Проектирование обогатительной фабрики

Мероприятия по выбору и обоснованию технологии обогащения для заданного сырья, на основе анализа вещественного состава и технологических свойств минералов, входящих в состав исследуемого сырья. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы.

Рубрика Производство и технологии
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 01.02.2011
Размер файла 421,6 K

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Пояснительная записка к дипломному проекту написана на _____ листах, содержит ____ рисунков, _____ таблиц, _____ схем.

Графическая часть содержит _____ листов.

АННОТАЦИЯ:

В данном проекте отражены мероприятия по выбору и обоснованию технологии обогащения для заданного сырья, основываясь на анализе вещественного состава и технологических свойств минералов, входящих в состав исследуемого сырья. Описаны расчеты качественно-количественной и водно-шламовой схемы, а также обоснование и выбор оборудования. Весь комплекс мероприятий направлен на повышение эффективности производства на основе внедрения в производство нового изобретения для тяжелосредной сепарации, повышающего технологические показатели обогащения за счет улучшения реологических свойств тяжелой среды. Также был проведен анализ производственных факторов на предмет промышленной безопасности.

ВВЕДЕНИЕ

Задача моего проекта состоит в том, чтобы спроектировать обогатительную фабрику по заданному месторождению «Нюрбинскому», а также детально разработать передел тяжелосредной сепарации.

Ниже описан вещественный состав минералов, из которых компания «АЛРОСА» извлекает алмазы на обогатительных фабриках в районе Накынского рудного поля.

Алмаз («Адамас» - греч.) - твердый, несокрушимый, непреодолимый - один из самых необыкновенных и интересных материалов известной нам неорганической природы. Алмаз является эквивалентом валюты. Наиболее красивый из драгоценных камней и наиболее твердый из всех минералов, он широко распространяется в металлообрабатывающей промышленности, а некоторые разновидности его нашли применение в современной полупроводниковой технике. Кроме того, алмаз может служить ценнейшим средством наблюдения физико-химических процессов, происходивших некогда в недрах земной коры и недоступных для непосредственного изучения. Вместе с тем и сейчас алмаз, как и раньше, остается одним из самых красивых и дорогих драгоценных камней, идущих на создание различных ювелирных изделий и украшений, многие из которых являются настоящими произведениями искусства.

С развитием промышленности алмазы находят все большее и большее применение для технических целей. Согласно статистическим данным, до 80% добываемых в мире алмазов используется в промышленности и около 20% применяется в ювелирном деле. Ценность технических алмазов для промышленности любой страны так велика, что многие видные экономисты рассматривают их как стратегический промышленный материал.

В настоящее время зарубежные фирмы аттестуют алмазы по кристаллографической форме, цвету и качеству. Детальная аттестация алмазного сырья проводится обычно предприятиями, изготавливающими драгоценные камни - бриллианты и алмазный инструмент.

Согласно техническим условиям в России все алмазное сырье в зависимости от вида и назначения делится на 9 категорий:

I категория алмазов - ювелирные - в зависимости от веса подразделяются:

1) от 0,02 до 0,15 карата;

2) от 0,15 до 0,99 карата;

3) от 1 и более карат.

В пределах каждой группы кристаллы делятся на более узкие весовые группы.

II категория алмазов - светлые ювелирные алмазы пониженного качества.

III категория - алмазы технического предназначения для изготовления алмазных инструментов из отдельных кристаллов (алмазы для наконечников к измерительным приборам, резцов, игл, сверл).

IV категория - кристаллы для бурового инструмента и алмазо- металлических карандашей.

V категория - алмазы более низкого качества, подвергающиеся предварительной обработке - дроблению и овализации (обработка с целью придания им гладкой поверхности и округлой формы). К ним относятся кристаллы различной формы, а также обломки кристаллов.

VI категория - это алмазные концентраты, где содержание алмазов должно быть не менее 30%.

VII категория - алмазы для специальных целей.

VIII категория - алмазы технические, предварительно обработанные для инструментов.

IX категория - алмазы, овализированные и дробленные.

Первым денежное выражение стоимости алмаза указал арабский минеролог Трейфогил в 1150 г.

В настоящее время, несмотря на открытие новых месторождений и значительное увеличение добычи алмазов, цены на ювелирные алмазы продолжают возрастать.

В зависимости от качества и величины кристаллов цены на алмазы колеблются от нескольких долларов до нескольких тысяч долларов за 1 карат. Так, цены на самый дешевый сорт технических алмазов «борт», идущий на дробление и изготовление порошков составляет 2-8 долларов за 1 карат. Цены на технические алмазы средних сортов составляют 10-25 долларов за 1 карат. Стоимость высокосортных технических алмазов колеблется в пределах 45-55 долларов за 1 карат.

Цены на обработанные ювелирные алмазы большого размера достигают 5000 долларов за 1 карат и выше.

Огромный прогресс в развитии техники, достигнутый в XX в., а также резкий рост уровня добычи природных алмазов и освоение технологии синтеза искусственных алмазов значительно расширили границы применения алмазов в науке и технике.

Среди стран первое место по переработке алмазов в бриллианты и производству алмазных инструментов занимает Бельгия, которая ежегодно ввозит 25-27% мировой добычи алмазов. Изготавливаемые в Бельгии бриллианты и алмазные инструменты вывозятся главным образом в США, Великобританию, Францию и Германию. Крупные предприятия по производству алмазного инструмента организованы также в США, Израиле и Германии. В последние годы в России также увеличилось количество гранильных цехов.

1 ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

1 Геологическая часть

1.1 Краткая характеристика кимберлитов тр. Нюрбинская

Кимберлитовое рудное тело трубки «Нюрбинская» с поверхности перекрыта пластом мезозойских осадочных пород мощностью 56-1м. Рудное тело имеет эллипсовидную форму при отношении длины к ширине 2:1 * 560:180 м). На глубине 300м трубка разделена на два самостоятельных рудных тела, Кимберлитовые породы представлены двумя разновидностями: автолитовой кимберлитовой брекчией (АКБ) и порфировыми кимберлитами (ПК).

Кимберлитовая трубка «Ботуобинская» с поверхности перекрыта толщей (78-110м) рыхлых мезозойских осадочных пород. На границе с перекрывающими отложениями (+170м) площадь трубки около 16 тыс. м2, на глубине 400м - всего 612 м2. Рудное тело имеет вытянутую форму. Выделено два технологических типа: автолитовая кимберлитовая брекчия и порфировые кимберлиты (АКБ+ПК) и кимберлитовая туфобрекчия (КГБ).

Кимберлитовые породы трубки «Нюрбинская» и «Ботуобинская», имеют близкий вещественный состав и содержания алмазов.

Характерным для них являются повышенная трещиноватость рудного материала, высокое качество алмазов и низкое содержание минералов тяжелой фракции плотностью более 2,9 г/см3, крупность которых редко превышает 5 мм. АКБ имеют зеленовато-серый и реже желтовато-серый цвет. Типоморфным признаком АКБ является высокое содержание в них ксенолитов метаморфических пород фундамента (5-7% объема). Доля вмещающих осадочных пород составляет 5-8%. Ксенолиты представлены кристаллическими сланцами, токами, реже породами трапповой формации. Распределение ксенолитовых пород неравномерное.

Порфировые кимберлиты (ПК) встречаются в виде маломощных (10-20см) даек, мелких обломков (до 10 см) и отдельных крупных блоков. Распределение их неравномерное, а содержание не превышает 2%. Порфировые выделения представлены псевдоморфозами кальцита и серпентина по оливину (до 40%) и таблитчатым флогопитом (около 2%).

Для АКБ характерно низкое содержание минералов тяжелой фракции (2,14 кг/т) и минералов - спутников алмаза: пиропа (0,13 кг/т), хромшпинелидов - (0,04 кг/т). Содержание магнетита и сульфидов составляет, соответственно, 0,43 кг/т и 0,21 кг/т. Распределение минералов тяжелой фракции по рудному телу с глубиной не претерпевает существенных изменений.

1.2 Минералогический состав

Минералогический состав кимберлитов в качественном отношении постоянен, хотя количественные соотношения одних и тех же минералов в разных типах и отдельных трубках варьируют в значительных пределах.

Кимберлитовая брекчия, заполняющая трубку «Нюрбинская», состоит из следующих четырех групп минералов и пород:

1. Обломков собственно кимберлита - ультраосновной породы, представляющей собой агрегат, состоящий из оливина, флогопита, авгита, ильменита, перовскита и апатита;

2. Обломков минералов, генетически связанных с образованием кимберлитовой магмы: пиропа, моноклинного пироксена типа диоксида, энстатита, шпинели, хромита, дистена, корунда и рутила;

3. Обломков посторонних минералов;

4. Цемента, представленного серпентином и карбонатом.

Важными составными компонентами кимберлитов, которые принято называть индикаторными минералами, или минералами спутниками, является ассоциация глубинных минералов, включающая:

алмаз - чистый углерод, его плотность в пределах 3,52 г/см3

пироп - (Mg Fe)3Al2(SiO4)3 с плотностью p = 3,5 - 4,3 г/см3;

пикроильменит - Fe TiO3 с плотностью p = 4 - 4,79 г/см3;

хромшпинелид - FeMgCnAl2SiO4 с плотностью p = 3,6 - 5,09 г/см3;

оливин -(Mg Fe)2 SiO4 с плотностью p = 4,2 - 4,7 г/см3;

циркон - Zr SiO4 с плотностью p = 4 - 4,86 г/см3;

флогопит - KMSi3AlO10 с плотностью p = 3,5 - 3 г/см3;

а также апатит, титанклиногумит, хромдиопсид и другие минералы.

Так как кимберлитовые породы интенсивно изменены кимберлитовыми породами, то особую роль играют вторичные минералы. Вторичные минералы -- серпентин, карбонаты, хлорит -- составляют основной объем кимберлитов как верхних, так и глубоких частей тела. Другие вторичные фазы встречаются гораздо реже. В отдельных блоках трубки они доминируют или присутствуют в повышенных количествах. К таким минералам следует относить доломит, магнетит, пирит, кварц, битум, галенит, барит, пироаурит, амакинит, брусит, хантит, шортит, галит и ряд других.

Почти во всех кимберлитах широким распространением пользуются оливин, ильменит, магнетит и в большинстве трубок - пироп. Этими минералами в основном сложена тяжелая фракция кимберлитов. Такие минералы как, хромдиопсид, энстатит, хромит, апатит, циркон, роговая обманка, перовскит и другие, встречаются обычно или в единичных зернах или входят в заметных количествах в состав некоторых ксенолитов. Карбонаты, главным образом кальцит, выделяется в трещинах и пустотах кимберлита, часто в ассоциации с пиритом, реже с кварцем, а в некоторых трубках с битумом. Флогопит повсюду в большей или меньшей степени подвержен процессу хлоритизации. Гидроокислы железа встречаются в виде локальных участков в верхних горизонтах всех трубок, окрашивая иногда участки пород в буровато-красные и бурые цвета. Содержание в породе разрушенных пород и охристо-глинистых минералов, образующих при измельчении большое количество первичных и вторичных шламов, осложняя процесс обогащения, варьирует в значительных пределах. Это пределы характеризуется количеством минералов, подверженных вторичным изменениям (серпинтизации, хлоритизации, карбонатизации), в результате чего увеличивается разрушающая способность.

Количество граната в трубке повышено (среднее 0,51 %). Преобладает магнезиальная разновидность с высоким (50 -- 70 %) содержанием пиропового компонента. Эклогитовые гранаты в кимберлитовом цементе составляют не более 5-7% всей выборки. Среднее содержание Сг2О3 в гранате представительной выборки (несколько сотен зерен) варьирует от 3,07 до 5,10 %, предельные значения в отдельных зернах граната -- от 0,5 до 11,0 %. Довольно часто встречаются гранаты уваровит-пиропового состава; количество этого минерала алмазной ассоциации составляет 3,8 %.

Содержание пикроильменита в трубке также повышено (0,75 %). Состав минерала варьирует в широких пределах -- изменяются концентрации титана, магния, железа и хрома.

Малое содержание в руде кальция, шеелита, циркона и других минералов, люминесцирующих наряду с алмазами, позволяет благополучно применять люминесцентные сепараторы, тогда как повышенное содержание их увеличивает выход концентрата, снижая его качество.

Среднее содержание тяжелой фракции с удельным весом более 3,2 в кимберлитовой брекчии составляет 1-3%, т.е. материал легко обогащается гравитационными методами (отсадка, винтовая сепарация и тяжелосредная сепарация).

1.3 Гранулометрический состав

Гранулометрический состав характеризуется количественным распределением зерен полезного ископаемого по крупности, и играет немаловажную роль при выборе схем дробления, измельчения и грохочения.

По гранулометрии алмазов основная масса (51,0-70,9 %), представлена мелкими кристаллами класса -1+0,5 мм. На долю алмазов класса -2+1 мм приходится 1/4-2/5 от общего количества кристаллов. Крупные камни класса -4+2 мм составляют 2,01-9,6 % от общего количества всех алмазов. По массе алмазов наиболее продуктивными являются классы -2+1 мм (30,02-50,7 %) и -4+2 мм (23,3-52,6 %), а наиболее крупные камни класса -8+4 мм составляют 10,45-27,26 % от общей массы. На долю более мелких, резко преобладающих по количеству, кристаллов класса -1+0,5 мм приходится лишь 7,33-12,6 % от общей массы всех алмазов.

Гранулометрическая характеристика исходного сырья представлена в таблице 1.

Таблица 1.1 - Гранулометрическая характеристика руды трубки "Нюрбинская".

Класс

крупности, мм

-1200

+1000

-1000

+800

-800

+600

-600

+400

-400

+200

-200

+100

-100

+50

-50

+20

Выход классов, %

3,7

4,3

6,4

13,0

19,6

6,2

8,9

10,5

Класс

крупности, мм

-20

+10

-10

+8

-8

+5

-5

+2

-2

+1

-1

+0,5

-0,5

+0

Итого

Выход классов, %

6,4

2,0

3,0

4,9

3,0

1,7

6,4

100

Результаты анализа показывают, что на фабрику будет поступать руда, представленная до 15% крупным (+600 мм) и до 11% мелким (-2мм) рудным материалом. Кумулятивная кривая гранулометрического состава исходного сырья представлена на рисунке 1.1.

Рис. 1.1. - Кумулятивная кривая исходной руды.

1.4 Химический состав

В тяжелой фракции преобладают пироп (до 5 %) и хромшпинелид (0,9 %), реже встречаются пикроильменит. Отмечаются розовые, красные, оранжевые и фиолетовые гранаты при главенстве зерен, окрашенных в оранжевый и розовый цвет. По данным оптико-спектроскопических исследований среди изученных зерен гранатов установлено три генетических типа: высокобарические мантийные гранаты пиропового ряда перидотит-пироксенитовых и эклогитовых глубинных парагенезисов, альмандины из эклогитоподобных пород нижней коры.

Ильменит является характерным минералом верхних горизонтов трубки Нюрбинская. По содержанию Fе2Оз ильмениты делятся на две серии. Первая включает парамагнитный ильменит с содержанием Fe2O3 менее 20 %. Сюда отнесены высокотитанистые, высокомагнезиальные и низкохромистые ильмениты. Пределы колебания содержаний основных оксидов для них таковы (в %): ТiO2 = 44,69-49,20; МnО = 7,00-9,66; Сг2О3 = 0,09-0,51. Ко второй серии относится ферромагнитный ильменит с содержанием Fe2O3 более 20 %. Среди ильменитов этой серии выделяются три подгруппы, в целом отличающиеся между собой по соотношению Сг2О3. В первую из них попадают хромсодержащие ильмениты (Сг2О3 0,06-0,73 %) с относительно низким количеством титана. Ко второй (промежуточной) подгруппе относятся ильмениты с умеренной хромистостью и титанистостью (Сг2О3 0,71-1,71 %). Третья подгруппа представлена ильменитом с высоким содержанием хрома, низким титана и магния (ТiO2 30,37-32,1 %, МnО 3,47-3,86 %, Сг2О3 3,47-3,95 %). Повышенное содержание оксида хрома, вероятно, отражает их высокотемпературный генезис. Что же касается повышенного содержания в кимберлитовых породах трубки ферромагнитного ильменита, то этот минерал является довольно характерным для кимберлитовых трубок Малоботуобинского района.

Породы коры выветривания характеризуются повышенными содержаниями SiO2, TiO2 А12Оз, Fe2O3 и очень низкими концентрациями СаО и МnО, что обусловлено процессами гипергенеза.

Химический состав кимберлитовых пород трубки «Нюрбинская» представлен в таблице 1.2.

Таблица 1.2 - Химический состав кимберлитовых пород трубки «Нюрбинская» в %.

Оксиды

1(47)

2(28)

3(15)

4(15)

SiO2

48,55

25,27

29,44

25,42

ТiO2

1,18

0,49

0,38

0,39

А1203

9,79

3,76

3,32

3,74

203

12,33

4,49

5,91

4,72

МnО

0,15

0,13

0,12

0,12

МgО

10,81

17,53

27,44

20,34

СаО

2,17

19,68

10,84

18,55

Ка2О

0,04

0,00

0,00

0,00

К2О

0,84

1,14

0,40

1,25

Р205

0,45

0,58

0,41

0,53

П.п.п.

13,64

27,40

22,54

25,27

Сумма

99,95

100,47

100,80

100,33

Примечание: 1- кора выветривания, 2 - 4 - плотные кимберлитовые брекчии.

1.5 Физические свойства минералов

Кварц бывает окрашенным в различные цвета. Излом раковистый, обладает пьезоэлектрическими свойствами, возникающими при сжатии и растяжении пластин кварца.

Каолинит. Отдельные чешуйки бесцветны, сплошные массы белые. Блеск чешуек перламутровый, сплошных скоплений - матовый. Спайность - весьма совершенная.

Полевой шпат. Цвет бледный разных оттенков. Спайность совершенная.

Оливин. Цвет изменяется от темно-желтого до зеленого. Блеск стеклянный, сильный. Спайность несовершенная.

Ильменит цвет - железо-черный, цвет черты - черный. Блеск полуметаллический, не прозрачный, спайность отсутствует. Хрупкий. Отмечается сильное двупреломление. Отражательная способность низкая - 18%.

Циркон. Цвет - оранжевый, желтый, коричневый, часто сероватый, розовый, красный. Блеск алмазный, иногда жирный. Спайность средняя по призме. Хрупкий. Оптические свойства: одноосный, положительный. Часто радиоактивный и метамиктный.

Хромит. Цвет черный. Цвет черты бурый. Блеск металловидный. Спайность отсутствует. Изотропный. Отражательная способность низкая - 12%.

Роговая обманка. Цвет от светло-зеленого до зелено-черного и черного. Блеск стеклянный.

Гематит. Цвет: железо-черный, землистые разности ярко-красные. Цвет черты вишнево-красный. Блеск полуметаллический. Спайность отсутствует. Излом раковистый до неровного.

Алмаз характеризуется высоким показателем преломления (2,42) и высокой дисперсией (0,65). В рентгеновских лучах люминесцирует до 95-98% всех разновидностей алмазов. В ультрафиолетовом излучении люминесценция алмазов менее постоянная.

Сидерит. Цвет желтовато-серый, сероватый, в катодных лучах светится ярким оранжево-красным цветом. Блеск стеклянный. Спайность совершенная.

Доломит. Цвет серовато-белый, иногда с желтоватым, буроватым и зеленоватым оттенком. Блеск стеклянный. Спайность совершенная по ромбоэдру.

Другие физические свойства минералов легкой и тяжелой фракций представлены в таблице 1.3.

Таблица 1.3. - Физические свойства минералов

Минералы

Химическая формула

Плотность

г/см3

Твердость по шкале Мооса

хрупкость

Легкая фракция

Кварц

SiO2

2.65

7

хрупкий

Полевой шпат

NaAlSi3O8. KALSi3O8.CaAlSi2O8

2.65-2.76

6-6,5

нехрупкий

кальцит

CaCO3

2.6-2.8

3-3,5

хрупкий

глауконит

K(Fe.Al.Mg)2(OH)2(AlSi3O10)*nH2O

2.2-2.9

2-3

хрупкий

каолинит

Al4(OH)8(Si4O10)

2.58-2.63

2,5-3

хрупкий

слюды

KAl2(OH)2(ALSi3O10)

2.76-3.1

2-3

хрупкий

Тяжелая фракция

Ильменит

FeTiO3

4.72

5-6

нехрупкий

Циркон

ZrSiO4

4.68-4.7

7-8

нехрупкий

Пироксен

CaMg(Si2O6)

3.22-3.55

5-6

нехрупкий

Хромшпинелиды

(Mg.Fe)(Cr.Al.Fe)2O4

4-4.8

5,5-7,5

нехрупкий

Магнетит

Fe3O4

4.9-5.2

5,5-6

хрупкий

Пироп

Mg3Al2(SiO4)3

3.51

7-7,5

нехрупкий

Доломит

CaMg(CO3)2

2.8-2.9

3.5-4.0

хрупкий

Гидрооксиды железа

Fe(OH)3 Fe2O3

5 - 5.53

хрупкий

Роговая обманка

Алюмосиликат Fe.Ca.Na

3.1-3.3

5,5-6

нехрупкий

Сидерит

FeCO3

3.9

3.5-4.5

хрупкий

Алмаз

С

3,52

10

хрупкий

1.6 Текстурно-структурная характеристика

В легкой фракции в значительных количествах присутствует кварц, который образует различные формы от угловатых слабо окатанных до хорошо окатанных и отполированных шариков.

Полевые шпаты представлены микроклином в виде обломков различной формы, окатанные слабо прозрачные, буроватые в значительной степени измененные, иногда в них наблюдается микроклиновая решетка.

Глауконит светло-зеленого цвета имеет форму округлых комочков с характерным для него агрегатным строением и интерференционной окраской. Каолинит - основной минерал глинистой части фракции, но встречается в зернах размером больше 0,1 мм, где образует неправильно округлой формы агрегаты серовато-белого цвета.

В тяжелой части фракции в значительных количествах присутствует сидерит, образующий желтовато-бурые, ожелезненные выделения сферической, эллипсоидальной, реже неправильной формы.

Магнетит и ильменит представлены обломками, иногда кристаллами таблитчатой формы серовато-черного и смолисто-черного цвета, покрытыми продуктами разложения буровато-красного цвета. Зерна ильменита имеют неправильную форму, размеры их от 0,1 до 3 мм.

Гидроокислы железа (гетит, гидрогетит, гематит) образуют тонкодисперсные бурые и красновато бурые землистые массы. Гидроксиды железа в одних случаях образуют бобовины, и тогда порода ими не «загрязнена», в других - они равномерно (или не совсем равномерно) пропитывают всю породу, придавая ей коричневый цвет различной интенсивности.

Глинисто-карбонатные агрегаты наблюдаются в виде зерноагрегатных строений, центральные части которых темно-бурые, а по краям просматривается карбонатный материал. В единичных зернах в описываемых отложениях встречаются пироксены, хромит и циркон.

Хромшпинелиды в количественном отношении уступают пиропу. Их выделения разнообразны по морфологии - наряду с правильными октаэдрическими кристаллами с четкими идиоморфными очертаниями присутствуют зерна неправильных очертаний размером от 0,1 до 1-4 мм.

Алмазы в основном (92 %) представлены кристаллами I разновидности по Ю.Л. Орлову различной морфологии, а также поликристаллическими агрегатами VIII разновидности (2 %).

Среди алмазов I разновидности по кристалломорфологическим особенностям преобладают кристаллы октаэдрического (1/3) и переходного от октаэдрического к ромбододекаэдрическому (1/6) габитусов, при заметном (> 1/5) содержании бесформенных осколков без признаков кристаллографической огранки. Редки типичные округлые алмазы уральского (бразильского типа) (2 %) и додекаэдроиды с шагренью и полосами пластической деформации даечного типа (1 %).

Сопоставив все известные данные по физическим, химическим, механическим и другим свойствам минералов составляем сводную таблицу и строим графики, необходимые для обоснования схемы фабрики:

Таблица 1.4. - Свойства минералов

Минерал

Хим. Форм.

Плотн.

Тверд.

Хрупкость

Люменесц

свойства

Эл. свойства

Магнитные

свойства

Гидрофильн.

Гидрофобн.

Алмаз

C

3,52

10

Хрупкий

+

Непровод

Немагнит

Гидрофоб

Пироп

Mg3Al2

(SiO4)3

3,51

7-7,5

Не хрупкий

-

Непровод

Слабомаг

Гидрофоб

Циркон

ZrSiO4

4,68-4,7

7,8

Не хрупкий

+

Непровод

Немагн

Гидрофил

Доломит

CaMg

(CO3)2

2,8-2,9

3,5-4

Хрупкий

-

Полупровод

Немагнит

Гидрофил

Магнетит

Fe3O4

4,9-5,2

5,5-6

Хрупкий

-

Проводни

Магнитн

Гидрофил

Кальцит

CaCo3

2,6-2,8

3-3,5

Хрупкий

-

Не провод

Слабомаг

Гидрофил

Кварц

SiO2

2,65

7

Хрупкий

-

Не провод

Немагнит

Гидрофил

Слюды

KAl(OH)2(AlSl3O10)

2,76-3,1

2-3

Хрупкий

-

Непровод

Немагнит

Гидрофил

Хромшпинелиды

(MgFe)(CrAlFe)2O4

4-4,8

5,5-7,5

Не Хрупкий

-

Непровод

Слабомаг

Гидрофил

Сидерит

FeCO4

3,9

3,5-4,5

Хрупкий

-

Провод

Слабомаг

Гидрофил

График по гидрофильным и гидрофобным свойствам

График по хрупкости и электрическим свойствам

График по плотности и твердости

2 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2 Технологическая часть

2.1 Описание технологической схемы

Исходная руда из карьера автосамосвалами доставляется на пандус фабрики. По сигналу светофора разгрузка руды производится на один из двух приемных бункеров. На бункере установлена стационарная колосниковая решетка с отверстиями 1000на1000 мм в свету. Негабариты оставшиеся на решетке разбиваются гидравлическим бутобоем, расположенным на площадке между двумя бункерами.

Под бункером установлен пластинчатый питатель шириной 2400мм, который работает под завалом руды. Для предохранения пластин питателя от ударов падающих кусков руды, на питателе постоянно должна лежать рудная "подушка" высотой один метр. Питатель равномерно загружает дробилку рудой через приемную пасть.

Дробленая руда разгружается на колосниковый подпружиненный грохот, который гасит удары от падающих кусков на ленту конвейера.

Под поддоном питателя установлен конвейер, который перегружает просыпи на конвейер дробленой руды. Далее материал конвейерным транспортом передается в главный корпус фабрики.

Дробленая руда системой конвейеров распределяется по приемным бункерам мельниц самоизмельчения.

Из бункеров, посредством питателей руда равномерно загружается в мельницы. Также на мельницу поступает материал крупностью +35мм от узла валковой дробилки, через свою систему конвейеров, бункеров и вибропитателей. Слив мельниц системой желобов равномерно распределяется на спиральные классификаторы типа КСН.

Пески каждого классификатора самотеком поступают на свой грохот, где отсеиваются на три класса: +32; -32+ 1 и -1+0 мм. Слив классификации подвергается еще одной операции обесшламливания, пески которой поступают на грохот с сеткой 1мм. Класс -1мм вместе со сливом отводится в отвал, а класс +1мм присоединяется к материалу крупностью -32+1мм.

Объединенный продукт крупностью -32 +1мм распределяется на классы -32+6, -6+1 и -1мм.

Продукты крупностью -32+6 мм и -6+1мм подаются в промежуточные бункеры тяжелосредных установок крупного и мелкого материала соответственно. Материал крупностью -1мм откачивается в зумпф сбора шламов.

Рудный материал крупностью +32 мм и хвосты тяжелосредной установки крупного материала системой конвейеров подаются в участок ВПВД. Этот материал поступает на грохот, отсеивающий на классы: +32 мм и -32 мм. Если ВПВД не работает, тогда весь материал подается по обходному конвейеру на мельницы.

Продукт крупностью -32мм после грохота поступает в бункер. Из бункера материал питателем подается в ВПВД. Продукт ВПВД - прессованный рудный материал (кек) конвейером передается в скруббер для промывки и дезинтеграции.

Продукт скруббера поступает на двухдечный грохот, где рассевается на три продукта: +32 мм, -32+1 мм и -1 мм. Материал крупностью +32 мм возвращается на конвейер питания ВПВД, материал крупностью -32+1мм подается в бункер подготовки питания тяжелосредной установки, а материал крупностью -1мм перекачивается в зумпф сбора жидких хвостов.

Материал крупностью -32+6мм и -6+1мм поступают на тяжелосредную сепарацию. Легкая фракция (хвосты) поступает на грохот, где ферросилиций дренируется и отмывается от рудного материала. После этой операции хвосты крупностью -32+6 мм поступают в ВПВД, а хвосты крупностью -6+1 мм транспортируются в мельницу.

Тяжелая фракция (концентрат) подается на грохот, где ферросилиций дренируется и отмывается от материала. Отмытый концентрат передается в цех доводки для дальнейшей обработки.

Дренированный ферросилиций подается в зумпф кондиционной суспензии, а отмытый - в зумпф разбавленной суспензии.

Кондиционная суспензия возвращается в процесс, непосредственно в смесительную емкость.

Концентраты тяжелосредной сепарации далее поступают в цех окончательной доводки где грохотятся на более узкие классы (-32+12, -12+6, -6+3 и -3+1мм) и подвергаются основной и контрольной рентгенолюминесцентной сепарации. Кондиционные концентраты попадают на сортировочные ящики для ручной разборки. Хвосты крупностью -32+12мм и -12+6мм объединяются и передаются в узел ВПВД. Хвосты крупностью-6+3мм и -3+1мм направляются в узел липкостной сепарации. Концентраты липкостной сепарации, после отмывки от жира и подсушки, отправляются на ручную разборку, а хвосты возвращаются на доизмельчение.

2.2 Расчет качественно-количественной схемы

Технологические результаты обогащения того или иного полезного ископаемого нельзя оценить при помощи одного какого-либо показателя. Необходимо учитывать несколько основных показателей, характеризующих процесс обогащения в целом. К основным показателям относят: содержание компонента в исходном сырье и продуктах обогащения; выход продуктов обогащения; извлечение компонентов в продукты обогащения.

Все технологические показатели обогащения взаимосвязаны. Поэтому, зная значения одних, можно расчетным путем получить значения других. Если нам известно содержание полезного компонента в исходном сырье и продуктах обогащения, то можно подсчитать выходы продуктов обогащения, извлечение полезного компонента в концентрат и т.д. Целью расчета является определение для всех продуктов и операций схемы ряда показателей, характеризующих технологический процесс качественно и количественно.

При расчете качественно-количественной схемы используются уравнения баланса:

по руде и продуктам обогащения:

; (2.1)

где гк - выход концентрата, %;

гхв - выход хвостов, %.

по ценному компоненту:

(2.2)

где б - содержание ценного компонента в исходной руде, %;

Ьк - содержание ценного компонента в концентрате, %;

Ьхв - содержание ценного компонента в хвостах, %;

Выход продуктов обогащения находим по формуле:

(2.3)

где Qn - выход н-го продукта обогащения, т/ч;

Q1 - исходная производительность, т/ч.

Извлечение рассчитываем по формуле:

(2.4)

где ев - извлечение ценного компонента, %;

г - выход продуктов обогащения, %;

б и в - содержание ценного компонента в исходной руде и в продуктах обогащения соответственно, %.

1 Рассчитываем производительность (Q) для каждой операции и продуктов.

Q1 = Q2 = 300 т/ч; С=36т/ч

300-100%

Х-136%

Частный выход слива 1ст классификации составляет 41 %, отсюда:

408- 100 %

Х -41%

Q4 = Q3 - Q5 =408-167,28= 240,72т/ч

Частный выход классов + 32мм и - 1 мм составляет 4% и 56 % соответственно, отсюда:

240,72- 100 %

Х - 4 %

240,72- 100 %

Х -56%

Q7 = Q4 - Q6 - Q8 =240,72-9,63-134,8= 96,3т/ч

Частный выход слива 2ст классификации составляет 36 %, отсюда:

167,28- 100 %

Х -36%

Q9 = Q5 - Q10 =167,28-60,22= 107,06т/ч

Частный выход класса - 1 мм (14 продукта) принимаем 32 %, отсюда:

107,06- 100%

Х -32%

Q13 = Q9 - Q14 =107,06-34,502= 72,558т/ч

Q21 принимаем 10,53 т/ч, таким образом нагрузка на VI стадию грохочения составит: Q = 10,53 + 96,3 + 72,558 = 179,388 т/ч.

Частный выход классов - 32 +6мм и - 1мм составляет 33% и 9% соответственно, отсюда:

179,388 - 100%

Х - 33%

179,388 - 100%

Х - 9%

Q16 = Q - Q15 - Q17 = 179,388 - 59,198 - 16,145 = 104,045 т/ч;

Частный выход концентрата ТСС крупностью -32 +6мм составляет 9%, отсюда:

59,198 - 100%

Х - 9%

Q24 = Q15 - Q23 = 59,198 - 5,328 = 53,87 т/ч;

Частный выход концентрата ТСС крупностью - 6 +1мм составляет 23%, отсюда:

104,045 - 100%

Х - 23%

Q26 = Q16 - Q25 = 104,045 - 23,92 = 80,125 т/ч;

300 - 100 %

Х - 36%

Q11 = С - Q26 = 108 - 80,125 = 27,875 т/ч;

Q12 = Q6 + Q24 - Q11 = 9,63 + 53,87 - 27,875 = 35,6 т/ч;

Q22 = Q1 - Q8 - Q10 - Q14 - Q17 - Q25 - Q23 ;

Q22 = 300 - 134,8 - 60,22 - 34,502 - 16,145 - 23,93 - 5,328 = 20,075 т/ч;

Частный выход класса + 32 мм (20 продукт) составляет 2%, отсюда:

36,6 - 100%

Х - 2%

Q18 = Q19 = Q12 +Q20 = 35,6 + 0,727 = 36,327 т/ч.

2 Для каждой операции схемы составляем систему уравнений, решая которую определяем выхода продуктов и содержание ценного компонента в них. Общий выход продуктов рассчитываем по формуле (2.3).

I Дробление

г1 = г2 = 100%; в2 = в = 10%; е2 = е1 =100%.

II Самоизмельчение

г2 + г26 + г11 = г3

г2в2 + г26в26 + г11в11 = г3в3

Решаем первое уравнение системы

г2 + г26 + г11 = г3

100 + 26,705+ 9,295 = 136

Решаем второе уравнение системы

г2в2 + г26в26 + г11в11 = г3в3

Известно б = 10%, принимаем в26 = 4%, в11 = 6%.

100·10 + 26,705·4 + 9,295·6 = 136·в3

1000 + 106,82 + 55,77 = 136·в3

1162,59 = 136·в3

в3 = 1162,59 : 136

в3 = 8,55%.

По формуле (2.4) находим извлечение ценного компонента по продуктам обогащения:

III Классификация

г3 = г45

г3в3 = г4в4 + г5в5

Решаем первое уравнение системы

г3 = г45 136 = 80,24 + 55,76

Решаем второе уравнение системы

г3в3 = г4в4 + г5в5

Известно в3 = 8,55%, принимаем в4 = 11,5%;

136 · 8,55 = 80,24 · 11,5 + 55,76 · в5

1162,59 = 922,76 + 55,76 · в5

239,83 = 55,76· в5

в5 = 239,83 : 55,76

в5 = 4,3%;

Находим извлечение:

IV Грохочение материала крупностью -32 +1 мм

г4 = г6 + г7 + г8

г4в4 = г6в6 + г7в7 + г8в8

Решаем первое уравнение системы

г4 = г67 + г8 80,24 = 3,21 + 32,1 + 44,93

Решаем второе уравнение системы

г4в4 = г6в6 + г7в7 + г8в8

Известно в4 = 11,5%, принимаем в6 = 20 %, в8 = 1 %;

80,24 · 11,5 = 3,21 · 20 + 32,1 · в6 + 44,93 · 1

922,76 = 64,2 + 32,1 · в7 + 44,93

922,76 - 64,2 - 44,93 = 32,1 · в7

в7 = 813,63 : 32,1

в7 = 25,346 %;

Находим извлечение:

V Обесшламливание

г5 = г9 + г10

г5в5 = г9в9 + г10в10

Решаем первое уравнение системы

г5 = г910 55,76 = 35,686 + 20,073

Решаем второе уравнение системы

г5в5 = г9в9 + г10в10

Известно в5 = 4,3%, принимаем в10 = 1,3%;

55,76 · 4,3 = 35,686 · в9 + 20,073 · 1,3

239,768 = 35,686 · в9 + 26,095

213,673 = 35,686 · в9

в9 = 5,987%;

Находим извлечение:

VII Грохочение материала крупностью 1мм

г9 = г13 + г14

г9в9 = г13в13 + г14в14

Решаем первое уравнение системы

г9 = г13 + г14 35,686 = 24,186 + 11,5

Решаем второе уравнение системы

г9в9 = г13в13 + г14в14

Известно в9 = 5,987 %, принимаем в14 = 1 %;

35,686 · 5,987 = 24,186 · в12 + 11,5 · 1

213,653 = 24,186 · в13 + 11,5

202,153 = 24,186 · в13

в13 = 8,36 %;

Находим извлечение:

VIII Грохочение материала крупностью -32 +0мм

г21 + г713 = г15 + г16 + г17

г21в21 + г7в713в13 = г15в15 + г16в16 + г17в17

Решаем первое уравнение системы

г21 + г713 = г15 + г16 + г17

3,51 + 32,1 + 24,186 = 19,733 + 34,682 + 5,382

59,796 = 59,796

Решаем второе уравнение системы

г21в21 + г7в713в13 = г15в15 + г16в16 + г17в17

Известно в7 = 25,346 %, в13 = 8,36 %, принимаем в21 = 9,8%, в16 = 20 %, в17 = 7%;

3,51·9,8 + 32,1·25,346 + 24,186·8,36 = 19,733·в15 + 34,682·20 + 5,382·7

34,398 + 813,607 + 202,195 = 19,733·в15 + 693,64 + 37,674

318,882 = 19,733·в15

в15 = 16,16 %;

Находим извлечение:

IX Тяжелосредная сепарация материала крупностью -32+6 мм

г15 = г23 + г24

г15в15 = г23в23 + г24в24

Решаем первое уравнение системы

г15 = г23 + г24

19,733 = 1,776 + 17,957

Решаем второе уравнение системы

г15в15 = г23в23 + г24в24

Известно в15 = 16,16%, принимаем в23 = 95 %;

19,733 · 16,16 = 1,776 · 95 + 17,957 · в24

318,885 = 168,72 + 17,957 · в24

150,165 = 17,957 · в24

в24 = 8,362%;

Находим извлечение:

XI Тяжелосредная сепарация материала крупностью -6+1 мм

г16 = г25 + г26

г16в16 = г25в25 + г26в26

Решаем первое уравнение системы

г16 = г25 + г26 34,682 = 7,977 + 26,70

Решаем второе уравнение системы

г16в16 = г25в25 + г26в26

Известно в16 = 20%, принимаем в26 = 4 %;

34,682 · 20 = 7,977 · в25 + 26,70 · 4

693,64 = 7,977 · в25 + 106,8

586,84 = 7,977 · в25

в25 = 73,56 %;

Находим извлечение:

VI Грохочение материала крупностью -32 +6 мм

г6 + г24= г11 + г12

г6в6 + г24в24 = г11в11 + г12в12

г12 = г6 + г24 - г11

г12 = 3,21 + 17,957 - 9,295 = 11,872 %.

е12 = е6 + е24 - е11 = 6,42 + 15,02 - 5,58 = 15,86 %.

X Грохочение материала крупностью -32 +0 мм

г12 + г20 = г20 + г21 + г22

г12в12 + г20в20 = г20в20 + г21в21 + г22в22

в20 - принимаем 6%;

е22 = е12 - е21 = 15,86 - 3,44 = 12,42%;

Составим баланс металлов по конечным продуктам

100·б = г8в8 + г10в10 + г14в14 + г17в17 + г22в22 + г23в23 + г25в25

1000 = 44,93 + 26,095 + 11,5 + 37,674+ 124,2 + 168,72 + 586,79

1000 = 1000 (999,9)

Результаты расчетов заносим в таблицу 2.1. Баланс продуктов схемы приведен в таблице 2.2.

Таблица 2.1 - Результаты расчета качественно-количественной схемы

№ оп/пр

Наименование продуктов и операции

Q, т/ч

г, %

в, %

е, %

1

2

3

4

5

6

 I

Дробление

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

 1

исходная руда

300

100

10

100

 

Итого:

300

100

10

100

 

Выходит:

 

 

 

 

2

дробленая руда

300

100

10

100

 

Итого:

300

100

10

100

II

Самоизмельчение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

2

дробленая руда

300

100

10

100

11

класс + 32 мм

27,885

9,295

6

5,58

26

хвостыТСС -6+1

80,115

26,7

4

10,68

 

Итого:

408

136

8,55

116,26

 

Выходит:

 

 

 

 

3

измельченная руда

408

136

8,55

116,26

 

Итого:

408

136

8,55

116,26

III

Классификация

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

3

измельченная руда

408

136

8,55

116,26

 

Итого:

408

136

8,55

116,26

 

Выходит:

 

 

 

 

4

пески классификации

240,72

80,24

11,50

92,28

5

слив классификации

167,28

55,76

4,30

23,98

 

Итого:

408

136,00

8,55

116,26

IV

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

4

пески классификации

240,72

80,24

11,5

92,28

 

Итого:

240,72

80,24

11,5

92,28

 

Выходит:

 

 

 

 

6

класс + 32 мм

9,63

3,21

20

6,43

7

класс-32 +1мм

96,3

32,1

25,35

81,36

8

класс -1мм

134,8

44,93

1

4,49

 

Итого:

240,72

80,24

11,5

92,28

V

Обесшламливание

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

5

слив классификации

167,28

55,76

4,3

23,98

 

Итого:

167,28

55,76

4,3

23,98

 

Выходит:

 

 

 

 

9

Пески

107,06

35,69

5,99

21,37

10

Слив

60,22

20,07

1,3

2,61

 

Итого:

167,28

55,76

4,3

23,98

Продолжение табл. 2.1

1

2

3

4

5

6

VII

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

9

Пески обесшламливания

107,06

35,69

5,99

21,37

 

Итого:

107,06

35,69

5,99

21,37

 

Выходит:

 

 

 

 

13

класс +1мм

72,558

24,19

8,36

20,2

14

класс - 1мм

34,502

11,5

1

1,15

 

Итого:

107,06

35,69

5,99

21,35

VIII

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

7

класс -32 +1мм

96,3

32,1

25,35

81,36

13

класс +1мм

72,558

24,19

8,36

20,2

23

класс -32 +1мм

10,53

3,51

9,8

3,44

 

Итого:

179,388

59,8

17,56

105

 

Выходит:

 

 

 

 

15

класс -32 +6мм

59,198

19,73

16,16

31,89

16

класс -6 +1мм

104,045

34,68

20

69,36

17

класс -1мм

16,145

5,38

7

3,77

 

Итого:

179,388

59,79

17,56

105

IX

ТСС -32 +6мм

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

15

класс -32 +6мм

59,198

19,73

16,16

31,89

 

Итого:

59,198

19,73

16,16

31,89

 

Выходит:

 

 

 

 

23

концентрат ТСС

5,328

1,776

95

16,87

24

Хвосты ТСС

53,87

17,957

8,36

15,02

 

Итого:

59,198

19,733

16,16

31,89

XI

ТСС -6 +1мм

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

16

класс -6 +1мм

104,05

34,68

20

69,36

 

Итого:

104,05

34,68

20

69,36

 

Выходит:

 

 

 

 

25

концентрат ТСС

23,93

7,98

73,56

58,68

26

хвосты ТСС

80,115

26,7

4

10,68

 

Итого:

104,045

34,68

20

69,36

VI

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

6

класс +32 мм

9,63

3,21

20

6,42

24

хвосты ТСС -32 +6мм

53,87

17,957

8,364

15,02

Итого

63,5

21,167

10,13

21,44

 

 

Выходит:

 

 

 

 

11

класс +32 мм

27,885

9,295

6

5,58

12

класс -32 мм

35,6

11,872

13,36

15,86

 

Итого:

63,485

21,167

10,13

21,44

Продолжение табл. 2.1

1

2

3

4

5

6

X

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

12

класс -32 мм

35,6

11,872

13,36

15,86

20

класс +32 мм

0,727

0,24

6

0,144

 

Итого:

36,33

12,11

13,21

16,00

 

Выходит:

 

 

 

 

20

класс +32 мм

0,727

0,24

6

0,144

21

класс -32 +1мм

10,53

3,51

9,8

3,44

22

класс -1 мм

25,075

8,358

14,86

12,42

 

Итого:

36,33

12,11

13,21

16

Таблица 2.2 - Баланс продуктов

№ продукта

Наименование

Q, т/ч

г, %

в, %

е, %

8

Класс крупности- 1 мм

134,800

44,930

1,0

4,49

10

Слив обесшламливания

60,220

20,070

1,3

2,61

14

Класс крупности - 1 мм

34,502

11,500

1,0

1,15

17

Класс крупности - 1 мм

16,145

5,382

7,0

3,77

22

Класс крупности - 1 мм

25,075

8,358

4,9

12,42

23

Концентрат ТСС -32 +6мм

5,328

1,776

95,0

16,87

25

Концентрат ТСС -6 +1мм

23,930

7,977

73,6

58,68

1

Исходное питание

300,000

100,000

10,0

100,00

2.3 Расчет водно-шламовой схемы

Целью проектирования водно-шламовой схемы является:

обеспечение оптимальных отношений Т : Ж в операциях схемы;

определение количества воды, добавляемой в операции или наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания;

определение разжижения Ж : Т в продуктах схемы;

определение объёмов пульпы для всех продуктов и операций схемы;

определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.

Для расчета водно-шламовой схемы используются следующие формулы:

Wn = Qn ·Rn , (2.5)

R = Wn/ Qn , (2.6)

R = 100-T/T, (2.7)

Vn = Qтв·(Rn+1/дn), (2.8)

Wуд = Wобщ /Qисх , (2.9)

где Wn - количество воды в операции или продукте в ед. времени, м3/ч.

Qn - количество твёрдого, т/ч;

Т - содержание твердого в пульпе, %;

Ln - количество свежей воды, добавляемой в операцию или продукты, м3/ч

дn - плотность руды, т/м3;

Vn - объём пульпы, м3/ч;

Rn - весовое соотношение Ж : Т в операциях или продуктах.

Результаты расчета водно-шламовой схемы представлены в таблице 2.3.

Таблица 2.3 - Результаты расчета водно-шламовой схемы

№ оп/пр

Наименование продуктов и операции

Q, т/ч

R

W, м3

V, м3

1

2

3

4

5

6

 I

Дробление

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

исходная руда

300

0,05

15

115

 

Итого:

300

0,05

15

115

 

Выходит:

 

 

 

 

2

дробленая руда

300

0,05

15

115

 

Итого:

300

0,05

15

115

II

Самоизмельчение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

2

дробленая руда

300

0,05

15,0

115

11

класс + 32 мм

27,885

0,43

12,0

21,3

26

хвосты ТСС - 6 +1 мм

80,115

3,08

246,4

273,1

L1

свежая вода

93,8

 

Итого:

408

0,9

367,2

501,8

 

Выходит:

 

 

 

 

3

измельченная руда

408

0,9

367,2

501,8

 

Итого:

408

0,9

367,2

501,8

III

Классификация

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

3

измельченная руда

408

0,9

367,2

501,8

L2

свежая вода

 

 

641,5

 

 

Итого:

408

2,47

1008,7

1144,7

 

Выходит:

 

 

 

 

4

пески классификации

240,72

0,25

60,2

140,42

5

слив классификации

167,28

5,67

948,5

1004,24

 

Итого:

408

2,47

1008,7

1144,7

IV

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

4

пески классификации

240,72

0,25

60,2

140,42

L3

свежая вода (1м.куб. на тонну)

 

 

240,7

 

 

Итого:

240,72

1,25

300,9

381,2

 

Выходит:

 

 

 

 

6

класс + 32 мм

9,63

0,43

4,1

7,4

7

класс-32 +1мм

96,3

0,54

52

84,1

8

класс -1мм

134,8

1,82

244,82

289,8

 

Итого:

240,72

1,25

300,92

381,2

V

Обесшламливание

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

5

слив классификации

167,28

5,67

948,5

1004,2

L4

свежая вода

55,18

 

Итого:

167,28

6

1003,68

1059,38

 

Выходит:

 

 

 

 

9

класс +1мм

107,06

1,33

142,71

178,3

10

класс - 1мм

60,22

14,29

860,97

880,8

 

Итого:

167,28

6

1003,68

1059,38

Продолжение табл. 2.3

1

2

3

4

5

6

VII

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

9

класс +1мм

107,06

1,33

142,98

178,3

L5

свежая вода (1 м.куб. на тонну)

 

 

107,06

 

 

Итого:

107,06

2,33

249,98

285,31

 

Выходит:

 

 

 

 

13

класс +1мм

72,558

1

72,56

96,7

14

класс - 1мм

34,502

5,14

177,42

188,76

 

Итого:

107,06

2,33

249,98

285,31

VIII

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

7

класс -32 +1мм

96,3

0,54

52

84,1

13

класс +1мм

72,558

1

72,6

96,7

21

класс -32 +1мм

10,53

0,67

7,1

10,6

L6

свежая вода

 

 

179,38

 

 

Итого:

179,388

1,73

311,1

370,9

 

Выходит:

 

 

 

 

15

класс -32 +6мм

59,198

0,56

33,15

52,9

16

класс -6 +1мм

104,045

0,79

82,19

116,9

17

класс -1мм

16,145

12,12

195,76

201,1

 

Итого:

179,388

1,73

311,1

370,9

IX

ТСС -32 +6мм

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

15

класс -32 +6мм

59,198

0,56

33,2

52,9

L7

вода для приготовления суспензии

 

 

104,7

 

 

Итого:

59,198

2,33

137,9

157,7

 

Выходит:

 

 

 

 

23

концентрат ТСС

5,328

1,33

7,1

8,9

24

Хвосты ТСС

53,87

2,43

130,8

148,8

 

Итого:

59,198

2,33

137,9

157,7

XI

ТСС -6 +1мм

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

16

класс -6 +1мм

104,05

0,79

82,2

116,9

L8

вода для приготовления суспензии

 

 

193,8

 

 

Итого:

104,05

2,65

276

310,70

 

Выходит:

 

 

 

 

25

концентрат ТСС

23,93

1,22

29,22

37,2

26

хвосты ТСС

80,115

3,08

246,78

273,5

 

Итого:

104,045

2,65

276

310,70

Продолжение таблицы 2.3.

1

2

3

5

6

7

VI

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

6

класс +32 мм

9,63

0,43

4,10

7,4

24

хвосты ТСС -32 +6мм

53,87

2,43

130,8

148,8

L9

свежая вода (1м.куб. на тонну)

 

 

63,5

 

 

Итого:

63,5

3,12

198,40

219,60

 

Выходит:

 

 

 

 

11

класс +32 мм

27,885

0,43

12

21,3

12

класс -32 мм

35,6

5,24

186,4

198,3

 

Итого:

63,5

3,12

198,4

219,60

X

Грохочение

 

 

 

 

 

Поступает:

 

 

 

 

12


Подобные документы

  • Технология обогащения железной руды и концентрата, анализ опыта зарубежных предприятий. Характеристика минерального состава руды, требования к качеству концентрата. Технологический расчет водно-шламовой и качественно-количественной схемы обогащения.

    курсовая работа [218,3 K], добавлен 23.10.2011

  • Физические свойства сырья ингулецкого месторождения. Вертикальная мощность коры выветривания железистых пород. Оценка производительности обогатительной фабрики. Результаты расчета качественно-количественной схемы обогащения. Антивирусные программы.

    дипломная работа [1,8 M], добавлен 06.12.2012

  • Выбор и обоснование схемы измельчения, классификации и обогащения руды. Вычисление выхода продукта и содержания в нем металла. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы. Методы контроля технологического процесса средствами автоматизации.

    курсовая работа [1,2 M], добавлен 23.10.2011

  • Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.

    курсовая работа [120,0 K], добавлен 15.04.2015

  • Расчет баланса продуктов обогащения. Выбор оборудования обогатительной фабрики. Характеристики гидроциклонов и особенности их применения. Внутрифабричный транспорт и складское хозяйство. Расчет челнокового и горизонтально-наклонного ленточного конвейера.

    дипломная работа [1,7 M], добавлен 16.05.2017

  • Сырьевая база и качественная характеристика угля, поступающего на переработку. Проектная мощность обогатительной фабрики. Технологическая схема обогащения. Принцип работы колосниковых и инерционных грохотов, центрифуг, гидроциклонов, ленточных конвейеров.

    отчет по практике [1,7 M], добавлен 12.10.2015

  • Разработка схемы обогащения медно-цинковых руд Абызского месторождения. Технико-экономическое обоснование строительства обогатительной фабрики. Основные технологические и проектные решения. Генеральный план, транспорт и рекультивация нарушенных земель.

    дипломная работа [323,0 K], добавлен 18.03.2015

  • Современные направления в развития измельчения. Характеристика сырья Шатыркульской группы месторождения. Обогащение и гидрометаллургическая обработка руд. Разделительный процесс и оборудования при измельчении. Расчет водно-шламовой схемы, баланс воды.

    курсовая работа [117,9 K], добавлен 28.05.2014

  • Геологическая характеристика Учалинского месторождения. Нормы и параметры процессов дробления и грохочения. Технологический процесс обогащения руд на Учалинской обогатительной фабрике. Теоретические основы процесса измельчения и классификации руды.

    курсовая работа [55,7 K], добавлен 13.11.2011

  • Характеристика железных руд и концентратов. Группа магнетитовых руд осадочно-метаморфического происхождения. Рекомендуемое оборудование, гравитационный метод обогащения. Комплексность использования сырья в Ковдорском ГОКе. Охрана окружающей среды.

    курсовая работа [1,8 M], добавлен 07.08.2013

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.