Расчет качественно-количественных показателей подготовительных и основных операций обогащения железной руды

Тип работы:
Курсовая
Предмет:
Производство и технологии


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

Федеральное агентство по образованию РФ

Московский государственный горный университет

Кафедра «Обогащение полезных ископаемых»

Домашнее задание

По дисциплине: «Основы обогащения полезных ископаемых»

Тема домашнего задания:

Расчет качественно-количественных показателей подготовительных и основных операций обогащения железной руды

Выполнила: Щербова М. Р

ст-ка гр. ОПИ-11;Ф-ФТ

Проверила: Юшина Т. С.

доцент кафедры ОПИ

Москва 2013 г.

Задание:

1. Расчет качественно-количественной схемы дробления — грохочения (выбор схемы, определение крупности продуктов, расчет выхода продуктов).

2. Расчет качественно-количественных показателей обогащения (выход коллективного, магнетитового и гематитового концентратов, а также хвостов обогащения; содержание компонентов (общее и по отдельным минералам) в продуктах обогащения; извлечение компонентов в продукты обогащения; степени сокращения и концентрации; технологическая эффективность процессов обогащения).

Исходные данные:

1. Железосодержащая руда добывается открытым способом

2. Производительность фабрики 15 тысяч тонн в сутки.

3. Характеристика крупности горной массы, поступающей на грохочение, прямолинейная.

4. Циркулирующая нагрузка в замкнутом цикле операции дробления — с = 190%

5. Содержание железа в руде:

магнетитового бм = 19%

гематитового бг = 5%

породообразующий минерал — кварц

6. Содержание железа в концентрате:

магнитного обогащения вм = 61%

гравитационного обогащения вг = 64%

флотационного обогащения вф = 60%

7. Извлечение магнетита (магнетитового железа) при магнитном обогащении равно ем = 85%

8. Извлечение гематита (гематитового железа) при гравитационном обогащении равно ег = 81%

9. Извлечение обоих минералов при флотации равно еф = 91%.

Введение:

Обогащением полезных ископаемых называется процесс первичной обработки сырья с целью разделения минерала, отделение вредных примесей и получение кондиционного продукта — концентрата, с повышенным содержанием ценного компонента (достаточным для последующей эффективной переработки). Обогащению подвергаются все руды цветных и редких металлов, руды черных металлов обогащаются около 90%, все коксующиеся угли, энергетические угли — около 50%.

Задачи обогащения:

1. Повышение качества полезного ископаемого.

2. Удаление вредных примесей.

3. Достижение однородности сырья по крупности и вещественного состава.

4. Только при обогащении возможно комплексное использование вещества.

Все процессы на обогатительной фабрике можно разделить на три группы:

1. Подготовительная: грохочение, дробление, измельчение, классификация по крупности, усреднение.

2. Основная (собственно обогащение): гравитационный метод обогащения, флотация, магнитный метод обогащения, электрический и специальные методы обогащения.

3. Вспомогательные: обезвоживание, пылеулавливание, обеспыливание, транспортирование, складирование, очистка сточных и кондиционирование оборотных вод.

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. Крупность материала подаваемого на фабрику, определяется проектом горной части, крупность материала, поступающего в первый прием обогащения, и сам способ обогащения устанавливаются в зависимости от испытаний на обогатимость. Физические свойства руды: крепость, гранулометрический состав, влажность, содержание глины, дробимость, грохотимость, измельчаемость определяют способ дробления, грохочения и измельчения и тип аппаратов для выполнения этих операций. На выбор схемы оказывают влияние и общие условия проектирования: климатические условия района, производительность предприятия, способ разработки месторождения, способ подачи руды на фабрику и многие другие, например, при глинистой, влажной руде, липкой и нетранспортабельной, возможно, потребуется промывка руды, а иногда, по условиям смерзаемости и подсушка руды. Иногда требуются выделение мелочи и отдельное складирование кусковой руды. Для проектировщика очень важно знать данные эксплуатации обогатительных фабрик, работающих на рудах, подобных исследуемым. Применение в проекте проверенных решений позволит избежать ошибок, которые трудно исправить на построенной фабрике, а перестройка некоторых технологических узлов потребует больших затрат и вызывает потерю времени на освоение производственной мощности предприятия.

Операции дробления применяются для подготовки полезного ископаемого к измельчению в мельницах или подготовки его непосредственно к операциям обогащения, в случае, если руда с крупной вкрапленностью полезных минералов. На дробильно-сортировочных фабриках операции дробления имеют самостоятельное значение.

В схемы дробления обычно включают операции предварительного и поверочного грохочения. Их принято относить к той операции дробления, в которую поступает верхний продукт грохота. Операция дробления вместе с относящимися к ней операциями грохочения составляет стадию дробления, а совокупность стадий дробления — схему дробления.

1. Расчет качественно-количественной схемы дробления — грохочения

1.1 Выбор схемы

При выборе схемы необходимо решить вопрос о числе стадий дробления и необходимости операций предварительного и контрольного грохочения.

Число стадий определяется крупностью исходного и конечного продуктов дробления. Начальная крупность, т. е. максимальный размер кусок кусков руды, поступающей из рудника на обогатительную фабрику Dmax, определяется в зависимости от производительности горного цеха и принятой на нем системы горных работ (табл. 1).

Таблица 1

Зависимость максимального размера кусков руды от характера горных работ

Производительность горного цеха, т/сут

Максимальный размер кусков руды Dmax, мм

Открытые работы

Подземные работы

Малая, до 300

350−500

250

Средняя, 300−6000

700−1000

400

Большая, 6000−15 000

900−1200

600−700

Очень большая, > 15 000

1200−1300

-

Поскольку ведутся открытые горные работы, и производительность горного цеха равна 15 000 тонн в сутки, то максимальный размер кусков руды составит 1200−1300

Крупность конечного дробленого продукта dmax, получаемого в цехе дробления и поступающего в цех измельчения — классификации, зависит в основном от производительности обогатительной фабрики. Ввиду того, что операция измельчения является наиболее дорогой в технологической схеме, необходимо получить более мелкий дроблений продукт, вместе с тем не условная излишня схему дробления. По указанным причинам экономически выгодно получать мелкий дробленый продукт лишь при высокой производительности предприятия. При выборе оптимальной крупности дробленого продукта можно руководствоваться данным табл. 2.

Таблица 2

Зависимость оптимального размера кусков руда в питании мельниц от производительности фабрики

Производительность фабрики, т/сут

< 500

< 2500

< 10 000

< 40 000

Оптимальная крупность питания мельниц, мм

10 — 15

6 — 12

5 — 10

4 — 8

Общая степень дробления составит

S = Dmax/dmax=240

Общая степень дробления всей схемы равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях, т. е.

Sобщ = S1*S2*…*Sn = 5*6*8=240

Оптимальные значения степени дробления для дробилок различного типа при дроблении в одну стадию следующие:

— конусные крупного дробления (ККД) — до 5;

— щековые со сложным качением щеки (ЩКД) — до 8;

— конусные среднего дробления (КСД) без контрольного грохочения — до 6;

— конусные в замкнутом цикле с контрольным грохочением — до 8−10;

— конусные мелкого дробления (КМД);

— без контрольного грохочения — до 3−5;

— в замкнутом цикле с контрольным грохочением — до 8.

Практика проектирования и эксплуатации обогатительных фабрик, а также учет технологических возможностей современной дробильной аппаратуры показывают, что одностадийная схема неосуществима. Наиболее часто принимают двух — трехстадийные схемы. При этом каждой операции дробления может предшествовать предварительное грохочение. Операции предварительного грохочения применяются для сокращения количество материала, поступающего в дробление, и увеличение подвижности материала в рабочей зоне дробилки. Последнее, особенно необходимо при дроблении в конусных дробилках среднего и мелкого дробления, склонных, склонных к забиванию их рудной мелочью.

Решение вопроса о необходимости предварительного грохочения осуществляется по данным ситовой характеристики дробимого материала. Предварительное грохочение применяется, когда выход отсеваемого класса по крупности, то есть продукта, соответствующего по крупности размеру разгрузочного отверстия дробилки, составляет не менее 20−28%.

Максимальная крупность материала, поступающего на обогатительную фабрику, 1200 мм, следовательно, необходимо применить крупное дробление (S1=5). Условная максимальная крупность продуктов дробления равна D1 = Dmax/S1, D1 = 240 мм. Перед этой операцией надо решить вопрос о применении предварительного грохочения. Составим прямолинейную, суммарную характеристику крупности материала по минусу для первой стадии. (Рис. 1)

Из диаграммы 1 видно, что при D1 = 240 мм, выход отсеваемого класса крупности составляет 23%. Целесообразно применить перед первой стадией дробления предварительное грохочение.

Максимальная крупность материала, поступающего на вторую стадию дробления, будет равна 240 мм. Условная максимальная крупность продуктов дробления второй стадии D2 = D1/S2, где S2=6. Составляем прямолинейную суммарную характеристику крупности материала по минусу для второй стадии

Суммарный выход г, %

/

/

100 200 240 400 600 800 1000 1200 Dmax,

Рис 1. Суммарная характеристика крупности по минусу железной руды, поступающей на первую стадию дробления

Суммарный выход г, %

/

/

0 10 20 40 80 120 160 200 240 Dmax мм

Рис 2. Суммарная характеристика крупности по минусу железной руды, поступающей на вторую стадию дробления

Из диаграммы 2 следует, что при D2 = 40 мм, выход отсеваемого класса крупности равен 16%. Следовательно, грохочение для второй стадии применять не нужно.

Операция контрольного грохочения применяется только в последней (третьей) стадии дробления, так как введение в схему дробление контрольного грохочение вызывает необходимости установки большого числа грохотов, конвейеров и питателей, что приводит к увеличению капитальных затрат и усложняет эксплуатацию цеха дробления. Максимальная крупность материала, поступающего на третью стадию дробления, будет равна D3 = D2/S3; где S3 = 8; D3 = 5 мм. Эта крупность будет соответствовать крупности конечного дробленого продукта. Составляем прямолинейную суммарную характеристику крупности материала по минусу для третьей стадии.

Суммарный выход г, %

/

/

0 5 8 16 24 32 40 Dmax мм

Рис. 3. Суммарная характеристика материала крупности по минусу для третьей стадии

Ширина разгрузочного отверстий для каждой стадии определяется выражением

in = D/Zn,

где in — ширина разгрузочного отверстия дробилки на n-ой стадии.

Zn — отношение размера максимального куска дробленной руды, к ширине разгрузочного отверстия. Величина Zn определяется по типовым характеристикам дробленой руды, которые можно записать в виде таблицы 3.

Таблица 3

Условная максимальная относительная крупность кусков дробленого продукта (z)

Категория дробимости (твердости руд)

Дробилки крупного дробления

Конусные дробилки

Конусные

Щековые

Среднего дробления

Мелкого дробления

Мягкие

1,1

1,3

1,3−1,5

1,7−2,0

Средней твердости

1,4

1,5

1,8−2,0

2,2−2,5

твердые

1,6

1,7

2,4−2,6

2,7−3,0

Примечание: Для замкнутого цикла дробления величину z принимают равной 1,25.

i1 = мм;

i2 = мм;

i3 = мм.

Размеры отверстий грохотов назначаются в пределах между размером разгрузочного отверстия дробилки (для предварительного расчета можно принять размеры отверстий грохотов равным размером максимальных кусков дробленой руды).

1. 2 Расчет выхода продуктов

Расчет качественно — количественной схемы заключается в определении выхода продуктов по выбранной схеме.

Вначале назначают эффективность операции грохочения в соответствии с типом грохота. В первой стадии устанавливают неподвижные колосниковые грохоты, эффективность (Е) которых принимают равной 0,6 — 0,7. Количество подрешетного продукта, образующегося при грохочении по крупности D, равно

Qп = Q? б?E, т/ч,

где Q — количество руды, поступающей на грохочение, т/ч;

б — содержание в руде класса крупности — d;

Е — эффективность грохочения.

