Главная База знаний "Allbest" Геология, гидрология и геодезия Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения

Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения

Обоснование способа обогащения, расчет вспомогательного оборудования. Описание и промышленные испытания Индийской бентонитовой глины "Ашапура". Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса. Экономика и организация работы подразделения.

Рубрика Геология, гидрология и геодезия
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 09.10.2014
Размер файла 311,5 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.

Страница:

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Россия занимает первое место в мире по запасам железной руды (в пересчете на содержание железа). При этом не менее двух трети железных руд залегают в пределах Курской магнитной аномалии. На этот же регион приходится более половины добываемых в нашей стране железных руд. В основном это сравнительно бедные по железу месторождения, руды которые подвергаются обязательному обогащению. Одним из ключевых является Михайловсое месторождение.

Комбинат занимает 2 место по объемам продажи железорудного сырья в стране.

Дробидьно-обогатительный комплекс (ДОК) является одним из важнейших звеньев технологической цепи ОАО «Михайловский ГОК».

Последовательное наращивание объемов производства концентрата осуществляется благодаря улучшению планирования добычи руд, совершенствованию технологии их переработки, а так же внедрению и освоению новых технологий способствующих повышению качества товарной продукции и расширению ее ассортимента.

Основной стратегией задачей и целью деятельности ДОК является производство железорудного концентрата как в качестве готового продукта для сбыта потребителям, так и в качестве исходного сырья для выпуска окатышей как фабрики окомкования.

Актуальность темы

Наибольшие затраты на обогатительных фабриках связаны с рудоподготовкой: капитальные - 50-60 %, эксплуатационные до 80 %.

Поэтому более экономичная переработка железорудного сырья возможна при увеличении производительности мельниц, основные факторы рассмотрены в данном проекте.

Цель проекта

Выбор технологии измельчения и классификации для неокисленных кварцитов Михайловского месторождения, производительностью 30 миллионов тонн в год, крупностью исходной руды 16 - 0 мм, массовой долей железа в исходной руде б = 39,5 %, в концентрате 65,2 %.

Задачи проекта

1. В технологической части проекта на основе технологических свойств

неокисленных кварцитов:

- сделать выбор, обоснование технологии обогащения, технологической схемы для проектируемого отделения;

- определить качественно-количественные и водо-шламовые показатели. сделать выбор, расчет основного и вспомогательного технологического оборудования.

2. В специальной части решить вопрос выбора связующих добавок для

производства обожженных окатышей.

3. В разделе опробование и контроль и автоматизация технологического процесса описать схемы разделки и отбора проб, контролируемые параметры технологических процессов; автоматизацию технологических процессов.

4. В разделе экономика и организация работы производственного подразделения сделать:

- выбор и обоснование режима работы проектируемого отделения, формы оплаты труда;

- произвести расчет фонда рабочего времени и численность персонала; расчет фонда оплаты труда; амортизационные отчисления; затраты на материалы; затраты на текущий ремонт; затраты на электроэнергию; затраты по участку.

5. В разделе охрана труда и экологическая безопасность рассмотреть:

- безопасность при проектировании производственного объекта;

- производственную санитарию и охрану окружающей среды;

- пожарную безопасность;

6. В графической части провести анализ существующих проектных решений и составить компоновку оборудования для отделения.

Решение задач

1. В технологической части проекта на основе технологических свойств не окисленных кварцитов:

- сделан выбор и обоснование технологии обогащения и технологической схемы;

- определены качественно-количественные и водошламовые показатели для проектируемого отделения;

- произведен расчет основного и вспомогательного оборудования. Расчеты произведены с помощью компьютерных программ.

2. В специальной части рассмотрен вопрос выбора связующих добавок для производства обожженных окатышей.

3. В разделе опробование и контроль и автоматизация технологического процесса составлены схемы разделки и отбора проб, контролируемые параметры технологических процессов; рассмотрена автоматизация технологических процессов.

4. В разделе экономика и организация работы производственного подразделения произведен:

- выбор и обоснование режима работы проектируемого отделения, формы оплаты труда;

- расчет фонда рабочего времени и численность персонала; расчет фонда оплаты труда; амортизационные отчисления; затраты на материалы; затраты на текущий ремонт; затраты на электроэнергию; затраты по участку.

5. В разделе охрана труда и экологическая безопасность рассмотрено:

- безопасность при проектировании производственного объекта;

- производственная санитария и охрана окружающей среды;

- пожарная безопасность;

6. В графической части проведен анализ существующих проектных решений и составлена компоновка оборудования для отделения.

1. Исходные данные для проектирования

1.1 Горно-геологические сведения о месторождении

бетонитовый глина автоматизация технологический

Михайловское железорудное месторождение - одно из крупнейших месторождений КМА. Месторождение расположено в Железногорском районе Курской области, 100 км к северу от города Курска и юго-восточнее города Железногорска и 5-6 км в пределах юго-западного склона Среднерусской возвышенности и представляет собой равнину, сильно изрезанную реками бассейна реки Сейм и его притока Свапы, а также многочисленными балками и оврагами.

