Обогатительная фабрика производительностью 11, 0 млн. т. /год на базе Гусевогорского месторождения

Тип работы:
Дипломная
Предмет:
Производство и технологии


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

федеральное агенство по образованию

гоу впо

«уральский государственный горный университет»

кафедра «обогащение полезных ископаемых»

дипломный проект

Пояснительная записка

Обогатительная фабрика производительностью 11,0 млн.т. /год на базе Гусевогорского месторождения

Екатеринбург, 2010

СОДЕРЖАНИЕ

  • ВВЕДЕНИЕ

1. Технология обогащения железной руды на Гусевогорском месторождении

1.1 Характеристика месторождения

  • 1.2 Характеристика сырья
    • 1.3 Практика обогащения
    • 1.4 Выбор метода обогащения13
  • 2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
    • 2.1 Баланс продуктов обогащения
    • 2.2 Выбор и расчёт технологии рудоподготовительного цикла
    • 2.3 Режим работы фабрики и цехов
    • 2.4 Выбор схемы и технологического режима дробления
    • 2.5 Расчёт схемы дробления
    • 2.6 Выбор и расчёт основного оборудования отделения рудоподготовки
    • 2.7 Выбор и расчёт качественно-количественной схем обогащения
    • 2.8 Расчёт водно-шламовой схемы
    • 2.9 Выбор и расчёт основного оборудования в корпусе обогащения
    • 2. 10 Выбор и расчёт вспомогательного оборудования
    • 2. 11 Компоновочные решения
  • 3. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ. Модернизация сепараторов 2пбс 90/250а в цехе обогащения
    • Отчет по промышленным испытаниям сепараторов 2ПБС-90/250А (с нижними барабанами на 0,25Тл) на 17,18 и 21 т.с. цеха обогащения в период с 1. 06. 08 по 18. 06. 0871
  • 4. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
    • 4.1 Расчёт производственной программы
    • 4.2 Расчёт капитальных вложений
    • 4.3 Расчёт эксплуатационных затрат на обогащение сырья
    • 4.4 Расчёт и распределение прибыли105
    • 4.5 Технико-экономические показатели107
  • 5. БЕЗОПАСНОСТЬ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ ДЕЯТЕЛЬНОСТИ109
    • 5.1 Система управления охраны труда109
    • 5.2 Производственная санитария110
    • 5.3 Техника безопасности на обогатительной фабрике116
    • 5.4 Пожарная безопасность125
    • 5.5 Общие требования по безопасности при работе на обогатительной фабрике129
  • 6. ОПРОБОВАНИЕ И КОНТРОЛЬ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА132
  • 7. ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ СЛУЖБЫ136
    • 7.1 Хвостовое хозяйство136
    • 7.2 Автоматизация технологического процесса137
    • 7.3 Энергоснабжение обогатительной фабрики139
  • ЗАКЛЮЧЕНИЕ142
  • ЛИТЕРАТУРА143

Введение

Гора Качканар была известна ещё в конце XVII века. Впервые её описал русский академик П. С. Паллас. Определенный вклад в изучение Качканара Р. И. Мурчисон, А. И. Антипов, К. Гофман, Е. Н. Барбот де Марни, Н. К. Высоцский и др.

В советское время началась планомерная разведка Качканара — А. И. Медведев (1931 г.). После войны Уральским геологоразведочным управлением (1946−1952 гг.) была проведена детальная разведка Качканара.

10 июня 1950 года Совет Министров СССР принял постановление о строительстве Качканарского ГОКа. В 1954 году институтами «Уралгипроруда», «Уралмеханобр» и другими выполнен первоначальный проект по добыче и переработке Гусевогорского месторождения титаномагнетитовых руд. Их добычу и обогащение осуществляет Качканарский ГОК, введённый в эксплуатацию в 1963 году. Кроме титаномагнетитовых руд, золота и платины в районе имеются месторождения киноварь, большие запасы известняков и мраморов, незначительное скопления бурого и красного железняка серебросодержащего свинцового блеска, медных руд и отдельные находки алмазов в платиновых россыпях.

В экономическом отношении месторождение находится в развитом горнопромышленном районе. К югу от него в 130 км находится крупный Нижне-Тагильский металлургический комбинат, к северу в 160 км находится Серовский металлургический комбинат, к западу в 150 км Чусовской металлургический завод, непосредственно в районе находятся прииски по добыче золота и платины, а также ведутся лесоразработки.

1. ТЕХНОЛОГИЯ ОБОГАЩЕНИЯ ЖЕЛЕЗНОЙ РУДЫ ГУСЕВОГОРСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

1.1 Характеристика месторождения

Качканарская группа месторождений (Качканарское и Гусевогорское) титаномагнетитовых руд находится на восточном склоне Среднего Урала в Нижне-Туринском районе Свердловской области, примерно, в 250 км на север от г. Екатеринбург и в 120 км от г. Н-Тагил.

Район месторождения представляет переходную зону от высокогорной осевой части Уральского хребта к восточной увалистой полосе. Господствующей вершиной района является гора Качканар, имеющая абсолютную отметку 881,5 м. Ее восточным предгорьем является Большая и Малая Гусевы горы с абсолютными отметками 300 и 460 м. Минимальную отметку -220 м. имеет долина реки Ис.

Рудной базой Качканарского ГОКа является Гусевогорское месторождение, содержание железа в котором составляет в среднем 16%. Свыше 85% запасов Гусевогорского месторождения сосредоточено в Северной, Главной, Западной и Промежуточной залежах, которые наиболее благоприятны для эксплуатации.

Гусевогорское месторождение титаномагнетитовых руд связано с Качканарским габбро-пироксенитовым интрузивным комплексом и непосредственно приурочено к его восточному — Гусевогорскому пироксенитовому массиву, имеющему сложное строение и разнообразный состав слагающих пород.

Месторождение меридионально вытянуто, длиной по простиранию 8,5 км при средней ширине 2,5 км, круто падает к востоку под углом 75 — 80°. Преобладающая часть массива сложена пироксенитами от мелко- и среднекристаллических до крупнокристаллических разновидностей.

Массив имеет полосчатое строение, в отдельных полосах пироксенита содержатся различные количества оливина, полевого шпата, роговой обманки и рудных зёрен. Некоторые зоны значительно обогащены титаномагнетитом, который ассоциирует с пироксеном и оливином. Гусевогорский массив можно рассматривать как рудное тело с крупными запасами убогих руд. Вмещающие Качканарское и Гусевогорское тела габбро содержат в той или иной степени рудную вкрапленность, но меньшую по сравнению с пироксенитами и оливинитами. Характерно, что в габбро, наряду с титаномагнетитом, встречаются зёрна магнетита и ильменита.

Морфологические особенности оруднения заключаются в том, что титаномагнетит распространён, главным образом, в виде вкрапленности в пироксенитах и оливинитах, реже в габбро, а также в виде струек, сгустков, небольших прожилок и линз, редко достигающих по мощности одного или нескольких метров в длину. Титаномагнетитовое оруднение Гусевогорского месторождения приурочено преимущественно к безоливиновым пироксенитам. Рудные минералы представлены, главным образом, титаномагнетитом с низким содержанием титана, редкими зёрнами ильменита и очень редкими — халькопирита, пирита, пентландита и борнита. В крайне незначительном количестве из других рудных минералов присутствуют платина, золото, скандий.

Нерудные минералы представлены пироксеном, оливином, серпентином, эпидотом.

1.2 Характеристика сырья

Качественный минеральный состав руды Гусевогорского месторождения представлен в таблице 1.1.

Таблица 1.1 — Минеральный состав руды Гусевогорского месторождения

Минерал

Содержание, %

Минерал

Содержание, %

Титаномагнетит

18,7

Оливин, серпентин

1,8

Ильменит

0,8

Шпинель

0,3

Титанит

ед. знач.

Кальцит, карбонаты

ед. знач.

Сульфиды

ед. знач.

Кварц

ед. знач.

Сфалерит

ед. знач.

Плагиоклаз

7,7

Пироксен, амфибол

64,4

Верлиты

2,9

Роговая обманка

3,2

Физические и физико-механические свойства основных рудных и породных минералов приведены в таблице 1.2.

Выделения титаномагнетита различны по форме и размеру. В основном это ксеноморфные зёрна или агрегаты зёрен, заполняющие промежутки между нерудными минералами, и создающие типичные сидеронитовые структуры вкрапленных руд.

Наибольшее распространение на Гусевогорском месторождении получил процесс распада твёрдого раствора ильменит-магнетита, продуктом которого являются пластинчатые и игольчатые выделения иьменита и магнетита, образующие сложный минеральный агрегат. Размер рудных включений титаномагнетита от нескольких мкм до 5 мм, нерудных от долей мм до 15 мм в поперечнике.

Чем меньше зерно магнетита, тем тоньше включения ильменита, тем труднее отделить ильменит от магнетита, даже при очень тонком измельчении.

Таблица 1.2 — Физические свойства минералов

Минерал

Твдость, ед. шкалы Мосса

Плотность,

кг/м3

Диэлектрическая проницаемость

Удельная магнитная восприимчивость, м3/кг

Химическая формула

Магнетит

5,5 — 6,0

4800 — 5200

33,7 — 81,0

(0,146 — 1,02)*10- 3

Fe3O4

Ильменит

5,0 — 6,0

4600 — 4800

33,7 — 81,0

(14,2 — 33,0)*10- 7

FeTiO3

Пироксен

5,5 — 6,0

3000 — 4000

7,8 — 8,0

(6 — 41)*10- 9

Ca (Mg, Fёрe)(Si4)

Амфибол

5,0 — 6,0

2800 — 3600

-

-

A2−3B5[(Si, Al)4O11]2(OH)2, где А=Mg, Fe2+, Ca или Na; В=Mg, Fe2+, Fe3+ или Al

Оливин

6,5 — 7,0

3200 — 4400

3,3 — 9,1

18*10- 9

MgFe2[SiO4]

Серпентин

2,5 — 3,0

2500 — 2700

-

-

Mg6[Si4O11](OH)8

Роговая обманка

5,5 — 6,0

3100 — 3300

4,9 — 12,0

37*10- 9

NaCa2(Mg, Fe, Al)3[(SiAl4)O11]O (OH)2

Плагиоклаз

6,0 — 6,5

2600 — 2800

6,0 — 7,2

-

Na[Al, Si3O8], Ca[Al2Si3O8]

Эпидот

6,0 — 7,0

3200 — 3500

9,6 — 10,5

(22 — 24)*10- 9

Ca2(Al, Fe)3[SiO4] [Si2O7] O (OH)2

1.3 Практика обогащения

На базе руд Гусевогорского месторождения в настоящее время работает Качканарский горно-обогатительный комбинат производитель-ностью почти 50 млн. т. в год с получением агломерата и окатышей.

Месторождение разрабатывается открытым способом. Руда на фабрику доставляется железнодорожным транспортом.

Технологическая схема обогащения представлена на рисунке 1.2 и включает в себя следующие циклы: цикл рудоподготовки, цикл сухой магнитной сепарации, цикл сортировки, цикл мокрой магнитной сепарации и цикл обезвоживания.

Цикл рудоподготовки включает в себя операции дробления и грохочения. Технологический процесс дробления показан на рисунке 1.1. Процесс дробления по 1 и 2 линиям включает в себя 4 стадии дробления, грохочение после третьей стадии, транспортировку и распределение готовой дроблёной руды по бункерам цеха обогащения. Процесс дробления по 3 линии включает в себя три стадии дробления, грохочение после второй стадии и те же операции транспортировки, что и у технологических линий 1 и 2.

Цикл сухой магнитной сепарации проводится на сухом магнитном сепараторе 2ПБС — 90/250. Верхний барабан служит для выделения большей магнитной части, а второй для доизвлечения железа. Наличие сухой магнитной сепарации выделяет Качканарскую фабрику из ряда других фабрик. Сухая магнитная сепарация обусловлена технологическими и экономическими соображениями. Из-за этого происходит потеря железа и уход его в хвосты. Напряжённость магнитного поля на верхнем барабане у сепаратора 2ПБС — 90/250 составляет 80 мА, а у нижнего — 110 мА.

Цикл сортировки мелкодробленой руды проходит на двухситных грохотах ГИТ — 72 с получением фракционированного товарного щебня.

Цикл мокрой магнитной сепарации включает в себя три стадии. Схема построена по выделению в хвосты немагнитной фракции в наиболее крупном виде. Первая стадия включает в себя операцию мокрой магнитной операции. Промежуточная стадия мокрой магнитной сепарации находится внутри цикла измельчения. Третья стадия может включать основную мокрую магнитную сепарацию, для повышения качества — очистную операцию. Особенностью схемы является наличие операции размагничивания, ввиду наличия основных магнито-жёстких минералов. Недостатком схемы является то, что процесс регулируется по наличию общего железа, когда нужно регулировать процесс по магнитному железу и чистому магнетиту.

Цикл обезвоживания проводится путём предварительного сгущения концентрата в сгустителях и фильтровании на дисковых вакуум-фильтрах. В цехе установлены два сгустителя П — 24 и четыре П — 30.

Установка, замена, ремонт оборудования производится по плану, установленному руководством фабрики.

Рисунок 1.1 — Схема дробления технологических линий 1, 2 и 3:

а) линии 1 и 2;

б) линия 3.

Рисунок 1.2 — Технологическая схема обогащения Качканарского ГОКа

1.4 Выбор метода обогащения

Из обзора свойств минералов (таблица 1. 3) следует:

1) имеется существенная разница в плотности между двумя группами минералов: магнетит и ильменит — тяжёлые, а все остальные минералы — лёгкие;

2) по твёрдости минералы практически не различаются;

3) по электрическим свойствам выделяются ильменит и магнетит, являющиеся проводниками, все остальные минералы — непроводники;

4) по магнитным свойствам имеются три группы минералов: магнетит — сильномагнитный, ильменит обладает слабомагнитными свойствами все остальные минералы немагнитные.

Таким образом, исходя из контрастности свойств минералов руды, возможно использовать разницу в плотности, электропроводности и магнитных свойствах.

Железный концентрат возможно получить двумя способами:

— гравитационное обогащение в голове технологической схемы с получением титаномагнетито-ильменитового концентрата с последующим разделением указанных минералов в слабом магнитном поле;

— метод магнитной сепарации в слабом магнитном поле с получением железного концентрата и направлением остальных минералов в хвосты.

Выделение из руды железного концентрата методом электросепарации невозможно, так как в этом случае будет получен железо-ильменитовый концентрат. Если обратить внимание на характер вкрапленности, поведение минералов при измельчении и необходимость тонкого измельчения руды в соответствии с требованиями, предъявляемыми к гранулометрическому составу железного концентрата для агломерата (81 — 85% класса — 0,071 мм), то становится очевидным, что метод гравитационного обогащения в данном случае непригоден, так как при этом основное количество рудной массы перейдет в шламы и будет потеряно при обогащении.