Величина б определяется графическим методом по суммарной гранулометрической характеристике.

Рассчитаем количество подрешетного продукта, образующего при предварительном грохочении по крупности D1 = 260 мм. Содержание в руде класса крупности D1 находим из диаграммы 1 (б = 23%). Скорость подачи питания на грохот рассчитаем исходя из производительности обогатительной фабрики: 15 000 т/сут = 625 т/ч.

Q1 п = 625 ·0,23 · 0,6 = 86,25 т/ч

Рассчитаем выход подрешетного продукта, который определяется выражением:

г = Qп/Q?100%

гп1 = 86,25/625? 100% = 13,8%

Количество руды (Qн) и выход продукта поступающего в операцию дробления составляют соответственно:

Qн = Q — Qп, т/ч;

гн = 100 — гп, %

Для первой стадии Q1 н и гн1 будут равны:

Q1 н = 625- 86,25 = 538,75 т/ч;

гн1 = 100 -13,8 = 86,2%.

Рассчитаем эти же показатели для третьей стадии. В третьей стадии устанавливают грохоты с подвижной поверхностью с эффективностью 0,8 — 0,85. Количество и выход продуктов в последней стадии дробления в замкнутом цикле определяется с учетом циркулирующей нагрузки. Величину б находим из диаграммы 3 (б = 12%).

Для третьей стадии будут равны:

Q3п = 625 ?0,12?0,8 = 60 т/ч;

гп3 = 60/625?100% = 9,6%;

Q3 н = 625 — 60= 565 т/ч;

гн3 = 100 — 12 = 88%;

Нагрузка на грохоты в третьей определяется выражением:

Qc = Q + Qн ?C

где С — циркулирующая нагрузка в замкнутом цикле операции дробления.

г = гн + г?С = 86,2 + 88•1,9 = 253,4%

Qc = 625 + 565?1,9 = 1698,5 т/ч

1.3 Тип рекомендуемого оборудования

В первой стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые решетки для предварительного грохочения, и дробилки ККД. Размер отверстий грохотов — 240 мм; размер разгрузочного отверстия дробилок — 171,4 мм.

Во второй стадии используют дробилки КСД. Размер разгрузочного отверстия этих дробилок равен 20 мм.

В третьей стадии устанавливают грохоты с подвижной поверхностью для контрольного грохочения, и дробилки КМД. Размер отверстий грохотов — 5 мм; размер разгрузочного отверстия дробилок — 4 мм.

железный обогащение флотация концентрат

2. Расчет качественно-количественных показателей обогащения

Основным технологическими показателями процессов переработки полезных ископаемых являются выход и качество продуктов, извлечение ценных компонентов, эффективность обогащения.

Качество продуктов определяется гранулометрическим составом, содержанием ценных компонентов, примесей и должно отвечать требованиям, предъявляемыми к ним потребителями. Требование качеству концентратов называются кондициями, и регламентируется ГОСТами, техническими условиями (ТУ), временными нормами и разрабатываются с учетом технологии и экономики переработки данного сырья, его основных свойств возможностей технологии обогащения. Кондиции устанавливают среднее и минимально или максимально допустимое содержание различных компонентов в конечных продуктах обогащения и, если необходимо, их гранулометрический состав.

Содержание компонентов в исходном полезном ископаемом (б), концентратах (в) и хвостах (и) обычно указывается в процентах.

Выходом продукта (г) называют отношение его массы к массе исходной руды, выраженных в процентах или в долях единиц. Суммарный выход всех продуктов равен выходу исходной перерабатываемой руды, принимаемому за 100%. При разделении руды на два конечных продукта — концентрат (с выходом гк) и хвосты (с выходом гх) — это условие записывается следующим образом:

гк + гхв =100%

Считая, что количество ценного компонента в руде (100·б) равно его суммарному количеству в концентрате (гк ·в) и отвальных хвостах (гх ·и), можно составить с учетом равенства (1) уравнение баланса в руде и продуктах обогащения:

100·б = гк ·в + (100 — гх

Решением уравнение (2) относительно гк (в %), получаем зависимость:

гк = (б — и)/(в — и)·100%. (3)

Выражение (3) можно использовать и для определения выхода подрешетного продукта при грохочении, принимая, что б, в, и г — соответственно содержание «мелочи», то есть класса крупностью б, в исходном, подрешётном и надрешетном продуктах.

Извлечение (е) является показателям, выражающим, какая часть компонента, содержащегося в обогащаемой руде, перешла в концентрат или в долях единицы и вычисляются как отношение массы компонента в данном продукте (гi · вi) в обогащаемой руде (100·бi).

Извлечение компонента в концентрат составляет (в %):

е=гк?в/(100·б)?100%=гк?в/б% (4)

Если выход концентрата неизвестен, извлечение компонента в концентрат можно рассчитать по уравнению:

Е = в/б·(б-и)/(в- и)·100%, (5)

Полученное постановкой в уравнение (4) выражение для гк из уравнения (3).

Суммарное извлечение каждого компонента во все конечные продукты обогащения составляет 100%.

Как известно, минералы, входящие в состав рассматриваемой руды, могут быть разделены методами магнитного, гравитационного и флотационного обогащения.

При этом возможны два принципиальных варианта технологической схемы:

1. Магнитное обогащение исходной руды (с получением гематитового концентрата) и последующее гравитационное обогащение хвостов магнитной сепарации (с получением гематитового концентрата и отвальных хвостах).

2. Флотационное обогащение исходной руды (с получением коллективного магнетит — гематитового концентрата и отвальных хвостов).

Условно принимаем:

1. Извлечение магнетита и гематита при флотации одинаково, то есть относительное количество магнетита и гематита, перешедшее в пенный продукт флотации, пропорционально их количеству в исходной руде.

2. при магнитном обогащении из железосодержащих минералов в концентрат переходит только магнетит.

3. при гравитационном обогащении из железосодержащих минералов в концентрат переходит только гематит, а оставшийся после магнитной сепарации магнетит полностью уходит в отвальные хвосты.

Результаты расчетов основных технологических показателей.

