Основа анализа существующей технологии и организации производства

Концентрат фабрики отгружается потребителям железнодорожным транспортом. Хвосты мокрой магнитной сепарации являются исходным сырьем апатито-бадделеитовой обогатительной фабрики (АБОФ) поступают туда по пульпопроводу.

2.3 Расчет схемы дробления

Исходные данные к расчету схемы дробления:

Q _ф.г = 20 млн. т/г;

Dmax = 1200 мм;

б = 22.5%;

dmin = 15 мм;

насыпная вес руды с_н= 2.0 т/м³.

Определяем часовую производительность отделения дробления, принимая режим работы исходя из данных практики работы АО «Ковдорского ГОК».

Q_.д.ч = Q_ф.г / (365-13) x24 = 20000000 / 352x24= 2367.4 т/ч,

где Q_ф.г - годовая производительность фабрики по исходному сырью, т/год; общее количество ней для проведения ППР равно 13 суткам.

Определяем общую степень дробления S_общ по формуле:

S_общ = D_max / D_min = D₁ / D₁₀ = 1200 / 15 = 80.

Тогда средняя степень дробления равна:

S _ср = ³S_общ = ³80 4.31.

Дробилки крупного, среднего и мелкого дробления позволяют получить за один прием следующие степени дробления:

- дробилки крупного дробления - до 5;

- конусные дробилки для среднего дробления при работе с поверочным грохочением - до 8-10;

- конусные дробилки для мелкого дробления при работе в замкнутом цикле - до 3-5;

Принимаем степени дробления по стадиям:

S_I = 4.0; S_II = 4.3;

S_III = S_общ / (S_I · S_II)= 80 / (4.0 · 4.3) = 4.65.

Находим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:

D₂ = D₁ / S_I = 1200 / 4.0 = 300 мм;

D₃ = D₁ / S_I · S_II = 1200 / 4.0 · 4.3 = 70 мм;

D₇ = D₁ / S_I · S_II · S_III = 1200 / 4.0 · 4.3 · 4.65 = 15 мм.

Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в I, II и III стадиях дробления:

для I стадии (операция I):

i_I = D₂ / Z₁ = 300 / 1.5 = 200 мм,

где значение Z₁ снимаем с типовой для конусных дробилок крупного дробления (средние по крепости руды).

для II стадии (операция II):

i_II = D₃ / Z₂ = 70 / 1.8 = 40 мм,

где значение Z₂ снимаем с типовой для конусных дробилок среднего и мелкого дробления (средние по крепости руд).

Учитывая крупность конечного продукта -15 мм, желательно для III стадии (операция IV) дробилку мелкого дробления устанавливать на минимальную выпускную щель, т.е. 5-6 мм, но дробилки больших размеров при таких малых щелях трудно устойчиво эксплуатировать. Практика показывает, что возможный размер щели 7-8 мм. Примем i_IV= 8 мм.

Определим необходимую минимальную ширину B_min приемных отверстий дробилок в каждой стадии по формулам (ширина приемных отверстий дробилок примерно на 10-20 процентов больше размера максимального куска, поступающего в дробилку):

В_I = (1,1 ё 1,2) · D₁ = (1,1 ё 1,2) · 1200 = 1320-1440 мм;

В_II = (1,1 ё 1,2) · D₂ = (1,1 ё 1,2) · 300 = 330-384 мм;

В_III = (1,1 ё 1,2) · D₉ = (1,1 ё 1,2) · 70= 77-84 мм.

Намечаем размеры отверстий грохотов для II и III стадий дробления (операции III и V). В операции предварительного грохочения размеры отверстий сита грохотов a принимают в пределах: ; в операции поверочного грохочения размеры отверстий сита немного большими условной максимальной крупности дробленого продукта. Исходя из этого:

для предварительного грохочения перед мелким дроблением: а_III = 17 мм;

для поверочного грохочения после мелкого дробления: a_V = 17 мм.

Эффективности грохочения для этих двух операций берем следующие:

E_III^-a = E_V^-a = 85%.

Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию. Приближенные значения масс продуктов, поступающих в дробилки, принимаем по ориентировочным выходам продуктов (по средним данным практики для средних руд).

Определяем ориентировочно выходы и объемные производительности продуктов, поступающих в каждую стадию дробления:

g₁ = g₃ = 100%; Q₁ = Q₃ = 2367.4 т/ч.

С учетом циркулирующей нагрузки: g₇ = 85%;

Q₅₊₆ = 0,85 · Q_д..ч = 0.85 · 2367.4 = 2012.3 т/ч.

Объемную производительность находим, деля массовую производительность на насыпную плотность, которая по данным практики составляет - 2,0 т/м³.

Q₁ = Q₃ = 2367.4 / 2 = 1183.7 м³/ч,

Q₅ = 2012.3 / 2 = 1006.2 м³/ч.

Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводим в таблицу 2.1

Таблица 2.1 - Требования, предъявляемые к дробилкам

Стадии дробления	I	II	III
Размер наибольшего куска в питании, мм	1200	300	70
Ширина приемного отверстия, мм	1320-1440	330-384	77-84
Ширина разгрузочной щели, мм	200	40	8
Производительность: Q, т/ч Q, м3/ч	2367.4 1183.7	2367.4 1183.7	2012.3 1006.2

Выше перечисленным требованиям удовлетворяют дробилки, технические данные которых приведены в таблице 2.2

Таблица 2.2 - Технические характеристики выбранных к сравнению дробилок

Стадия дробления	Тип дробилки	Ширина приемного отверстия, мм	Предел регулирования вых. щели, мм	Производительность, м3/ч.
I I	ЩДП 15*21 ККД 1500/200	1500 1500	200 200	550 1450
II	КСД-2200Гр КСД-3000Т	350 475	30-60 25-50	360-610 425-850
III	КМД-2200Т КМД-3000Т	100 95	5-15 6-20	160-220 320-440

С учетом требований к дробилкам на основании их технических характеристик выбираем типоразмер для каждой стадии дробления и определяем потребное количество дробилок для обеспечения заданной производительности.

Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:

N_др = Q_расч / Q_i,

где Q_расч - требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м³/ч; Q_i - производительность дробилки выбранного типоразмера при требуемом размере выходной щели i, м³/ч.

Также определим коэффициенты загрузки дробилок k_i по формуле:

K_i = Q_об / Q_др · n_,

где Q_об, Q_др - общая производительность цеха и производительность одной дробилки соответственно, м³/ч, n - число дробилок.

Для I стадии: N_др = 1183.7 / 1450 = 0.82 = 1 дробилка ККД-1500/200.

k_I = 1183.7 / (1450 · 1) = 0.82.

Для I стадии: N_др = 1183.7 / 550 = 2.2 необходимо 3 дробилка ЩДП 15*21.

k_I = 1183.7/ (550 · 3) = 0.72.

Для требуемой щели i производительность дробилки Q_i находят прямолинейной интерполяцией:

где Q_i, Q_min, Q_max - производительность дробилки при щелях соответственно i, i_min, i_max берем из таблицы 2.

Производим перерасчет производительностей дробилок на новую щель.

Перерасчет 2-й стадии дробления (среднее дробление - операция II):

КСД-2200Гр: м³/ч,

Для II стадии: N_др = 1183.7 / 443.3 = 2.7 3 дробилки КСД-2200Гр.

k_II = 1183.7 / (443.3 · 3) = 0.89.

КСД-3000Т: м³/ч,

Для II стадии: N_др = 1183.7 / 637.5 = 1.9 2 дробилки КСД-3000Т.

k_II = 1183.7 / (637.5 · 2) = 0.93.

Для конусных дробилок мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле с грохотом, потребное число дробилок рассчитывается по формуле:

N_др = Q_расч / (Q_i · К_ц),

где К_ц - коэффициент цикла = 1.3-1.4.

Перерасчет 3-й стадии (операция IV):

КМД-2200Т: м³/ч,

N_др = 1006.2 / (178 · 1.3) = 4.3 5 дробилок КМД-2200T.

k_III = 1006.2 / (178· 1.3 · 5) = 0.89.

КМД-3000Т: м³/ч,

N_др=1006.2 / (336.8 · 1.3) = 2.3 3 дробилки КМД-3000Т.

k_III = 1006.2 / (471.52 · 3) = 0.71.

Для сравнивания вариантов дробилок составляем таблицу 2.3. Сравнение производится по установленной мощности, отражающей эксплуатационные расходы.

Таблица 2.3 - Варианты установки дробилок различных стадиях дробления

Стадия дробления	Тип дробилки	Производительность, м3/ч.	Ширина выходн. щели, мм.	Треб. число дробилок	Мощность двиг., кВт.
		требуемая	Одной дробилки			Одной	Всех
I	ЩДП 15*21	1183.7	550	200	3	250	750
	ККД1500/200	1183.7	1450	200	1	400	400
II	КСД-2200Гр	1183.7	443.34	40	3	250	750
	КСД-3000Т	1183.7	637.5	40	2	400	800
III	КМД-2200Т	1006.2	178	8	5	250	1250
	КМД-3000Т	1006.2	336.8	8	3	400	1200

По предварительному расчету выбираем к установке следующие типы дробильных аппаратов:

для первой стадии дробления одну дробилки ККД-1500/200

для второй стадии дробления две дробилки КСД-3000Т

для третьей стадии дробления три дробилки КМД-3000Т

Таблица 2.4 - Параметры принятых к установке дробилок

Стадия дробления	Типоразмер дробилки	Производительность, м3/ч	N	kз	Установочная мощность, кВт	Масса, т
		Требуемая	Расчетная			Одной	Всех	Одной	Всех
I	ККД-1500/200	1183.7	1350	1	0.82	400	400	406	406
II	КСД-3000Т	1183.7	637.5	2	0.93	400	800	230	660
III	КМД-3000Т	1006.2	336.8	3	0.71	400	1200	230	690

Для проведения уточненного расчета схемы дробления строим гранулометрические характеристики для:

разгрузки дробилки среднего дробления;

разгрузки дробилки мелкого дробления.

Ситовая характеристика крупности продуктов разгрузки дробилки для среднего дробления представлена в таблице 2.5

Таблица 2.5 - Ситовая характеристика продукта дробилки среднего дробления

Классы крупности, мм	Выход, %
-150,0+100,0	1,1
-100,0+70,0	8,2
-70,0+50,0	18,1
-50,0+15,0	41,4
-15,0+10,0	2,4
-10,0+5,0	4,3
-5,0+2,0	4,1
-2,0	20,4
Всего:	100,0

Суммарная гранулометрическая характеристика разгрузки конусной дробилки среднего дробления приведена на рис. 2.3



Рис. 2.3 - Суммарная гранулометрическая характеристика разгрузки конусной дробилки среднего дробления

Находим массы продуктов по формуле и из уравнений баланса:

Q₅ = Q₃ ·,

где - содержание класса - a _III мм. в разгрузке дробилки среднего дробления КСД, находим из рисунка 2 - ; - эффективность классификации на сите a_III мм, а_III = 17 мм,

Q₄ = 2367.4·0.35·0.85 = 704.3 т/ч; ?₄ = Q₄ · 100 / Q₁= 70430 / 2367.4 = 29.7%.

Из уравнения баланса:

Q₅ = Q₃ - Q₄ = 2367.4 - 704.3 = 1663.1 т/ч; ?₅ =?₁ - ?₅ = 100 - 29.7 = 70.3%.

Ситовая характеристика крупности представлена в таблице 2.6.

Таблица 2.6 - Ситовая характеристика продукта дробилки мелкого дробления

Классы крупности, мм	Выход, %
+20,0	9,3
-20,0+15,0	19,5
-15,0+10,0	8,3
-10,0+5,0	20,8
-5,0+2,0	9,4
-2,0+1,0	6,8
-1,0+0,8	0,9
-0,8+0,56	4,5
-0,56+0,4	3,4
-0,4+0,28	4,5
-0,28+0,2	5,5
-0,2+0,14	3,2
-0,14+0,1	4,5
-0,1+0,071	3,1
-0,071+0,044	2,3
-0,044	3,3
Всего:	100,0

Гранулометрическая характеристика крупности продуктов разгрузки дробилки для мелкого дробления приведена на рис. 2.4

Рис. 2.4 - Гранулометрическая характеристика продукта дробилки мелкого дробления

Находим массы продуктов:

Q₅ + Q₈ = Q₅ · [1/(E_V^-a_V) + b₅^+a_III /b_V^-)] = 1663.1 · (1 / 0.85 + 0.65 / 0.84) =

= 3249.4 т/ч; g₅₊g₈ = 3249.4 · 100 / Q₁ = 135.3%

Q₈ = 3249.4 - Q₅ = 3249.4 - 1663.1 = 1586.3 т/ч; g₈ = Q₈ · 100 / Q₁ = 65%;

Q₅ = Q₇ = 1663.1 т/ч; g₅ =g₇ = 70.3%;

Q₉ = Q₄+ Q₇ = 704.3 + 1663.1 =2367.4 т/ч;

Q₁ = Q₉= 2367.4 т/ч.

Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию. Определим требуемое количество принятых к установке дробилок и коэффициенты их загрузки, используя полученные при расчетах значения масс продуктов, полученных по уточным расчетам. Данные вносим в таблицу 2.7.

Q₁ = 2367.4 / 2.0 = 1183.7 м³/ч; Q₃ = 2367.4 / 2.0 = 1183.7 м³/ч;

Q₆ = 3249.4 / 2.0 = 1624.7 м³/ч.

Окончательно, устанавливаем:

- в крупном дроблении - N_др = 1183.7 / 1350 = 0.87; k_I = 1183.7 / (1350 · 1) = 0.87;

- в среднем дроблении - N_др = 1183.7 / 637.5 = 1.85; k_II = 1183.7 / (637.5 · 2) = 0.92;

- в мелком дроблении - N_др = 1624.7 / (336.8 · 1.4) = 3.4; k_IV = 1624.7 / (471.52 · 4) = 0.86.

По предварительному расчету было: k_I = 0.82; k_II = 0.93; k_III =0.71.

Значения k_i по предварительному расчетам приблизительно равны, поэтому окончательно принимаем к установке следующие типы дробилок:

для первой стадии дробления одну дробилки ККД-1500/200- 1 дробилка;

для второй стадии дробления две дробилки КСД-3000Т- 2 дробилки;

для третьей стадии дробления три дробилки КМД-3000Т - 4 дробилки.

Основные технологические параметры выбранных к установке дробилок указаны в таблице 2.7

Таблица 2.7 - Параметры принятых к установке дробилок

Стадия дробления	Типоразмер дробилки	Производительно- сть, м3/ч	N	kз	Установочная мощность, кВт	Масса, т
		Требуе-мая	Расчет-ная			Одной	Всех	Одной	Всех
I	ККД-1500/180	1260.51	1350	1	0.82	400	400	406	406
II	КСД-3000Т	1260.51	637.5	2	0.93	400	800	230	660
III	КМД-3000Т	1510.97	336.8	4	0.71	400	1200	230	690

2.4 Выбор и расчет оборудования для операций грохочения

В подверженном дроблению материале всегда есть куски руды мельче того размера, до которого дробится руда. Для выведения таких кусков руды из материала, который идет на дробление, с получением готового по крупности продукта применяют классификацию - процесс разделения рудного сырья по крупности.

Грохочение - процесс разделения рудного сырья на классы по крупности, осуществляемый на просеивающей поверхности (решетах, ситах и др.). Аппараты, на которых осуществляется процесс грохочения, называются грохотами.

Для удобства компоновки и снижения затрат при капитальном строительстве грохота должны работать в паре с дробилками, следовательно, перед второй стадией дробления необходимо установить три грохота, а перед третьей стадией дробления требуется установка двух грохотов.

Требуемую площадь грохочения F рассчитываем по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов на условия грохочения по формуле:

где - производительность по исходному питанию, т/ч; k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, определяемые по справочным данным; q - удельная производительность грохота по насыпному объёму при заданном отверстии сита, м/ч; с_н - насыпная плотность руды, т/м;

При определении рабочей площади сита F для выбора коэффициентов (k) и (l) необходимо знать содержание в питании зерен размером меньше половины отверстий сита и избыточных зерен размером больше отверстий сита.

Расчет грохотов для предварительного грохочения перед мелким дроблением (III операция): Q_исх = 2367.4 т/ч;

Q = 26.5 м³/м³·ч - удельная производительность на 1 м² поверхности сита при отверстиях сита 17 мм;

с_н = 2.0 т/м³ - насыпная плотность руды; k = 0.7 - коэффициент влияния мелочи;

l = 2.0 - коэффициент влияния крупных зерен; m = 1.2 - коэффициент эффективности грохочения при E_III = 85%; n = 1 - коэффициент формы зерен; o = 1 - коэффициент влажности; p = 1 - коэффициент способа грохочения.

Находим необходимую площадь сита:

F = 2367.4 / (26.5 · 2 · 0.7 · 2 · 1.2 · 1 · 1 · 1) = 2367.4 / 89.04 = 26.6 м².

Определяем потребную площадь на одну дробилку: N_F = 26.6 / 2 = 13.3 м².

К установке принимаем 2 самобалансных грохота типа ГСТ 71М (на каждую дробилку по одному), с площадью просеивающей поверхности F = 15.5 м².

К установке принимаем 4 самобалансных грохота тяжелого типа ГСТ 71М (на каждую дробилку по одному), с площадью просеивающей поверхности F = 15.5 м². Грохот односитный ГИСТ 71 предназначен для разделения по крупности сыпучих материалов объемной массой насыпного груза до 2,8т/м3 при угле наклона просеивающей поверхности 0-5 градусов на операциях обезвоживания, обесшламливания, мокрого и сухого грохочения (с поверхностной влагой материала не более 5%), а также отмыва суспензии от продуктов обогащения. Грохот изготавливается в опорном исполнении с приводом через гибкую (лепестковую) муфту. Основные технические параметры выбранных грохотов приведены в таблице 2.8

Таблица 2.8 - Основные технические параметры выбранных грохотов

Параметры	ГСТ-71М
Производительность по питанию (регулируемая), т/ч, не более	1500
Размеры просевающей поверхности, мм	25006200; 25004000
Количество сит	1
Угол наклона короба, град	0 … 5
Амплитуда колебаний (полуразмах), мм	4,1 … 8,1
Мощность привода, кВт	2 · 22
Габаритные размеры, мм длина ширина высота	6950 4040 2275
Масса грохота, кг	17300

2.5 Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схем обогащения

Найдём число исходных показателей по формуле:

N = C · (n_p - a_p + 1) - 1,

где С = 1 + е, е - число определяемых компонентов, по которым рассчитывается схема С = 1 + 1 = 2; n_p - число продуктов разделения = 12; a_p - число операций разделения = 6;

N = 2 · (12 - 6 + 1) - 1 = (2 · 7) - 1 = 14 - 1 = 13.

Найдём число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки по формуле:

N_п = С · (n_p - a_p) = 2 · (12 - 6) = 12.

Найдём число исходных показателей, относящихся к руде по формуле:

N_р = N_п - N = 13 - 12 = 1.

Найдём максимальное возможное число извлечений, задаваемых по схеме для продуктов обработки по формуле: N _{е max} = n_p - a_p = 12 - 6 = 6

Найдем число показателей содержания в продуктах обработки по формуле:

N_в = N - N _{е max} = 13 - 6 = 7

Задаёмся исходными показателями е и в для следующих продуктов:

по извлечению: e_15,--e_18,--e_21,--e_23,--e_26--;

по содержанию:--b₁₂,--b_15,--b_18,--b_21,--b_23,--b_26.

e₁₅=93,89.--e₁₈=236,35,--e₂₁=235.94,--e₂₃=91.4.e₂₆=_.25%;

b₁₂=24,3,_--b₁₅=44,85,_--b₁₈=58,74,--b₂₁=6_,18,_--b₂₃=61,92,--b₂₆=6,13--%.--

Исходные показатели для расчета схемы:

--e₉=--1__--%;------g_9--=--1__--%;----b_9----=--22.5--%.

Находим недостающие показатели по уравнениям баланса.

Рассчитываем выхода продуктов. для которых имеются содержания по формуле:

------------g=(b₁*e_n)/b_n

Рассчитываем недостающие показатели содержания по формуле: ?

b_n=(e_n*b₁)/g_n,_--

Рассчитываем абсолютные массы продуктов по формуле:

Q_n = Q₁* g_n,

Исходя из рассчитанной ранее производительности корпуса дробления, принимаем часовую производительность главного корпуса равную Q_ч =Q _к.д.ч = 2367.4 т/ч.

Результаты расчёта качественно-количественной схемы приведены в таблице 2.9.

Таблица 2.9 - Результаты расчёта качественно-количественной схемы обогащения

№	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	g,%	b,%,	e,%,
VI 9	Измельчение 1 стадия поступает: Дробленая руда Вода	2367.4 -	100 -	22.5 -	100 -
	Итого	2367.4	100	22.5	100
10	выходит: Слив мельницы	2367.4	100	22.5	100
	Итого	2367.4	100	22.5	100
VII 10	ММС - 1-ая стадия поступает: Слив мельницы Вода	2367.4 -	100 -	22.5 -	100 -
	Итого	2367.4	100	22.5	100
11 12	выходит: Концентрат ММС-I Хвосты ММС-I	1091.4 1276.0	46.1 53.9	45.8 2.6	93.8 6.2
	Итого	2367.4	100	22.5	100
VIII 11	Грохочение поступает: Концентрат ММС-I Вода	1091.4 -	46.1 -	45.8 -	93.8 -
	Итого	1091.4	46.1	45.8	93.8
13 14	выходит: Надрешетный продукт Подрешетный продукт	778.9 312.5	32.9 13.2	44.6 48.4	65.3 28.5
	Итого	1091.4	46.1	45.8	93.8
IX 13 18	Классификация поступает: Надрешетный продукт Слив мельницы 2-ст. Вода	778.9 2083.3 -	32.9 88.0 -	44.6 58.8 -	65.3 230.0 -
	Итого	2862.2	120.9	54.9	295.3
16 17	выходит: Пески классификации Слив классификации	2083.3 778.9	88.0 32.9	58.8 44.6	230.0 65.3
	Итого	2862.2	120.9	54.9	295.3

Таблица 2.10 - Баланс основных технологических показателей

№ продуктов	Наименование продуктов	Q, т/ч	g,%	e,%	Вода, м3/ч
1	Поступает: Исходное питание	2367.4	100	100	Поступает -7383.6
12 20 22 23 24	выходит: Хвосты ММС-1 стадия Хвосты ММС-2 стадия Хвосты ММС-3 стадия Кек в/фильтров Фильтрат и перелив в/ф	1276.0 286.6 44.9 748.1 11.8	6.2 2.1 0.3 90.0 1.4	53.9 12.1 1.9 31.6 0.5	Уходит из процесса 1111.6 1741.6 3991.1 67.3 472.0
	Итого	2367.4	100	100	7383.6

Согласно заданной технологической схеме (рисунок 2.2) рассчитывается водно-шламовая схема, целью расчета которой является: обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж:Т в продуктах схемы; определение объемов пульпы для всех продуктов и операций схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.

Принятые обозначения: R_n - весовое отношение жидкого к твердому в операции или в продукте, численно равное отношению м³ воды /1 т твердого (этот параметр задаем); Т - процентное содержание твердого; W_n - количество воды в операции или в продукте, м³ в единицу времени; L_n - количество воды, добавляемой в операцию или к продукту, м³ в единицу времени; S_n - влажность продукта в долях единицы; V_n - объем пульпы в продукте, м³ в единицу времени; ln - удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные операции, м³/т твердого.

Согласно заданной схеме, представленной на рисунке 2.5, рассчитываем водно-шламовую схему, используя при расчете следующие основные соотношения:

Расчет потребного количества воды для продукта или операции:

м³/ч.

Количество свежей воды, которое необходимо добавить в операцию для обеспечения заданного разжижения:

L_оп = W_оп - W_исх, м ³/ч.

Влажности продукта, т.е. отношение массы воды в продукте к массе воды и твердого в нем, доли ед.:

Расчет потребного количества воды для операции по содержанию твёрдого в пульпе:

W_оп = (Q_исх (100 - _тв)) / _тв,

где _тв - содержание твердого в пульпе, %.

Расчёт объёма пульпы в продукте:

где дn - плотность твердого в продукте и равная 2.9 т/м³;

Результаты расчёта водно-шламовой схемы приведены в таблице 2.11

Таблица 2.11 - Результаты расчёта водно-шламовой схемы обогащения

№	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	R	W, м3/ч	V, м3/ч
VI 9	Измельчение 1 стадия поступает: Дробленая руда Вода	2367.4 -	0.01 -	23.7 686.7	804.9 686.7
	Итого	2367.4	0.3	710.4	1491.6
10	выходит: Слив мельницы	2367.4	0.3	710.4	1491.6
	Итого	2367.4	0.3	710.4	1491.6
VII 10	ММС - 1-ая стадия поступает: Слив мельницы Вода	2367.4 -	0.3 -	710.4 946.9	1491.6 946.9
	Итого	2367.4	0.7	1657.3	2438.5
11 12	выходит: Концентрат ММС-I Хвосты ММС-I	1091.4 1276.0	0.5 0.9	545.7 1111.6	916.8 1521.7
	Итого	2367.4	0.7	1657.3	2438.5
VIII 11	Грохочение поступает: Концентрат ММС-I Вода	1091.4 -	0.5 -	545.7 545.7	916.8 545.7
	Итого	1091.4	1.0	1091.4	1462.5
13 14	выходит: Надрешетный продукт Подрешетный продукт	778.9 312.5	0.8 1.5	622.6 468.8	887.5 575.0
	Итого	1091.4	1.0	1091.4	1462.5
IX 13 18	Классификация поступает: Надрешетный продукт Слив мельницы 2-ст. Вода	778.9 2083.3 -	0.8 0.6	622.6 1249.9 3279.4	887.5 1958.2 3279.4
	Итого	2862.2	1.8	5151.9	6125.1
16 17	выходит: Пески классификации Слив классификации	2083.3 778.9	0.5 5.3	1041.7 4110.2	1750.0 4375.1

Баланс общей воды выражается равенством:

где - количество воды, поступающее с исходным сырьем; - суммарное количество воды, добавляемой в процесс; - суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами.

Из уравнения следует, что расход общей воды будет:

- Определим расход воды на 1 тонну руды:

Q = / 2367.4 = 3.11 м³/ч.

Все приведенные выше подсчеты относятся к воде, потребляемой для технологических целей. Чтобы определить общую потребность воды для обогатительной фабрики, необходимо учесть еще расход ее на смыв, промывку аппаратов (в случае их остановки) и на другие нужды. Обычно при проектировании принимают, что общее потребление воды фабрикой на 10-15 процентов превышает потребление воды для технологических целей.

В результате расчета качественно - количественной схемы получаем железорудный концентрат со следующими технологическими показателями:

g_23--=--31.6%;----b_23--=--64._--%;--e_23--=--9_._--%.

2.6 Выбор и расчет технологического оборудования

При выборе обогатительного оборудования приходится решать три основные задачи - выбор типа аппарата, определение его производительности, выбор оптимального в технико-экономическом отношении размера аппарата и в связи с этим потребного количества устанавливаемых аппаратов.

В ряде случаев для проектируемых условий может быть применен только один тип аппарата. Однако часто для осуществления одной и той же операции могут быть применены аппараты разных типов. Правильный выбор в этом случае может быть сделан только на основании технико-экономического сравнения отдельных типов аппаратов. Решающую роль в процессе выбора типа аппарата играет учет накопленных практических данных по эксплуатации подобных аппаратов, работающих в условиях, аналогичных условиям проектируемой обогатительной фабрики.

Выбор и расчет оборудования для измельчения

Наиболее часто применяются два метода расчета производительности мельницы - по удельной производительности и по эффективности измельчения. Удельную производительность определяют по исходной руде или чаще - по вновь образуемому расчетному классу (обычно - 0,074 мм) на единицу объема барабана мельницы, а затем подсчитывают общую производительность мельницы.

Эффективность измельчения определяют в тоннах готового продукта или чаще в тоннах вновь образуемого расчетного класса на 1 кВт · ч затраченной энергии, а затем, с учетом потребляемой мельницей мощности, подсчитывают общую производительность мельницы. При определении удельной производительности и эффективности измельчения проектируемой мельницы основываются на данные практики, полученные на какой-либо действующей обогатительной фабрике, где мельницы работают в условиях, близких к оптимальным, а свойства руды и процесс измельчения в достаточной мере стабильны.

Исходя из технологии обогащения, принятой при проектировании фабрики, процесс измельчения производится по двухстадиальной схеме. В первой стадии используются стержневые мельницы для подготовки руды к последующему измельчению в шаровых мельницах. Шаровые мельницы используются во второй стадии для получения более тонкого помола.

- Расчет I - стадии измельчения - операция VI:

Q_исх = 2367.4 т/ч

Необходимо выбрать размер мельниц и подсчитать необходимое их число для измельчения руды от 15 мм до крупности 50% класса - 0,074 мм. Содержание класса - 0,074 мм в исходной руде - 10%. На действующей фабрике руда перерабатывается мельницами МСЦ 36004500.

Для проектируемой фабрики необходимо сравнить варианты установки мельниц для первой стадии измельчения:

МСЦ 36004500 - принята за эталонную;

МСЦ 40005500;

МСЦ 45006000.

Поскольку удельная производительность мельницы по проектируемой руде, как правило, не известна, ее определение выполняется сравнением с удельной производительностью мельницы, принятой за эталон. В этом случае расчетная удельная производительность проектируемой мельницы находится по формуле:

q= q_Э · K_И · K_К · K_Т · K_D, т/(м³ · ч),

где q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу -0.074 мм, т/(м³ · ч);

q_Э - удельная производительность мельницы, принятой за эталон и работающей на эталонной руде, по вновь образованному классу - 0.074 мм, т/(м³ · ч);

K_И - коэффициент измельчаемости, численно равный отношению удельных производительностей мельницы на проектируемой руде к эталонной (определяется в промышленных или лабораторных условиях). При отсутствии таких данных берётся по справочным данным.

K_К - коэффициент, учитывающий различие в крупностях питания и измельчения для руды, проектируемой к переработке и эталонной руды. Численное значение коэффициента находят по формуле: K_К = m₂ / m₁,

где m₂ - относительная удельная производительность мельницы, принятой к проектированию, по расчетному классу при запроектированной крупности питания и измельчения; m₁ - относительная удельная производительность эталонной мельницы по расчетному классу при запроектированной крупности питания и измельчения.

K_Т - коэффициент, учитывающий различие в типах мельниц. Значение коэффициента принимается в зависимости от типа проектируемой и эталонной мельниц.

K_D - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабана проектируемой и эталонной мельниц. Численное значение K_D находят по формуле:

где D_пр - диаметр барабана проектируемой мельницы, м; D_эт - диаметр барабана эталонной мельницы, м;

Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0.074 мм действующей мельницы:

т/м³.

По справочным данным определяем значение коэффициента К_И для сравниваемых мельниц:

К_И = 1.1.

Определяем значение коэффициента К_К для сравниваемых мельниц по формуле

K_К = m₂ / m₁

Тогда:

К_К = 0.959 / 0.914 = 1.05.

Определяем значение коэффициента К_Т для сравниваемых мельниц. Так как разницы в типах мельниц нет (эталонная и проектируемые мельницы МСЦ), то значение коэффициента К_Т принимаем:

К_Т = 1.

Определяем значение коэффициента К_D по формуле (2.16):

Для МСЦ 40005500:

Для МСЦ 45006000:

Определяем удельную производительность мельниц, выбранных для сравнения, используя найденные значения коэффициентов и удельную производительность эталонной мельницы:

Для МСЦ 40005500: q = 2.33 · 1.1 · 1.05 · 1 · 1,05 = 2.83 т/(м³ · ч);

Для МСЦ 45006000: q = 2.33 · 1.1 · 1.05 · 1 · 1,12 = 3.01 т/(м³ · ч).

Рабочие объемы барабанов мельниц берем по справочным данным:

МСЦ 3,64,5: V = 40 м³;

МСЦ 4,05,5: V = 60 м³;

МСЦ 4,56,0: V = 85 м³.

Определяем производительность мельниц по руде по следующей формуле:

где: V - рабочий объем мельницы.

МСЦ 3.64.5:

т/ч;

МСЦ 4,05,5:

т/ч;

МСЦ 4,56,0:

т/ч.

Определяем расчетное число мельниц по формуле:

МСЦ 3,64,5:

МСЦ 4,05,5:

МСЦ 4,56,0:

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по установочной мощности, суммарной массе. При сравнении вариантов необходимо учитывать и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц, такие как: потребный объем здания, требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования. В таблице 2.12 приведены основные параметры необходимые для сравнения.

Таблица 2.12 - Сравнение вариантов мельниц по основным показателям

Размеры мельниц, DL, мм	Количество	Масса мельниц, т	Установочная мощность, кВт	Коэффициент запаса
		Одной	Всех	Одной	Всех
МСЦ 36004500	11	159	1749	1000	11000	11:10.2=1.07
МСЦ 40005500	6	250	1500	2000	12000	6:5.6=1.07
МСЦ 45006000	4	310	1240	2500	10000	4:3.7=1.08

При сравнении мельниц по основным техническим характеристикам вариант установки 4 мельницы МСЦ 4.56.0 м оказался более выгодным по следующим причинам:

- количество мельниц: необходимо 4 мельниц МСЦ 4.56.0 м, тогда как мельниц типа МСЦ 3,64,5 м; МСЦ 4,05,5 м требуется 11, 6 соответственно. Это говорит о том, что при установке мельниц МСЦ 4.56.0 м удастся сэкономить в объеме здания и на всем вспомогательном оборудовании (конвейеров, насосов и т.д.).

- капитальные затраты (транспортировка, установка и др.) будут ниже, чем у других вариантов.

- коэффициент запаса 1,08. Это говорит о том, что при использовании данного типа мельниц создастся резерв по оборудованию, поэтому не придется устанавливать дополнительную резервную мельницу.

- масса мельницы МСЦ 4.56.0 м больше, чем у других сравниваемых типов мельниц и поэтому нам потребуется большая грузоподъемность крана и транспортирующего оборудования.

- Расчет II - стадии измельчения (оп.VI) производим аналогично расчету I - стадии.

Q_исх = 2083.3 т/ч.

Содержание класса -0.074 мм в исходном питании и конечном продуктах - 50 процента и 85 процентов соответственно. На действующей фабрике для измельчения второй стадии применяются мельницы МШР 36005000.

Для проектируемой фабрики необходимо сравнить варианты установки мельниц для первой стадии измельчения:

МШР 36005000 - принята за эталонную;

МШР 45005000;

МШР 45006000.

Удельную производительность по вновь образуемому классу -0.074 мм действующей мельницы берем по данным практики:

т/м³.

По справочным данным определяем значение коэффициента К_И для сравниваемых мельниц:

К_И = 1.07.

Определяем значение коэффициента К_К для сравниваемых мельниц:

К_К = 1 / 0.914 = 1.05.

Определяем значение коэффициента К_Т для сравниваемых мельниц. Так как разницы в типах мельниц нет (эталонная и проектируемые мельницы МШР), то значение коэффициента К_Т принимаем:

К_Т = 1.

Определяем значение коэффициента К_D по формуле

Для МШР 45005000 и МШР 45006000:

Определяем удельную производительность мельниц, выбранных для сравнения, используя найденные значения коэффициентов и удельную производительность эталонной мельницы:

Для МШР 45005000 и МШР 45006000: q = 2.02·1.07·1.05·1·1.12 = 1.38 т/(м³ · ч);

Рабочие объемы барабанов мельниц берем по справочным данным:

МШР 3,65,0: V = 45 м³;

МШР 4,55,0: V = 68 м³;

МШР 4,56,0: V = 85 м³.

Определяем производительность мельниц по руде по формуле

:

МШР 3,65,0: т/ч;

МШР 4,55,0: т/ч;

МШР 4,56,0: т/ч.

Определяем расчетное число мельниц по формуле:

МШР 3,65,0:

МШР 4,55,0:

МШР 4,56,0:

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине, требующейся для каждого варианта установочной мощности, суммарной массе. В таблице 2.13 приведены основные параметры необходимые для сравнения.

Таблица 2.13 - Сравнение вариантов мельниц по основным показателям

Размеры мельниц, DL, мм	Количество	Масса мельниц, т	Установочная мощность, кВт	Коэффициент запаса
		Одной	Всех	Одной	Всех
МШР 36005000	7	160	1120	1250	8750	7:6.99=1.00
МШР 45005000	8	275	2200	2500	20000	8:7.95=1.01
МШР 45006000	7	312	2184	2500	17500	7:6.2=1.13

Из сравнения мельниц по основным техническим характеристикам видно, что вариант установки 7 мельниц МШР 4,5 6,0 м оказался более выгодным по следующим причинам:

- Количество мельниц: необходимо 7 мельниц МШР 4,5 6,0 м, тогда как мельниц типа МШР 3,65,0 м; МШР 4,55,0 м требуется 7, 8. Это говорит о том, что при установке мельниц МШР 4,5 6,0 м удастся сэкономить в объеме здания и на всем вспомогательном оборудовании (потребуется меньшее количество гидроциклонов, насосов и т.д.), а так же на расходных материалах необходимых для оптимальной и бесперебойной работы мельничного отделения.

- Установочная мощность больше, поэтому применение именно таких мельниц не уменьшит энергопотребление цеха в целом, но коэффициент запаса больше, чем у других вариантов, а значит не потребуется установка резервной мельницы, сто уменьшит затраты капитальном строительстве, что сейчас является очень важным с точки зрения экономии денежных средств.

- Капитальные затраты (транспортировка, установка и др.) будут ниже, чем у других вариантов.

Также нужно отметить, что масса мельницы МШЦ 4,5 6,0 м больше, чем у других сравниваемых типов мельниц и поэтому нам потребуется большая грузоподъемность крана и транспортирующего оборудования.

В первой стадии измельчения установлены мельницы аналогичного типоразмера, что позволит облегчить общий ремонтный процесс измельчительного оборудования.

Техническая характеристика мельниц, выбранных для первой и второй стадии измельчения, приведена в таблице 2.14.

Таблица 2.14 - Техническая характеристика выбранных мельниц

Параметры	Показатели
	МСЦ 4,5 6,0	МШР 4,5 6,0
Толщина футеровки, мм	120	120
Внутренние размеры барабана (без футеровки), мм: Диаметр Длина	4500 6000	4500 6000
Рабочий объем, м3	85	85
Масса стержневой (шаровой) загрузки, т	196	177
Мощность привода, кВт	2500	2500
Масса мельницы, т	312	312

Выбор и расчет оборудования для классификации

В практике работы фабрик для классификации продуктов применяют классификаторы и гидроциклоны. Но в связи с тем, что гидроциклоны по сравнению с классификаторами имеют следующие преимущества: дают возможность получения более плотных сливов, обеспечивают меньшую влажность песков, более высокую эффективность классификации; они более компактны, следовательно, требуют меньше площадей под их установку, более просты в обслуживании, не имеют вращающихся и движущихся частей; гидроциклоны не требуют расхода электроэнергии. Исходя из этого, к установке принимаем гидроциклоны.

I стадия классификации (операция IX):

Максимальная крупность зерен в сливе 0.5 мм, производительность по исходному питанию 2862.2(68692.8 ), по пескам 2083/3(49999.2 )/

Определяем максимальный диаметр гидроциклонов при отношении по формуле:

где - содержание твердого в исходной питании, равное 35 процентов; и ₀ - плотность твердой и жидкой фазы, т/м³ (2.9 т/м³ и 1.0 т/м³ соответственно); - максимальная крупность зерен в сливе; Н - давление пульпы на входе в гидроциклон.

- для Н=0.5 кГ/см²:

см;

- для Н=1.0 кГ/см²:

см;

- для Н=1.5 кГ/см²:

см.

Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 710, 1000, 1400 мм.

Определяем производительность гидроциклонов по формуле:

для гидроциклона D=710 мм: V₁=;

- для гидроциклона D=1000 мм: V₂=;

- для гидроциклона D=1400 мм: V₃=.

Минутный дебит пульпы:

(2.20)

Число гидроциклонов:

- для гидроциклона D=710 мм: ;

- для гидроциклона D=1000 мм: ;

- для гидроциклона D=1400 мм: .

Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам.

В соответствии с принятым отношением , расчетные диаметры отверстий песковых насадок будут:

Удельные нагрузки по пескам:

- для гидроциклона D=710 мм:

;

- для гидроциклона D=1000 мм:

;

- для гидроциклона D=1400 мм:

.

Удельная нагрузка должна быть в пределах 0.5-2 площади живого сечения пескового насадка. Для ГЦ-71 и ГЦ 1000 удельная нагрузка лежит в пределах нормы, следовательно необходимо выбирать из этих двух вариантов.

В результате расчета выявлено, что следует установить 14 гидроциклонов D=1000 мм (на каждую мельницу по два - один рабочий, один резервный), так как при меньшем количестве они не будут обеспечивать требуемую производительность. Технические характеристики выбранного гидроциклона представлены в таблице 2.15.

Таблица 2.15 - Техническая характеристика гидроциклона1000 мм

Параметр	Гидроциклон 1000 мм
Диаметр гидроциклона, мм	1000
Угол конусности, град	20
Диаметр сливного отверстия, мм	200-400
Диаметр пескового отверстия, мм	80-250
Габаритные размеры: длина ширина высота	1500 1600 4500
Производительность, м3/ч при напоре 1 кгс/см2	280-1000

Выбор и расчет оборудования для мокрой магнитной сепарации

Для мокрого обогащения сильномагнитных руд применяются барабанные магнитные сепараторы со слабым полем с нижним питанием, прямоточной, противоточной и полупротивоточной ваннами.

У прямоточных сепараторов через зону извлечения проходит весь объем питания, тогда как у противоточных и полупротивоточных - в основном немагнитная его часть. При низком содержании магнитной фракции в питании, т.е. при большом выходе хвостов (>50 процентов), технологические показатели работы сепараторов с тремя типами ванн близки между собой. При высоком же содержании магнитной фракции в питании, т.е. при малом выходе хвостов (<30 процентов), технологические показатели работы прямоточных сепараторов значительно уступают показателям работы противоточных и полупротивоточных сепараторов.

Прямоточные сепараторы пригодны для руды крупностью 6 мм, и менее, противоточные - для руды крупностью 2 (3) мм, и менее, полупротивоточные - для руды крупностью 0.3 мм и менее. Полупротивоточные сепараторы можно применять и на более крупном материале - на сливе классификаторов или гидроциклонов крупностью минус 0.5 плюс 0 мм (60-70 процентов класса -0.074 мм). Однако в этом случае для обеспечения их надежной работы необходимо полностью исключить возможность попадания в сепаратор случайных крупных кусков руды.

Сепараторы с различными типами ванн при прочих равных условиях обеспечивают за один прием обогащения примерно одинаковое качество магнитного продукта. Для последовательного осуществления нескольких приемов обогащения с перечисткой магнитного продукта необходимо учитывать удобство компоновки сепараторов с различными ваннами. Конструктивные особенности прямоточных и полупротивоточных сепараторов позволяют компоновать их горизонтально. Компоновка противоточных сепараторов требует значительного перепада высот (600 - 1000 мм) между соседними сепараторами.

Прямоточные сепараторы при прочих равных условиях потребляют мощность, меньшую в 1.5-2 раза, чем противоточные. Полупротивоточные сепараторы по потребляемой мощности занимают промежуточное положение. Противоточные сепараторы по сравнению с прямоточными и полупротивоточными имеют наибольший износ барабана и ванны.

- Расчет сепараторов для операции VII.

Для I стадии обогащения на разгрузке стержневой мельницы, работающей в замкнутом цикле с гидроциклонами, рекомендуются противоточные сепараторы.