроциклон.

Проектируемая схема измельчения была принята на основании исходных данных и вещественного состава руды. В проекте представлена одностадиальная схема измельчения при работе мельницы в замкнутом цикле с классифицирующим устройством, которая позволяет при достаточно большой производительности обогатительной фабрики получить измельченный продукт крупностью 65% класса -0,074 мм.

Оборудование для дробления руды выбрано в соответствии с требованиями:

— типоразмер дробилки должен удовлетворять крупности исходного питания и дробленого продукта;

— коэффициент загрузки должен находиться в пределах [0,7−0,9];

— минимальное количество;

— минимальная масса и установочная мощность.

Были рассмотрены несколько вариантов дробилок при крупности дробленого продукта 12 мм. В сочетании с требованиями, предъявляемыми к дробилкам, получены самые оптимальные технико-экономические показатели: коэффициенты загрузки в пределах нормы, минимальная масса дробилок и их установочная мощность.

Оборудование для грохочения выбрано по руководству с принципами:

— соответствие типа грохота свойствам классифицируемого материала;

— минимальное количество;

— рациональное размещение.

Оборудование для измельчения принято на основании расчета нескольких вариантов мельниц на крупность исходного питания 12 мм, сравнивались их технико-экономические показатели: суммарная мощность, масса. Принятый типоразмер мельницы из всех рассмотренных наиболее точно отвечал требованиям: минимальная масса и установочная мощность. Меньшие типоразмеры как правило требовались в большем количестве, имея при этом большую суммарную массу и мощность электродвигателя.

Для классификации рассматривались гидроциклоны. Типоразмеры их выбирались на основании сопряженной работы их с мельницами.

В проекте принято следующее оборудование для дробления и грохочения: для первой стадии — ККД 1200/1500 — 2 шт.; для второй — КСД -3000Т — 2 шт; для третьей — КМД 2200Гр — 3 шт; для предварительного и поверочного грохочения перед средним дроблением грохот ГИТ 71 в количестве 2 шт. и перед мелким дроблением ГСТ51 — 3 шт.

Выбрано следующее оборудование для измельчения и классификации: мельница типа МШР 6000×8000 — 2 шт., гидроциклон ГЦ-2000 — 2 шт.

Применение данной схемы и выбранного оборудования позволит получить с минимальными капитальными и эксплуатационными затратами необходимую по крупности руду для обогащения, соответствующую условиям проекта с содержанием класса -0,074 мм, равное 65

Литература

1. Богданов, О. С. Справочник по обогащению руд. В 4 т. Т.4. Обогатительные фабрики. / O.C. Богданов — М.: изд-во Недра, 1984. — 358 с

2. Андреев, С. Е. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. — Изд. 3-е, перераб. и доп. / С. Е. Андреев, В. А. Перов, В. В. Зверевич. — М.: изд-во Недра, 1980. — 415 с.

3. Верхотуров, М. В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: Метод. указания к курсовой работе для студентов специальности 90 300 «Обогащение полезных ископаемых» — Красноярск: ГАЦМиЗ, 2001. — 28с.

азмещено на

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой