- •Содержание
- •Введение
- •Исходные сведения для проектирования обогатительной фабрики
- •Местоположение промплощадки фабрики
- •Краткая характеристика района
- •Комплекс обогатительной фабрики
- •Сырьевая база
- •Общие сведения о районе месторождения
- •Геологическая часть
- •Минералогический состав руд Александрийского месторождения
- •Режим работы обогатительной фабрики и определение производительности цехов
- •Выбор и расчет схем рудоподготовки
- •Расчет схемы
- •Обоснование технологической схемы переработки руд Александрийского месторождения
- •Характеристика товарной продукции.
- •5. Расчет качественно-количественной схемы
- •6. Расчет водно-шламовой схемы
- •7. Выбор, расчет и компоновка флотационных машин
- •8. Обоснование реагентного режима флотации
- •8.1. Описание применяемых реагентов
- •4. Цинковый купорос ZnSo4
- •5. Известь
- •6. Оксаль (т-92).
- •9. Выбор и расчет питателей реагентов.
- •10. Выбор и расчет оборудования для сгущения
- •11. Выбор и расчет оборудования для фильтрования
- •Заключение
- •Библиографический список
Режим работы обогатительной фабрики и определение производительности цехов
Под производительностью обогатительной фабрики понимается производительность ее главного цеха, т.е. цеха обогащения, называемого главным корпусом фабрики. При непрерывной круглогодовой работе часовая производительность главного корпуса определяется по формуле:
где Qф.г. – годовая производительность фабрики, т/ч;
Кн = коэффициент неравномерности подачи питания;
Кв – коэффициент использования оборудования.
Руда из карьера доставляется в приемный бункер дробильного отделения автомобилями типа «БелАЗ». Крупность руды 150-500 мм.
- рабочие дни в неделю – 7;
количество смен в день – 2.
Производительность оборудования отделения крупного дробления:
Производительность оборудования отделения среднего и мелкого дробления (режим работы отделения среднего и мелкого дробления примем с выходным днем, т.е. 305 дней в году в 2 смены по 11 часов):
Выбор и расчет схем рудоподготовки
Подготовительные операции дробления и измельчения полезных ископаемых перед обогащением являются наиболее капитало- и энергоемкими. Поэтому выбор схемы дробления и измельчения имеет важное значение для повышения технико-экономических показателей по переработки минерального сырья.
Число стадий дробления определяется крупностью и физическими свойствами исходной руды, а также крупностью дробленого продукта, поступающего на измельчение.
При работе дробилок мелкого дробления в замкнутом цикле с грохотом крупность дробленого продукта принимается меньшей (до 8-15 мм) по сравнению с вариантом работы дробилок в открытом цикле (до 20-25 мм). При этом имеется ввиду, что дополнительные затраты на дробление могут окупиться за счет уменьшения затрат на измельчение руды. Окончательно оптимальный вариант схемы дробления и измельчения выбирается на основании технико-экономического сравнения. Сравнение вариантов производится по суммарным капитальным и эксплуатационным расходам на дробление и измельчение.
Варианты схем рудоподготовки приведены на рисунке 1.
Рис.1. Проектируемая схема рудоподготовки
Расчет схемы
Определим общую степень дробления:
Выбираем степень дробления в отдельных стадиях:
S1 = 3,1
S2 = 4
S3 = 4,1
Определим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:
Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в первой, второй и третьей стадиях дробления:
определяем по типовой характеристике крупности дробленых продуктов щековой дробилки.
определяем в зависимости от категории крепости руды [1,прил.5].
(2.11)
Выбираем размеры отверстий сита грохота и эффективность грохочения для второй стадии дробления:
,
Во второй стадии дробления рекомендуется применять вибрационные грохоты. Эффективность грохочения ЕII= 80%.
Выбираем размеры отверстий сита грохота и эффективность грохочения для третьей стадии дробления.
В третьей стадии дробления рекомендуется применять вибрационные грохоты. Эффективность грохочения ЕIV= 80%.
Проверяем соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробления выпускаемому оборудованию.
Определяем приблизительное значение массы продукта 1, 4, 9, поступающих в операции дробления:
Qi = Q1 ×γi, (2.12)
Находим по таблице ориентировочные выходы продуктов γ:
γ1 = 100 %;
γ4 = 75 % ;
γ9 = 130 %.
Q1 = Q1 ×γ1 = 327,5 * 1 = 327,5 т /ч ;
Q4 = ×γ4 = 294 * 0,75 =220,5 т/ ч ;
Q9 = ×γ9 = 294 * 1,3 =382,2 т / ч.
Выбираем дробилки. Требования, которым должны удовлетворять дробилки, согласно результатам предварительного расчета схемы дробления указаны в таблице1.
Таблица 1 - Требования к дробилкам
Показатели |
Стадии дробления |
||
Первая |
Вторая |
Третья |
|
Крупность наибольших кусков в питании, мм |
500 |
160 |
40 |
Размер разгрузочной щели, мм |
107 |
22,2 |
10 |
Требуемая производительность, м3/ч |
173,3 |
116,7 |
202,2 |
Требуемая производительность, т/ч |
327,5 |
220,5 |
382,2 |
Перейдем от весовой производительности к объемной. Для перехода весовую производительность разделим на насыпной вес руды. Насыпной вес руды равен произведению плотности руды на коэффициент разрыхления горных пород (kр = 0.6-0.65):
;
Таблица 2 - Технологическая характеристика выбранных дробилок
Стадия дробления |
Тип и размер дробилки |
Ширина пасти, мм |
Наибольший размер кусков в питании, мм |
Предел регулирования разгрузочной щели, мм |
Производительность при запроектированных щелях, м3/ч |
Требуемое кол – во, шт |
Коэффициент загрузки, доли ед. |
I |
ЩДП-9×12 |
900 |
750 |
130 ± 35 |
160 |
1 |
0,99 |
II |
КСД-1750Т-Д |
200 |
160 |
15-30 |
145,7 |
1 |
0,8 |
III |
КМД –1750Т-Д |
80 |
70 |
5-15 |
112,5 |
2 |
1,79 |
Уточненный расчет схемы:
Расчет характеристик крупности и масс продуктов.
Для проведения уточненного расчета нужно построить характеристики крупности для продуктов №1 - исходного продукта , №2 – продукта щековой дробилки, №5 – продукт КСД и №10 – продукт КМД.
Характеристику исходного продукта, поступающего в операции подготовки сырья к обогащению - №1 строим с использованием типовой характеристики взорванной горной массы при заданном размере наибольшей крупности куска в руде (dmax = 500мм).
Аналогично строим характеристику крупности продукта №2.
Таблица 3 - Пересчет типовой характеристики исходной руды и продукта щековой дробилки.
По типовой характеристике |
Исходная руда |
Продукт щековой дробилки |
|
Крупность классов в долях ширины дробилки |
Суммарный выход класса по плюсу |
Крупность класса, мм |
Крупность класса, мм |
0 |
100 |
0 |
0 |
0,2 |
85 |
67 |
21,4 |
0,4 |
70 |
133 |
42,8 |
0,6 |
55 |
200 |
64,2 |
0,8 |
40 |
267 |
85,6 |
1 |
26 |
333 |
107 |
1,2 |
16 |
400 |
128 |
1,4 |
10 |
467 |
149,3 |
1,5 |
5 |
500 |
160 |
1
2
∑γ,%
d, мм
Рис.2 Характеристики крупности
1-характеристика исходного продукта (№-1);
2-характеристика продукта щековой дробилки (№-2);
Расчет характеристик крупности продуктов №5 и №10 (продуктов дробилок среднего и мелкого дробления) производим по типовой характеристики для конусных дробилок среднего и мелкого дробления. Для КСД – 1750 с i=22 мм, dn=38. Для КМД – 1750 с i=10мм dn=22
Таблица 4 - Пересчет типовых характеристик для дробилок КСД – 1750 и КМД – 1750 к заданным размерам выходных щелей.
По типовой характеристике |
Продукт КСД–1750 при i=22 мм |
Продукт КМД–1750 при i=10 мм |
|
Крупность классов в долях максимального куска |
Суммарный выход класса по плюсу % |
Крупность класса, мм |
Крупность класса, мм |
0 |
100 |
0 |
0 |
0,2 |
65 |
7,6 |
4,4 |
0,4 |
40 |
15,2 |
8,8 |
0,6 |
22 |
22,8 |
13,2 |
0,8 |
10 |
30,4 |
17,6 |
1 |
8 |
38 |
22 |
∑γ,%
d, мм
Р
∑γ,%
d, мм
Рис. 4 Характеристики крупности продукта конусной дробилки мелкого дробления (продукт №10)
Расчёт масс продуктов
На операцию грохочения продукт поступает из аккумулирующего бункера. Этот продукт обозначим
где -содержание класса крупности меньше размера отверстий сита ( 30%) грохота во второй операции, находим по ранее построенной характеристике продукта № 2 ;
-эффективность грохочения во второй операции.
Корректировка производительности дробилок
где - производительность дробилки при заданном размере щели, (м3/ч);
- поправка на крепость (дробимость) руды;
- поправка на плотность руды:
- поправка на крупность питания ;
- поправка на влажность питания.
Qф1=160*0,95*1,4*1,16*0,9=219,7 (м3/ч)
Qф2=145,7*0,95*1,4*1,16*0,9=202,3 (м3/ч)
Qф3=112,5*0,95*1,4*1,16*0,9=156,2 (м3/ч)
Пересчитываем коэффициенты загрузки дробилок и количество дробилок:
n1=173,3/219,7=0,7=1 (шт); K1=0,7, к установке в первую стадию дробления принимаем 1 дробилку ЩДП 9×12
n2=101,4/202,3=0,62=1 (шт); K2=0,6, к установке принимаем 1 дробилку КСД-1750Т-Д
n3=202,2/156,2=1,28=2 (шт); K2=0,6, к установке принимаем 2 дробилки КМД-1750Т-Д
Расчет грохотов
Потребная площадь вибрационного грохота для первой стадии дробления рассчитывается по удельной нагрузке с учетом поправочных коэффициентов на условие грохочения.
(2.18)
Q – производительность по исходному питанию, т/ч;
q – удельная производительность, м3/м2ч;
δ – насыпной вес руды, поступающий на грохот, т/м3
k, l, m, n, o, p –определяются по приложению
т.к.,E=80%,то m=1,35
Потребная площадь вибрационного грохота для третей стадии дробления рассчитывается аналогично:
т.к.,E=85%,то m=1,17
Выбираем необходимые грохоты , имеющие достаточную площадь сетки.
Таблица 5 - Технические характеристики выбранных грохотов
Стадия грохочения |
Типоразмер |
Крупность кусков исх. материала, мм |
Площадь грохочения, м2 |
Мощность электродвигателя, кВт |
Габариты, мм |
Масса, т |
||
длина |
ширина |
высота |
||||||
II |
ГИТ41 |
150 |
4,5 |
15 |
3100 |
2200 |
1500 |
5 |
III |
ГИСТ72 |
100 |
16 |
60 |
6805 |
3785 |
2530 |
14,1 |
Таким образом в первую и вторую стадию грохочения принимаем по одному грохоту.
Расчет схемы измельчения
Исходные данные для расчета:
,
,
,
m=1, k=0,85,
Определим значение :
Определим значения Q14, Q11,Q17, Q15. Предварительно назначаем циркулирующую нагрузку c=150%=1,5 д.ед.
Циркулирующая нагрузка во второй стадии измельчения
Тип применяемой мельницы определяется крупностью исходной руды, требуемым размером измельченного материала, технологическими свойствами материала и ценных минералов – такими, как шламуемость и смачиваемость поверхности после измельчения стальной средой.
Из мельниц со стальными дробящими телами на обогатительных фабриках преимущественно применяют: стержневые, шаровые с разгрузкой через решетку, шаровые с центральной разгрузкой.
Стержневые мельницы дают более высокую по сравнению с шаровыми производительность при измельчении до 1-3 мм, но не могут более эффективно работать для получения более мелкого продукта. Эти мельницы широко применяют при грубом измельчении до 0,5-3 мм мелковкрапленных руд в первой стадии измельчения при двухстадиальном измельчении.
Из шаровых мельниц распространены мельницы с разгрузкой через решетку, так как они более производительны и выдают измельченный продукт с меньшим содержанием шламов, чем мельницы с центральной разгрузкой. Удельная производительность МШР на 10-15% выше производительности МШЦ, но МШР более сложны в конструктивном отношении, а эксплуатация сложнее и дороже. МШР эффективно работают в замкнутом цикле с гидроциклонами, классификаторами, грохотами, во вторых и третьих стадиях измельчения, что позволяет получить более низкую крупность конечного продукта измельчения.
Для I и II стадий измельчения выбираем шаровые мельницы с центральной разгрузкой (МШЦ). Т.к. центральную (сливную) разгрузку широко используют в шаровых мельницах типа МШЦ для получения тонкоизмельчённого продукта с максимальной крупностью частиц 0,2 мм. Лучше всего применять эти мельницы для работы в замкнутом цикле с гидроциклоном во избежание переизмельчения продукта. Наилучшее питание для мельниц этого типа – продукт стержневых мельниц крупностью менее 10 мм или другой аналогичный материал. Высокий уровень слива обеспечивает длительное пребывание частиц породы в рабочей зоне и, как следствие, равномерность продукта по крупности.
1 стадия
Эталонная мельница МШЦ 3600 × 5500 при содержании класса – 0,074 мм в конечном продукте 40 % имеет производительность 1 т/м3 ∙ ч. Руда поступающая на данный процесс имеет крупность 10мм.
Для выбора мельниц принимаем к расчету три типа размера мельниц:
1. МШЦ 2100 3000;
2. МШЦ 3200 4500;
3. МШЦ 3600 5500.
Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0,074 мм по формуле:
где - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т/м3ч;
- удельная производительность эталонной мельницы по тому же классу, т/м3ч; =1 т/м3ч;
- коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости, проектируемой к переработке и перерабатываемой руды; =0,92;
- коэффициент, учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках;
Коэффициент рассчитывается по формуле: где
- значение m для запроектированной крупности исходного и конечного продуктов;
- значение m для тех же продуктов на действующей фабрике.
Определяем значение по формуле интерполяции. Крупность исходного продукта 10 - 0, содержание класса -0,074 мм в конечном продукте 50 %
Определяем значение коэффициента (эталонной мельницы)
Определяем значение коэффициента
- коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц; , [2, стр.235];
- коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц;
Коэффициент , определяется из выражения:
где и соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельниц, [2, стр.511];
0,15- двойная толщина футеровки мельницы в рабочем состоянии.
Рассчитаем удельные производительности для каждого выбранного типоразмера мельницы.
Определяем часовую производительность мельницы каждого типоразмера по руде
(2.21)
Определяем расчетное число мельниц:
Полученные значения округляются до большего целого значения, результаты заносятся в таблицу 6.
Таблица 6 - Сравнение вариантов установки мельниц
Типоразмер мельницы
|
Количество мельниц |
Коэффициент загрузки
|
Масса мельницы, т |
Установочная мощность, кВт/ч |
|||
по расчету |
к установке |
одной |
всех |
одной |
всех |
||
МШЦ 2100 3000 |
11,2 |
11 |
1 |
48 |
528 |
200 |
2200 |
МШЦ 3200 4500 |
2,56 |
3 |
0,82 |
91 |
273 |
900 |
2700 |
МШЦ 3600 5500 |
1,5 |
2 |
0,74 |
175 |
350 |
1250 |
2500 |
При сравнении по массе, мощности и количеству вариант установки двух мельниц МШЦ 3600 5500 оказался более выгодным.
2стадия
Для эталонной =60%. За эталонную мельницу принимаем: МШЦ 36004500, qэ=1,06 т/м *ч - удельная производительность эталонной мельницы (по схеме);
Для выбора мельниц принимаем к расчету три типа размера мельниц:
1. МШЦ 3200 3100;
2. МШЦ 3200 4500;
3. МШЦ 3600 4500.
Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0,074 мм по формуле:
=1,06т/м3ч,[2];
= 0,95,[2];
Определяем значение по[1, табл. 43]. Крупность исходного продукта 3 - 0, содержание класса -0,074 мм в конечном продукте 75 %
Определяем значение коэффициента (эталонной мельницы)
Определяем значение коэффициента
,[2, стр.235];
,
где и соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельниц, [2];
0,15- двойная толщина футеровки мельницы в рабочем состоянии.
Определяем часовую производительность мельницы каждого типоразмера по руде
Определяем расчетное число мельниц:
Полученные значения округляются до большего целого значения, результаты заносятся в таблицу 7.
Таблица 7 - Сравнение вариантов установки мельниц
Типоразмер мельницы
|
Количество мельниц |
Коэффициент загрузки
|
Масса мельницы, т |
Установочная мощность, кВт/ч |
|||
по расчету |
к установке |
одной |
всех |
одной |
всех |
||
МШЦ 3200 3400 |
5,1 |
5 |
1 |
96 |
480 |
630 |
3150 |
МШЦ 3200 4500 |
3,8 |
4 |
0,96 |
91 |
364 |
900 |
3600 |
МШЦ 3600 4500 |
2,8 |
3 |
0,95 |
172 |
516 |
1100 |
3300 |
При сравнении по массе, мощности, количеству и исходя из удобства компоновки, вариант установки четырех мельниц МШЦ 3200 4500 оказался более выгодным.
Выбор и расчет оборудования для классификации
На фабриках для классификации используются спиральные классификаторы и гидроциклоны. Спиральные классификаторы по сравнению с гидроциклонами имеют следующие недостатки: высокая стоимость и большие габаритные размеры, что увеличивает капитальные затраты на оборудование и на строительство зданий.
Поэтому спиральные классификаторы все больше вытесняются гидроциклонами, хотя в сравнении расходуют меньше электроэнергии, могут классифицировать более крупный материал, имеют более длительный межремонтный период.
Достоинства гидроциклонов по сравнению с классификаторами следующие:
занимают меньше производственной площади;
имеют высокую производительность по пескам и сливу;
эффективность не ниже, чем у спиральных классификаторов;
простота конструкции (нет вращающихся и движущихся частей).
Поверочная классификация
Выбираем гидроциклон ГЦ – 710.
Объемная производительность гидроциклонов с углом конусности 200
,
где - объемная производительность по питанию гидроциклона пульпой, м3/ч; А – коэффициент, зависящий от диаметра гидроциклона, А=2660, [Тихонов, стр.198]; р – давление на входе в гидроциклон, МПа; D – диаметр гидроциклона, м; D = 0,71м ;
При выборе гидроциклона необходимо определить его типоразмер, исходя из требуемой производительности по питанию, с учетом крупности получаемого слива.
Номинальная крупность частиц слива dn (мкм) гидроциклона
где - поправочный коэффициент на диаметр гидроциклона, =0,95, [2, стр.198]; - диаметр соответственно гидроциклона, патрубков пескового и сливного, м; =0,15 м, =0,2 м, [2, стр.199]; - содержание твердого в питании гидроциклона, %, =35 %; - объемная плотность твердой фазы, т/м3, =3,83 т/м3, р- давление на входе в гидроциклон, МПа;
Т. к. ориентировочная номинальная крупность слива , то гидроциклон обеспечит нужную крупность слива.
Определяем расчетное число гидроциклонов:
С учетом того, что на фабрике должен быть 100 % резерв к установке принимаем 4 гидроциклона.
Предварительная и поверочная классификация
Выбираем гидроциклон ГЦ – 710.
Объемная производительность гидроциклонов с углом конусности 200
,
Номинальная крупность частиц слива dn ,(мкм) гидроциклона
Определяем расчетное число гидроциклонов:
К установке принимаем 6 гидроциклонов.
Расчет оборудования для доизмельчения
На операцию доизмельчения материал поступает после операции 1 медной флотации.
Рис. 2.7 Схема операции доизмельчения
Q11=Q12=Q8*c=287,5*2=575 т/ч
Q13=Q8+Q11=287,5+575=862,5 т/ч
Эталонная мельница МШЦ 2700 × 3600 при содержании класса – 0,074 мм в конечном продукте 95 % имеет производительность 0,7 т/м3 ∙ ч.
Для выбора мельниц принимаем к расчету три типа размера мельниц:
1. МШЦ 3200 3100;
2. МШЦ 3200 4500;
3. МШЦ 3600 4500.
Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0,074 мм по формуле:
=1 т/м3ч, ,[2];
=0,92,[2, стр.234];
,[1];
=0,85/0,88=0,97;
, [2, стр.235];
Коэффициент , определяется из выражения:
,
где и соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельниц, [2, стр.511];
0,15- двойная толщина футеровки мельницы в рабочем состоянии.
Определяем часовую производительность мельницы каждого типоразмера по руде
Определяем расчетное число мельниц:
Полученные значения округляются до большего целого значения, результаты заносятся в таблицу8.
Таблица 8 - Сравнение вариантов установки мельниц
Типоразмер мельницы
|
Количество мельниц |
Коэффициент загрузки
|
Масса мельницы, т |
Установочная мощность, кВт/ч |
|||
по расчету |
к установке |
одной |
всех |
одной |
всех |
||
МШЦ 3200 3100 |
3,7 |
4 |
0,9 |
96 |
384 |
630 |
2520 |
МШЦ 3200 4500 |
3,1 |
3 |
1 |
91 |
273 |
900 |
2700 |
МШЦ 3600 4500 |
1,87 |
2 |
0,94 |
172 |
344 |
1120 |
2240 |
При сравнении по массе, мощности и количеству вариант установки 2 мельниц МШЦ 3600 4500 оказался более выгодным.
Выбираем гидроциклон ГЦ – 500.
Объемная производительность гидроциклонов с углом конусности 200
,
Номинальная крупность частиц слива dn ,(мкм) гидроциклона
Определяем расчетное число гидроциклонов:
К установке принимаем 2 гидроциклона.