1. Выход магнетитового концентрата

гкм = ем бм /в % = 85·19/61 = 26,4%

2. Выход хвостов при магнитном обогащении

гхвм = гисх — гкм = 100 — 26,4 = 73,6%

3. Извлечение магнетита в хвосты при магнитном обогащении

ехвм = еисх — екм = 100 — 85 = 15%

4. Содержание магнетитового железа в хвостах при магнитном обогащении

ихвм = (100? бм — гкм? вм)/гхвм = (100?19 — 26,4?61)/73,6 = 3.9%

5. Количество магнетитового концентрата

Qкм = Qисх · гкм /100 = 625·26,4/100 = 165 т/ч

6. Количество хвостов при магнитном обогащении

Qхвм= Qисх — Qкм =791,7−308,7=483 т/ч

7. Выход гематитового концентрата

гкг = екг · бг/ вг = 81·5/64 = 6,4%

8. Выход суммарного концентрата

гсум = гкм + гкг = 26,4+ 6,4= 32,8%

9. Содержание железа в суммарном концентрате

всум = (гкм · вм + гкг вг)/ гсум = (26,4·61 + 6,4·64)/32,8=61,5%

10. Выход хвостов гравитационного обогащения

гхв = 100 — гсум = 100 — 32,8 = 67,2%

11. Содержание железа в хвостов при гравитационном обогащении

ихв=(100? бсум — гсумсум)/гхв =(100?24 — 32,8?61,5)/67,2=25,2

бсум = бм + бг = 19+5 = 24%

12. Извлечение железа в суммарном концентрате

есум = гсумсум/ бсум = 32,8?61,5/24 = 84,05%

13. Извлечение железа в хвосты при гравитационном обогащении

ехв = гхвхв/ бсум = 67,2?5,6/24 = 15,68%

14. Количество гематитового концентрата

Qкг = Qисх? гкг/100 = 625?6,4/100 = 40 т/ч

15. Количество суммарного концентрата

Qсум = Qкм + Qкг = 165 + 40= 205 т/ч

16. Количество хвостов при гравитационном обогащении

Qхв = Qисх — Qсум = 625- 205 = 420 т/ч

17. Содержание магнетитового железа в суммарном концентрате

всумм= екм ·бм/ гсум = 85·19/32,8 = 49,2%

18. Содержание гематитового железа в суммарном концентрате

всумг= екг ·бг/ гсум = 81·5/32,8= 12,3%

19. Содержание магнетитового железа в хвостов при гравитационном обогащении

ихвм = (100· бм — гсум ·вм)/ гхв =(100·19 — 32,8·61)/67,2= 1,5

20. Содержание гематитового железа в хвостов при гравитационном обогащении

ихвг = (100· бг — гсум ·вг)/ гхв = (100·5 — 32,8·64)/67,2 = 23,7%

21. Извлечение общего железа из магнетитового концентрата

еобщ м = гкм · вмсум = 26,4·61/24 = 67,1%

22. Извлечение общего железа из гематитового концентрата

еобщ г = гкг · вгсум = 6,4·64/24 = 17%

23. Содержание общего железа в гематитовом концентрате

ихвг = бг ·Qисх/ Qхвм

им = ихвм + ихв г

им = ихвм + бг ·Qисх/ Qхвм = 1,5 + 5·625/483= 6,4%

24. Извлечение общего железа из хвостов при магнитном обогащении

ехв = гмхвм/ бсум = 73,6·6,4/24 = 19,6%

25. Содержание общего железа при флотационном обогащении

ихв = (100? бсум — гфф)/гхв = (100·24 -36,4 ·60)/67,2 = 3,3%

26. Количество коллективного концентрата

Qф = Qисх? гф/100 = 625·36,4/100 = 227,5 т/ч

27. Количество хвостов при флотационном обогащении

Qотхв = Qисх — Qф = 625 — 227,5 = 397,5 т/ч

28. Содержание магнетитового и гематитового железа при флотационном обогащении

вкол. км = еф · бм / гф = 91·19/36,4 = 47,5%

вкол. кг = еф · бг / гф = 91·5/36,4 = 12,5%

29. Содержание общего магнетитового железа при флотационном обогащении

иотвм = ехв ·бм / гхв = 15,68·19/67,2 = 4,4%

30. Содержание общего гематитового железа при флотационном обогащении

иотвг = ехв · бг / гхв = 15,68·5/67,2 = 1,16%

31. Выход коллективного концентрата при флотационном обогащении

гф = еф · бсум / вф = 91·24/60 = 36,4%

Результаты расчетов основных технологических показателей можно представить в виде следующей таблицы:

Таблица 4

Продукты обогащения

Выход продуктов

Содержание железа, %

Извлечение железа, %

т

%

всего

Магнетитового

Гематитового

всего

Магнети-тового

Гемати-тового

1-й вариант технологической схемы

Магнетитовый концентрат

165

26,4

61

61

-

67,1

85

-

Гематитовый концентрат

40

6,4

64

-

64

17

-

81

Суммарный железосодержащий концентрат.

205

32,8

61,5

49,2

12,3

84,05

85

81

Отвальные хвосты

420

67,2

25,2

1,5

23,7

19,6

15

17

Исх. руда

625

100

24

19

5

100

100

100

2-й вариант технологической схемы

Коллективный концентрат.

227,5

26,4

60

47,5

12,5

84

85

81

Отвальные хвосты

397,5

73,6

5,56

1,5

4,4

16

15

19

Исходная руда

625

100

24

19

5

100

100

100

Определение эффективности процесса обогащения

Для количественной оценки эффективности обогащения (з) полезного ископаемого при разделении его на два продукта используют формулу:

з = (ек — jк) · 100% / (100 — бмин)

бмин — содержание минерала, носителя ценного компонента, в исходном продукте.

бмин = бмин г + бмин м = 38,7 + 10 = 48,7%

М (Fe) = 56 3 = 0,724

M (Fe3 O4) 56 3 + 16 4

бмин м = бм / 0,724 = 19 / 0,724 = 26,2%

М (Fe) = 56· 2 = 0,7

M (Fe2 O3) 56 · 2 + 16 · 3

бмин г = бг / 0,7 = 5 / 0,7 = 7,1%

Эффективность обогащения для технологической схемы 1:

з = ((есум — гсум) / (100 — бмин)) ·100% =

= (84,05 — 32,8) · 100% / (100 — 26,2) = 69,4%

(Процесс эффективен, т.к. з > 50%)

Процесс обогащения характеризуется также степенью обогащения или степенью концентрации (К): К = в / б

К = всум / б = 61,5/ 24 = 2,6

Степень сокращения ® показывает, во сколько раз количество концентрата (гк) меньше количества переработанного полезного ископаемого:

R = 100 / гк

R = 100 / гсум = 100 / 32,8 = 3

Эффективность схемы обогащения для технологической схемы 2:

з = (еф — гф). 100% / (100 — бмин) = ((91 — 36,4) / (100 -26,2)) 100% = 74%

(Процесс эффективен, т.к. з > 50%)

К = вф / б = 60 / 24= 2,5

К = 100 / гф =100 / 36,4 = 2,7

Исходная руда

Q = 625 т/ч

г = 100%

d = - 1200 +0 мм

Предварительное грохочение

Q1 п = 86,25 т/ч Q1 н = 538,75 т/ч

гп1= 13,8% гн1 = 86,2%

d = -240 +0 мм

ККД

d = -1200 +240 мм

Q = 538,2 т/ч

г = 86,2%

d = -240 +0 мм

Q п 2= 625 т/ч

г п2 = 100%

d = -240 +0 мм

КСД

Q = 625 т/ч

г = 100%

d = -40 +0 мм

Qc =1698,5 т/ч

г = 100%

d = -40 +0 мм

Контрольное грохочение

Q3 н = 565 т/ч

г3 н =88%

d = -40 +0 мм

КМД

Q3п = 60

г3п = 9,6

d = -5 +0 мм На измельчение

Исходная руда

г = 100%

бсум = 24%

е = 100% Q = 565 т/ч

Магнитное обогащение

Хвосты

гкм = 26,4%

гхвм = 73.6%

в = 38,2%

и = 3,9%

е = 67,9%

е хвм= 15%

Qкм = 165 т/ч

Qхвм = 483 т/ч

Гравитационное обогащение

Отв. хвосты

гкг = 6,4%

гхв = 67,2%

вкг = 12,5%

и = 3,9%

еобщ г = 17%

ехв = 15,8%

Qкг = 40 т/ч

Qотхв = 397,5 т/ч

Гематитовый концентрат

Суммарный концентрат

Отвальные хвосты

На агломерацию в хвостохранилище

гсум = 32,8%

всум = 61,5%

есум = 84,05%

Q сум = 205 т/ч

Качественно-количественная схема операций магнитного и гравитационного обогащения железной руды

Исходная руда

г = 100%

б= 24%

е = 100%

Q = 625 т/ч

Флотационное обогащение

Концентрат Хвосты

гф = 36,4% г хв = 67,2%

в ф = 60% и хв = 5,6%

е ф = 91% е хв = 15,8%

Qф = 227,5 т/ч Qхв = 420 т/ч

Коллективный концентрат на производство окатышей

Отвальные хвосты в хвостохранилище

Качественно-количественная схема операции флотации железной руды

Вывод:

1. Для данной железной руды эффективно трехстадийная операция дробления с предварительным грохочением на первой стадии и контрольным на третей стадии.

2. Анализ технологических показателей обогащения железной руды

показал, что наиболее эффективной является флотационная технология, т. к. эффективность процесса, степени сокращения и концентрации выше, чем у магнитного и гравитационного обогащения.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Авдохин В. М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов: В 2 т. — М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2006. — Т.1. Обогатительные процессы. — 417 с.

2. Справочник по обогащению руд, т. 3, Изд-во «Недра», 1974, 36 стр. с илл.

3. Разумов К. А., Перов В. А. проектирование обогатительных фабрик. М., Недра, 1982 г.

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой