Реферат: Гравитационные методы обогащения Ингулецкой фабрики

Министерствообщего и профессионального образования

Российской Федерации

МагнитогорскийГосударственный Технический Университет

Кафедра обогащенияполезных ископаемых

Курсовая работа

Гравитационные методыобогащения

Магнитогорск

1999

1.  Введение

Увеличение добычи многих полезных ископаемых сталовозможным благодаря освоению гравитационных методов обогащения. В настоящеевремя более 90%углей и марганцевых руд обогащаются гравитационнымиметодами, ежегодно повышается долевое участие гравитационных методов впереработке окисленных железных, полиметаллических и золотосодержащих руд, скаждым годом растет значение гравитационных процессов в ряду других процессовобогащения.

Современнаягравитационная обогатительная фабрика-это предприятие, ежегодно перерабатывающеедесятки миллионов тонн рудного сырья, со сложной схемойцепи аппаратов,включающей дробилки, грохоты, отсадочные машины, промывочные машины,классификаторы, сгустителя.

Гравитационныеведущие место среди других методов обогащения, особенно в практике переработкиугля, золотосодержащих, вольфрамовых руд и руд черных металлов.

Высокаяпроизводительность гравитационных машин позволяет упрощать схему цепи аппаратовфабрик, более экономично использовать производственные площади и объемы зданий,в результате чего снижаются удельные капитальные затраты на строительство обогатительныхфабрик, уменьшается число обслуживающего персонала,  снижается себестоимостьпереработки.

Гравитационные процессы обогащения по широте диапазонаисходных характеристик обогащаемою сырья, разнообразию условий применения их втехнологических схемах обогатительных фабрик, простоте производственногокомплекса, высокой производительности обогатительных аппаратов В сравнимыхусловиях превосходят многие другие процессы  обогащения и обеспечиваютэффективное разделение минеральных смесей при относительно низких материальных,трудовых и энергетических затратах.


2.Характеристикасырьевой базы и вещественного состава сырья.

2.1. Криворожскийжелезорудный бассейн

Криворожский железорудный бассейн расположен в80—100 км. к западу от р. Днепр, в системе р. Ингулец и ее левых притоков — рекСаксагань, Желтой и Зеленой. Месторождения бассейна вытянуты в виде узкойполосы в северо-северо-восточном направлении протяжением около 100 км и шириною1—2 км до 6 км (в районе г. Кривой Рог).

Криворожскийжелезорудный бассейн сложен докембрийскими кристаллическими сланцами(саксаганская серия), включающими три отдела: нижний (аркозы и филлиты),средний, или железорудная формация (сланцы и железистые породы) и верхний(сланцы, карбонаты и песчаники-конгломераты). Железорудная формация состоит изсеми перемежающихся горизонтов (пластов) сланцев и железистых Пород. В севернойчасти бассейна выделяются еще восьмой и девятый горизонты [5, 6].

I и II железистыегоризонты представлены магнетитовыми роговиками с большим содержаниемжелезистых силикатов и карбонатов (Ингулецкий район) и краснополосчатымимагнетито-мартитовыми роговиками с силикатами и карбонатами (Саксаганский район).Мощность горизонтов 30—40 м, разделяющей их сланцевой пачки — 5—15 м. Содержат30—35% железа.

Ill железистыйгоризонт мощностью 5—15 м магнетито-карбонатных или красково-мартитовыхроговиков с многочисленными прослоями сланцев. Содержит 25—30% железа.

IV железистыйгоризонт магнетитовых и карбонатно-силикатно-магнетитовых среднеполосчатыхроговиков с содержанием железа 34—37%, с увеличивающимися сланцевыми прослоямии выклиниванием в северной части бассейна, где наблюдается окисление пород добольшой глубины. Мощность горизонта 40—60 м.

V железистый горизонтпредставлен тонкослоистыми джеспилитами, не содержащими силикатов и карбонатов,с рудными минералами мартитом и мелкорассеянным гематитом. На Первомайском участке и в южной части Ингулецкой полосы на  глубине 40—50м (железистые породыпредставлены магнетитовыми разностями. Мощность горизонта от 30 до 130 м.Содержит 35—42% железа

VI железистыйгоризонт средне-грубослоистых мартитовых роговиков с отдельными участкаминеокисленных магнетитовых роговиков и пачками мартито-гематитовых джеспилитов.Мощьность горизонта 50—150 м. Содержание железа в нем достигает 32- З7%.

VII железистыйгоризонт красково-мартитовых и мартитовых роговиков с пачками красковыхроговиков и участками магнитовых роговиков с карбонатами или силикатами.Мощность  горизонта 100— 600 м. Содержит 20—30% железа.

В Ингулецком районеразвиты лишь IV и V горизонты.

Внутри отдельныхгоризонтов наблюдается неоднородность вещественного состава, вызывающаязначительные колебания показателей обогащения руды.

Вмещающими породамивисячего и лежачего боков являются хлоритовые, амфиболовые и другие сланцыжелезорудной формации.

Учтенные балансовыезапасы железистых роговиков бассейна составляют около 19,6 млрд. т. Эти запасыраспределяются по типам (в геологическом понимании) следующим образом, магнетитовыекварциты, содержащие 31-39% железа,—10,7, млрд. т (54,5%); гематитовые кварциты,содержащие около 38% железа,— 8,9 млрд. (45,5%).

Ориентировочныезапасы технологических типов руды по классификации института Механобр доглубины 300 м приведены в табл.2.1.

Таблица 2.1.

Запасы железистых кварцитов различныхтехнологических типовТипы железной руды Запасы млрд.т. Запасы %.

А+В+С1

С2

Всего Магнетитовые 2,7 1,4 4,1 35,5 Смешанные 1,6 1,4 3,0 20,0 Гематитовые (мартитовые) 1,1 3,3 4,4 38,5 Всего 5,4 6,1 11,5 100,0

Сырьевой базойгорнообогатительных комбинатов Кривого Рога являются железистые кварцитыследующих участков бассейна: Южного (ЮГОК) — Скелеватский — Магнетитовый участок,Ново-Криворожского (НКГОК) — Ново Криворожский участок, Центрального (ЦГОК) —участок Большая Глееватка, Северного — Первомайский участок и Анновскоеместорождение, Ингулецкого — 12-й участок (IV и V горизонт Лихмановскойсинклинали).

2.2.Рудная база Ингулецкого горнообогатительного комбината (ИнГОК)

Рудной базой комбината являются неокисленные железистыйкварциты IV и V железистых горизонтов Ингулецкого участка. Мощность наносовоколо 18 м. Кварциты подстилаются гранато-биотито-хлоритовыми,хлорито-амфиболовыми и хлоритовыми сланцами.

Главнымиминералами являются; магнетит, кварц, амфиболы, карбонаты, куммингтонит. 95%запасов неокисленных кварцитов сосредоточены в IV железистом горизонте, которыйсложен силикатно-магнетитовыми роговиками (64,8% запасов), магнетитовыми роговиками(29,8% запасов) и гематито-магнетитовыми кварцитами (5,4% запасов).

Роговикиимеют тонко- и среднеполосчатую текстуру вследствие чередования рудных и кварцевыхпрослоев. Мощность рудных слоев колеблется от 0,01 до 5 мм, смешанных от0,1 до 44 мм, нерудных от 0,1 до 22 мм. Размеры зерен магнетита колеблютсяот 0,005 до 0,01 мм. Нерудная вкрапленность в рудных агрегатах встречаетсяредко.

Влежачем боку роговики переходят в малорудные кварциты (содержание железарастворимого около 20%).

Зонаокисления кварцитов основной толщи представлена лимонито-мартитовыми имагнетито-мартитовыми роговиками, содержащими в среднем около 32% железа.

Vжелезистый горизонт представлен окисленными гематито-мартитовыми и неокисленнымигематито-магнетитовыми джеспилитами.

Запасынеокисленных железистых кварцитов в проектных контурах карьера по категории В+C1составляют 1152 млн. т, балансовые запасы — 1450 млн. т.

Изжелезистых кварцитов Ингулецкого месторождения, содержащих в среднем 28,8%магнетита, в виде весьма тонких вкраплений и от 5 до 40,8% железосодержащихсиликатов, магнитной сепарацией  тонкоизмельченной руды может быть полученконцентрат с содержанием 65—66% железа. Дальнейшее повышение содержания железав концентрате может быть достигнуто удалением обратной флотацией сростковмагнетита с кварцем и слабооруденелыми породами. В институте Механобрчерметобратной флотацией магнитного концентрата, содержащего 63,1—64,8% железа, влабораторных условиях получен концентрат с содержанием 69—70% железа; выходконцентрата 53,2—68,8% в операции флотации. Более богатые концентраты,содержащие 70,5—70,9% железа, при извлечении 81% в операции флотации, полученыКриворожским горнорудным институтом.


3. Анализ работы действующей фабрики ирезультатов НИР. Выбор технологической схемы (Ингулецкий горно-обогатительный комбинат) 3.1.Первая очередь обогатительной фабрики

Ингулецкий ГОК (ИнГОК) введенв эксплуатацию в 1965 г. и состоит из карьера, дробильно-обогатительной фабрикии вспомогательных цехов. Обогатительная фабрика включает I и II очереди, накоторых обработка руды осуществляется по равным технологическим схемам.

Технологическая схемаобогащения руды на первой очереди фабрики приведена на рис. 4.1. Дробление рудыпроизводится в четыре стадии с применением грохочения руды по классу 25 ммперед последней стадией. Крупное дробление руды осуществляется по двум потокам:на двух конусных дробилках ККД-1500/180 и четырех конусных дробилкахКРД-900/100. Руда первого приема дробления поступает самотеком (черезпромежуточный бункер) в дробилки II стадии. Корпус крупного дробления выполненв виде опускного колодца диаметром 33 м и глубиной 43,2 м.

В корпусе среднего имелкого дробления установлено каскадно по 12 дробилок КСД-2200 и КМД-2200.Схема дробления позволяет сокращать крупность руды от 1200 до 25—0 мм (8%класса +25 мм).

Таблица 3.2.Показатели работы цикла дробленияСтадия Оборудование Производительность, т/ч Выпускная щель, мм. Крупность руды, мм Коэффициент использования оборудования 1 Дробилка ККД-1500 1500 180 350-0 0,71 2 Дробилка КРД-900 800 100 230-0 0,66 3 Дробилка КСД-2200 250 30 60-0 0,83 4 Дробилка КМД-2200 250 6-8 75,0 0,83 Грохот 173-ГР 1,75Х35 м. 600 25 0,83

            Обогатительная фабрика первойочереди состоит из восьми секций, работающих по схеме, включающей три стадииизмельчения и пять стадий обогащения. Производительность секции 220 т/ч по рудеи 88 т/ч по концентрату.

Схема измельченияобеспечивает конечную крупность помола 98% класса —0,074 мм. Соотношениеобъемов мельниц в I, II и III стадиях равно 1; 0,7; 0,7. Объем мельниц I стадиидля каждой секции 72 м3

В I стадии рудаизмельчается в шаровых мельницах с решеткой, работающих в замкнутом цикле склассификаторами. Содержание твердого в сливах мельниц и классификаторов 80 и55%,

/>

Во II и III стадияхпромпродукт измельчается в шаровых мельницах с центральной разгрузкой,работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Содержание твердого в разгрузкахмельниц 65—70%. Плотность сливов гидроциклинов II и III стадии 12 и 10%твердого. В мельницы I, II и III стадии догружаются шары диаметромсоответственно 120—80, 60 и 40 мм. Шаровая нагрузка мельниц I стадии 70 т, амельниц II и III стадии — 102 т.

Обогащениюподвергаются готовые продукты измельчения и разгрузки шаровых мельниц II и IIIстадии. Отделение обогащения оснащено магнитными сепараторами с противоточными(I стадия) и полупротивоточными ваннами (II—V стадии). В схеме широкоприменяются перечистки магнитного продукта и обесшламливание материала передмагнитной сепарацией и фильтрацией.

Схема обогащения обеспечиваетполучение концентрата с содержанием 64,4% железа при извлечении общего имагнитного железа 71 и 92—94%. Концентрат обезвоживается досодержания влаги 10% на дисковых фильтрах при содержании твердого в питании55%. и вакууме на фильтре 0,6—0,7 am. Скорость вращения дисков 0,2—0,3 об/мин.Расход воздуха составляет 0,7 м3/м2 мин. Удельная производительностьфильтра равна 0,4 т/м2 ч.

3.2.Опыт совершенствования техники и технологии

Проектная схемасостояла из двух стадий измельчения и трех стадий обогащения, включающих шестьприемов по выделению и перечистке магнитного продукта, и предусматривала получениеконцентрата с содержанием 62% железа

В процессестроительства обогатительная фабрика была переведена на многостадиальную схемуобогащения. При объединении двух смежных секций по единой многостадиальнойсхеме количество стадий измельчения было увеличено до трех, а стадий обогащениядо пяти. Число приемов по выделению и перечистке магнитного продукта в схемевозросло до 11. Благодаря новой технологии содержание железа в концентратеповысилось до 64,5% без снижения производительности.

Переводуобогатительной фабрики на новую технологию предшествовали бысиликато-магнетитовых кварцитов карьера ИнГОКа на опытной фабрике институтаМеханобрчермет.

 На фабрике произведен ряд техническихмероприятий, направленных на улучшение технологии переработки руды. Изготовленапереносная намагничивающая установка и производится регулярное намагничиваниемагнитных шайб дешламаторов для снижения потерь магнетита в сливе дсшламаторов.

Для снижения потерьмагнетита в сливе дешламаторов на питающих желобах дешламаторов установленырешетки с карманами, предохраняющие коробки от забивки. В дешламатореустановлены успокоительные спирали. Слив дешламаторов, работающих перед фильтрацией,направлен в процесс, что снизило потери магнитной фракции в хвостах на 0,1%.Пески двух-трех дешламаторов самотеком направляются в общий зумпф из-загидростатического давления пульпы в дешламаторах. Осуществление этогомероприятия позволило сократить число насосов, перекачивающих пескидешламаторов, стабилизировало работу магнитных сепараторов III и IV стадии,питающихся песками дешламаторов.

Все магнитныесепараторы размером 600 Х 1500 мм заменены высокопроизводительными машинами209П-СЭ и ПВМ-4ПП. В результате замены сепараторов схема обогащения, показаннаяна рис. 17, усовершенствована, исключена операция перечистки хвостов I, III и Vстадиях, в III и V стадиях магнитная сепарация. Осуществляется в три приема сперечисткой магнитного продукта. В первом приеме I стадии обогащенияустановлены противоточные сепараторы 209П-СЭ, во II приеме — полупротивоточныесепараторы ПБМ-4ПП.

Отделение фильтрацииоборудовано модернизированными вакуум-фильтрами Ду-68-2,5, изготовленными дляжелезорудной промышленности. Мешалка усиленной конструкции обеспечиваетэффективное перемешивание материала в ванне. Это позволило отказаться от подачипитания насосами снизу ванны и осуществить подачу через пульподелитель. сверхуванны, что значительно облегчило работу. Новый редуктор-вариатор позволяет внеобходимом диапазоне регулировать скорость вращения дисков. Для снижения влагив кеке применяется мгновенная отдувка кока сжатым воздухом повышенногодавления. Производится рационная загрузка и переклассификация шаров. B мельницыI стадии первоначально загружаются шары следующего гранулометрического состава:диаметром 40мм — 18%, диаметром 60 мм. — 50%, диаметром 80 мм — 32%. Шары вмельницу загружаются барабанным питателем, для переклассификации шаров имеетсяспециальный стенд. Догрузку осуществляют шарами диаметром 80—120 мм.

На фабрикеиспытывалась схема с контрольной классификацией слива гидроциклонов в IIIстадии. Слив основных гидроциклонов направлялся непосредственно безпромежуточной емкости и насосов в дополнительные гидроциклоны для контрольнойклассификации. Пески основных и дополнительных гидроциклонов направлялись вмельницу. Результаты классификации и измельчения по этой схеме практически небыли улучшены.