Таким образом, для обогащения титаномагнетитовых руд Гусевогорского месторождения принят метод магнитной сепарации в слабом магнитном поле.

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Баланс продуктов обогащения

Используя исходные данные и формулы 2. 1, 2. 2, и 2. 3, рассчитываем технологический баланс и заносим его в таблицу 2.1.

Таблица 2.1 — Технологический баланс продуктов обогащения

Наименование продукта

Производительность тыс. т/год

Выход, %

Содержание, %

Извлечение, %

Концентрат

1884,96

17,136

60,8

69,0

Хвосты

9115,04

83,864

5,649

31,00

Исходная руда

11 000,00

100,00

15,10

100,00

, %; (2. 1)

, %

; (2. 2)

, %;

, %; (2. 3)

, %.

Проверка:

; (2. 4)

;

;

Невязка: 0,055

2.2 Выбор и расчёт технологии рудоподготовительного цикла

Исходными данными для выбора и расчёта цикла рудоподготовки является крупность исходного материала: Dmax = 1050 мм.

Крупность руды после цикла рудоподготовки не должна превышать 25 мм. Для получения материала такой крупности применяется трёхстадиальная схема дробления.

Гранулометрический состав исходной руды представлен в таблице 2.2 и на рисунке 2.1.

Рисунок 2.1 Гранулометрическая характеристика исходной руды.

Крепость руды — средняя, ѓ =8−15 (по Протодьяконову);

влажность руды — 2,2%;

крупность питания мельниц d = 25 мм;

плотность с = 3,4 т/м3.

2.3 Режим работы фабрики и цехов

1) Определение режима работы и производительности отделения крупного дробления.

Режим работы, обуславливающий величину производительности оборудования для крупного дробления, зависит от:

— характера горных пород;

— графика доставки руды на фабрику.

Способ добычи руды — открытый. При открытой добыче график определяется категорией предприятия, исходя из годовой производительности по горной массе и районам расположения фабрики.

Суточная и часовая производительности отделения крупного дробления рассчитываются по формулам 2.5 и 2. 6:

, т/сут; (2. 5)

, т/ч, (2. 6)

где Qф. год — годовая производительность фабрики, млн. т/год;

Kн — коэффициент, учитывающий неравномерность свойств руды, которые влияют на производительность оборудования, Kн = 1,0;

nсут — количество рабочих дней в году;

nсм — количество смен в сутки, nсм = 2;

tсм — продолжительность смены, ч, tсм = 12;

K — поправочный коэффициент, K = 0,95.

nсут = 365 • k, (2. 7)

где k — коэффициент использования оборудования.

По данным практики, принимаем k = 0,8;

nсут = 365 • 0,8 = 292;

Qсут. ц. др. = 11 000 000/(292•0,95)=39 653,93 т/сут;

Qчас. ц. др. = (1,0 • 11 000 000) / (292 • 2 • 12 • 0,95) = 1652,24 т/ч.

2) Определение режима работы и производительности отделения среднего и мелкого дробления.

Режим работы отделения средне-мелкого дробления (КСМД) определяется наличием складирования крупнодроблёной руды. В данном случае складирование не предусмотрено. При отсутствии складирования крупнодроблёной руды режим работы КСМД совпадает с режимом работы отделения крупного дробления.

3) Определение режима работы и производительности главного корпуса.

Для главного корпуса k = 0,83;

nсут = 365 • 0,83 = 303;

Qсут. гл. = 11 000 000 / (303 • 0,98) = 37 044,52т/сут;

Qчас. гл. = 11 000 000 • 1,0 / (303 • 2 • 12 • 0,98) = 1543,52 т/ч.

Схема рудоподготовки приведена на рисунке 2.2.

Рисунок 2.2 — Схема рудоподготовки

2.4 Выбор схемы и технологического режима дробления

Выбор степеней дробления по стадиям

Общая степень дробления определена по формуле:

; (2. 8)

средняя степень дробления определена по формуле:

.

Принимая степени дробления по стадиям, необходимо учитывать величины iср и Dmax .

iI = 3,5; iII = 3,7; iIII = 3,2.

Определение крупности продуктов по стадиям дробления

Максимальная крупность по стадиям дробления (крупность разгрузки дробилок) dj определена по формуле:

dj = Dj / ij, (2. 10)

где j — номер стадии дробления;

Dj — максимальная крупность питания, мм;

i — степень дробления в j-ой стадии.

dI = 1050 / 3,5 = 300 мм;

dII = 300/ 3,7 = 81 мм;

dIII = 81 / 3,2= 25 мм.

Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления

Ширина загрузочных отверстий (Bj) должна на 10% превышать размер максимального куска, поступающего в дробилку.

Bj=1,1• Dj; (2. 11)

ВI = 1050 • 1,1 = 1155 мм;

ВII = 300• 1,1 = 330 мм;

ВIII = 90 • 1,1 = 89,1 ?90 мм

Определение ширины разгрузочных щелей дробилок

В соответствии с характером руды и производительностью намечаются типы дробилок по стадиям дробления. Определение ширины разгрузочных щелей дробилок (Sj) ККД, КСД и КМД производится через максимальную относительную крупность (Zmax) по формуле:

Sj=dj / (Zmax)j, мм; (2. 12)

SI = 300/ 1,8 = 166,6? 170 мм;

SII = 81/ 2,2 = 36,8? 40 мм;

SIII = 25 / 3,0 = 8,33? 9 мм.

Определение отверстий сит для грохочения

В проекте приняты размеры отверстий сит аII = 65 мм, аIII = 25 мм, но с учётом наклона грохотов под углом 10є к горизонту, отверстия сит будут следующими:

аIII = 65 • 1,1 = 71,5? 72 мм.

аIII = 25 • 1,1 = 27,5? 28 мм.

2.5 Расчёт схемы дробления

Расчёт схемы дробления заключается в определении выходов продуктов и их качества, построение гранулометрических характеристик продуктов дробления. Гранулометрические характеристики разгрузки дробилок первой (продукт 2), второй (продукт 5) и третьей (продукт 9) стадий дробления представлены на рисунках 2. 3, 2. 4, 2.5 соответственно.

В связи с необходимостью для дальнейших вычислений, был рассчитан гранулометрический состав объединенного продукта шесть. Для этого использовалось правило «золотого сечения» по Леонардо Да Винчи и формула:

, %, (2. 13)

где dk — диаметр k-го куска, мм;

'' - либо класс «+s» при dk?? s, либо класс «+dk» при dk? > s.

, %;

, %;

, %;

, %;

, %.

После построения характеристики были рассчитаны выхода и количество продуктов по формулам:

, %; (2. 14)

, %; (2. 15)

, %; (2. 16)

, %;

, %; (2. 17)

, %; (2. 18)

, %; (2. 19)

, т/ч; (2. 20)

, т/ч; (2. 21)

, т/ч;

, т/ч;

, т/ч;

, т/ч.

Рисунок 2.3 — Гранулометрический состав разгрузки дробилки первой стадии дробления

Рисунок 2.4 — Гранулометрический состав разгрузки дробилки второй стадии дробления

Рисунок 2.5 — Гранулометрический состав разгрузки дробилки третьей стадии дробления

Рисунок 2.6 — Гранулометрический состав продукта № 6

Рисунок 2.7 — Гранулометрический состав продукта № 10

Расчёт схемы дробления приведён в таблице 2.3.

Таблица 2.3 — Расчёт качественно-количественной схемы дробления

Поступает

Выходит

Наименование

Выход, %

Производи- тельность, т/ч

Наименование

Выход, %

Производи- тельность, т/ч

Дробление I

1. Исходная руда

100,00

1652,24

2. Разгрузка дробилки I ст. др.

100,00

1652,24

Итого

100,00

1652,24

Итого

100,00

1652,24

Грохочение II

2. Разгрузка дробилки I ст. др.

100,00

1652,24

3. Класс -64+0, мм

25,5

421,32

4. Класс -317+64, мм

74,5

1230,92

Итого

100,00

1652,24

Итого

100,00

1652,24

Дробление II

4. Класс -317+64мм

74,5

1230,92

5. Разгрузка дробилки II ст. др.

74,5

1230,92

Итого

74,5

1230,92

Итого

74,5

1230,92

Грохочение III

5. Разгрузка дробилки II ст. др.

74,5

1230,92

7. Класс -25+0, мм

50,4

832,73

6. Класс -64+0, мм

25,5

421,32

8. Класс -86+25, мм

49,6

819,51

Итого

100,00

1652,24

Итого

100,00

1652,24

Дробление III

8. Класс -86+25,мм

49,6

819,51

9. Разгрузка дробилки III ст. др.

49,6

819,5

Итого

49,6

819,51

Итого

49,6

819,5

2.6 Выбор и расчёт основного оборудования отделения рудоподготовки

Выбор и расчёт дробилок

Проектом приняты три стадии дробления. Во всех стадиях выбраны конусные дробилки. Один вид дробилок позволяет лучше эксплуатировать оборудование. Исходные данные для выбора и расчёта типоразмеров дробилок приведены в таблице 2.3.

Таблица 2.3 — Исходные данные для выбора и расчета дробилок

Наименование параметров

Стадия дробления

I

II

III

Размер загрузочного отверстия, мм

1155

330

90

Размер максимального куска в питании, мм

1050

300

81

Размер разгрузочной щели, мм

170

40

9

Производительность по питанию, т/ч

1652,24

1230,92

819,5

Производительность дробилки в проектных условиях рассчитывается по формуле:

Qдр. = Qкат. прив. . сн . kf . kкр . kвл . kц; (2. 22)

где Qк — производительность дробилки по каталогу, т/ч, м3/ч;

сн — насыпная плотность руды, т/м3;

Kf, Kкр, Kвл — поправочные коэффициенты на крепость, крупность и влажность руды соответственно;

Kц — коэффициент учёта цикла дробления.

В литературе значения Qк даются либо при номинальной ширине выходной щели, либо при максимальной и минимальной разгрузочных щелях. Если проектная щель не совпадает с указанными в каталоге значениями, то каталожная производительность для формулы (2. 22) рассчитывается по следующим формулам:

Qкат. прив. = Qмакс. — (Qмакс. - Qмин. )·(sмакс. - sпроект. ) / (sмакс. - sмин. ); (2. 23)

Qкат. прив. = Qном. · sпроект. / sном. (2. 24)

где Qmax, Qmin, Qном — максимальная, минимальная и номинальная производительность дробилки по каталогу;

smax, smin, sном, sпр — максимальная, минимальная, номинальная и проектная разгрузочная щель, мм.

Для нахождения коэффициента Kкр необходим график грансостава питания дробилок.

Количество дробилок для j-той стадии дробления рассчитывается по формуле:

n = Qj / (Qдрj • kн. пит). (2. 25)

Пример расчёта дробилки ККД-1500/180 для первой стадии дробления:

Qmax = 1500 м3/ч, Qmin = 1200 м3/ч;

smax =200 мм; smin = 160 мм;

Qкат. прив. = 1500 — (1500 — 1200) · (200 — 190) / (200 — 160) = 1425 м3/ч;

kf = 1,0;

kкр. = 1,042;

kвл. = 1,0;

kц = 1,0.

Qдр = 1425*2,04*1*1,042*1,0*1 = 3029 т/ч,

nрасч. = 1652,24 / (3029*0,95) = 0,57;

nприн. =1.

Расчёты приведены в таблицах 2,4 и 2,5.

Проектом приняты:

— для I стадии дробления одна дробилка ККД 1500/180;

— для II стадии дробления две дробилки КСД 2200Гр-Да1;

— для III стадии дробления четыре дробилки КМД 2200 Т;

Таблица 2.4 — Расчёт дробилок

Стадия дробления

Q, т/ч

Типоразмер дробилки

сн

kf

kкр

kвл

Qкат, м3

Qдр, т/ч

Kн. пит.

nрас

nприн

I

1652,24

ККД 1500/180

2,04

1,0

1,042

1,0

1,0

1425

3029

0,95

0,57

1

ККД 1200/150

840

2083

0,83

1

II

1230,92

КСД 2200Гр1

1,009

513

1162

1,1

2

КСД 2200Гр2

591

1338

0,96

1

КСД 2200Гр-Да1

463

1049

1,2

2

III

819,5

КМД 1750Гр

1,021

95

198

0,98

4,22

5

КМД 2200 Т (Эм)

190

396

2,11

4

КМД2200Т (Ум)

196

408

2,04

4

Таблица 2.5 — Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок

Стадия дробления

Типоразмер дробилки

Кол-во дробилок

Коэф-т загрузки

Производительность, т/ч

Установленная мощность электродвигателя, кВт

Стоимость, руб

одной

всех

одной

всех

одной

всех

I

ККД 1500/180

1

0,56

3617

3617

400

400

3 914 000

3 914 000

ККД 1200/150

1

0,58

1220

1220

315

315

368 000

368 000

II

КСД 2200Гр1

2

0,89

1019

2038

250

500

119 000

238 000

КСД 2200Гр2

2

0,83

1097

2194

250

500

119 000

238 000

КСД 2200Т-Да

2

0,73

630

1260

400

800

278 000

556 000

III

КМД 1750Гр

4

0,91

186

744

160

640

60 600

242 400

КМД 2200 Т (Эм)

4

0,47

432

1728

250

1000

123 000

492 000

КМД 2200 Т (Ум)

4

0,55

373

1492

250

1000

123 000

492 000

Выбор и расчёт грохотов

Исходя из крупности и насыпной плотности, проектом принимаются вибрационные (инерционные) грохота с практически круговым движением короба в вертикальной плоскости. Исполнение грохотов — тяжёлое (ГИТ), т. к с =2,04 т/м3.

Необходимая площадь для грохочения рассчитана по формуле:

F =, м2, (2. 26)

где Q- производительность операции грохочения, т/ч;

q — удельная производительность, м3/(м2 • ч);

сн — насыпная плотность руды, т/м3;

k — коэффициент, учитывающий влияние мелочи;

l — коэффициент, учитывающий влияние крупных зёрен;

m — коэффициент, учитывающий эффективность грохочения;

n — коэффициент, учитывающий форму зёрен;

o — коэффициент, учитывающий влияние влажности;

p — коэффициент, учитывающий способ грохочения;

k`ж.с.  — коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности.

k`ж.с. = kж.с. /50, (2. 27)

где kж. с. - коэффициент живого сечения принимаемой просеивающей поверхности, %.

Количество грохотов рассчитано по формуле:

n=. (2. 28)

Проверка на толщину слоя произведена по формуле:

h = P+ / (3,6 • сн • Bр • х), (2. 29)

где P+ — производительность грохота по надрешётному продукту, т/ч;

сн — насыпная плотность, т/м3;

Bр — рабочая ширина грохота, м;

х — скорость движения материала по грохоту, м/с.

Расчёты грохотов закончен определением номера сетки (размера отверстия просеивающей поверхности), которую необходимо установить на грохот с учётом угла наклона грохота (б, град):

ауст. = k aрасч. , (2. 30)

где k — поправочный коэффициент на угол наклона грохотов.

Пример расчёта грохотов для второй стадии дробления:

— удельная производительность определяется в зависимости от размера отверстия сита: а = 65 мм,

q = 46 + (50 — 46)*(65 — 60)/(70 — 60) = 48 м3/(м2 • ч);

— коэффициент, учитывающий влияние мелочи зависит от содержания в питании зёрен размером меньше половины размера отверстия сита -а/2:

= 15%;

k = 0,5 + (0,6 — 0,5)*(14 — 10)/(20 — 10)= 0,55 д.е. ;

— коэффициент, учитывающий влияние крупных зёрен зависит от содержания в питании зёрен +а:

впит = 70%;

l = 1,55 д.е. ;

— коэффициент, учитывающий эффективность грохочения определя-ется в зависимости от эффективности грохочения:

Е = 90%,

m = 1,00 д.е. ;

— коэффициент, учитывающий форму зёрен зависит от материала и его формы, так как руда дроблёная, то n = 1,0 д.е. ;

— коэффициент, учитывающий влияние влажности зависит от характера сетки и материала, так как размер сетки больше 25 мм, а руда малой влажности, o = 0,98 д.е. ;

— коэффициент, учитывающий способ грохочения р = 1,0 д.е. ;

— коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности:

kж. с = 70%;

k`ж.с. = kж.с. /50 = 70/50 = 1,4 д.е.

Необходимая площадь для грохочения:

F = 1652,24 / (48*2,04*0,75*3,36*1*0,98*1*1,4) = 4,88 м2.

Для ГИТ-41 количество грохотов равно:

Fгрохота = 0,85*B*L = 0,85*1,5*3,5 = 4,46 м2;

nрасч = 4,88 /(4,46*0,95) = 1,15;

nприн = 2.

Результаты расчёта сведены в таблице 2.6.

Таблица 2.6 — Расчёт грохотов для среднего и мелкого дробления

Стадия дробления

Q, т/ч

а, мм

q

сн

Коэффициент

Fгр, м2

Типоразмер грохота и его площадь, м2

ni

nприн

k

l

m

n

o

p

k`ж. с

II

1652,24

65

48

2,04

0,75

3,36

1,0

1,0

1,0

1,0

1,4

4,88

ГИТ-41

4,46

1,15

2

0,6

ГИТ-51

5,72

0,89

2

0,5

ГИТ-71

10,63

0,48

2

0,24

III

1652,24

25

31

2,04

1,70

1,25

1,2

1,0

0,98

1,0

0,88

5,9

ГИТ-41

4,46

2,13

4

0,53

ГИТ-51

5,74

1,66

2

0,83

ГИТ-71

10,63

1,59

2

0,79

Главный корпус

1230,92

10

19

2,04

0,90

1,033

1,175

1,0

0,98

1,0

1,18

26,9

ГИТ-41

4,46

6,36

8

0,79

ГИТ-51

5,74

4,69

6

0,78

ГИТ-71

10,63

2,66

3

0,88

Проверка на толщину слоя:

h = 1230,92/ (3,6*2,04*1,5*0,6*2) = 93 < 100 мм, что удовлетворяет условию;

ауст. = 1,15*65 = 75.

Аналогично рассчитываются грохота для третьей стадии.

Проектом приняты:

— для II стадии грохочения два грохота ГИТ-41;

— для III стадии грохочения четыре грохота ГИТ-41;

2.7 Выбор и расчёт качественно-количественной схем обогащения

Качественно-количественная схема обогащения является одной из основных схем обогащения. Она отражает всю совокупность технологических операций обогащения.

При разработке схемы обогащения в проекте было обращено особое внимание на вкрапленности основного рудного минерала — магнетита, что привело к принятию операций измельчения, позволяющих максимально раскрыть сростки; операций классификации, позволяющих выводить из процесса разномерные агрегаты.

При магнитном обогащении, для которого характерна низкая селективность разделения, магнитные продукты содержат свободные зёрна и сростки, имеющие магнитные свойства. Содержание железа в магнитном продукте определяется количеством перечистных операций.

Сравнение закономерностей различных методов разделения железорудных продуктов показывает, что механизм перечистных операций носит общий характер и, очевидно, не зависит от применяемых методов разделения, а является следствием их несовершенства.

Применение стадиальных схем обогащения преследует цель периодического вывода из процесса готового продукта в виде рудных или не рудных минералов по мере их вскрытия. Этим достигается экономия затрат на обогащение, так как количество материала, требующего доработки в следующих стадиях, уменьшается.

Наиболее высокий рост содержания железа в концентрате наблюдается при трёх-, четырёх-, пятистадиальных схемах обогащения.

Схема обогащения включает в себя три стадии измельчения, вторая и третья стадии в замкнутых циклах с операциями размагничивания и классификации. Первая стадия мокрой магнитной сепарации позволяет отделять в большом количестве магнитный продукт от хвостов. Вторая стадия находится внутри второй стадии измельчения. Третья и четвёртая стадии работают с операциями размагничивания и классификации. После четвёртой стадии мокрой магнитной сепарации пульпа идёт на сгущение, а потом направляется на фильтрование. Решено направлять фильтрат и перелив в операцию сгущения. Фильтрование позволяет получить концентрат с заданной влажностью. Качественно-количественная схема обогащения представлена на рисунке 2.7.

Для расчёта качественно-количественной схемы обогащения определено содержание железа в продуктах обогащения по всей схеме, затем методом составления систем балансовых уравнений по каждой операции и решением этих систем найдены выхода продуктов обогащения и их извлечение.

Расчёт схемы обогащения был произведён, начиная с последних операций — от последней стадии мокрой магнитной сепарации до первой стадии мокрой магнитной сепарации и первого цикла измельчения.

Расчёт цикла измельчения был произведён также методом составления систем балансовых уравнений, но уже по расчётному классу -71 мкм (-0,071мм).

ММС IV:

%;

%;

Измельчение III:

%;

%;

%.

Рисунок 2.7 — Качественно-количественная схема обогащения

ММС III:

%;

%.

Классификация II:

%;

%.

ММС II:

%;

%.

Грохочение:

, %; (2. 31)

a = 10 мм;

Е = 85%;

Для нахождения, был построен график гранулометрической характеристики объединённого продукта 10 (рисунок 2. 8), используя правило «золотого сечения» по Леонардо Да Винчи и формула:

, %, (2. 32)

где dk — диаметр k-го куска, мм;

'' - либо класс «+s» при dk?? s, либо класс «+dk» при dk? > s.

%;

%;

%;

%;

%;

%;

%.

СМС:

По результатам испытаний сепаратора 2ПБС-90/250А, было принято:

%;

%;

%;

, %; (2. 33)

%;

%;

, %; (2. 34)

%;

ММС I:

%;

, %; (2. 35)

%.

Проверка:

; (2. 36)

1510,00 = 1510,018;

Невязка: 0,018.

Расчёт качественно-количественной схемы приведён в таблице 2.7.

Таблица 2.7 — Расчёт технологической схемы

Поступает

Выходит

Продукт

Q, т/ч

г, %

вFe, %

в-71, %

е, %

Продукт

Q, т/ч

г, %

вFe, %

в-71, %

е, %

Грохочение

11. Складированная руда

1652,24

100,00

15,10

-

100,00

12. Класс -10+0

898,82

54,4

15,15

-

54,56

13. Класс -25+10

753,42

45,6

15,03

-

45,44

Всего

1652,24

100,00

15,10

-

100,00

Всего

1652,24

100,00

15,10

-

100,00

СМС

13. Класс -25+10

753,42

45,6

15,03

-

45,44

14. Концентрат СМС

655,44

39,67

16,37

-

43,00

15. Хвосты СМС

97,97

5,93

6,09

-

2,44

Всего

753,42

45,6

15,03

-

45,44

Всего

753,41

45,6

15,03

-

45,44

Измельчение I

12. Класс -10+0

898,82

54,4

15,15

-

54,56

17. Измельчённый пр-кт

1554,26

94,07

15,66

14,5

97,56

14. Концентрат СМС

655,44

39,67

16,37

-

43,00

Всего

1554,26

94,07

15,66

5

97,56

Всего

1554,26

94,07

15,66

14,5

97,56

ММС I

17. Измельчённый пр-кт

1554,26

94,07

15,66

14,5

97,56

18. Концентрат ММС I

668,82

40,48

29,25

8,5

78,42

19. Хвосты ММС I

885,44

53,59

5,39

-

19,14

Продолжение таблицы 2. 7

Всего

1554,26

94,07

15,66

14,5

97,56

Всего

1554,26

94,07

15,66

14,5

97,56

Измельчение II

18. Концентрат ММС I

668,83

40,48

29,25

8,5

78,42

21. Измельчённый пр-кт

1764,42

106,8

38,28

-

270,75

25. Пески

1095,76

66,31

43,8

14,5

192,34

Всего

1764,59

106,8

38,28

14,4

270,75

Всего

1764,42

106,8

38,28

28,4

270,75

ММС II

21. Измельчённый пр-кт

1764,59

106,8

38,28

28,4

270,75

22. Концентрат ММС II

1484,54

89,83

44,38

27,4

263,98

23. Хвосты ММС II

280,45

16,96

5,89

-

6,76

Всего

1764,59

106,8

38,28

28,4

270,75

Всего

1764,59

106,8

38,2

27,4

270,75

Размагничивание

22. Концентрат ММС II

1484,54

89,83

44,38

27,4

263,98

24. Размагниченный пр-кт

2206,35

99,25

48,70

26,60

306,30

Всего

1484,54

89,83

44,38

27,4

263,98

Всего

2206,35

99,25

48,70

26,60

306,30

Классификация II

24. Размагниченный пр-кт

1484,54

89,83

44,38

27,42

263,98

25. Пески

1095,76

66,31

43,8

17,5

192,34

26. Слив

389,27

23,52

46,1

55,3

71,64

Всего

1484,54

89,83

44,38

27,42

263,98

Всего

1484,21

89,83

44,42

27,42

263,98

Продолжение таблицы 2. 7

ММС III

26. Слив

389,27

23,56

46,1

55,3

71,93

27. Концентрат ММС III

390,14

17,55

58,20

62,60

68,58

28. Хвосты ММС III

96,26

4,33

6,70

53,94

1,65

Всего

389,27

23,56

46,1

55,3

71,93

Всего

486,40

21,88

48,00

60,90

70,23

Размагничивание

27. Концентрат ММС III

310,29

18,78

56,2

61,2

69,92

29. Размагниченный пр-кт

309,8

18,78

56,2

61,2

69,9

Всего

310,29

18,78

55,2

61,2

69,92

Всего

309,8

18,78

56,2

61,2

69,9

Классификация III

29. Размагниченный пр-кт

309,8

18,78

56,2

69,9

69,78

31. Пески

367,29

22,23

56,1

49,4

82,59

33. Измельчённый пр-кт

367,29

22,23

56,1

66,10

82,59

32. Слив

309,8

18,78

56,1

83,00

69,78

Всего

756,07

41,01

56,14

64,24

152,37

Всего

756,07

42,44

56,14

64,24

152,27

Измельчение III

31. Пески

367,29

22,23

56,1

49,4

82,59

33. Измельчённый пр-кт

367,29

22,23

56,1

66,1

82,59

Всего

367,29

22,23

56,1

49,4

82,59

Всего

367,29

22,23

56,1

66,1

82,59

ММС IV

32. Слив

309,8

18,75

56,2

81,30

69,79

34. Концентрат

283,19

17,14

60,8

81,30

69,0

Окончание таблицы 2. 7

35. Хвосты ММС IV

26,66

1,61

7,4

-

0,79

Всего

309,8

18,75

56,2

81,30

69,79

Всего

309,8

18,75

56,2

81,3

69,79

Сгущение

34. Концентрат

283,19

17,14

-

-

-

37. Сгущёный пр-кт

290,53

17,47

-

-

-

40. Фильтрат

7,34

0,33

-

-

-

38. Слив

0,00

0,00

-

-

-

Всего

290,53

17,47

-

-

-

Всего

290,53

17,47

-

-

-

Размагничивание

37. Сгущёный пр-кт

290,53

17,47

-

-

-

39. Размагниченный пр-кт

290,53

17,47

-

-

-

Всего

290,53

17,47

-

-

-

Всего

290,53

17,47

-

-

-

Фильтрование

39. Размагниченный пр-кт

290,53

17,47

-

-

-

40. Фильтрат

7,34

0,33

-

-

-

-

-

-

41. Кек

290,53

17,47

-

-

-

Всего

290,53

17,47

-

-

-

Всего

297,87

17,80

-

-

-

2.8 Расчёт водно-шламовой схемы

Расчёт водно-шламовой схемы осуществляется с целью определения общего расхода воды для осуществления технологического процесса обогащения руды, для расчёта объёмов пульпы различных продуктов, протекающих через машины и аппараты. Последние данные используются при расчёте количества машин и аппаратов, необходимых для осуществления принятой схемы обогащения.

Водно-шламовую схему рассчитывают на основании выбранных исходных данных, приведённых в таблице 2.8.

Исходные данные по содержанию твёрдого в руде и продуктах обогащения приняты на основании данных действующей обогатительной фабрики Качканарского ГОКа.

Таблица 2.8 — Исходные данные для расчёта водно-шламовой схемы

Стадия

Наименование продукта

Содер-

жание тв., %

Стадия

Наименование продукта

Содер-

жание тв., %

Исходная руда

Надрешёт. прод.

Магн. прод. СМС

98,7

98,7

98,7

II

Питание ММС III

Магн. пр. ММС III

19,1

50,5

I

Питание мельниц

Слив мельниц

Магн. пр. ММС

80,0

80,0

61,6

III

Питание класс. III

Пески классиф. III

Слив мельниц III

40,5

65,0

65,0

II

Пески классиф. II

Питание ММС II

Магн. пр. ММС II

74,0

47,5

63,5

Расчёт водно-шламовой схемы начинают с «головы» процесса от операции измельчения I к операции мокрой магнитной сепарации IV.

Сухая магнитная сепарация не рассчитывается.

Рисунок 2.9. Вводно-шламовая схема

Поступает

Выходит

Продукт

Твёрдое

Жидкое

Всего, т/ч

Продукт

Твёрдое

Жидкое

Всего, т/ч

%

т/ч

%

т/ч

%

т/ч

%

т/ч

Измельчение I

12. Класс -10+0

98,7

898,82

1,3

11,92

910,74

17. Измельчённый пр-кт

80,0

1554,26

20,0

388,56

1942,82

14. Концентрат СМС

98,7

655,44

1,3

8,63

664,07

Вода

-

-

100,0

368,01

388,01

Всего

80,0

1554,26

20,0

388,56

1942,82

Всего

80,0

1554,26

20,0

388,56

1942,82

ММС I

17. Измельчённый пр-кт

80,0

1554,26

20,0

388,56

1942,82

18. Концентрат ММС I

61,6

668,83

38,4

416,9

1085,76

Вода

-

-

100,0

1551,12

1549,02

19. Хвосты ММС I

36,8

885,44

63,2

1520,64

2406,08

Всего

44,5

1554,26

55,5

1937,54

3491,84

Всего

44,5

1554,26

55,5

1937,54

3491,84

Измельчение II

18. Концентрат ММС I

61,6

668,83

38,4

416,9

1089,76

21. Измельчённый пр-кт

67,6

1764,59

32,4

845,75

2610,34

25. Пески

74,0

1095,76

26,0

385,0

1480,75

Вода

-

-

100,0

43,85

43,85

Всего

67,6

1764,59

32,4

845,75

2610,34

Всего

67,6

1764,59

32,4

845,75

2610,34

ММС II

21. Измельчённый пр-кт

67,6

1764,59

32,4

845,75

2610,34

22. Концентрат ММС II

63,5

1484,04

36,5

853,03

2337,07

Вода

-

-

100,0

1186,25

1186,25

23. Хвосты ММС II

19,2

2280,28

80,8

1179,25

1459,48

Всего

46,5

1764,59

53,5

2032,28

3796,55

Всего

46,5

1764,26

53,5

2032,28

3796,55

Размагничивание

22. Концентрат ММС II

63,5

1484,04

36,5

853,03

2337,07

24. Размагниченный пр-кт

63,5

1484,04

36,5

853,03

2337,07

Всего

63,5

1484,04

36,5

853,03

2337,07

Всего

63,5

1484,04

36,5

1268,22

3474,57

Классификация II

24. Размагниченный пр-кт

63,5

1484,04

36,5

852,03

2337,07

25. Пески

74,0

1095,76

26,0

385,0

1484,04

Вода

-

-

100,0

1148,03

1147,3

26. Слив

19,5

389,27

80,5

1610,06

2002,46

Всего

42,7

1484,04

57,3

2000,04

3484,37

Всего

42,7

1484,04

57,3

2000,04

3484,37

ММС III

26. Слив

19,5

389,27

80,5

1610,06

2002,46

27. Концентрат ММС III

50,5

310,29

49,5

304,14

616,85

28. Хвосты ММС III

5,7

78,98

94,3

1306,6

1385,61

Всего

19,5

389,27

80,5

1610,06

2002,46

Всего

19,5

388,98

80,5

1610,7

2002,46

Размагничивание

27. Концентрат ММС III

50,5

310,29

49,5

305,57

616,85

29. Размагниченный пр-кт

50,5

310,29

49,5

305,57

616,85

Всего

50,5

310,29

49,5

305,57

616,85

Всего

50,5

310,29

49,5

305,57

616,85

Классификация III

29. Размагниченный пр-кт

50,5

310,29

49,5

305,57

616,85

31. Пески

65,0

367,29

35,0

197,77

565,06

33. Измельчённый пр-кт

65,0

367,29

35,0

197,77

563,06

32. Слив

19,1

309,8

80,9

1311,82

1621,62

Вода

-

-

100,0

1006,26

1006,26

Всего

31,1

677,58

68,9

1509,6

2186,68

Всего

31,1

677,09

68,9

1509,6

2186,68

Измельчение III

31. Пески

65,0

367,29

35,0

197,77

565,06

33. Измельчённый пр-кт

65,0

367,29

35,0

197,77

565,56

Всего

65,0

367,29

35,0

197,77

565,06

Всего

65,0

367,29

35,0

197,77

565,56

ММС IV

32. Слив

19,1

309,8

80,9

1311,82

1621,67

34. Концентрат

51,0

283,19

49,0

272,08

555,27

35. Хвосты ММС IV

2,5

26,66

97,5

1039,74

1066,4

Всего

19,1

309,8

80,9

1311,82

1621,67

Всего

19,1

309,85

80,9

1311,82

1621,67

Сгущение

34. Концентрат

51,0

283,19

49,0

272,08

555,27

37. Сгущёный пр-кт

62,0

290,53

38,0

177,7

468,23

40. Фильтрат

4,5

7,34

95,5

155,77

163,11

38. Слив сгустителя

0,0

0,00

100,0

252,68

252,68

Вода

-

-

100,0

2,53

2,53

Всего

40,3

290,53

59,7

430,39

720,91

Всего

40,3

290,53

59,7

430,38

720,91

Размагничивание

37. Сгущёный пр-кт

66,0

290,53

34,0

149,67

440,19

39. Размагниченный пр-кт

66,0

290,53

34,0

149,67

440,19

Всего

66,0

290,53

34,0

149,67

440,19

Всего

66,0

290,53

34,0

149,67

440,19

Фильтрование

39. Размагниченный пр-кт

66,0

290,53

34,0

149,67

440,13

40. Фильтрат

5,7

7,34

94,3

121,67

128,94

41. Кек

91,0

283,19

9,0

28

311,19

Всего

66,0

290,53

34,0

149,67

440,13

Всего

66,0

290,53

34,0

149,67

440,13

Для расчёта были использованы формулы:

%ж = 100 — %тв, %; (2. 37)

W = Q •, м3/ч; (2. 38)

L = W + Q; (2. 39)

%ж = • 100, %; %тв = • 100, %; (2. 40)

где %ж, %тв — процентное содержание жидкого, твёрдого в продукте, %;

Q, W, L — масса твёрдого, объём жидкого, общая масса продукта, т/ч, м3/ч.

Таблица 2. 10 — Баланс воды на фабрике

Поступает

Выходит

1. Класс -10+0

11,92

1. Хвосты ММС I

1520,6

2. Концентрат СМС

8,63

2. Хвосты ММС II

1179,2

3. Вода Изм I

468,01

3. Хвосты ММС III

1306,6

4. Вода ММС I

1551,12

4. Хвосты ММС IV

1039,7

5. Вода Изм II

43,9

5. Слив сгустителя

252,6

6. Вода ММС II

1186,3

6. Кек

36,5228,0

7. Вода Классиф II

1148,0

8. Вода Классиф III

1006,26

9. Сгущение

2,53

Всего

5326,67

5326,67

Определены удельные расходы воды на 1 т руды и на 1 т концентрата:

qруды = W / Qруды = 5306,12/1652,24=3,21 м3/т;

qк — та = W / Qк — та = 5306,12/283,19=18,74 м3/т.

2.9 Выбор и расчёт основного оборудования в корпусе обогащения

Отделение измельчения входит в состав корпуса обогащения. Так как складирование измельчённых продуктов затруднено, отделение измельчения напрямую связано с процессами обогащения. Чтобы обеспечить бесперебойную работу главного корпуса и усреднить руду, предусматрено складирование мелкодроблёной руды. Для этого проектом приняты бункера, ёмкость которых должна обеспечивать 24 — 48 часов бесперебойной работы цеха обогащения.

Объём складируемой руды составил:

V = (24 ч 48) · Qчас. изм. / сн. (2. 41)

V = 36 • 1652,24/ 2,04 = 29 157,176?30 000м3.

Выбор и расчёт мельниц

Для первой стадии измельчения принимаем стержневые мельницы с центральной разгрузкой, а для второй и третьей стадии — шаровые с центральной разгрузкой.

Расчёт мельниц, работающих в замкнутом цикле, производится по питанию цикла измельчения.

Для расчёта мельниц используются следующие формулы:

— производительность цикла по классу -71 мкм, т/ч:

Q-71 = Qцикла • (в-71 — б-71) / 100, (2. 42)

где б-71, в-71 — массовая доля класса -71 мкм на входе в цикл и на выходе из цикла, %;

— удельная производительность i-ого типоразмера мельницы для проектных условий равна в т/(ч•м3):

qi = qэтkизмkтkкрkДi, (2. 43)

где qэт — удельная производительность по руде эталонной мельницы, т/(ч•м3);

qэт = Qэт • (вэт-71 — бэт-71) / (хэт • 100), (2. 44)

где Qэт — производительность по руде эталонной мельницы, т/ч;

вэт-71, бэт-71 — массовая доля класса -71 мкм в эталонной руде до и после измельчения, %;

хэт — объём эталонной мельницы, м3;

kизм — коэффициент сравнительной измельчаемости руды, заложенной в проект и эталонной руды;

kт — коэффициент, который учитывает разницу в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке;

kкр — коэффициент, учитывающий разницу в крупности руды и конечного продукта для мельниц эталонной и проектной. Определяется по формуле:

(2. 45)

где m1 и m2 -относительная производительность (д. е.) по расчётному классу -71 мкм для эталонных и проектных условий соответственно;

kДi — коэффициент, которым учитывается разница в диаметрах барабанов мельниц проектируемой и эталонной. Находится по формуле:

(2. 46)

где Dпроект. , Dэт.  — диаметр (в свету) барабана мельниц проектируемой и эталонной, м;

Дпроект. , Дэт.  — толщина футеровки, м.

Результаты расчётов сведены в таблицу 2. 11.

Необходимый объём мельниц для измельчения рассчитывается в м3 повариантно по формуле:

Vi = Q-71 / (qikн. пит) (2. 47)

Число мельниц в i-том варианте равно:

ni = Vi / хi (2. 48)

Пример расчёта мельниц для I стадии измельчения.

Принимаем эталонную мельницу МСЦ 3600Ч4500.

Производительность цикла измельчения по классу -71 мкм:

Q-71 = 1554,26 • (15,75−5) / 100 = 145,25 т/ч.

На основании данных практики, удельная производительность эталонной мельницы по классу -71 мкм равна 0,75 т/(ч•м3).

Удельная производительность мельницы МСЦ 3200Ч4500:

qi = qэтkизмkтkкрkДi,

kизм = 1,0;

kт = 1,0;

kкр = 1,0;

;

qi = 0,75 • 1,0 • 1,0 • 1,0 • 0,94 = 0,705 т/(ч•м3).

Необходимый объём мельниц для измельчения равен:

Vi = 145,25/ 0,705 • 0,98 = 210,24 м3.

Число мельниц:

ni = 210,24 / 32 = 6,7? 8.

Проверка на пропускную способность:

qдопустимая = 8 • с / 1,6 = 8 • 2,04 = 16,32 т/м3,

qпроектируемая = Qпит/(ni прин. ·нi) = 1554,26/ (8• 32) = 6,07т/м3.

Так как 6,07 < 16,32, то принятая мельница удовлетворяет условию пропуска всего потока руды.

Аналогично рассчитываются мельницы для II и III стадий измельчения. Расчёт мельниц приведён в таблице 2. 11.

Таблица 2. 11 — Расчёт мельниц

Стадия

Типоразмер

мельницы

Рабочий объём, хi, м3

Диаметр в свету, м

Дi,

м

kизм

kт

kкр

kДi

Уд. произ-водительн.

т/м3•ч

Q-71,

т/ч

kн. пит

Vi,

м3

Кол-во

мельниц

nрасч

nпр

qэт

qi

I

МСЦ 3200Ч4500

МСЦ 3600Ч4500

МСЦ 3600Ч5500

32

41

49

3,2

3,6

3,6

0,105

0,110

0,110

1,0

1,0

1,0

0,94

1,00

1,00

0,75

0,705

0,750

0,750

145,25

0,98

210,24

197,62

197,62

6,7

4,8

4,09

8

6

6

II

МШЦ 3600Ч4500

МШЦ 3600Ч5500

МШЦ 4000Ч5500

40

49

60

3,6

3,6

4,0

0,110

0,120

0,120

1,0

1,0

1,0

1,03

1,00

1,06

0,83

0,855

0,830

0,880

242,63

0,98

289,57

289,29

281,34

7,93

6,08

4,6

8

8

6

III

МШЦ 3600Ч4500

МШЦ 3600Ч5500

МШЦ 4000Ч5500

40

49

60

3,6

3,6

4,0

0,110

0,120

0,120

1,0

1,0

1,0

1,03

1,00

1,06

0,35

0,361

0,350

0,371

24,61

0,98

69,53

71,75

67,69

1,69

1,46

1,12

4

4

2

Таблица 2. 12 — Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Стадия

измельчения

Типоразмер

мельницы

Объём мельницы, м3

Количество мельниц

Коэффициент загрузки

Масса, т

Установленная мощность, кВт

Стоимость, р

одной

всех

одной

всех

одной

всех

одной

всех

I

МСЦ 3200Ч4500

МСЦ 3600Ч4500

МСЦ 3600Ч5500

32

41

49

256

246

294

8

6

6

0,83

0,8

0,67

115

175

161

920

1050

966

900

1000

1250

7200

6000

750

98 700

113 700

153 230

789 600

682 200

919 380

II

МШЦ 3600Ч4500

МШЦ 3600Ч5500

МШЦ 4000Ч5500

40

49

60

320

392

360

8

8

6

0,99

0,96

0,77

172

161

250

1376

1288

1500

1120

1250

2000

8960

10 000

12 000

153 230

153 230

181 000

1 225 840

1 225 840

108 600

III

МШЦ 3600Ч4500

МШЦ 3600Ч5500

МШЦ 4000Ч5500

40

49

60

160

196

240

120

4

4

2

0,42

0,36

0,61

172

161

250

688

644

500

1120

1250

2000

4480

5000

4000

153 230

153 230

181 000

612 920

612 920

362 000

Проектом приняты:

— I стадия 8 мельниц МСЦ 3600Ч4500;

— II стадия 8 мельниц МШЦ 3600Ч4500;

— III стадия 4 мельниц МШЦ 3600Ч4500

При этом учитывались технологическая совместимость, ремонто-способность и технико-экономические показатели.

Выбор и расчёт гидроциклонов

В качестве классифицирующего оборудования на фабрике принимаем гидроциклоны, позволяющие хорошо разделять тонкоизмельчённые материалы. Для расчёта гидроциклонов применены следующие формулы:

Dmax = 1,2 • (dп / dсл)2 • (dном)2 • (с — с0) • / втв. пит, (2. 49)

где Dmax — максимальный диаметр, см;

dп, dсл — диаметр пескового и сливного насадков, см;

dном — номинальная крупность зёрен в сливе гидроциклона, мкм;

с, с0 — плотность твёрдой и жидкой фаз, т/м3;

H — рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

втв. пит — массовая доля твёрдого в питании гидроциклона, %.

Соотношение (dп/dсл) обычно принимается равным (0,5 ч 0,6); в дальнейшем оно учитывается при выборе размеров насадков. При выборе величины этого соотношения нужно учитывать частный выход песков гп':

если гп' > 70%, то (dп / dсл) = 0,7 ч 0,8;

если гп' < 30%, то (dп / dсл) = 0,2 ч 0,3.

Массовая доля твёрдого в питании принимается по таблице 2.9.

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой