- •Введение
- •Общая часть
- •Физико-географический очерк
- •1.2 Геологическое строение месторождения
- •Вещественный состав железистых кварцитов Лебединского месторождения
- •Разработка Лебединского месторождения
- •Обзор практики обогащения железных руд в России, в странах снг и за рубежом
- •3. Технологическая часть
- •Анализ вещественного состава сырьевой базы
- •3.2 Выбор и обоснование технологической схемы обогащения
- •3.3 Краткое описание технологической схемы обогащения железных руд Лебединского месторождения
- •3.4 Расчет качественно-количественной схемы обогащения
- •3.5 Проектирование и расчёт водно-шламовой схемы
- •3.6 Выбор и расчёт технологического оборудования
- •3.6.1 Выбор и расчёт технологического оборудования операций измельчения
- •3.6.2 Выбор и расчёт оборудования классификации
- •3.6.3 Выбор и расчёт аппаратов обесшламливания и сгущения
- •3.6.4 Выбор и расчет оборудования для магнитной сепарации
- •Результаты расчета оборудования
- •3.7 Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса
- •3.7.1 Контролируемые параметры технологии обогащения железных руд Лебединского месторождения
- •3.7.2 Опробование технологического процесса
- •3.7.3 Автоматизация и контроль технологического процесса
- •3.8 Хвостохранилище
- •3.8.1 Технология транспортировки хвостов
- •3.8.2 Краткое описание хвостохранилища
- •3.9 Электроснабжение.
- •4. Специальная часть
- •4.1 Теоретические принципы высокоселективной магнитной сепарации
- •4.2 Конструкции магнитных сепараторов
- •4.4 Краткое описание сепаратора вспбм-90/100 с вращающейся магнитной системой, предназначенного для стадиального выделения исходной высококачественных магнетитовых концентратов
- •4.5 Теоретические предпосылки, используемые при проектировании высокоселективного сепаратора вспбм-90/100
- •4.5.1 Теоретическое определение оптимальных параметров угла наклона питающего элемента в зоне подачи питания
- •3.5.2Теоретическое определение оптимальных параметров отклоняющих дефлекторов
- •4.5.3 Теоретические предпосылки и обоснование применения индукционной решетки в третьей условно выбранной четверти
- •4.6 Краткое описание технологической схемы обогащения железных руд Лебединского месторождения
- •4.7 Технико-экономическая оценка возможности применения внедрения разработанных предложений
- •Выводы по разделу
- •5. Организация производства.
- •5.1 Режим работы фабрики
- •5.2 Управление предприятием
- •5.3 Организация труда и заработная плата
- •6. Безопасность работ на обогатительной фабрике
- •6.1 Улучшение условий труда при совершенствовании технологии обогащения железистых кварцитов
- •6.2 Анализ основных производственных опасностей и вредностей на обогатительной фабрике
- •6.3 Обеспечение санитарно-гигиенических требований к воздуху рабочей зоны
- •6.4 Мероприятия по снижению запылённости
- •6.5 Меры безопасности при обслуживании технологического и транспортного оборудования
- •Измельчение и классификация.
- •Транспортное оборудование.
- •6.6 Защита от шума, вибрации
- •6.7 Электробезопасность
- •6.8 Пожарная безопасность
- •6.9 План ликвидации аварий
- •7. Охрана окружающей среды
- •Охрана воздуха, земли, воды и недр.
- •8. Экономическая часть
- •8.1 Результаты расчета стоимости оборудования
- •8.2 Расчет амортизационных отчислений
- •8.3 Расчет фонда заработной платы
- •8.4 Отчисления на социальные нужды
- •8.5 Внепроизводственные и прочие расходы
- •8.6 Определение срока окупаемости проекта
- •8.7 Расчет чистого дисконтированного дохода npv
- •Заключение
3.6.2 Выбор и расчёт оборудования классификации
После операций измельчения необходимо классифицировать материал по крупности, поэтому на мельницы ММС и МРГ устанавливаются соответственно 3-х и 2-х продуктовые бутары. Трёх продуктовая бутара выделяет 3 класса крупности: +20 мм (галя), -20 +8 мм (скрап) и класс -8 мм. Двухпродуктовая бутара выделяет 2 класса крупности: +10 мм (скрап) и -10 мм. Бутары подбираем в соответствии с производительностью мельниц. Мельницы всех стадий измельчения работают в замкнутом цикле измельчения со спиральными классификаторами, применение которых объясняется тем, что необходимо классифицировать достаточно крупный материал. Выбранный к установке классификатор должен обеспечивать требуемую производительность по сливу и пескам, поэтому рассчитываем одно- и двухспиральный классификаторы с непогруженной спиралью типа КСН. Для сопряжения с крупноразмерными мельницами самоизмельчения и рудногалечными разработаны и применятся одно- и двухспиральные классификаторы Иркутского завода тяжелого машиностроения имени В.В. Куйбышева с длинной ванны 17200 мм - 1КСН 3,0∙17,2 и 2КСН 3,0∙17,2, которые показали высокие технологические показатели разделения материала[18].
Рассчитаем производительность классификаторов:
производительность по сливу
Q = 4,56 ∙ m ∙ kβ∙ kδ∙ kc ∙ kα ∙ D1,765; (3.13)
производительность по пескам
Q = 5,45 ∙ m ∙ D3 ∙ n ∙ (5/ 2,7) ∙ k , (3.14)
где k - коэффициент учитывающий:
- крупность слива;
- плотность классифицируемого материала;
- угол наклона днищ классификатора;
- требуемую плотность слива;
m - число спиралей;
n - частота вращения спиралей;
D - диаметр спирали;
δ - плотность классифицируемого материала.
Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц I стадии измельчения:
слив пески
производительность по твёрдому, Q т/ч 183,5 240,00
содержание твёрдого, в % 45,60 85,00
разжижение, R 1,18 0,14
1) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:
- крупность слива, kβ- 1,16;
- плотность классифицируемого материала, kр = 1,3;
- угол наклона днища классификатора, kа= 0,94;
- заданную плотность слива, kс = 1,02.
2) Определяем диаметр спиралей классификаторов:
-односпиральный
D1,765 = Q / 4,56 ∙ m ∙ kβ∙ kδ∙ kс ∙ kа = 183,6 / 4,56 ∙ 1 ∙ 1,16 ∙ 1,3 ∙ 1,02∙ 0,94 = 27,85
ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);
- двухспиральный
D1,765 = Q / 4,56 ∙ m ∙ kβ ∙ kδ ∙ kс ∙ kа = 183,6 / 4,56 ∙ 2 ∙ 1,16∙ 1,3∙ 1,02∙ 0,94 = 13,92
ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97).
3) Производительность классификаторов по сливу:
-односпирального:
Q1 = 4,56∙ m ∙ kβ ∙ kδ∙ kс ∙ kа∙ D1,765 = 4,56∙1∙1,16∙1,3∙1,02∙0,94∙6,97
= 45,95 т/ч
- двухспирального:
Q2 = 4,56 ∙ m ∙ kβ ∙ kδ∙ kс ∙ kа∙ D1,765 = 4,56∙2∙1,16∙1,3∙1,02∙0,94∙6,97
= 91,9 т/ч
Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:
- односпиральных N = Q3/ Q1 = 183,6 / 45,95 = 3,995 = 4;
- двухспиральных N = Q3/ Q2= 183,6 / 91,9 = 1,998 = 2.
4) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 2КСН 3,0 ∙ 17, 2.
5) Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам, принимая частоту вращения классификатора п = 1,5 мин. :
Q = 5,45 ∙ m ∙ D3 ∙n ∙(8/ 2,7) ∙ кα = 5,45 ∙ 2 ∙ 27 ∙ 1,5 ∙ 1,3 ∙ 0,94 = 539,45 т/ч.
Таким образом, даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность[18].
Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц II стадии измельчения:
слив пески
производительность по твёрдому, Q т/ч 330,6, 40,00
содержание твёрдого, % 45,00 87,00
разжижение, R 1,22 0,20
1) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:
- крупность слива, kβ = 2,37;
- плотность классифицируемого материала, kр = 1,3;
- угол наклона днища классификатора, kа= 0,94;
- заданную плотность слива, kс= 0,82.
2) Определяем диаметр спиралей классификаторов:
-односпиральный
D1,765 = Q / 4,56 ∙ m ∙ kp∙ k8∙ kc ∙ ka = 330,6 / 4,56 ∙ 1 ∙ 2,37 ∙1,3 ∙1,02 ∙ 0,94 = 30,52
ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);
- двухспиральный
D1,765 = Q / 4,56 ∙ m ∙ kp∙ k8∙ kc ∙ ka = 330,6 / 4,56 ∙ 2 ∙ 2,37 ∙ 1,3 ∙ 0,94∙ 0,82 =15,26
ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6.97).
3) Производительность классификаторов по сливу:
-односпирального:
Q1 = 4,56 ∙ m ∙ kp∙ k8∙ kc ∙ ka ∙ D1,765 = 4,56∙1∙2,37∙1,3∙0,82∙0,94∙ 4,64 = 350,23 т/ч
- двухспирального:
Q2 = 4,56∙ m∙ kp∙ k8∙ kc∙ ka∙ D1,765 = 4,56∙2∙2,37∙1,3∙0,82∙0,94∙6,97∙4,64 = 700,46 т/ч
Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:
- односпиральных N = Q3/ Q1 = 330,6 / 350,23 = 0,94 = 1;
- двухспиральных N = Q3/ Q2= 330,6 / 700,46 = 0,47 = 1.
4) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 1КСН 3,0∙17, 2.
5). Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам, принимая частоту вращения классификатора n = 1,5 мин.:
Q = 5,45 ∙ m ∙ D3 ∙ n ∙ (5/ 2,7) ∙ kα= 5,45 ∙ 1 ∙ 27 ∙ 1,5 ∙ 1,3∙ 0,94 = 269,72 т/ч.
Таким образом, даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность[18].
Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц III стадии измельчения:
cлив пески
производительность по твёрдому, Q т/ч 40,00 295,8
содержание твердого, % 45,00 80,00
разжижение, R 1,22 0,30
1) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:
- крупность слива, kβ = 2,37;
- плотность классифицируемого материала, kр = 1,3;
- угол наклона днища классификатора, kα = 0,94;
- заданную плотность слива, kс = 0,82.
2) Определяем диаметр спиралей классификаторов:
-односпиральный
D1,765 = Q / 4,56 ∙ m ∙ kβ∙ kδ∙ kс ∙ kα = 295,8 / 4,56 ∙ 1 ∙ 2,37∙ 1,3∙ 0,82 ∙ 0,94 = 27,31
ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);
- двухспиральный
D1,765 = Q / 4, 56 ∙ m ∙ kβ∙ kδ∙ kс ∙ kα = 295,87 4,56 ∙ 2 ∙ 2,37∙ 1,3 ∙ 0,94∙ 0,82 = 13.66
ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);
3) Производительность классификаторов по сливу:
- односпирального
Q1 = 4,56 ∙ m ∙ kβ∙ kδ ∙ kс ∙ kα ∙ D1,765 = 4,56∙1∙2,37∙1,3∙0,82∙0,94∙4,64 = 350,23 т/ч
- двухспирального:
Q2 = 4,56 ∙ m ∙ kβ∙ kδ ∙ kс ∙ kα ∙ D1,765 = 4,56∙2∙2,37∙1,3∙0,82∙0,94∙6,97∙4,64
= 700,46 т/ч
Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:
- односпиральных N = Q3/ Q, = 295,8 / 350,23 = 0,84 = 1;
- двухспиральных N = Q3/ Q2= 295,8 / 700,46 = 0,42 = 1.
4) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 1КСН 3,0∙17, 2.
5) Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам, принимая частоту вращения классификатора п = 1,5 мин. :
Q = 5,45 ∙ m ∙ D3 ∙ n ∙ (5/ 2,7)∙ kα = 5,45∙ 1 ∙ 27 ∙ 1,5 ∙ 1,3 ∙ 0,94 = 269,72 т/ч.
Таким образом, даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность[18].
Сравнительная характеристика классификаторов представлена в таблице 3.12
Таблица 3.12
Сравнительная характеристика классификаторов
Параметры |
1-КСН-24А |
1-КСН-3,0*17,3 |
2-КСН-3,0*17,2 |
Диаметр спирали, мм |
2400 |
3000 |
3000 |
Длина спирали, мм |
13400 |
13400 |
12500 |
Количество спиралей |
1 |
1 |
2 |
Частота вращения вала спирали, мин-1 |
3,6 |
1,5 |
3,0 |
Угол установки, град. |
17 |
18,5 |
18,5 |
Мощность эл. двигателя привода спирали, кВт. |
22,0 |
30,0 |
40,0 |
Масса, т. |
39,0 |
42,0 |
70,0 |
При выборе и расчете гидроциклонов следует стремиться к установке таких аппаратов, которые обеспечивали получение слива крупностью 85- 98% класса - 0,074 мм[8].
Рассчитаем гидроциклоны для операции классификации перед II стадией измельчения и III стадией магнитной сепарации.
слив пески
производительность по твёрдому, Q т/ч 96,60 322,40
содержание твёрдого, % 16,90 65,00
разжижение, R 5,14 0,54
1) Определяем номинальную крупность слива: в 85 % класса -0,074 мм, d = 125 мкм.
2) Выбираем предварительно гидроциклоны. Заданным условиям dн = 125 мкм и V = 790,11 м/ч отвечают гидроциклоны ГЦ-500 и ГЦ-360.
3) Определяем ориентировочные производительности гидроциклонов: ГЦ-360 (D = 360 мм)
- диаметр пескового отверстия, dн = 96 мм;
- угол конуса,α= 20 (kα = 1,0);
- диаметр сливного отверстия, dc = 115 мм;
- эквивалентный диаметр питающего отверстия, d3 = 90 мм; ГЦ-500 (D - 500 мм)
- диаметр пескового отверстия, dн = 96 мм;
- угол конуса,α = 20 (kα = 1,0);
- диаметр сливного отверстия, dc = 160 мм;
- эквивалентный диаметр питающего отверстия, d3 = 130 мм;
4) Принимаем условно давление на входе 0,1 МПа (1 кгс/см) определяем
производительности гидроциклонов:
V = P0∙3∙kα∙kD∙dэ∙A, (3.15)
где к - поправка на:
kα - угол конусности гидроциклона;
kD - диаметр гидроциклона;
dэ - эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм;
Ро - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.
Для ГЦ-360 (k = 1,06)
V = Po∙3∙kα∙kD∙dэ∙A = 0,l ∙ 3 ∙ 1,0∙ 1,06∙ 9∙ 11,5 = 104,08 м3/ч,
следовательно для обеспечения заданной производительности необходимо
N = 790,11/104,08 = 7,59 , т. е. 8 гидроциклонов ГЦ-360.
Для ГЦ-500 (к =1.0)
V = Р0∙ 3 ∙ kα∙ kD∙ dэ ∙ А = 0,1 ∙ 3 ∙ 1,0 ∙ 1,0 ∙ 13 ∙ 16 = 197,34 м3/ч, следовательно для обеспечения заданной производительности необходимо
N = 790,11/197,34 = 4,51 , т. е. 5 гидроциклонов ГЦ-500.
Принимаем к установке гидроциклоны ГЦ-500 (D = 500) и проверяем нагрузку по пескам при диаметре насадка = 7,5 мм:
q = Qп / Sп (3.16)
где Qп - производительность по пескам, т/ч;
Sп - площадь пескового отверстия, см.
Проверяем нагрузку по пескам:
q = Qп / Sп = Qп / П ∙ R = 322, 4 / 3,14 ∙ 7,5 = 1,83 т/(ч∙см)
Эта нагрузка находится в пределах нормы (0,5 - 2,5т/(ч∙см)) и можно принять насадок диаметром 7,5 см.
5) Определяем достаточное давление пульпы на входе в гидроциклон:
P = V2/(3∙kα∙kb∙dэ∙dc)2 = (790,11/5)2/(3∙ 1 ∙ 1 ∙ 13 16)2 = 0,064
При данном давлении производительность гидроциклона будет меньше, поэтому
V = 0,064 ∙3∙1∙1∙13∙16 = 157,86 м3/ч, отсюда получаем
N = 6 гидроциклонов ГЦ-500
Проверим крупность номинального зерна в сливе гидроциклона:
dн= 1,5 ∙ V((D ∙ d ∙в)/(А ∙ kd∙ Ро ∙ (δ-1))) = 121 мкм
Крупность номинального зерна в сливе соответствует заданной крупности 125 мкм и, следовательно, можно принять гидроциклон ГЦ-500 диаметром 500 мм в количестве 6 единиц.
Гидроциклоны для операции классификации перед III стадией измельчения и V стадией магнитной сепарации рассчитывается аналогичным образом.
слив пески
производительность по твёрдому, Q т/ч 287,60 86,00
содержание твердого, % 11,00 65,00
разжижение, R 8,10 0,54
1) Определяем номинальную крупность слива: в 98 % класса -0,074 мм, d = 94 мкм.
2) Выбираем предварительно гидроциклоны. Заданным условиям dн = 94 мкм и V = 958,55 м/ч отвечают гидроциклоны ГЦ-500 и ГЦ-360.
3) Определяем ориентировочные производительности гидроциклонов:
ГЦ-360 (D = 360 мм)
- диаметр пескового отверстия, dн = 96 мм;
- угол конуса,α= 20 (kα = 1,0);
- диаметр сливного отверстия, dc = 115 мм;
- эквивалентный диаметр питающего отверстия, d3 = 90 мм;
ГЦ-500 (D - 500 мм)
- диаметр пескового отверстия, dн = 96 мм;
- угол конуса,α = 20 (kα = 1,0);
- диаметр сливного отверстия, dc = 160 мм;
- эквивалентный диаметр питающего отверстия, d3 = 130 мм;
Принимаем условно давление на входе 0,1 МПа (1 кгс/см) определяем
производительности гидроциклонов:
V = P0∙3∙ka∙kD∙dэ∙ А, (3.17)
где k - поправка на:
kα - угол конусности гидроциклона;
kD - диаметр гидроциклона;
dэ - эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм;
Р0 - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.
Для ГЦ-360 (k = 1,06)
V = Po∙3∙kα∙kD∙dэ∙A = 0,l ∙ 3 ∙ 1,0 ∙ 1,06 ∙ 9 ∙ 11,5 = 104,08 м3/ч,
следовательно, для обеспечения заданной производительности необходимо
N = 958,55/104,08 = 9,21 , т. е. 10 гидроциклонов ГЦ-360.
Для ГЦ-500 k = 1,0
V = P0∙ 3∙ kα∙ kD∙ dэ∙ А = 0,1 ∙ 3 ∙ 1,0 ∙ 1,0 ∙ 13∙ 16= 197,34 м3/ч,
следовательно, для обеспечения заданной производительности необходимо
N = 958,55/197,34 = 4,86 , т. е. 5 гидроциклонов ГЦ-500.
4) Принимаем к установке гидроциклоны ГЦ-500 (D = 500) и проверяем нагрузку по пескам при диаметре насадка = 8,0 мм:
q = Qп / Sп (3.18)
где Qп - производительность по пескам, т/ч;
Sп - площадь пескового отверстия, см.
Проверяем нагрузку по пескам:
q = Qп / Sп = Qп / П ∙ R = 287,6 / 3,14 ∙ 8,0 = 1,43 т/(ч∙см)
Эта нагрузка находится в пределах нормы (0,5 - 2,5т/(ч∙см)) и можно принять насадок диаметром 8,0 см .
5) Определяем достаточное давление пульпы на входе в гидроциклон:
P = V2/(3 ∙ kα ∙ kb ∙ dэ∙ dc)2 = (958,55/5)2/(3 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 13 16)2 = 0,094 МПа
При данном давлении производительность гидроциклона будет меньше, поэтому
V = 0,094 ∙ 3 ∙ 1 ∙ 1 ∙ 13 ∙ 16 = 191,31 м3/ч , отсюда получаем
N = 6 гидроциклонов ГЦ-500.
Проверим крупность номинального зерна в сливе гидроциклона:
dн= 1,5 ∙ V((D ∙ d ∙в)/(А ∙ kα ∙ Р0 ∙ (δ-1))) = 94 мкм
Крупность номинального зерна в сливе соответствует заданной крупности 94 мкм и, следовательно, можно принять гидроциклон ГЦ-500 с диаметром 500 мм в количестве 6 единиц[18].
Сравнительная характеристика гидроциклонов представлена в таблице 3.13
Таблица 3.13
Сравнительная характеристика гидроциклонов
Параметры |
ГЦ 500 |
ГЦ 710 |
ГЦ 1000 |
Диаметр гидроциклона |
500 |
710 |
1000 |
Угол конусности α, градус |
20 |
20 |
20 |
Средняя производительность, при P0 = 0,1 МПа, Vn, м3/ч |
100-300 |
200-500 |
360-1000 |
Крупность слива dн, мм |
50-200 |
60-250 |
70-280 |
Стандартный эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм |
130 |
150 |
210 |
Стандартный диаметр сливного патрубка, d, мм |
160 |
200 |
250 |
Диаметр пескового насадка, мм |
48-150 |
48-200 |
75-250 |