3.3.Вторая очередь обогатительной фабрики

Вторая очередь фабрикивведена в эксплуатацию в 1969 г. Проектная производительность второй очередифабрики 12 млн. т в год по сырой руде.

На фабрике примененобесшаровое измельчение для тонко вкрапленных магнетитовых кварцитов. Дроблениеруды до крупности 300—0мм осуществляется в одну стадию, причем 70% дробленойруды будет поступать из карьера и 30% руды из корпуса дробления.

Бесшаровоеизмельчение руды производится в две стадии. В  I стадии руда измельчается докрупности 75—80% класса —0,074 мм, в мельницах самоизмельчения МБ-70-23 объемом80 м5, работающим в замкнутом цикле с классификаторами. Галя изразгрузки мельницы самоизмельчения выделяется при помощи бутары.

Во II стадии пром.продукт измельчается до крупности 95—98% класса —0,074мм в рудно-галечныхмельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Соотношение объемовмельниц I и II стадии 1:1. Изношенная галя крупностью менее 10 мм выделяетсяпосредством бутар, установленных на рудно-галечных мельницах, и направляется имельницы самоизмельчения. Процесс рудного самоизмельчения требует примененияавтоматического регулирования основных параметров: плотности пульпы в мельнице«Каскад» и степени заполнения ее рудой количества подаваемой гали врудно-галечную мельницу.

Мельницасамоизмельчения работает при степени заполнения барабана рудой 38—40%,плотности слива 70—75% твердого, циркуляционной нагрузке 35—65% ипроизводительности 75—90 %. Производительность и степень заполнения мельницысвязаны экстремальной зависимостью: при степени заполнения выше или ниже оптимальногозначении производительность снижается. Производительность рудно-галечноймельницы 40—50 т/ч при плотности слива. 65% твердого и содержании класса —0,074мм в сливе гидроциклонов 95-98%.

Удельныепроизводительности мельниц самоизмельчения и рудно-галечных по классу — 0,074мм соответственно равны 0,9 и 0,3 т/ч • м3. Процесс самоизмельченияглавным образом зависит от гранулометрического состава и измельчаемости руды.Низкая производительность мельницы самоизмельчения обусловлена мелкой исходнойрудой (200 — 0 мм), содержащей всего 2,0 % класса • +200 мм, вместо необходимых15% (350— 0 мм).

Обогащение рудыпроизводится в две стадии. Обогащению подвергают готовые продукты измельчения.Схема обогащения обеспечивает получение концентрата с содержанием 65% -железапри извлечении 75,0%. Влажность концентрата 10,65%. Содержание железа в хвостах13,3%, из них 2,02% магнитного железа.

Качество концентрата при бесшаровом измельчении на0,5% выше, чем при шаровом. Дальнейшая регулировка процесса самоизмельчения позволитулучшить технико-экономические показатели фабрики второй очереди.


4. Расчет качественно количественной схемыобогащения.

Определяется необходимое и достаточное для расчетасхемы в относительных показателях, число исходных показателей N.

/>

где /> - число расчетныхкомпонентов (для монометаллической руды />);

          /> - число продуктовразделения в схеме;

          /> - число операций разделенияв схеме;

по схеме находим:              />

                                                />

                                                />

Вкачестве исходных параметров принимаем содержание железа в руде, в случае их отсутствиязадаемся извлечением ,

Расчеткачественно-количественной схемы обогащения производим в электронных таблицах EXCEL, по следующейметодике.

Рассчитаем дляпримера баланс качественно-количественной схемы

Дано:/>/>/>, />,/>

Знаясодержание и выход исходного продукта, а также содержание продуктов полученныхв результате операций, вычислим />

/>

Втаблице эта формула будет выглядеть следующим образом

=C4*(D4-D7)/(D8-D7)

Знаявыход 38 продукта, по уравнению баланса найдём выход 36 продукта

/>

В таблицеэта формула будет выглядеть следующим образом

=С9-С8

Зная выхода исодержания продуктов, вычисляем их извлечение, по формуле

/>

В таблице эта формулабудет выглядеть следующим образом

=C7*D7/D4

Таблица 4.1.

Пример заполнения электронной таблицы EXCEL

A

B

C

D

E

1

№ операций и продуктов Наименование операций и продуктов Выход, % Содержание, % Извлечение, %

2

1 2 4 5 6

3

баланс схемы 0

4

5

1 исходная руда

100,00

34,00

100,00

6

итого:

100,00 34,00 100,00

7

выходит:

8

36 готовый концентрат 40,39

64,40

76,51

9

38 хвосты 59,61

13,40

23,49

итого:

100,00 100,00

Известные параметры выделяем втаблице жирным шрифтом.

Вычисленные ранее значения выделяемкурсивом и подчеркиваем

Таблица 4.2.

Результаты расчета качественно-количественной схемы

№ операций и продуктов Наименование операций и продуктов выход, % содержание, % извлечение, % 1 2 4 5 6

баланс схемы 0

 

1 исходная руда

100,00

34,00

100,00

итого:

100,00 34,00 100,00

выходит:

36 готовый концентрат 40,39

64,40

76,51 38 хвосты 59,61

13,40

23,49

итого:

100,00 100,00

1

ММС I

поступает:

1 исходная руда

100,00

34,00

100,00

итого:

100,00 34,00 100,00

выходит:

2 к-т ММС I 55,10

48,10

77,94 3 хвосты ММС I 44,90

16,70

22,06

итого:

100,00 100,00

2

 ММС II

поступает:

2 к-т ММС I

55,10

48,10

77,94

итого:

55,10 77,94

выходит:

4 к-т ММС II 50,11

50,40

74,28 5 хвосты ММС 4,99

25,00

3,67

итого:

55,10 77,94

3

Перечистка хвостов 1

поступает:

5 хвосты ММС

4,99

25,00

3,67

3 хвосты ММС I

44,90

16,70

22,06

итого:

49,89 17,53 25,72

выходит:

4а продукт от 1 перечистки 6,19

47,40

8,63 7 отвальные хвосты 43,70

13,30

17,10

итого:

49,89 25,72

смешение хвостов

поступает:

7 отвальные хвосты

43,70

13,30

17,10

12 отвальные хвосты

6,11

14,40

2,59

14 отвальные хвосты 2,13 13,90 0,73 20 отвальные хвосты

3,65

13,90

1,49

24 отвальные хвосты

1,11

14,10

0,46

26 хвосты ММС IV

1,54

13,10

0,59

32 отвальные хвосты

1,19

13,10

0,46

1 2 4 5 6 34 отвальные хвосты

0,17

14,80

0,07

итого:

59,61

 

23,49

выходит:

 

 

 

38

хвосты

59,61

13,40

23,49

итого:

59,61 23,49

4

Классификация 1 (проверка)

поступает:

4 к-т ММС II

50,11

50,40

74,28

4а продукт от 1 перечистки

6,19

47,40

8,63

19 промпродукт

0,24

26,60

0,19

13 промпродукт ММС II

206,49

53,00

321,88

35 пром продукт

1,67

54,30

2,66

итого:

264,69 407,63

выходит:

 

 

 

10 слив классификатора

56,07

51,56

85,02

9 пески классификатора

208,62

52,60

322,75

итого:

264,69 407,78

5

Обесшламливание 1

поступает:

10 мелкий продукт 56,07

51,56

85,02

итого:

56,07 85,02

выходит:

11 питание ММС III

49,96

56,10

82,44

12 отвальные хвосты 6,11

14,40

2,59

итого:

56,07 85,02

6

ММС II

поступает:

9 пески классификатора 208,62

52,60

322,75

итого:

208,62

 

322,75

выходит:

 

13 промпродукт ММС II 206,49

53,00

321,88 14 отвальные хвосты

2,13

13,90

0,73

итого:

208,62 322,61

7

ММС III

поступает:

11 питание ММС III 49,96

56,10

82,44

итого:

49,96 82,44

выходит:

15 пром продукт ММС III

47,64

58,20

81,55

16 хвосты ММС III 2,32

13,00

0,89

итого:

49,96 82,44

8

ММС

поступает:

15 пром продукт ММС III 47,64

58,20

81,55

итого:

47,64 81,55

выходит:

17 продукт ММС

46,07

59,60

80,75

18 хвосты ММС 1,57

17,19

0,80

итого:

47,64 81,55 1 2 4 5 6

9

Перечистка хвостов 2

поступает:

16 хвосты ММС III

2,32

13,00

0,89

18 хвосты ММС

1,57

17,19

0,80

итого:

3,89 14,69 1,68

выходит:

19 промпродукт 0,24

26,60

0,19 20 отвальные хвосты 3,65

13,90

1,49

итого:

3,89 1,68

11

Классификация 2 (0-11 проверка)

поступает:

17 продукт ММС

46,07

59,60

80,75

31 продукт от 3 перечистки

0,06

53,30

0,10

25

к-т ММС IV

96,41

63,90

181,20

итого:

142,54

 

262,05

выходит:

21 пески

97,96

63,10

181,79

22 слив

44,59

61,20

80,26

итого:

142,54 262,05

 

Классификация 2 (узел)

 

поступает:

17 продукт ММС 46,07

59,60

80,75 31 продукт от 3 перечистки

0,06

53,30

0,10

итого:

46,13 80,85

выходит:

26

хвосты ММС IV

1,54

13,10

0,59 22 слив классификатора

44,59

61,20

80,26

итого:

46,13 80,85

11

Обесшламливание 2 (O-13)

поступает:

 

 

22 слив классификатора 44,59

61,20

80,26

итого:

44,59 80,26

выходит:

 

23 питание ММС V

43,48

62,40

79,80

24 отвальные хвосты 1,11

14,10

0,46

итого:

44,59 80,26

12

ММС IV

поступает:

21 пески классификатора 97,96

63,10

181,79

итого:

97,96 181,79

выходит:

25 пром продукт ММСIV 96,41

63,90

181,20 26 хвосты ММС IV

1,54

13,10

0,59

итого:

97,96 181,79

13

ММС V (O-15)

поступает:

23 питание ММС V 43,48

62,40

79,80

итого:

43,48 79,80

выходит:

1 2 4 5 6 27 пром продукт ММС V

42,42

63,60

79,36

28 хвосты ММС V 1,06

14,20

0,44

итого:

43,48 79,80

14

Контрольная ММС (O-16)

поступает:

27 пром продукт ММС V 42,42

63,60

79,36

итого:

42,42 79,36 29 продукт ММС

42,23

63,80

79,24

30 хвосты ММС 0,19

20,00

0,11

итого:

42,42 79,36

15

Перечистка хвостов 3 (O-17)

поступает:

30 хвосты ММС

0,19

20,00

0,11

28 хвосты ММС

1,06

14,20

0,44

итого:

1,25 0,56

выходит:

31 продукт 3 перечистки 0,06

53,30

0,10 32 отвальные хвосты 1,19

13,10

0,46

итого:

1,25 0,56

16

Обесшламливание 3 (O-18)

поступает:

29 продукт ММС 42,23

63,80

79,24 37 циркуляционный продукт

итого:

42,23 79,24

выходит:

33 пром концентрат

42,06

64,00

79,17

34 отвальные хвосты 0,17

14,80

0,07

итого:

42,23

 

79,24

17

Фильтрация (O-19)

поступает:

33 пром концентрат 42,06

64,00

79,17

итого:

42,06 79,17

выходит:

37 циркуляционный продукт 35 пром продукт 1,67

54,30

2,66 36 готовый концентрат

40,39

64,40

76,51

итого:

42,06 79,17

5.Проектирование расчет шламовой схемы.

       Так как  в исходном заданиине было задано отношение жидкого к твердому по массе(R), то в данной работе для расчета водно-шламовойсхемы, задаемся />, ориентировочнымсодержанием твердого (по массе), которое выбираем на основе талб.2.24. [3].

Расчет водно-шламовой схемывыполняем в электронных таблицах EXCEL.

Пример расчета покажем на одной изопераций водно-шламовой схемы.

Дано: />,/>, />, />, плотность руды 3.5

1.   Вычислим сколько перерабатываетсяпервого продукта за 1 час.

/>

2.   Вычислим сколько перерабатываетсявторого продукта за 1 час по формуле

/>

В таблице эта формула будетвыглядеть следующим образом

=C11*D$7/100

3.   Зная />, находим />

/>

В таблице эта формула будетвыглядеть следующим образом

=(100-E11)/E11

4.   Зная />и /> находим расходводы с продуктом />

/>

В таблице эта формула будетвыглядеть следующим образом

=F11*D11

5.   Зная />, плотность руды и /> находим производительность пообъему пульпы />

/>

В таблице эта формула будетвыглядеть следующим образом

=D11/C$4+G11

6.   Для того чтобы узнать количествоводы, которое нужно добавить или убрать из процесса находим общий расход пульпыв данной операции

/>

В таблице эта формула будетвыглядеть следующим образом

=F9*D9

Зная общий расход в даннойоперации, по уравнению баланса находим расход воды в этой операции.

Таблица 5.1.

Пример заполнения электронной таблицы EXCEL

A

B

C

D

E

F

G

H

1

№ операций и продуктов Наименование операций и продуктов выход, % Q, т/ч %тв R W, мкуб/ч V, мкуб/ч

2

1 2 3 4 5 6 7 8

3

 

4

плотность руды

3,5

5

1

ММС I

6

поступает:

7

1 исходная руда 100,00 513,70

98,00

0,02 10,48 157,25

8

свежая вода 943,53 943,53

9

итого:

100,00 513,70

35,00

1,86 954,01 1100,78

10

выходит:

11

2 к-т ММС I 55,10 283,03

40,00

1,50 424,54 505,40

12

3 хвосты ММС I 44,90 230,67 529,47 595,38

13

итого:

100,00 513,70

35,00

1,86 954,01 1100,78

Известные параметры выделяем втаблице жирным шрифтом.

Вычисленные ранее значения выделяемкурсивом и подчеркиваем

Таблица 5.2.

Результаты расчета водно-шламовой схемы

№ операций и продуктов Наименование операций и продуктов выход, % Q, т/ч %тв R W, мкуб/ч V, мкуб/ч 1 2 3 4 5 6 7 8

 

плотность руды

3,5

1

ММС I

поступает:

1 исходная руда 100,00 513,70

98,00

0,02 10,48 157,25 свежая вода 902,76 902,76

итого:

100,00 513,70

36,00

1,78 913,24 1060,01

выходит:

2 к-т ММС I 55,10 283,03

40,00

1,50 424,54 505,40 3 хвосты ММС I 44,90 230,67 488,70 554,61

итого:

100,00 513,70

36,00

1,78 913,24 1060,01

2

ММС II

поступает:

2 к-т ММС I 55,10 283,03

40,00

1,50

424,54

505,40

свежая вода

 

 

101,08 101,08

итого:

55,10 283,03

35,00

1,86 525,62 606,48

выходит:

4 к-т ММС II 50,11 257,40

40,00

1,50 386,10 459,64 5 хвосты ММС 4,99 25,63 15,52 5,44 139,52 146,85

итого:

55,10 283,03 35,00 1,86 525,62 606,48

3

Перечистка хвостов 1

поступает:

5 хвосты ММС

4,99

25,63 15,52 5,44

139,52

146,85

3 хвосты ММС I

44,90

230,67 32,07 2,12

488,70

554,61

итого:

49,89 256,30 28,98 2,45 628,23 701,46 1 2 3 4 5 6 7 8

выходит:

0,00 4а продукт от 1 перечистки 6,19 31,79

40,00

1,50 47,69 56,77 7 отвальные хвосты 43,70 224,51 27,89 2,59 580,54 644,68

итого:

49,89 256,30 28,98 2,45 628,23 701,46

4

Классификация 1 (проверка)

поступает:

4 к-т ММС II

50,11

257,40

40,00

1,50

386,10

459,64

4а продукт от 1 перечистки

6,19

31,79

40,00

1,50

47,69

56,77

19 Промпродукт 0,24 1,25

45,00

1,22 1,52 1,88 13 промпродукт ММС II 206,49 1060,73

40,00

1,50 1591,09 1894,16 35 пром продукт 1,67 8,56

62,00

0,61 5,24 7,69 свежая вода -268,15 -268,15

итого:

264,69

1359,72

43,54

1,30

1763,49

2151,98

выходит:

0,00 10 слив классификатора 56,07 288,03

17,00

4,88 1406,26 1488,55 9 пески классификатора 208,62 1071,69

75,00

0,33 357,23 663,43

итого:

264,69 1359,72 43,54 1,30 1763,49 2151,98

5

Обесшламливание 1

поступает:

10 слив классификатора

56,07

288,03

17,00

4,88

1406,26

1488,55

итого:

56,07 288,03

17,00

4,88 1406,26 1488,55

выходит:

11 питание ММС III 49,96 256,65

40,00

1,50 384,98 458,31 12 отвальные хвосты 6,11 31,38 2,98 32,55 1021,28 1030,25

итого:

56,07 288,03 17,00 4,88 1406,26 1488,55

6

ММС III

поступает:

 

9 пески классификатора

208,62

1071,69

75,00

0,33

357,23

663,43

свежая вода

 

 

2143,39 2143,39

итого:

208,62 1071,69

30,00

2,33 2500,62 2806,81

выходит:

13 промпродукт ММС II

206,49

1060,73

40,00

1,50

1591,09

1894,16

14 отвальные хвосты 2,13 10,96 1,19 82,96 909,52 909,52

итого:

208,62 1071,69

30,00

2,33 2500,62 2803,68

7

ММС IIIа

поступает:

11 питание ММС IIIа

49,96

256,65

40,00

1,50

384,98

458,31

свежая вода 91,66 91,66

итого:

49,96 256,65

35,00

1,86 476,64 549,97

выходит:

15 пром продукт ММС III 47,64 244,73

44,00

1,27 311,47 381,39 16 хвосты ММС III а 2,32 11,92 6,73 13,85 165,17 168,57

итого:

49,96

256,65

35,00

1,86

476,64

549,97

8

ММС IV

поступает:

15 пром продукт ММС III

47,64

244,73

44,00

1,27

311,47

381,39

свежая вода 143,02 143,02

итого:

47,64 244,73

35,00

1,86 454,49 524,41

выходит:

17 продукт ММС 46,07 236,65

40,00

1,50 354,97 422,59 18 хвосты ММС 1,57 8,08 7,51 12,32 99,52 101,83

итого:

47,64

244,73

35,00

1,86

454,49

524,41

9

Перечистка хвостов 2

поступает:

16 хвосты ММС III

2,32

11,92 6,73 13,85

165,17

168,57

1 2 3 4 5 6 7 8 18 хвосты ММС

1,57

8,08 7,51 12,32

99,52

101,83

итого:

3,89 20,00 7,03 13,23 264,69 270,40

выходит:

19 промпродукт 0,24 1,25

40,00

1,50 1,87 2,23 20 отвальные хвосты 3,65 18,76 6,66 14,01 262,82 268,18

итого:

3,89

20,00 7,03 13,23

264,69

270,40

11

Классификация 2

поступает:

17 продукт ММС

46,07

236,65

40,00

1,50

354,97

422,59

31 продукт от 3 перечистки 0,06 0,32

40,00

1,50 0,48 0,57 25

к-т ММС IV

96,41 495,27

44,99

1,22 605,68 747,18 свежая вода 122,78 122,78

итого:

142,54 732,24 40,32 1,48 1083,91 1293,12

выходит:

21 пески 97,96 503,19

75,00

0,33 167,73 311,50 22 слив 44,59 229,04

20,00

4,00 916,17 981,61

итого:

142,54 732,24 40,32 1,48 1083,91 1293,12

11

Обесшламливание 2

поступает:

22 слив классификатора

44,59

229,04

20,00

4,00

916,17

981,61

итого:

44,59 229,04 20,00 4,00 916,17 981,61

выходит:

0,00 23 питание ММС V 43,48 223,35

40,00

1,50 335,03 398,84 24 отвальные хвосты 1,11 5,69 0,97 102,13 581,14 582,77

итого:

44,59

229,04

20,00

4,00

916,17

981,61

12

ММС IV

поступает:

21 пески классификатора

97,96

503,19

75,00

0,33

167,73

311,50

свежая вода

 

 

587,06 587,06

итого:

97,96 503,19

40,00

1,50 754,79 898,56

выходит:

25 пром продукт ММСIV 96,41 495,27

45,00

1,22 605,33 746,84 26 хвосты  MMC IV 1,54 7,92 5,03 18,86 149,46 151,73

итого:

97,96 503,19 40,00 1,50 754,79 898,56

13

ММС V

поступает:

23 питание ММС V

43,48

223,35

40,00

1,50

335,03

398,84

свежая вода

 

 

79,77 79,77

итого:

43,48 223,35

35,00

1,86 414,80 478,61

выходит:

27 пром продукт ММС V 42,42 217,93

45,00

1,22 266,36 328,62 28 хвосты ММС V 1,06 5,43 3,53 27,36 148,44 149,99

итого:

43,48 223,35 35,00 1,86 414,80 478,61

14

Контрольная ММС

поступает:

27 пром продукт ММС V

42,42

217,93

45,00

1,22

266,36

328,62

свежая вода

 

 

138,37 138,37

итого:

42,42 217,93

35,00

1,86 404,72 466,99

выходит:

 

29 продукт ММС 42,23 216,93

40,00

1,50 325,40 387,38 30 хвосты ММС 0,19 1,00 1,24 79,71 79,32 79,61

итого:

42,42 217,93 35,00 1,86 404,72 466,99

15

Перечистка хвостов 3

поступает:

30 хвосты ММС

0,19

1,00 1,24 79,71

79,32

79,61

1 2 3 4 5 6 7 8 28 хвосты ММС

1,06

5,43 3,53 27,36

148,44

149,99

итого:

1,25 6,42 2,74 35,47 227,77 229,60

выходит:

31 продукт 3 перечистки

0,06

0,32

40,00

1,50

0,48

0,57

32 отвальные хвосты 1,19 6,10 2,61 37,25 227,29 229,03

итого:

1,25 6,42 2,74 35,47 227,77 229,60

16

Обесшламливание 3

поступает:

29 продукт ММС

42,23

216,93

40,00

1,50

325,40

387,38

итого:

42,23 216,93 40,00 1,50 325,40 387,38

выходит:

33 пром концентрат 42,06 216,05

65,00

0,54 116,33 178,06 34 отвальные хвосты 0,17 0,88 0,42 237,08 209,06 209,32

итого:

42,23 216,93 40,00 1,50 325,40 387,38

17

Фильтрация

поступает:

33 пром концентрат

42,06

216,05

65,00

0,54

116,33

178,06

итого:

42,06 216,05 65,00 0,54 116,33 178,06

выходит:

35 пром продукт

1,67

8,56

62,00

0,61

5,24

7,69

36 готовый концентрат 40,39 207,49 65,13 0,54 111,09 170,37

итого:

42,06 216,05 65,00 0,54 116,33 178,06

Расчет водно-шламовой схемыпроверяется по балансу воды поступившей в технологическую схему и воды вышедшейиз технологической схемы.

 


Таблица 5.3.

Баланс воды поступившей в технологическую схему иводы вышедшей из технологической схемы

Поступает воды в процесс Уходит воды из процесса с исходной рудой 10,48 С концентратом 111,09 В  ММС I 902,76 С хвостами 1 перечистки 580,54 В  ММС II 101,08 При обесшламливании 1 1021,28 В классификацию 1 приема 268,15 С хвостами  ММС III 909,52 В  ММС III 2143,39 При перечистке хвостов 2 262,82 В ММС IIIа 91,66 При обесшламливании 2 581,14 В ММС 143,02 С  хвостами ММС IV 149,46 В классификацию 2 приема 122,78 При перечистке хвостов 3 227,29 В  ММС IV 587,06 При обесшламливании 3 209,06 В  ММС V 79,77 Всего уходит 4052,21 В  Контрольную ММС 138,37 Всего поступает 4052,21

Данное совпадение поступившей втехнологическую схему и воды вышедшей из технологической схемы подтверждаетправильность расчета данной схемы.

/>

Обычный удельный расход для технологической схемыобогащения титано-магнетитовых руд  />,значительный перерасход воды, по полученным данным, можно объяснить не достоверностьюисходных значений, использованных для расчета в данной схеме.


6. Выбор и технологический расчет основного оборудования

6.1.Расчетизмельчения.

      

6.1.1.Расчет мельницыпо удельной производительности для первой стадии измельчения.

Удельная производительность проектируемоймельницы по вновь образованному  расчетному классу определяется по формуле:

/>

где /> - Удельнаяпроизводительность проектируемой мельницы по вновь образуемому  расчетномуклассу />

   />-       Удельнаяпроизводительность рабочей мельницы по тому же классу

   />-     Коэффициент, учитывающийразличие в измельчаемости руды проектируемой к переработке и перерабатываемойруды

   />-     Коэффициент,учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения надействующей и на проектируемой обогатительных фабриках.

   />-     Коэффициент,учитывающий различие в диаметрах барабана и работающей мельниц

   />-     Коэффициент,учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.

Таблица 6.1.

Варианты установки мельниц для первой стадии измельчения.Тип мельницы диаметр длина Рабочий объем Радиус питателя, мм Мощность электродвигателя, квт Вес шаровой нагрузки Цена, тыс. руб Вес мельниц без шаров и электродвигателя МШР-27-6 2700 3600 17,7 1800 380 37,0 55,15 75,3 МШР-32-31 3200- 3100 22,0 2000 600 47,0 62,94 95,1 МШР-36-40 3600- 4000 36,0 2400 1100 60,0 - 150,4 МШР-36-50 3600- 5000 45 2400 1250 96,5 65,44 160,1 МШР-40-50 4000- 5000 56 3000 2000 128 142,32 237,5 МШР-45-50 4500- 5000 71 3000 2500 158 - 263,4 Определяем удельную производительность по вновь образованному классу –0,074 мм. действующей мельницы:

/>

данное значение /> взяли из характеристикиработы фабрики.

Определяем значение коэффициента  />:

/>

для данного расчета />

определяем значение коэффициентов /> для сравниваемых мельниц:

/>

где  Dи D1 — соответствуют номинальные диаметры барабанов проектируемойк    установке и работающей (эталонной) мельниц.

1) длямельниц 2700Х3600

/>

2) длямельниц 3200Х3100

/>

3) длямельниц 3600Х3500

/>

4) длямельниц 4000Х5000

/>

5) длямельниц 4500Х5000

/>

Определяем значение коэффициента />. Так как  на действующей обогатительной фабрике работает мельница с  разгрузкой через решетку, и на проектируемой фабрике предполагается установка того же типа мельниц, то  /> Определяем производительность мельниц по вновь образованному классу –0,074 мм.

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х3100

/>/>

3) длямельниц 3600Х3500

/>/>

4) длямельниц 4000Х5000

/>/>

5) длямельниц 4500Х5000

/>/>

Определяем производительность мельниц по руде

/>

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х3100

/>,/>

3) длямельниц 3600Х5000

/>/>

4) длямельниц 4000Х5000

/>/>

5)для мельниц 4500Х5000

/>/>

6) для мельниц3600Х4000

/>/>

Определим расчетное число мельниц

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х3100

/>/>

3) для мельниц3600Х5000

/>/>

4) длямельниц 4000Х5000

/>/>

5)для мельниц 4500Х5000

/>/>

6) для мельниц3600Х4000

/>/>

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине потребной для каждого варианта установочной мощности, суммарному весу и суммарной стоимости мельниц. При сравнении вариантов необходимо учитывать и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, схему измельчения, число сортов руды, подлежащих отдельной переработке, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования.

Сравнение вариантовпредставлено в табл.6.2

Таблица6.2.Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям (для первойстадии измельчения)Тип мельницы Количество мельниц Мощность электродвигателя, квт Вес шаровой нагрузки Цена, тыс. руб Вес мельниц без шаров и электродвигателя МШР-27-6 24 9120 888 1323,6 1807,2 МШР-32-31 18 10800 846 1132,92 1711,8 МШР-36-40 12 13200 720 1804,8 МШР-36-50 10 12500 965 654,4 1601 МШР-40-50 8 16000 1024 1138,56 1900 МШР-45-50 4 10000 632 1053,6

Из сравнения следует, что наиболее выгодным являетсявариант установки мельниц МШР-36-50.

6.1.2.Расчет мельницыпо удельной производительности для второй стадии измельчения.

Таблица 6.3.

Варианты установки мельниц для второй стадии измельчения.Тип мельницы диаметр длина Рабочий объем Радиус питателя, мм Мощность электродвигателя, квт Вес шаровой нагрузки Цена, тыс. руб Вес мельниц без шаров и электродвигателя МШЦ-27-36 2700 3600 17,7 1800 370 37 54,12 72 МШЦ-32-45 3200 4520 32 2000 900 73,5 132,5 МШЦ-36-55 3600 5500 49 2400 1250 102 133,2 157,68 МШЦ-40-55 4000 5500 61 2400 2000 141 228,4 МШЦ-45-60 4500 6000 85 2600 2500 186 261,5 Определяем удельную производительность по вновь образованному классу –0,074 мм. действующей мельницы:

/>

данное значение /> взяли из характеристикиработы фабрики.

Определяем значение коэффициента  />:

/>

для данного расчета />

определяем значение коэффициентов /> для сравниваемых мельниц:

/>

где  Dи D1 — соответствуют номинальные диаметры барабанов проектируемойк    установке и работающей (эталонной) мельниц.

                     1)для мельниц 2700Х3600

/>

2) длямельниц 3200Х4520

/>

3) длямельниц 3600Х5500

/>

4) длямельниц 4000Х5500

/>

5) длямельниц 4500Х6000

/>

Определяем значение коэффициента />. Так как  на действующей обогатительной фабрике  в данной стадии измельчения работает мельница с  центральной разгрузкой, и на проектируемой фабрике предполагается установка того же типа мельниц, то  /> Определяем производительность мельниц по вновь образованному классу –0,074 мм.

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х4520

/>/>

3) длямельниц 3600Х5500

/>/>

4) длямельниц 4000Х5500

/>/>

5) длямельниц 4500Х6000

/>/>

Определяем производительность мельниц по руде

/>

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х4520

/>,/>

3) длямельниц 3600Х5500

/>/>

4) длямельниц 4000Х5500

/>/>

5)для мельниц 4500Х6000

/>/>

Определим расчетное число мельниц

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х4520

/>/>

3) для мельниц3600Х5500

/>/>

4) длямельниц 4000Х5500

/>/>

5)для мельниц 4500Х6000

/>/>

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине потребной для каждого варианта установочной мощности, суммарному весу и суммарной стоимости мельниц. При сравнении вариантов необходимо учитывать и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, схему измельчения, число сортов руды, подлежащих отдельной переработке, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования.

Сравнение вариантовпредставлено в табл.6.4.

Таблица6.4.Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям (для второйстадии измельчения)Тип мельницы Количество мельниц Мощность электродвигателя, квт Вес шаровой нагрузки Цена, тыс. руб Вес мельниц без шаров и электродвигателя МШЦ-27-36 9 3330 333 487,08 648 МШЦ-32-45 5 4500 367,5 662,5 МШЦ-36-55 3 3750 306 399,6 473,04 МШЦ-40-55 3 6000 423 685,2 МШЦ-45-60 2 5000 372 523

Из сравнения следует, что наиболее выгодным являетсявариант установки мельниц МШЦ-36-55.


6.1.3.Расчет мельницыпо удельной производительности для третьей стадии измельчения.

Таблица 6.5.

Варианты установкимельниц для третьей стадии измельчения.

Тип мельницы Диаметр, мм Длина, мм

Рабочий объем, м3

Радиус питателя, мм Мощность электродвигателя, квт Вес шаровой нагрузки, Цена, тыс. руб Вес мельниц без шаров и электродвигателя МШЦ-27-36 2700 3600 17,7 1800 370 37 54,12 72 МШЦ-32-45 3200 4520 32 2000 900 73,5 132,5 МШЦ-36-55 3600 5500 49 2400 1250 102 133,2 157,68 МШЦ-40-55 4000 5500 61 2400 2000 141 228,4 МШЦ-45-60 4500 6000 85 2600 2500 186 261,5 Определяем удельную производительность по вновь образованному классу –0,074 мм. действующей мельницы:

/>

данное значение /> взяли из характеристикиработы фабрики.

Определяем значение коэффициента  />:

/>

для данного расчета />

определяем значение коэффициентов /> для сравниваемых мельниц:

/>

где  Dи D1 — соответствуют номинальные диаметры барабанов проектируемойк    установке и работающей (эталонной) мельниц.

                     1)для мельниц 2700Х3600

/>

2) длямельниц 3200Х4520

/>

3) длямельниц 3600Х5500

/>

4) длямельниц 4000Х5500

/>

5) длямельниц 4500Х6000

/>

Определяем значение коэффициента />. Так как  на действующей обогатительной фабрике  в данной стадии измельчения работает мельница с  центральной разгрузкой, и на проектируемой фабрике предполагается установка того же типа мельниц, то  /> Определяем производительность мельниц по вновь образованному классу –0,074 мм.

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х4520

/>/>

3) длямельниц 3600Х5500

/>/>

4) длямельниц 4000Х5500

/>/>

5) длямельниц 4500Х6000

/>/>

Определяем производительность мельниц по руде

/>

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х4520

/>,/>

3) длямельниц 3600Х5500

/>/>

4) длямельниц 4000Х5500

/>/>

5)для мельниц 4500Х6000

/>/>

Определим расчетное число мельниц

1)   для мельниц 2700Х3600

/>/>

2) длямельниц 3200Х4520

/>/>

3) для мельниц3600Х5500

/>/>

4) длямельниц 4000Х5500

/>/>

5)для мельниц 4500Х6000

/>/>

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине потребной для каждого варианта установочной мощности, суммарному весу и суммарной стоимости мельниц. При сравнении вариантов необходимо учитывать и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, схему измельчения, число сортов руды, подлежащих отдельной переработке, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования.

Сравнение вариантовпредставлено в табл.6.6.


Таблица6.6Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям (для третьейстадии измельчения)Тип мельницы Количество мельниц Мощность электродвигателя, квт Вес шаровой нагрузки Цена, тыс. руб Вес мельниц без шаров и электродвигателя МШЦ-27-36 3 1110 111 162,36 216 МШЦ-32-45 2 1800 147 265 МШЦ-36-55 1 1250 102 133,2 157,68 МШЦ-40-55 1 2000 141 228,4 МШЦ-45-60 1 2500 186 261,5

Из сравнения следует, чтонаиболее выгодным является вариант установки мельниц МШЦ-36-55.


6.2.Расчетспиральных классификаторов, для первой стадии измельчения.

1.   Определяемпроизводительность классификатора по сливу. Для классификаторов с непогруженнойспиралью она находится по формуле:

/>

где      /> - производительность потвердому материалу в сливе, т/сутки;

            /> - число спиралейклассификатора;

            /> и /> - поправки на крупностьслива;

            /> - диаметр спирали, м.

1.1.  Найдем /> с учетом поправок наплотность слива />, и на содержаниепервичных шламов />, по формуле:

/>

где      />

            />

            />

1.2.Поправка наплотность слива:

по формуле (148)  итабл.  46 [1] базисное разбавление Ж: Т руды плотностью 3.5 г/см3  будет,

/>

отношение требуемогоразбавления к базисному

/>

поправка на плотностьслива по табл. 49 [1]

/>

1.3.Поправкана содержание первичных шламов не вводится т.е. />

1.4. Определяем диаметр спиралей классификатора

/>

Ближайшийстандартный размер классификатора 2400 мм.

1.5.Определяемдействительную производительность выбранного классификатора

/>/>

1.6.Проверяемпроизводительность выбранного классификатора по пескам.

/> />

скорость вращенияспирали принимаем 2.5 оборота в минуту.    

 

Принимаем к установкепять спиральных классификаторов типа  КСН-24 Н


6.3.    Расчетгидроциклонов

 

6.3.1. Расчет гидроциклонов(для второй стадии измельчения)

На гидроциклон второйстадии измельчения поступает объем пульпы равный 2377,89 м3/ч,

Выбираем для установки гидроциклон смаксимальной производительностью ГЦ-2000. с давлением на входе 2,5 Мпа.

Расчетгидроциклона производится по формуле

/>

/> м3/ч

При выборегидроциклона необходимо определить его типоразмер, исходя из требуемой производительностипо питанию, с учетом крупности получаемого слива.

            Номинальная крупность частицслива />находится по формуле

/>

Сливу содержащему 80%класса –74 мкм (см. табл.14 [2]) соответствует номинальная крупность />. При такой крупности сливазерна меньше 0,15 /> распределяются попродуктам классификации как вода. По табл. 14 [2] содержание класса –20 мкм висходном продукте и в сливе будет /> и />

            Проверим выбранный гидроциклон напроизводительность по пескам.

По формуле /> 

Данное значение лежитв пределах нормы. Значит выбираем к установке гидроциклон ГЦ-2000. Так как  нарудообогатительных фабриках принято устанавливать 100% резерв гидроциклонов, тоустанавливаем два гидроциклона ГЦ-2000.

 

6.3.2. Расчетгидроциклонов (для третьей стадии измельчения)

На гидроциклонтретьей стадии измельчения поступает объем пульпы равный

1513,57м3/ч,

Выбираем для установки гидроциклон с максимальнойпроизводительностью ГЦ-2000. с давлением на входе 1 Мпа.

Расчетгидроциклона производится по формуле

/>

/> м3/ч

При выборегидроциклона необходимо определить его типоразмер, исходя из требуемой производительностипо питанию, с учетом крупности получаемого слива.

            Номинальная крупность частицслива />находится по формуле

/>

, Сливу содержащему 94% класса –74 мкм (см.табл.14 [2]) соответствует номинальная крупность />.

            Проверим выбранный гидроциклон напроизводительность по пескам.

По формуле /> 

Данное значение лежитв пределах нормы. Значит выбираем к установке гидроциклон ГЦ-2000. Так как  нарудообогатительных фабриках принято устанавливать 100% резерв гидроциклонов, тоустанавливаем два гидроциклона ГЦ-2000.

Таблица 6.1.

Техническиехарактеристики выбранных гидроциклонов

Параметры ГЦ-2000 ГЦ-2000 Количество к установке, шт. 2 2 Диаметр гидроциклона D, мм. 2000 2000 Угол конусности, град. 20 20 Эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм. 400 400 Диаметр сливного отверстия, мм 500 500 Диаметр пескового отверстия, мм. 360 500 Давление на вводе, Мпа 0,25 0,1

6.4. Выбор и расчет оборудования длямагнитного обогащения

6.4.1.  Выбор и расчетоборудования для первой магнитной сепарации.

Выбираем сепаратортипа ПБМ-П

Из водно-шламовой схемы известно, чтопроизводительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должнабыть не менее 513,7т/ч.

Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле

/>

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1200 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 120 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторовнеобходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.

/>/>

6.4.2.  Выбор и расчетоборудования для второй магнитной сепарации.

Выбираем сепаратортипа ПБМ-П

Из водно-шламовой схемы известно, чтопроизводительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должнабыть не менее 283,03т/ч.

Рассчитаем удельнуюпроизводительность сепараторов по формуле

/>

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1200 мм.

Выбираем удельную производительность магнитногосепаратора по сухому исходному питанию равной 80 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторовнеобходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.

Рассчитаем потребное количество магнитных сепараторов.

/>/>

6.4.3.  Выбор и расчетоборудования для первой перечистки хвостов.

Выбираем сепаратортипа ПБМ-П

Из водно-шламовой схемы известно, чтопроизводительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должнабыть не менее 256,30/ч.

Рассчитаем удельнуюпроизводительность сепараторов по формуле

/>

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1200 мм.

Выбираем удельную производительность магнитногосепаратора по сухому исходному питанию равной 120 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторовнеобходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.

/>/>

6.4.4.  Выбор и расчетоборудования для третьей магнитной сепарации.