Месторождение представляет собой мощную (шириной 2,5 км) полосу железистых кварцитов протяженностью около 7 км. В верхней части толщи железистых кварцитов развита зона окисления площаднолинейного типа.

Геологическое строение месторождения сложное, продуктивной является нижняя железорудная подсвита коробковской свиты, представленная железистыми кварцитами, смятыми в сложные синклинально-антиклинальные складки субмеридиального построения.

1.2 Минералогический и химический состав неокисленных железистых кварцитов

Выделяются следующие минеролого-петрографические разновидности железистых кварцитов: магнетитовые, гематит-магнетитовые, магнетит-гематитовые и гематитовые.

Таблица 1 - Разновидности железистых кварцитов

Название железистых кварцитов

Feмаг, %

Малорудные кварциты

<16

<2

Карбонато-магнетитовые кварциты

>0,65

16-26

<2

Магнетитовые кварциты с карбонатом

>0,65

>26

<2

Магнетитовые кварциты с гематитом

>0,65

>26

<2

Гематит-магнетитовые кварциты

0,51-0,65

20-26

<2

Магнетит-гематитовые кварциты

0,4-0,5

<20

<2

Гематитовые краснополосчатые кварциты

<0,4

<2

По минеральному составу кварциты сложены:

- магнетитом -25 -35 %

- гематитом -12 - 19 %

- нерудным кварцем -38 - 40 %

Затем идут зеленая слюдка, эгирин, карбонаты, биотит, щелочные амфиболы, пирит, довольно редко встречается хлорит, тальк, эпидот.

Магнетит - представлен идиоморфными, а чаще всего неправильными зернами с относительно ровными, слегка зазубренными очертаниями, размер их 0,01-0,25 мм. Зрна магнетита большей частью собраны в агрегаты различной формы и размеров (до 0,6 мм). Иногда встречаются почти сплошные прослои, состоящие из сгруппированных агрегатов магнетита с небольшой примесью кварца и карбонатов.

Гематит - встречается в виде небольших (0,01 - 0,2 мм) пластинок, чешуек в большинстве случаев с резко выраженным идиоморфизмом. Они обычно ориентированны удлиненной стороной по напластовыванию железистых кварцитов. В большинстве, случав взаимосвязь гематита и магентита при их совместном нахождении в рудных прослойках очень сложная. Агрегаты магнетита часто собираются в более крупные скопления, между которых располагаются выделения магнетита и нерудных минералов.

Кварц - в железистых кварцитах образует, самостоятельные прослои и присутствует в виде единичных зерен или их агрегатов в рудных и нерудных прослойках. Чаще всего зерна кварца имеют удлиненную форму, зазубренную по краям. Размер отдельных зерен кварца колеблется от 0,01 до 0,3 мм. Кварцевые прослои сложены зернами 2_х разновидностей - более крупными - относительно чистыми без посторонних включений и более мелких - которые всегда содержат тонкие пылевидные включения других материалов, главным образом рудных.

Зеленая слюдка - образует самостоятельные прослои с незначительной примесью кварца, рудных минералов, карбонатов и эгирина, а также содержится в кварцевых магнетитовых и гематитовых прослойках. Зеленая слюдка ассоциируется в основном с магнетитом, а зеленые слюдковые прослойки чаще всего контактируют непосредственно с магнетитовыми. Зеленая слюдка находится в виде пластинок, чешуек и полочек размером от 0,01 до 0,6 мм.

Эгирин - встречается в кварцеко-эгириновых жилах секущие железистые кварциты и гнездах, а также в виде агрегатов, расположенных в периферийных частях кварцевых и кварцево-карбонатных прослойках.

Карбонаты - образуют самостоятельные прослойки или совместно с кварцем кварцево-карбонатные прослойки, а также в виде отдельных зерен и агрегатов часто присутствуют в силикатных и рудных преимущественно магнетитовых и гематитовых прослойках.

Щелочные амфиболы - 0,3 % присутствуют как в виде секущих прожилков, развивающихся по трещинам. Мощность тех и других находится в пределах десятых долей мм и лишь иногда достигает 1-2 мм. Щелочные амфиболы представлены волокнистыми кристаллами синего (в безрудных прослоях) и мелкозернистой массой голубого цвета размером от 0,004 до 0,05 реже до 0,5 и более миллиметров.

Другие из второстепенных минералов (биотит, карбонаты) встречаются в данном типе кварцитов редко в виде единичных включений. Минеральный состав железистых кварцитов представлен в таблице 2, а химический - в таблице 3

Таблица 2 - Минеральный состав железистых кварцитов

Магнетит

Гематит

Гидроокислы железа

Силикаты

Рудные карбонаты

Нерудные карбонаты

Апатит

Кварц

Пирит

Прочие

М

Fe

М

Fe

М

Fe

М

Fe

М

Fe

М

-

М

М

М

М

26,86

19,07

22,11

15,84

2,91

1,85

8,93

2,03

3,15

1,08

1,51

-

0,28

33,79

0,01

0,45

Таблица 3 - Химический состав железистых кварцитов

Химический элемент

Содержание, %

Химический элемент

Содержание, %

Feобщ

39,87

MgO

0,93

Feмг

19,07

TiO2

0,012

FeO

10,55

S

0,049

Fe2+

8,18

P2O3

0,101

Fe2O3

45,31

п. п. п.

2,38

CO2

1,87

K2O

0,66

SiO2

38,23

Na2O

0,26

Al2O3

0,199

MnO

0,030

CaO

1,03

P

0,044

Текстура неокисленных железистых кварцитов Михайловского месторождения подразделяется на 2 генетических типа: первичные - унаследованные от первичных железисто-кремнистых осадков, впоследствии метаморфизированных и частично измененных гидротермально-метасоматическими процессами и вторичные - возникшие в результате тектонических процессов и наложившихся на первичные текстуры.

Полосчатые структуры железистых кварцитов подразделяются следующим образом:

- тонкополосчатые - ширина прослоев 5 мм - 31,0 %

- среднеполосчатые - 5-10 мм - 11,0 %

- широкополосчатые - 10-20 мм - 7,0 %

- глубокополосчатые - 20 мм - >51 %

Наиболее распространенными являются тонкополосчатые структуры (30 %). Слойки, как правило, представлены рудным материалом с присутствием кварца и кварцевым минералом с присутствием магнетита и гематита.

Кварциты Михайловского месторождения, в целом, следует отнести к трудноизмельчаемым из-за весьма тонкой вкрапленности магнетита. По величине удельной производительности по готовому классу минус 0,040 мм кварциты можно классифицировать как легко, средне и трудноизмельчаемые; в большинстве случаев технологический сорт по измльчаемости совпадает по обогатимостью, которые разделены на три технологических сорта.

Таблица 4 - Соотношение технологических разновидностей в исходном сырье

Сорт

Технологические разновидности

Доли единиц, %

I

Легкообогатимые

69,0

II

Среднеобогатимые

26,0

III

Труднообогатимые

5,0

Основными факторами, определяющими обогатимость магнетитовых руд, являютя: степень магнитной проницаемости слагающих руды минералов, (что влияет на выбор технологической схемы обогащения), текстуры руд (от которых зависит рациональная степень их измельчения и стадиальность их обогащения), присутствие и характер минералов, носителей ценных компонентов или вредных примесей (которые подлежат извлечению в отдельные концентраты или удалению), состав нерудной части (определяющий в отдельных случаях рациональные пределы обогащения руд с учетом их основности).

Кварциты относятся к весьма крепким рудам - коэффициент крепости по шкала Протодьяконова f = 18-20. Физико-механические железистых кварцитов представленны в таблице 5.

Таблица 5 - Физико-химические свойства железистых кварцитов

Наименование показателей

Показатели

Объёмный вес, кг/м3

3,77

Насыпной вес

2,10-2,36

Коэффициент разрыхления

1,6-1,8

Пористость

0,5-1,0

Естественная влажность, %

0,64

Сопротивление сжатию, кг/см3

1750-4250

Коэффициент крепости

7,3

Абразивность

3,14-3,5

2. Технологическая часть

2.1 Выбор технологии обогащения

На проектируемую обогатительную фабрику поступают магнетитовые кварциты Михайловского месторождения, которые являются тонко-вкрапленными, поэтому, исходя из их химико-минералогической характеристики, физико-механических свойств, текстурно-структурных особенностей руды, также учитывая крепость данных руд (по шкале Протодьяконов 18-22 ед), выбираем трех стадиальную схему шарового измельчения до 90-92 % класса минус 44 мкм. На обогатительных фабриках перерабатывающих магнетитовые кварциты применяют разнообразные схемы первой стадии измельчения. Это связано с необходимостью получить высокую степень раскрытия руды с тем, чтобы удалить максимальное количество хвостов при первичном измельчении и обогащении. На фабриках применяются следующие схемы:

- шаровое измельчение в мельницах с решеткой или с центральной разгрузкой в замкнутом цикле со спиральными классификаторами;

- шаровое измельчение в замкнутом цикле с гидроциклонами.

Длительная эксплуатация указанных схем измельчения выявила, что наиболее технологичной и надежной в эксплуатации является схема с шаровым измельчением. При этом весьма перспективной представляется схема шарового измельчения с классификацией. Для измельчения по такой схеме обеспечивается хорошая регулировка процесса. Схема шарового измельчения с классификацией позволяет также осуществлять магнитную сепарацию слива мельницы и выводить часть нерудного материала по мере его вскрытия. Доизмельчение промпродуктов проводится в мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Удельная производительность мельниц по классу минус 0,044 мм в первой стадии измельчения составляет 0,85-0,9 т/м3ч, во второй - 0,7-0,8 т/м3ч, в третьей - 0,2-0,35 т/м3ч, плотность разгрузки поддерживается в пределах 75-85 % твердого, заполнение мельниц шарами составляет 40-45 %. В первой стадии загружаются шары диаметром 80-125 мм, во второй 60-80 мм, в третьей 40-60 мм.

Особенностью сырья, поступающего в переработку, является наличие сильных магнитных свойств основных железосодержащих минералов, поэтому в качестве метода обогащения принимается сухая и мокрая магнитная сепарация в поле низкой напряженности. Технология обогащения магнетитовой руды предусматривает стадиальное обогащение с последовательным выводом нерудной части в хвосты, так как преследуется цель последовательного выделения рудных минералов в готовые продукты по мере их вскрытия. Магнетитовые кварциты обогащаются в три стадии на барабанных магнитных сепараторах, в третьей стадии предусмотрена две перечистки магнитного продукта. В первой стадии обогащения предусматривается установка сепараторов с противоточными, а во второй и третьей с полупротивоточными ваннами. Напряженность магнитного поля во всех стадиях одинакова и находится в пределах 90-110 кА/м. Содержание магнитной фракции в хвостах не превышает 0,6 %.

Значительную работу по подготовке измельченной руды к магнитной сепарации выполняют магнитные дешламаторы. Эти аппараты позволяют сгустить измельченный материал в 2-5 раз и за счет этого значительно повысить производительность сепараторов. Кроме этого, в магнитных дешламаторах сбрасываются наиболее крупные и трудноудаляемые шламистые частицы. Эта операция значительно повышает массовую долю железа в концентрате. Магнитные дешламаторы выводят из процесса значительную часть промышленной воды, поскольку содержание твердого в их сливе составляет 0,2-6 % и только при обесшламливании исходной измельченной руды в первой стадии содержание твердого повышается до 5-10 %.

Технологическая схема для проектируемой обогатительной фабрики включает: СМС, три стадии шарового измельчения, 3 стадии классификации в гидроциклонах, 3 стадии магнитной сепарации, первая, вторая стадия в один прием, а третья в два приема, 3 стадии дешламации.

По данной технологии можно получить из исходной руды с массовой долей железа 39,5 % следующие показатели: концентрат с массовой долей железа 65,2 %, извлечением 56,70 %, выходом 34,35 %, а хвосты с массовой долей железа 26,0 %, извлечением 38,51 % и выходом 58,51 %.

Технологическая схема проектируемого корпуса представлена на рисунке 1.

2.2 Расчет технологической схемы

Расчет производительности отделения

Производительность проектируемого отделения по сухому весу рассчитывается по формуле (1).

, (1)

где Qч - часовая производительность отделения, т/ч;

Qг - годовая производительность отделения, т

N - количество рабочих дней проектируемого отделения, принимаемN=365;

m - количество рабочих смен в сутки, принимаем m=2;

n - количество часов работы в смену, принимаем n=12 часов;

КВ - коэффициент использования оборудования, принимаем Кв=0,84;

КН - коэффициент неравномерности питания, принимаем Кw =0,95.

Подставим значения в формулу и рассчитываем часовую производительность отделения:

Расчет качественно-количественной схемы

Рассчитываем качественно-количественную схему проектируемого отделения.

Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей для расчета по формуле (2).

, (2)

где - число исходных показателей для расчета;

- число расчетных компонентов (с = 2);

- число продуктов разделения;

- число операций разделения.

Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей относящихся к продуктам обработки по формуле (3).

, (3)

Определяем число исходных показателей относящихся к исходной руде по формуле (4).

, (4)

Устанавливаем численное значение исходных показателей, которые представлены в таблице 6.

Таблица 6 - Исходные показатели для расчета схемы

Массовая доля железа, %

3758

40,5

26,5

40,5

48,0

53,3

21,8

53,3

21,8

57,7

Массовая доля железа, %

39,5

31,2

57,7

62,2

22,4

64,6

43,2

65,0

47,7

65,2

28,5

26,0

Определяем выхода всех продуктов схемы:

Выход концентрата определяется по формуле (5).

, (5)

где - выход концентрата, %;

- массовая доля железа в исходной руде, %;

- массовая доля железа в хвостах, %;

- массовая доля железа в концентрате.

Проверка:

Определяем выхода продуктов схемы.

Рассматриваем узел состоящий из продуктов 2-28-30 и решаем его общим методом, для чего составляем систему уравнений с двумя неизвестными, которую решаем методом подстановки.

Проверка:

Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.

Определяем извлечение металла в продуктах по формуле (6).

, (6)

где - извлечение металла в продукте, %;

- выход металла в продукте, %;

- массовая доля металла в продукте, %;

- массовая доля металла в исходной руде, %.

Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.

Определяем массу продуктов по формуле (7)

, (7)

где Qn - масса продукта, т/ч;

Qисх - часовая производительность отделения, т/ч;

п. - выход металла в продукте, %.

Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.

Для проектируемого отделения, масса металла в продукте находится по формуле (8)

, (8)

где - масса металла в продукте, т/ч;

- масса металла в исходной руде, т/ч;

- извлечение металла в продукте, %.

Расчет остальных продуктов схемы производим аналогично, результаты расчета технологической схемы приведены в таблице 7.

Таблица 7 - Результаты расчета технологической схемы

№ операции, продуктов

Наименование операций и продуктов

Масса продукта

Выход продукта

Массовая доля металла

Извлечение металла

Массовая доля металла в продуктах

I

СМС

Поступает:

1

Исходная руда

3758

100

39,5

100

1484,41

Итого:

3758

100

39,5

100

1484,41

Выходит:

2

Конценррат СМС

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,31

3

Хвосты СМС

268,32

7,14

26,50

4,79

71,10

Итого:

3758

100

39,5

100

1484,41

II

Измельчение I стадии

Поступает:

2

Конценррат СМС

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,31

6

Измельченный продукт

1161,97

30,92

40,5

31,70

470,56

Итого:

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

Выходит:

5

Измельченный продукт

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

Итого:

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

III

Классификация I стадии

Поступает:

5

Измельченный продукт

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

Итого:

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

Выходит:

6

Пески классифиакации Icт

1161,97

30,92

40,5

31,70

470,57

7

Слив классификации Icт

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,30

Итого:

4651,65

123,78

40,5

126,91

1883,87

IV

ММС I стадии

Поступает:

7

Слив классификации Icт

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,30

Итого:

3489,68

92,86

40,5

95,21

1413,30

Выходит:

8

Концентрат ММС

I стадии

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

9

Хвосты ММС

I стадии

1056,75

28,12

23,23

16,54

245,52

Итого:

3489,68

92,96

40,5

95,21

1413,30

V

Классификаця II стадии

Поступает:

8

Концентрат ММС

I стадии

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

12

Измельченный продукт II стадии

10137,96

269,77

50,0

327,82

4866,19

Итого:

12570,89

334,51

50,0

406,49

6033,97

Выходит:

11

Пески классификации II ст

10137,96

269,77

50,0

327,82

4866,19

13

Слив классификации II ст

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

Итого:

12570,89

334,51

50,0

406,49

6033,97

VI

Измельчение II стадии

Поступает:

11

Пески классификации II ст

10137,96

269,77

50,0

327,82

4866,19

Итого:

10137,96

269,77

50,0

327,82

4866,19

Выходит:

12

Измельченный продукт

10137,96

269,77

50,0

327,82

1925,19

Итого:

10137,96

269,77

50,0

327,82

1925,19

VII

Дешламация I стадии

Поступает:

13

Слив классификации II ст

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

Итого:

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

Выходит:

14

Пески дешламации

I ст

2023,68

53,85

53,3

72,66

1078,57

15

Слив дешламации

I ст

409,25

10,89

21,8

6,01

89,21

Итого:

2432,93

64,74

48,0

78,67

1167,78

VIII

ММС II стадии

Поступает:

14

Пески дешламации

I ст

2023,68

53,85

53,3

72,66

1078,57

Итого:

2023,68

53,85

53,3

72,66

1078,57

Выходит:

16

Концентрат ММС

II ст

1649,76

43,9

57,7

64,35

973,77

17

Хвосты ММС

II ст

373,92

9,95

31,2

8,31

104,80

Итого:

2023,68

53,85

53,3

72,66

1078,57

IX

Классификация III стадии

Поступает:

16

Концентрат ММС

II ст

1649,76

43,9

57,7

64,35

951,95

20

Измельченный продукт

4302,53

114,49

57,9

167,82

2491,14

27

Хвосты перечистки ММС III ст

30,82

0,82

47,7

0,99

14,69

29

Слив дешламации

7,14

0,19

28,5

0,14

2,08

Итого:

5990,25

159,4

57,8

233,42

3464,91

Выходит:

19

Пески классификации

III ст

4302,53

114,49

57,9

167,82

2491,14

21

Слив классификации

III ст

1687,72

44,91

57,7

65,60

973,77

Итого:

5990,25

159,4

57,8

233,42

3464,91

X

Измельчение III стадии

Поступает:

19

Пески классификации

4302,53

114,49

57,9

167,82

24191,14

Итого:

4302,53

114,49

57,9

167,82

24191,14

Выходит:

20

Измельченный продукт

4302,53

114,49

57,9

167,82

24191,14

Итого:

4302,53

114,49

57,9

167,82

24191,14

XI

Дешламация II стадии

Поступает:

21

Слив классификации III ст

1687,72

44,91

57,7

65,60

973,77

Итого:

1687,72

44,91

57,7

65,60

973,77

Выходит:

22

Пески дешламации II ст

1496,81

39,83

62,2

62,72

931,02

23

Слив дешламации

II ст

190,91

5,08

22,4

2,88

42,75

Итого:

1687,72

44,91

57,7

65,60

973,77

XII

Основная ММС III стадии

Поступает:

22

Пески дешламации II ст

1496,81

39,83

62,2

62,72

931,02

Итого:

1496,81

39,83

62,2

62,72

931,02

Выходит:

24

Концентрат основной

ММС III ст

1328,83

35,36

64,6

57,83

858,43

25

Хвосты основной

ММС III ст

167,98

4,47

43,2

4,89

72,59

Итого:

1496,81

39,83

62,2

62,72

931,02

XIII

Перечистка ММС III стадии

Поступает:

24

Концентрат основной

ММС III ст

1328,83

35,36

64,6

57,83

858,43

Итого:

1328,83

35,36

64,6

57,83

858,43

Выходит:

26

Концентрат

перечистки

ММС III ст

1298,01

34,54

65,0

56,84

843,74

27

Хвосты перечистки

ММС III ст

30,82

0,82

47,7

0,99

14,69

Итого:

1328,83

35,36

64,6

57,83

858,43

XIV

Дешламация III стадии

Поступает:

26

Концентрат перечистки

ММС III ст

1298,01

34,54

65,0

56,84

843,74

Итого:

1298,01

34,54

65,0

56,84

843,74

Выходит:

28

Концентрат

1290,87

34,35

65,2

56,70

841,66

29

Слив дешламации III ст

7,14

0,19

28,5

0,14

2,08

Итого:

1298,01

34,54

65,0

56,84

843,74

2.3 Расчет водно-шламовой схемы

Устанавливаем численное значение исходных показателей по данным действующей фабрики, которые приведены в таблице 8.

