Гравітаційні методи збагачення Інгулецької фабрики
|
Скачати 186.84 Kb.
|
|
| Дата конвертації | 10.12.2018 |
| Розмір | 186.84 Kb. |
| Тип | реферат |
|
|
-
Навігація по даній сторінці:
- Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
|
Міністерство загальної та професійної освіти Російської Федерації Магнітогорський Державний Технічний Університет Кафедра збагачення корисних копалин Курсова робота Гравітаційні методи збагачення Магнітогорськ 1999 1. Введення Збільшення видобутку багатьох корисних копалин стало можливим завдяки освоєнню гравітаційних методів збагачення. В даний час більше 90% вугілля і марганцевих руд збагачуються гравітаційними методами, щорічно підвищується пайову участь гравітаційних методів в переробці окислених залізних, поліметалічних і золотовмісних руд, з кожним роком зростає значення гравітаційних процесів в ряду інших процесів збагачення. Сучасна гравітаційна збагачувальна фабрика-це підприємство, щорічно переробне десятки мільйонів тонн рудної сировини, зі складною схемою ланцюга апаратів, що включає дробарки, грохоти, відсадочні машини, промивні машини, класифікатори, згущувача. Гравітаційні провідні місце серед інших методів збагачення, особливо в практиці переробки вугілля, золотовмісних, вольфрамових руд і руд чорних металів. Висока продуктивність гравітаційних машин дозволяє спрощувати схему ланцюга апаратів фабрик, більш економічно використовувати виробничі площі та об'єми будівель, в результаті чого знижуються питомі капітальні витрати на будівництво збагачувальних фабрик, зменшується число обслуговуючого персоналу, знижується собівартість переробки. Гравітаційні процеси збагачення за широтою діапазону вихідних характеристик збагачує сировини, різноманітності умов застосування їх в технологічних схемах збагачувальних фабрик, простоті виробничого комплексу, високої продуктивності збагачувальних апаратів У порівнянних умовах перевершують багато інших процесів збагачення і забезпечують ефективне розділення мінеральних сумішей при відносно низьких матеріальних, трудових і енергетичних витратах. 2.Характерістіка сировинної бази і речового складу сировини. 2.1. Криворізький залізорудний басейн Криворізький залізорудний басейн розташований в 80-100 км. на захід від р. Дніпро, в системі р. Інгулець і її лівих приток - річок Саксагань, Жовтій і Зеленої. Родовища басейну витягнуті у вигляді вузької смуги в північно-північно-східному напрямку протяжністю близько 100 км і шириною 1-2 км до 6 км (в районі м Кривий Ріг). Криворізький залізорудний басейн складний докембрийскими кристалічними сланцями (Центр серія), що включають три відділи: нижній (аркозовий пісковик і філліти), середній, або залізорудна формація (сланці і залізисті породи) і верхній (сланці, карбонати і пісковики-конгломерати). Залізорудна формація складається з семи перемежовуються горизонтів (пластів) сланців і залізистих Порід. У північній частині басейну виділяються ще восьмий і дев'ятий горизонти [5, 6]. I і II залізисті горизонти представлені магнетитовими роговиками з великим вмістом залізистих силікатів і карбонатів (Інгулецький район) і краснополосчатимі магнетитових-мартитові роговиками з силікатами і карбонатами (Саксаганський район). Потужність горизонтів 30-40 м, що розділяє їх сланцевої пачки - 5-15 м. Містять 30-35% заліза. Ill залозистий обрій потужністю 5-15 м магнетитових-карбонатних або Краськово-Мартитові роговиков з численними прошарками сланців. Містить 25-30% заліза. IV залозистий обрій магнетитових і карбонатно-силікатно-магнетитових среднеполосчатих роговиков з вмістом заліза 34-37%, з збільшуються сланцевими прошарками і виклинцьовуванням в північній частині басейну, де спостерігається окислення порід до великої глибини. Потужність горизонту 40-60 м. V залозистий обрій представлений тонкослоістую джеспіліти, що не містять силікатів і карбонатів, з рудними мінералами мартитом і мелкорассеянним гематитом. На Первомайському ділянці і в південній частині Інгулецької смуги на глибині 40-50м (залізисті породи представлені магнетитовими різницями. Потужність горизонту від 30 до 130 м. Містить 35-42% заліза VI залозистий обрій середньо-грубослоістая Мартитові роговиков з окремими ділянками неокислених магнетитових роговиков і пачками мартитом-гематитових джеспілітів. Потужність горизонту 50-150 м. Вміст заліза в ньому досягає 32 З7%. VII залозистий обрій Краськово-Мартитові і Мартитові роговиков з пачками фарбового роговиков і ділянками магнітових роговиков з карбонатами або силікатами. Потужність горизонту 100 600 м. Містить 20-30% заліза. В Інгулецькому районі розвинені лише IV і V горизонти. Усередині окремих горизонтів спостерігається неоднорідність речового складу, що викликає значні коливання показників збагачення руди. Вміщають породами висячого і лежачого боків є хлоритові, амфіболові і інші сланці залізорудної формації. Враховані балансові запаси залізистих роговиков басейну становлять близько 19,6 млрд. Т. Ці запаси розподіляються за типами (в геологічному розумінні) в такий спосіб, магнетитові кварцити, що містять 31-39% заліза, -10,7, млрд. т (54,5%); гематитові кварцити, що містять близько 38% заліза, - 8,9 млрд. (45,5%). Орієнтовні запаси технологічних типів руди за класифікацією інституту Механобр до глибини 300 м приведені в табл.2.1. Таблиця 2.1. Запаси залізистих кварцитів різних технологічних типів
Сировинною базою гірничозбагачувальних комбінатів Кривого Рогу є залізисті кварцити наступних ділянок басейну: Південного (Південний ГЗК) - скелюватської - магнетитові ділянку, Ново-Криворізького (НКГОК) - Ново Криворізький ділянку, Центрального (ЦГЗК) - ділянка Велика Глеюватка, Північного - Первомайський ділянку і Ганнівське родовище , Інгулецького - 12-у дільницю (IV і V горизонт Лихманівському синклинали). 2.2. Рудна база Інгулецького гірничозбагачувального комбінату (ІнГЗК) Рудної базою комбінату є неокислені залозистий кварцити IV і V залізистих горизонтів Інгулецького ділянки. Потужність наносів близько 18 м. Кварцит подстилаются гранат-буттям-хлоритовими, хлорити-амфіболовимі і хлоритовими сланцями. Головними мінералами є; магнетит, кварц, амфіболи, карбонати, кумингтоніт. 95% запасів неокислених кварцитів зосереджені в IV залозистому горизонті, який складний силикатно-магнетитовими роговиками (64,8% запасів), магнетитовими роговиками (29,8% запасів) і гематиту-магнетитовими кварцитами (5,4% запасів). Роговики мають тонко і среднеполосчатую текстуру внаслідок чергування рудних і кварцових прошарків. Потужність рудних шарів коливається від 0,01 до 5 мм, змішаних від 0,1 до 44 мм, нерудних від 0,1 до 22 мм. Розміри зерен магнетиту коливаються від 0,005 до 0,01 мм. Нерудна вкрапленность в рудних агрегатах зустрічається рідко. У лежачому боці роговики переходять в малорудні кварцити (вміст заліза розчинної близько 20%). Зона окислення кварцитів основний товщі представлена лімоніта-мартитові і магнетитових-мартитові роговиками, що містять в середньому близько 32% заліза. V залозистий обрій представлений окисленими гематиту-мартитові і неокисленими гематиту-магнетитовими джеспіліти. Запаси неокислених залізистих кварцитів в проектних контурах кар'єра по категорії В + C 1 становлять 1152 млн. Т, балансові запаси - 1450 млн. Т. З залізистих кварцитів Інгулецького родовища, що містять в середньому 28,8% магнетиту, у вигляді вельми тонких вкраплень і від 5 до 40,8% залізовмісних силікатів, магнітною сепарацією тонкоизмельченной руди може бути отриманий концентрат з вмістом 65-66% заліза. Подальше підвищення вмісту заліза в концентраті може бути досягнуто видаленням зворотної флотацией сростков магнетиту з кварцом і слабооруденелимі породами. В інституті Механобрчермет зворотного флотацией магнітного концентрату, що містить 63,1-64,8% заліза, в лабораторних умовах отримано концентрат із вмістом 69-70% заліза; вихід концентрату 53,2-68,8% в операції флотації. Більш багаті концентрати, що містять 70,5-70,9% заліза, при добуванні 81% в операції флотації, отримані Криворізьким гірничорудних інститутом. 3. Аналіз роботи діючої фабрики і результатів НДР. Вибір технологічної схеми (Інгулецький гірничо-збагачувальний комбінат) 3.1.Первая чергу збагачувальної фабрики Інгулецький ГЗК (ІнГЗК) введено в експлуатацію в 1965 р і складається з кар'єру, дробильно-збагачувальної фабрики та допоміжних цехів. Збагачувальна фабрика включає I і II черги, на яких обробка руди здійснюється за рівним технологічними схемами. Технологічна схема збагачення руди на першій черзі фабрики наведена на рис. 4.1. Дроблення руди виробляється в чотири стадії із застосуванням просівання руди по класу 25 мм перед останньою стадією. Велике дроблення руди здійснюється за двома потокам: на двох конусних дробарках ККД-1500/180 і чотирьох конусних дробарках КРД-900/100. Руда першого прийому дроблення надходить самопливом (через проміжний бункер) в дробарки II стадії. Корпус крупного дроблення виконаний у вигляді опускного колодязя діаметром 33 м і глибиною 43,2 м. У корпусі середнього і дрібного дроблення встановлено каскадно по 12 дробарок КСД-2200 і КМД-2200. Схема дроблення дозволяє скорочувати крупність руди від 1200 до 25-0 мм (8% класу +25 мм). Таблиця 3.2. Показники роботи циклу дроблення
Збагачувальна фабрика першої черги складається з восьми секцій, які працюють за схемою, що включає три стадії подрібнення і п'ять стадій збагачення. Продуктивність секції 220 т / год по руді і 88 т / год по концентрату. Схема подрібнення забезпечує кінцеву крупність помелу 98% класу -0,074 мм. Співвідношення обсягів млинів в I, II і III стадіях дорівнює 1; 0,7; 0,7. Обсяг млинів I стадії для кожної секції 72 м 3 У I стадії руда подрібнюється в кульових млинах з гратами, які працюють в замкнутому циклі з класифікаторами. Зміст твердого в сливах млинів і класифікаторів 80 і 55%,
У II і III стадіях промпродукт подрібнюється в кульових млинах з центральною розвантаженням, що працюють в замкнутому циклі з гідроциклонами. Зміст твердого в розвантаженнях млинів 65-70%. Щільність зливів гідроціклінов II і III стадії 12 і 10% твердого. У млини I, II і III стадії догружаются кулі діаметром відповідно 120-80, 60 і 40 мм. Кульова навантаження млинів I стадії 70 т, а млинів II і III стадії - 102 т. Збагаченню піддаються готові продукти подрібнення і розвантаження кульових млинів II і III стадії. Відділення збагачення оснащено магнітними сепараторами з Протиточний (I стадія) і полупротівоточнимі ваннами (II-V стадії). У схемі широко застосовуються перечистки магнітного продукту і обесшламливание матеріалу перед магнітною сепарацією і фільтрацією. Схема збагачення забезпечує отримання концентрату з вмістом 64,4% заліза при добуванні загального і магнітного заліза 71 і 92-94%. Концентрат зневоднюється до вмісту вологи 10% на дискових фільтрах при утриманні твердого в живленні 55%. і вакуумі на фільтрі 0,6-0,7 am. Швидкість обертання дисків 0,2-0,3 об / хв. Витрата повітря становить 0,7 м 3 / м 2 хв. Питома продуктивність фільтра дорівнює 0,4 т / м 2 год. 3.2.Опит вдосконалення техніки і технології Проектна схема складалася з двох стадій подрібнення і трьох стадій збагачення, що включають шість прийомів по виділенню і перечистке магнітного продукту, і передбачала отримання концентрату з вмістом 62% заліза В процесі будівництва збагачувальна фабрика була переведена на многостадіальную схему збагачення. При об'єднанні двох суміжних секцій за єдиною многостадіальной схемою кількість стадій подрібнення було збільшено до трьох, а стадій збагачення до п'яти. Число прийомів по виділенню і перечистке магнітного продукту в схемі зросла до 11. Завдяки новій технології вміст заліза в концентраті підвищилося до 64,5% без зниження продуктивності. Перекладу збагачувальної фабрики на нову технологію передували б силікатів-магнетитових кварцитів кар'єра ІнГЗК на досвідченої фабриці інституту Механобрчермет. На фабриці проведений ряд технічних заходів, спрямованих на поліпшення технології переробки руди. Виготовлена переносна намагнічує установка і проводиться регулярне намагнічування магнітних шайб дешламатори для зниження втрат магнетиту в зливі дсшламаторов. Для зниження втрат магнетиту в зливі дешламатори на живлять жолобах дешламатори встановлені решітки з кишенями, що оберігають коробки від забивання. У дешламатори встановлені заспокійливі спіралі. Злив дешламатори, що працюють перед фільтрацією, спрямований в процес, що знизило втрати магнітної фракції в хвостах на 0,1%. Піски двох-трьох дешламатори самопливом направляються до загального зумпф через гідростатичного тиску пульпи в дешламатори. Здійснення цього заходу дозволило скоротити число насосів, що перекачують піски дешламатори, стабілізувало роботу магнітних сепараторів III і IV стадії, що харчуються пісками дешламатори. Всі магнітні сепаратори розміром 600 Х 1500 мм замінені високопродуктивними машинами 209П-СЕ і ПВМ-4ПП. В результаті заміни сепараторів схема збагачення, показана на рис. 17, вдосконалена, виключена операція перечистки хвостів I, III і V стадіях, в III і V стадіях магнітна сепарація. Здійснюється в три прийоми з перечистке магнітного продукту. У першому прийомі I стадії збагачення встановлені протиточні сепаратори 209П-СЕ, в II прийомі - полупротівоточние сепаратори ПБМ-4ПП. Відділення фільтрації обладнано модернізованими вакуум-фільтрами Ду-68-2,5, виготовленими для залізорудної промисловості. Мішалка посиленої конструкції забезпечує ефективне перемішування матеріалу у ванні. Це дозволило відмовитися від подачі живлення насосами знизу ванни і здійснити подачу через пульподелітель. зверху ванни, що значно полегшило роботу. Новий редуктор-варіатор дозволяє в необхідному діапазоні регулювати швидкість обертання дисків. Для зниження вологи в кеке застосовується миттєва отдувка кока стиснутим повітрям підвищеного тиску. Проводиться раціон завантаження і перекласифікація куль. B млини I стадії спочатку завантажуються кулі наступного гранулометричного складу: діаметром 40мм - 18%, діаметром 60 мм. - 50%, діаметром 80 мм - 32%. Кулі в млин завантажуються барабанним живильником, для перекласифікації куль є спеціальний стенд. Довантаження здійснюють кулями діаметром 80-120 мм. На фабриці випробовувалася схема з контрольною класифікацією зливу гидроциклонов в III стадії. Злив основних гидроциклонов прямував безпосередньо без проміжної ємності і насосів в додаткові гідроциклони для контрольної класифікації. Піски основних і додаткових гидроциклонов прямували в млин. Результати класифікації і подрібнення за цією схемою практично не були покращені. 3.3.Вторая чергу збагачувальної фабрики Друга черга фабрики введена в експлуатацію в 1969 р Проектна продуктивність другої черги фабрики 12 млн. Т в рік по сирій руді. На фабриці застосовано бесшаровое подрібнення для тонко вкраплених магнетитових кварцитів. Дроблення руди до крупності 300-0мм здійснюється в одну стадію, причому 70% подрібненої руди надходитиме з кар'єру і 30% руди з корпусу дроблення. Бесшаровое подрібнення руди проводиться в дві стадії. У I стадії руда подрібнюється до крупності 75-80% класу -0,074 мм, в млинах самоздрібнювання МБ-70-23 об'ємом 80 м 5, які працюють в замкнутому циклі з класифікаторами. Галя з розвантаження млина самоздрібнювання виділяється за допомогою бутари. У II стадії пром. продукт подрібнюється до крупності 95-98% класу -0,074мм в рудно-галькових млинах, що працюють в замкнутому циклі з гідроциклонами. Співвідношення обсягів млинів I і II стадії 1: 1. Зношена галя значущістю менш 10 мм виділяється за допомогою Бутар, встановлених на рудно-галькових млинах, і спрямовується і млини самоздрібнювання. Процес рудного самоздрібнювання вимагає застосування автоматичного регулювання основних параметрів: щільності пульпи в млині «Каскад» і ступеня заповнення її рудою кількості що подається гали в рудно-галькову млин. Млин самоздрібнювання працює при ступеня заповнення барабана рудою 38-40%, щільності зливу 70-75% твердого, циркуляційної навантаженні 35-65% і продуктивності 75-90%. Продуктивність і ступінь заповнення млина пов'язані екстремальній залежністю: при ступеня заповнення вище або нижче оптимального значення продуктивність знижується. Продуктивність рудно-гальковий млини 40-50 т / год при щільності зливу. 65% твердого і змісті класу -0,074 мм в зливі гідроциклонів 95-98%. Питомі продуктивності млинів самоздрібнювання і рудно-галькових по класу - 0,074 мм відповідно рівні 0,9 і 0,3 т / год • м 3. Процес самоздрібнювання головним чином залежить від гранулометричного складу і ізмельчаемості руди. Низька продуктивність млина самоздрібнювання обумовлена дрібній вихідної рудою (200 - 0 мм), що містить лише 2,0% класу • +200 мм, замість необхідних 15% (350- 0 мм). Збагачення руди проводиться в дві стадії. Збагаченню піддають готові продукти подрібнення. Схема збагачення забезпечує отримання концентрату з вмістом 65% -заліза при добуванні 75,0%. Вологість концентрату 10,65%. Вміст заліза в хвостах 13,3%, з них 2,02% магнітного заліза. Якість концентрату при бесшаровом подрібненні на 0,5% вище, ніж при кульовому. Подальша регулювання процесу самоздрібнювання дозволить поліпшити техніко-економічні показники фабрики другої черги. 4. Розрахунок якісно кількісної схеми збагачення. Визначається необхідна і достатня для розрахунку схеми у відносних показниках, число вихідних показників N.
де
за схемою знаходимо:
В якості вихідних параметрів приймаємо вміст заліза в руді, в разі їх відсутності задаємося витяганням, Розрахунок якісно-кількісної схеми збагачення виробляємо в електронних таблицях EXCEL, за такою методикою. Розрахуємо для прикладу баланс якісно-кількісної схеми дано: Знаючи зміст і вихід вихідного продукту, а також зміст продуктів отриманих в результаті операцій, обчислимо
У таблиці ця формула буде виглядати наступним чином = C4 * (D4-D7) / (D8-D7) Знаючи вихід 38 продукту, за рівнянням балансу знайдемо вихід 36 продукту
У таблиці ця формула буде виглядати наступним чином = С9-С8 Знаючи виходу і змісту продуктів, обчислюємо їх вилучення, за формулою
У таблиці ця формула буде виглядати наступним чином = C7 * D7 / D4 Таблиця 4.1. Приклад заповнення електронної таблиці EXCEL
Відомі параметри виділяємо в таблиці жирним шрифтом. Обчислені раніше значення виділяємо курсивом і підкреслюємо Таблиця 4.2. Результати розрахунку якісно-кількісної схеми
5. Проектування розрахунок шламової схеми. Так як в вихідному завданні не було задано відношення рідкого до твердого по масі (R), то в даній роботі для розрахунку водно-шламової схеми, задаємося Розрахунок водно-шламової схеми виконуємо в електронних таблицях EXCEL. Приклад розрахунку покажемо на одній з операцій водно-шламової схеми. дано: 1. Обчислимо скільки переробляється першого продукту за 1 годину.
2. Обчислимо скільки переробляється другого продукту за 1 годину по формулі
У таблиці ця формула буде виглядати наступним чином = C11 * D $ 7/100 3. Знаючи
У таблиці ця формула буде виглядати наступним чином = (100-E11) / E11 4. Знаючи
У таблиці ця формула буде виглядати наступним чином = F11 * D11 5. Знаючи
У таблиці ця формула буде виглядати наступним чином = D11 / C $ 4 + G11 6. Для того щоб дізнатися кількість води, яке потрібно додати або прибрати з процесу знаходимо спільну витрата пульпи в даній операції
У таблиці ця формула буде виглядати наступним чином = F9 * D9 Знаючи загальний витрата в даній операції, за рівнянням балансу знаходимо витрата води в цій операції. Таблиця 5.1. Приклад заповнення електронної таблиці EXCEL
Відомі параметри виділяємо в таблиці жирним шрифтом. Обчислені раніше значення виділяємо курсивом і підкреслюємо Таблиця 5.2. Результати розрахунку водно-шламової схеми
Розрахунок водно-шламової схеми перевіряється за балансом води надійшла в технологічну схему і води вийшла з технологічної схеми. Таблиця 5.3. Баланс води надійшла в технологічну схему і води вийшла з технологічної схеми
Дане збіг надійшла в технологічну схему і води вийшла з технологічної схеми підтверджує правильність розрахунку даної схеми.
Звичайний питома витрата для технологічної схеми збагачення титано-магнетитових руд 6. Вибір і технологічний розрахунок основного обладнання 6.1.Расчет подрібнення. 6.1.1.Расчет млини по питомій продуктивності для першої стадії подрібнення. Питома продуктивність проектованої млини по новоутвореному розрахунковому класу визначається за формулою:
де
Таблиця 6.1. Варіанти установки млинів для першої стадії подрібнення.
дане значення
для даного розрахунку
де D і D 1 - відповідають номінальні діаметри барабанів проектованої до установки і працює (еталонної) млинів. 1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х3100
3) для млинів 3600Х3500
4) для млинів 4000Х5000
5) для млинів 4500Х5000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х3100
3) для млинів 3600Х3500
4) для млинів 4000Х5000
5) для млинів 4500Х5000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х3100
3) для млинів 3600Х5000
4) для млинів 4000Х5000
5) для млинів 4500Х5000
6) для млинів 3600Х4000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х3100
3) для млинів 3600Х5000
4) для млинів 4000Х5000
5) для млинів 4500Х5000
6) для млинів 3600Х4000
Порівняння варіантів представлено в табл.6.2 Таблиця 6.2. Порівняння варіантів установки млинів по основним показниками (для першої стадії подрібнення)
З порівняння випливає, що найбільш вигідним є варіант установки млинів МШР-36-50. 6.1.2.Расчет млини по питомій продуктивності для другої стадії подрібнення. Таблиця 6.3. Варіанти установки млинів для другої стадії подрібнення.
дане значення
для даного розрахунку
де D і D 1 - відповідають номінальні діаметри барабанів проектованої до установки і працює (еталонної) млинів. 1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х4520
3) для млинів 3600Х5500
4) для млинів 4000Х5500
5) для млинів 4500Х6000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х4520
3) для млинів 3600Х5500
4) для млинів 4000Х5500
5) для млинів 4500Х6000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х4520
3) для млинів 3600Х5500
4) для млинів 4000Х5500
5) для млинів 4500Х6000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х4520
3) для млинів 3600Х5500
4) для млинів 4000Х5500
5) для млинів 4500Х6000
Порівняння варіантів представлено в табл.6.4. Таблиця 6.4. Порівняння варіантів установки млинів по основним показниками (для другої стадії подрібнення)
З порівняння випливає, що найбільш вигідним є варіант установки млинів МШЦ-36-55. 6.1.3.Расчет млини по питомій продуктивності для третьої стадії подрібнення. Таблиця 6.5. Варіанти установки млинів для третьої стадії подрібнення.
дане значення
для даного розрахунку
де D і D 1 - відповідають номінальні діаметри барабанів проектованої до установки і працює (еталонної) млинів. 1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х4520
3) для млинів 3600Х5500
4) для млинів 4000Х5500
5) для млинів 4500Х6000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х4520
3) для млинів 3600Х5500
4) для млинів 4000Х5500
5) для млинів 4500Х6000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х4520
3) для млинів 3600Х5500
4) для млинів 4000Х5500
5) для млинів 4500Х6000
1) для млинів 2700Х3600
2) для млинів 3200Х4520
3) для млинів 3600Х5500
4) для млинів 4000Х5500
5) для млинів 4500Х6000
Порівняння варіантів представлено в табл.6.6. Таблиця 6.6 Порівняння варіантів установки млинів по основним показниками (для третьої стадії подрібнення)
З порівняння випливає, що найбільш вигідним є варіант установки млинів МШЦ-36-55. 6.2.Расчет спіральних класифікаторів, для першої стадії подрібнення. 1. Визначаємо продуктивність класифікатора по сливу. Для класифікаторів з незануреному спіраллю вона знаходиться за формулою:
де
1.1. знайдемо
де
1.2.Поправка на щільність зливу: за формулою (148) і табл. 46 [1] базисное разбавление Ж:Т руды плотностью 3.5 г/см 3 будет,
отношение требуемого разбавления к базисному
поправка на плотность слива по табл. 49 [1]
1.3.Поправка на содержание первичных шламов не вводится т.е. 1.4. Определяем диаметр спиралей классификатора
Ближайший стандартный размер классификатора 2400 мм. 1.5.Определяем действительную производительность выбранного классификатора
1.6.Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам.