Выбираем сепаратортипа ПБМ-ПП

Из водно-шламовойсхемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухомуисходному питанию должна быть не менее 1071 т/ч.

Рассчитаем удельную производительностьсепараторов по формуле

 />

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1500 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 90 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимыхдля обеспечения нужной производительности фабрики.

/>/>

6.4.5.  Выбор и расчетоборудования для четвертой магнитной сепарации.

Выбираем сепаратортипа ПБМ-ПП

Из водно-шламовойсхемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухомуисходному питанию должна быть не менее 256,65 т/ч.

Рассчитаем удельнуюпроизводительность сепараторов по формуле

/>

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1500 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 70 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимыхдля обеспечения нужной производительности фабрики.

/>/>

6.4.6.  Выбор и расчетоборудования для пятой магнитной сепарации.

Выбираем сепаратортипа ПБМ-ПП

Из водно-шламовой схемы известно, чтопроизводительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должнабыть не менее 244,73 т/ч.

Рассчитаем удельнуюпроизводительность сепараторов по формуле

/>

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1500 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 70 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторовнеобходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.

/>/>

6.4.7.  Выбор и расчетоборудования для перечистки хвостов.

Выбираем сепаратортипа ПБМ-ПП

Из водно-шламовойсхемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухомуисходному питанию должна быть не менее 20 т/ч.

Рассчитаем удельную производительностьсепараторов по формуле

 />

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1200 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 20 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаемчисло магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительностифабрики.

/>/>

6.4.8.  Выбор и расчетоборудования для шестой магнитной сепарации.

Выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП

Из водно-шламовойсхемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходномупитанию должна быть не менее 503,19 т/ч.

Рассчитаем удельную производительностьсепараторов по формуле

 />

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1500 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 70 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторовнеобходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.

/>/>

6.4.9.  Выбор и расчетоборудования для седьмой магнитной сепарации.

выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП

Из водно-шламовойсхемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухомуисходному питанию должна быть не менее 223,35 т/ч.

Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле

/>

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1500 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 60 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторовнеобходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.

/>/>

6.4.10.        Выбори расчет оборудования для восьмой магнитной сепарации.

выбираемсепаратор типа ПБМ-ПП

Из водно-шламовой схемы известно, чтопроизводительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должнабыть не менее 217,93 т/ч.

Рассчитаем удельную производительностьсепараторов по формуле

/>

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 1500 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 70 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторовнеобходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.

/>/>

6.4.11.        Выбори расчет оборудования третьей перечистки хвостов.

Из водно-шламовой схемы известно, чтопроизводительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должнабыть не менее 6,42т/ч.

выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП

Рассчитаем удельную производительностьсепараторов по формуле

/>

Принимаем диаметр барабана магнитнойсепарации 900 мм.

Выбираем удельную производительностьмагнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 8 т/м*ч (табл. 4.55.[3]).

/>

Рассчитаем число магнитных сепараторовнеобходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.

/>

6.4.12.        Данныео выбранном для магнитной сепарации оборудовании

Таблица 6.4.1.

№ магнитной сепарации 1 2 3 4 5 6 7 8

1

п-ка

2

п-ка

3

п-ка

Тип магнитного сепаратора ПБМ-П-120/300 ПБМ-П-120/300 ПБМ-ПП150/400 ПБМ-ПП150/400 ПБМ-ПП150/400 ПБМ-ПП150/400 ПБМ-ПП150/400 ПБМ-ПП150/400 ПБМ-П-120/300 ПБМ-П-120/300 ПБМ-ПП-90/250 Количество сепараторов 4 4 9 3 3 3 3 3 2 1 1 Диаметр барабана, мм. 1200 1200 1500 1500 1500 1500 1500 1500 1200 1200 900 Длина барабана 3000 3000 4000 4000 4000 4000 4000 4000 3000 3000 2500 Крупность кусков исходного материала, мм 3 3 3 3 0,2 Мощность электродвигателя барабана, кВт 7,5 7,5 15 15 15 15 15 15 7,5 7,5 3 Магнитная индукция (напряженность магнитного поля в рабочей зоне на поверхности барабана), Тл. (кА/м)

0,148

(118)

0,132

(105)

0,148

(118)

0,132

(105)

0,16

(127)

0,16

(127)

0,16

(127)

0,16

(127)

0,16

(127)

0,16

(127)

0,148

(118)

0,132

(105)

0,148

(118)

0,132

(105)

0,148

(118)

0,132

(105)

Габариты, мм Длина 3670 3670 5500 5500 5500 5500 5500 5500 3670 3670 3038 Ширина 2200 2200 3000 3000 3000 3000 3000 3000 2200 2200 1720 Высота 2360 2360 2700 2700 2700 2700 2700 2700 2360 2360 1970 Масса, т, не более 5,6 5,6 12,8 12,8 12,8 12,8 12,8 12,8 5,6 5,6 3,3

6.5.Выбор оборудования для фильтрации.

Производительность фильтров рассчитывают по удельным производительностям, взятым по данным практики ( табл. 4.63 [3]). Выбираем тип  используемого вакуум-фильтра  (стр228 [3]).

2.1.  выбираем дисковый вакуум-фильтр типа 04 (ДШ) – сшатровой крышей для суспензий с твердой фазой с плотностью от 2 до 5 т/м3,

Таблица 6.5.1.

Варианты установки вакуум-фильтров.Типоразмер исполнение

Поверхность фильтрования, м2

Число дисков Установочная мощность электродвигателя, кВт Габариты, мм Масса, т. длина ширина высота ДШ 63-2,5 У 63 8 9,5 5500 3300 3900 15,1 ДШ 100-2,5 У 100 12 11,5 7100 3300 3900 19,1 ДШ 160-3,75 У 160 10 18,5 7700 4500 5200 27,0 ДШ 250-3,75 У 250 14 26,0 9500 4500 5200 38,0

2.2. производительность фильтров рассчитывают по удельнымпроизводительностям, взятым по данным практики (табл. 4.63.).

Приизвестной производительности по концентрату Q т/ч сперва определяют общую площадь фильтрования

/>

а затем число фильтров n, необходимых для установки

/>

а) число фильтров типа ДШ 63-2,5

/>

б) число фильтров типа ДШ 100-2,5

/>

в) число фильтров типа ДШ 160-3,75

/>

г) число фильтров ДШ 250-3,75

/>


Таблица6.5.2.Сравнение вариантов установки вакуум-фильтров по основным показателям.Типоразмер Количество

Поверхность фильтрования, м2

Число дисков Установочная мощность электродвигателя, кВт Масса, т. ДШ 63-2,5 9 567 72 85,5 135,9 ДШ 100-2,5 6 600 72 69 114,6 ДШ 160-3,75 4 640 40 74 108 ДШ 250-3,75 3 750 42 78 114

Из сравнения следует, что наиболее выгодным являетсявариант установки ДШ250-3,75.


6.5.   Выбор оборудования для обесшламливания.

1.   выберем удельнуюпроизводительность, для первого обесшламливания равную 0,4/>

1.1.    для выбраннойпроизводительности площадь сгущения S и число сгустителей определяем по формулам: />, так как на фабрикезаведомо лучше ставить минимальное число сгустителей, для экономии места, иуменьшения затрат на их обслуживание, то выбираем сгуститель Ц-30 (табл. 4.57.[3]).

2.    выберем удельнуюпроизводительность, для второго обесшламливания равную 0,33/>

2.1.     для выбраннойпроизводительности площадь сгущения S и число сгустителей определяем по формулам: />, так как на фабрикезаведомо лучше ставить минимальное число сгустителей, для экономии места, иуменьшения затрат на их обслуживание, то выбираем сгуститель Ц-30 (табл. 4.57.[3]).

3.   выберем удельнуюпроизводительность, для второго обесшламливания равную 0,3/>

3.1.    для выбраннойпроизводительности площадь сгущения S и число сгустителей определяем по формулам: />, так как на фабрикезаведомо лучше ставить минимальное число сгустителей, для экономии места, иуменьшения затрат на их обслуживание, то выбираем сгуститель Ц-40 (табл. 4.57.[3]).

еще рефераты
Еще работы по остальным рефератам