Таблица 8 - Исходные показатели для расчета схемы

I группа

II группа

Регулируемые значения

Нерегулируемые значения

0,33

0,03

0,22

0,03

1

0,16

1

0,31

3,2

0,66

3,2

1

1,2

0,35

1,9

0,66

6,4

1,2

1,5

1

1,5

0,03

1,5

1

0,38

Составляем вспомогательную таблицу 9, куда заносим массу твёрдых продуктов, в отдельных операциях и продуктах по данным расчета качественно-количественной схемы. Исходные показатели для расчёта и значения продуктов и операций рассчитываем по формуле:

Таблица 9 - Вспомогательная таблица

№ опера-ции и продуктов

Q,т/ч

R, т/ч

W, т/ч

№ опера-ции и продуктов

Q, т/ч

R, т/ч

W, т/ч

1

3758

0,03

112,74

VIII

2023,68

1,2

2428,42

I

3758

0,03

112,74

16

1649,76

1

1649,76

2

3489,68

0,03

104,69

17

373,92

-

-

3

268,32

0,03

8,05

18

5990,25

-

-

4

4651,65

-

-

IX

5990,25

1,9

11381,48

II

4651,65

0,22

1023,36

19

4302,53

0,13

580,07

5

4651,65

-

-

21

1687,72

6,4

10801,41

III

4651,65

-

-

X

4302,53

0,38

1634,96

6

1161,97

0,16

185,92

20

4302,53

-

-

7

3489,68

0,47

1640,15

XI

1687,72

6,4

10801,41

IV

3489,68

1

3489,68

22

1496,81

0,66

987,89

8

2432,93

0,82

1995

23

190,91

-

9

1056,75

-

-

XII

1496,81

1,5

2245,22

10

12570,89

-

-

24

1328,83

1,2

1594,6

V

12570,89

-

-

25

167,98

-

-

11

10137,96

0,31

3142,77

XIII

1328,83

1,5

1993,25

13

2432,93

3,2

7785,38

26

1298,01

-

-

VI

10137,96

0,33

3345,53

27

30,82

-

-

12

10137,96

-

-

XIV

1298,01

-

-

VII

2432,93

3,2

7785,38

28

1290,87

1

1290,87

14

2023,68

0,66

1335,63

29

7,14

1

7,14

15

409,25

-

-

Определяем количество воды в операциях и продуктах путем составления уравнения баланса.

где W - расход воды в операциях или продуктах, м3/ч.

Остальные продукты и операции рассчитываются аналогично.

Подсчитываем значения R для неизвестных продуктов и операций (9)

, (9)

где Wn - расход воды в операцию или продукт, м3/ч;

Qn - производительность по твердому, т/ч;

Rn - отношение жидкого к твердому.

Остальные показатели рассчитываются аналогично.

Определяем объем пульпы по формуле (10).

, (10)

где Vn - объем пульпы, м3/ч;

Q - производительность по твердому, т/ч;

- плотность твердого в продукте, т/м3;

Для расчета принимаем равным 3,4 т/м3.

Остальные показатели рассчитываются аналогично.

Определяем значения Т в неизвестных операциях и продуктах по формуле (11).

, (11)

, %

, %

, %

Остальные значения Т рассчитываем аналогично.

Составляем баланс воды по фабрики который представлен таблицей 10.

Таблица 10 - Баланс воды по фабрики

Поступает воды в процесс

Уходит воды из процесса

С исходной рудой

112,74

С хвостами СМС

8,05

В измельчение I ст.

732,75

С хвостами ММС Icт

1494,68

В классификацию Iст

802,71

С хвостами дешламации Iст

6449,75

В ММС I ст

1849,53

С хвостами ММС IIст

778,66

В классификацию II ст

5587,62

С хвостами дешламации II ст

9813,52

В измельчение II ст

202,76

С хвостами ММС III ст. основ

650,62

В ММС II ст.

1092,79

С концентратом дешламации III ст

1290,87

В классификацию III ст

7394,38

-

-

В измельчение III ст

1054,89

-

-

В ММС III ст. основ.

1257,33

-

-

В ММС III ст. пер.

398,65

-

-

Всего поступает+

20486,15

Всего уходит

20486,15

Результаты расчета заносим в таблицу 11.

Таблица 11 - Результаты расчета водошламовой схемы

Поступает

Выходит

Наименование операции и продуктов

Наименование операции и продуктов

I

СМС

1. Исходная руда

3758

0,03

112,74

1218,03

2. Концентрат СМС

3489,68

0,03

104,69

1131,07

3. Хвосты СМС

268,32

0,03

8,05

86,96

Итого:

3758

0,03

112,74

1218,03

Итого:

3758

0,03

112,74

1218,03

В результате расчета шламовой схемы составляем баланс воды по фабрике.

Суммарное количество воды поступающие в процесс определяется по формуле (12).

, (12)

Из уравнения баланса определяется расход свежей воды по фабрике:

С учётом расхода воды на промывку аппаратов, смыв полов, общее потребление воды больше на 10 - 15 %, тогда общий расход по фабрики составляет:

Удельный расход воды на 1 тонну руды определяется по формуле (13).

, (13)

Удельный расход воды на 1 тонну концентрата определяется по формуле (14).

, (14)

2.3 Расчет технологического оборудования

Расчет мельниц

Для проектируемой обогатительной фабрики выбраны шаровые мельницы с центральной разгрузкой и разгрузкой через решетку. Сравниваем варианты установки мельниц: для I стадии измельчения - МШР 45005000; МШР 45006000; МШР 55006500 мм; для II и III стадий - МШЦ 40005500; МШЦ 45006000; МШЦ 55006000 мм.

Расчет мельниц по удельной производительности производим по формуле (15).

(15)

где q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образованному расчетному классу, т/м3ч;

q1 - удельная производительность действующей мельницы по этому же классу, т/м3ч;

Удельная производительность определяется по формуле (16)

(16)

где Q - производительность работающей мельницы по исходной руде, т/ч;

вк - массовая доля расчетного класса в измельченном продукте действующей мельницы, %;

ви - массовая доля расчетного класса в исходной руде действующей мельницы, %;

D - диаметр барабана действующей мельницы, м;

L - длина барабана действующей мельницы, м;

Ки - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к перерабатывающей руде, принимаем Ки=1;

Кк - коэффициент, учитывающий различие в исходном и конечном продукте измельчения на действующей и проектируемой фабрике.

КД - коэффициент, учитывающий различия диаметров барабанов проектируемой и действующей мельниц, рассчитывается по формуле (17).

(17)

где D - диаметр барабана проектируемой мельницы, м;

D1 - диаметр барабана действующей мельницы, м;

Кт - коэффициент, учитывающий различия в типах мельниц;

При переходе от мельницы типа МШР к МШЦ принимаем Кт = 1;

МШЦ к МШР принимаем Кт = 0,9.

Определяем производительность проектируемой мельницы по исходной руде, по формуле (18).

(18)

где Qм - производительность проектируемой мельницы по исходной руде, т/ч;

q - удельная производительность проектируемой мельницы, т/м3ч;

V - объем барабана рассчитываемой мельницы, м3;

Объем барабана принимаем из технической характеристики.

ви - массовая доля расчетного класса в исходной руде доли единиицы;

вк - массовая доля расчетного класса в измельченном продукте доли единицы.

Определяем расчетное количество устанавливаемых мельниц по формуле (19)

(19)

где Qn - количество руды, поступающей на измельчение, т/ч;

n - количество устанавливаемых мельниц;

Qм - производительность проектируемой мельницы, т/ч.

I стадия измельчения

Результат расчета барабанных мельниц

Исходные данные

Стадия измельчения……………………………………………………I

Количество руды, поступающей на измельчение, т/ч……….. 3489,68

Крупность исходной руды, д.ед…………………………………….. 0,03

Крупность конечного продукта, д.ед…………………………………0,4

Производительность работающей мельницы, т/ч…………………125

Удельная производительность работающей мельницы, т/(м3/ч)… 0,75

Диаметр барабана работающей мельницы, м………………………4,5

Длина барабана работающей мельницы, м……………………………5

Коэф_т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы………………………………………………………………………….1

Таблица 12 - Сравнение вариантов установки мельниц

Вариант

Размеры барабана,

D?L, дм

Удельная производительность, т/(м3ч)

Число мельниц

Масса мельницы, т

Мощность электродвигателя, кВт

Коэффициент запаса

одной

всех

одной

всех

1

45?50

0,75

24

295,9

7101,6

2500

60000

1,03

2

45?60

0,75

20

354,45

7089

2500

50000

1,03

3

55?65

0,83

11

587,97

6467,67

2500

27500

1,03

К установке принимаем 20 мельницы типа МШР 4500?6000, по 2 на секцию.

II стадия измельчения

Результат расчета барабанных мельниц

Исходные данные

Стадия измельчения……………………….………………………………II

Количество руды, поступающей на измельчение, т/ч…………. 2432,93

Крупность исходной руды, д.ед …………………………….……….. 0,4

Крупность конечного продукта, д.ед………………….…..…………. 0,66

Производительность работающей мельницы, т/ч…………………. 155,96

Удельная производительность работающей мельницы, т/(м3/ч)…. 0,75

Диаметр барабана работающей мельницы, м……………….………4,5

Длина барабана работающей мельницы, м……………….……………6

Коэф_т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы………………………………………………………………………………..1

Таблица 13 - Сравнение вариантов установки мельниц

Вариант

Размеры барабана,

D?L, дм

Удельная производительность,

т/(м3ч)

Число мельниц

Масса мельницы, т

Мощность электродвигателя, кВт

Коэффициент запаса

одной

всех

одной

всех

1

40?55

0,7

15

250

3750

2000

30000

1,07

2

45?60

0,75

10

310

3100

2500

25000

1,05

3

55?60

0,83

6

573

3438

3200

19200

1,06

К установке принимаем 10 мельниц типа МШЦ 4500?6000, по 1 на секцию.