скорость вращения спирали принимаем 2.5 оборота в минуту. Принимаем к установке пять спиральных классификаторов типа КСН-24 Н 6.3. Расчет гидроциклонов 6.3.1. Расчет гидроциклонов (для второй стадии измельчения) На гидроциклон второй стадии измельчения поступает объем пульпы равный 2377,89 м 3 /ч, Выбираем для установки гидроциклон с максимальной производительностью ГЦ-2000. с давлением на входе 2,5 Мпа. Расчет гидроциклона производится по формуле
При выборе гидроциклона необходимо определить его типоразмер, исходя из требуемой производительности по питанию, с учетом крупности получаемого слива. Номинальная крупность частиц слива
Сливу содержащему 80% класса –74 мкм (см. табл.14 [2]) соответствует номинальная крупность Проверим выбранный гидроциклон на производительность по пескам. По формуле Данное значение лежит в пределах нормы. Значит выбираем к установке гидроциклон ГЦ-2000. Так как на рудообогатительных фабриках принято устанавливать 100% резерв гидроциклонов, то устанавливаем два гидроциклона ГЦ-2000. 6.3.2. Расчет гидроциклонов (для третьей стадии измельчения) На гидроциклон третьей стадии измельчения поступает объем пульпы равный 1513,57м 3 /ч, Выбираем для установки гидроциклон с максимальной производительностью ГЦ-2000. с давлением на входе 1 Мпа. Расчет гидроциклона производится по формуле
При выборе гидроциклона необходимо определить его типоразмер, исходя из требуемой производительности по питанию, с учетом крупности получаемого слива. Номинальная крупность частиц слива
,Сливу содержащему 94% класса –74 мкм (см. табл.14 [2]) соответствует номинальная крупность Проверим выбранный гидроциклон на производительность по пескам. По формуле Данное значение лежит в пределах нормы. Значит выбираем к установке гидроциклон ГЦ-2000. Так как на рудообогатительных фабриках принято устанавливать 100% резерв гидроциклонов, то устанавливаем два гидроциклона ГЦ-2000. Таблица 6.1. Технические характеристики выбранных гидроциклонов
6.4. Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения 6.4.1. Выбор и расчет оборудования для первой магнитной сепарации. Выбираем сепаратор типа ПБМ-П Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 513,7т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1200 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 120 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.2. Выбор и расчет оборудования для второй магнитной сепарации. Выбираем сепаратор типа ПБМ-П Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 283,03т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1200 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 80 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики. Рассчитаем потребное количество магнитных сепараторов.
6.4.3. Выбор и расчет оборудования для первой перечистки хвостов. Выбираем сепаратор типа ПБМ-П Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 256,30/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1200 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 120 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.4. Выбор и расчет оборудования для третьей магнитной сепарации. Выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 1071 т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1500 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 90 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.5. Выбор и расчет оборудования для четвертой магнитной сепарации. Выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 256,65 т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1500 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 70 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.6. Выбор и расчет оборудования для пятой магнитной сепарации. Выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 244,73 т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1500 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 70 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.7. Выбор и расчет оборудования для перечистки хвостов. Выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 20 т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1200 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 20 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.8. Выбор и расчет оборудования для шестой магнитной сепарации. Выбираем сепаратор типа ПБМ-ППИз водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 503,19 т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1500 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 70 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.9. Выбор и расчет оборудования для седьмой магнитной сепарации. выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 223,35 т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1500 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 60 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.10. Выбор и расчет оборудования для восьмой магнитной сепарации. выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 217,93 т/ч. Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 1500 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 70 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.11. Выбор и расчет оборудования третьей перечистки хвостов. Из водно-шламовой схемы известно, что производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию должна быть не менее 6,42т/ч. выбираем сепаратор типа ПБМ-ПП Рассчитаем удельную производительность сепараторов по формуле
Принимаем диаметр барабана магнитной сепарации 900 мм. Выбираем удельную производительность магнитного сепаратора по сухому исходному питанию равной 8 т/м*ч (табл. 4.55. [3]).
Рассчитаем число магнитных сепараторов необходимых для обеспечения нужной производительности фабрики.
6.4.12. Данные о выбранном для магнитной сепарации оборудовании Таблица 6.4.1.
6.5. Выбор оборудования для фильтрации.
2.1. выбираем дисковый вакуум-фильтр типа 04 (ДШ) – с шатровой крышей для суспензий с твердой фазой с плотностью от 2 до 5 т/м 3, Таблица 6.5.1. Варианты установки вакуум-фильтров.
2.2. производительность фильтров рассчитывают по удельным производительностям, взятым по данным практики (табл. 4.63.). При известной 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
Таблица 6.5.2. Сравнение вариантов установки вакуум-фильтров по основным показателям.
Из сравнения следует, что наиболее выгодным является вариант установки ДШ 250-3,75. 6.5. Выбор оборудования для обесшламливания. 1. выберем удельную производительность, для первого обесшламливания равную 0,4 1.1. для выбранной производительности площадь сгущения S и число сгустителей определяем по формулам: 2. выберем удельную производительность, для второго обесшламливания равную 0,33 2.1. для выбранной производительности площадь сгущения S и число сгустителей определяем по формулам: 3. выберем удельную производительность, для второго обесшламливания равную 0,3 3.1. для выбранной производительности площадь сгущения S и число сгустителей определяем по формулам: |
|||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
- число розрахункових компонентів (для монометаллической руди 
);
- число продуктів поділу в схемі;
- число операцій поділу в схемі;
, 
, 
, Орієнтовним змістом твердого (по масі), яке вибираємо на основі талб.2.24. [3].
, 
, 
, 
, Щільність руди 3.5
знаходимо витрату води з продуктом 
, Значний перевитрата води, за отриманими даними, можна пояснити не достовірністю вихідних значень, використаних для розрахунку в даній схемі.
- Питома продуктивність проектованої млини по знову утвореному розрахунковому класу 
- Питома продуктивність робочої млини з такого самого класу
- Коефіцієнт, що враховує відмінність в ізмельчаемості руди проектованої до переробки і переробляється руди
- Коефіцієнт, що враховує відмінність в крупності вихідного і кінцевого продуктів подрібнення на діючій і на проектованої збагачувальних фабриках.
- Коефіцієнт, що враховує відмінність в діаметрах барабана і працюючої млинів
- Коефіцієнт, що враховує відмінність в типі проектованої і працюючої млинів.
взяли з характеристики роботи фабрики.
:
для порівнюваних млинів:
. Так як на діючій збагачувальній фабриці працює млин з розвантаженням через решітку, і на проектованої фабриці передбачається установка того ж типу млинів, то 
, 
. Так як на діючій збагачувальній фабриці в даній стадії подрібнення працює млин з центральною розвантаженням, і на проектованої фабриці передбачається установка того ж типу млинів, то 
, 
взяли з характеристики роботи фабрики.
для порівнюваних млинів:
, 
- продуктивність по твердому матеріалу в зливі, т / добу;
- число спіралей класифікатора;
і 
- поправки на крупність зливу;
- діаметр спіралі, м.
з урахуванням поправок на щільність зливу 
, І на зміст первинних шламів 
, за формулою:
м 3 /ч
. При такой крупности слива зерна меньше 0,15 
распределяются по продуктам классификации как вода. По табл. 14 [2] содержание класса –20 мкм в исходном продукте и в сливе будет 
і 
м 3 /ч
находится по формуле
.
, так как на фабрике заведомо лучше ставить 
, так как на фабрике заведомо лучше ставить минимальное число сгустителей, для экономии места, и уменьшения затрат на их обслуживание, то выбираем сгуститель Ц-30 (табл. 4.57. [3]).
, так как на фабрике заведомо лучше ставить минимальное число сгустителей, для экономии места, и уменьшения затрат на их обслуживание, то выбираем сгуститель Ц-40 (табл. 4.57. [3]).