III стадия измельчения

Результат расчета барабанных мельниц

Исходные данные

Стадия измельчения……………………………………………….….III

Количество руды, поступающей на измельчение, т/ч…………1649,76

Крупность исходной руды, д.ед ……………………………………. 0,66

Крупность конечного продукта, д.ед…………………………….. 0,915

Производительность работающей мельницы, т/ч………………….135

Удельная производительность работающей мельницы, т/(м3/ч……0,3

Диаметр барабана работающей мельницы, м…………………….…4,5

Длина барабана работающей мельницы, м……………….……………6

Коэф_т, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы..1

Таблица 14 - Сравнение вариантов установки мельниц

Вариант

Размеры барабана,

D?L, дм

Удельная производительность,

т/(м3ч)

Число мельниц

Масса мельницы, т

Мощность электродвигателя, кВт

Коэффициент запаса

одной

всех

одной

всех

1

40?55

0,28

24

250

6000

2000

48000

1,03

2

45 ? 60

0,33

10

310

3100

2500

25000

1,06

3

55 ? 60

0,33

10

573

5730

3200

32000

1,06

К установке принимаем 10 мельниц типа МШЦ 4500 ? 6000, по 1 на секцию.

Выбор и расчет классифицирующего оборудования

Выбор и расчет спирального классификатора

Выбор и расчет гидроциклонов

Сливу, содержащему 40 % класса минус 0.44 мкм соответствует максимальная крупность 240 мкм, сливу, содержащему 75 % класса 44-94 мкм, а сливу содержащему 90 % минус 74 мкм.

Производим расчет производительности выбранных гидроциклонов по формуле (20)

, (20)

где V - производительность гидроциклона, м 3/ч;

- поправка на угол конусности гидроциклона;

КД - поправочный коэффициент на диаметр гидроциклона;

dn - диаметр питающего отверстия, см;

Р0 - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, мПа.

Принимаем Р0 = 0,1 мПа.

Число гидроциклонов определяется по формуле (21)

, (21)

где n - число гидроциклонов,

Vn - объем пульпы на классификацию.

Проверка выбранных гидроциклонов по пескам производится по формуле (22)

, (22)

где q - удельная нагрузка на песковые отверстия, т/см2ч.

Эта нагрузка должна находится в пределах 0,5 - 2,5 т/см2ч;

QП - масса песков классификации, принимается из расчета качественно-количественной схемы;

- диаметр пескового насадка, см;

n - число гидроциклонов.

Определение номинальной крупности зерна в сливе производится по формуле (23)

, (23)

где Д - диаметр гидроциклона, см;

d - диаметр шламового отверстия, см;

-содержание твердого в пульпе поступающей на классификацию,

- плотность руды, поступающей на классификацию;

- плотность воды, принимаем = 1 т/м3.

Результат расчета классификатора

Исходные данные

Плотность классифицирующего материала, т/м3…………………….. 3,4

Поправочный коэффициент на крупность…………………………1,41

Поправочный коэффициент на заданную площадь слива…………. 0,66

Поправка на угол наклона классификатора…………………………….1

Производительность по твердому материалу……………………. 174,48

Частота вращения спирали, 1/мин………………………………….. 1,5

Производительность по пескам, т/ч…………………………………. 58,1

Проверка показала, что даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность по пескам. К установке принимаем классификатор типа 1КСН_30.

II стадия классификации

Результат расчета гидроциклонов

Исходные данные

Стадия классификации…………………………………………………II

Производительность по пульпе для операции, м3/ч…………. 14625,47

Масса песков, т/ч ………………………………………………10137,96

Содержание твердого в пульпе, %…………………………………..53

Плотность классифицируемого материала, т/м3………….…………3,4

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 16 - Сравнение вариантов установки гидроциклонов

Вариант

Диаметр,

мм

Производительность г/ц, м3/ч

Крупность слива, мкм

Количество гидроциклонов

Удельная нагрузка по пескам

Диаметр питающего отверстия, см

Секция

Фабрика

1

360

104,16

79,92

14

140

0,99

9

2

500

197,32

112,11

7

70

1,74

13

3

710

269,84

117,65

5

50

0,82

15

К установке принимаем гидроциклоны диаметром 500 мм, объединенные в батарею по 7 гидроциклонов, одна рабочая и одна резервная для каждой секции.

III стадия классификации

Результат расчета гидроциклонов

Исходные данные

Стадия классификации………………………………………………..III

Производительность по пульпе для операции, м3/ч……………13132,15

Масса песков, т/ч …………………………………………………4302,53

Содержание твердого в пульпе, %……………………………………..34

Плотность классифицируемого материала, т/м3………….…………3,4

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 17 - Сравнение вариантов установки гидроциклонов

Вариант

Диаметр,

мм

Производи-тельность г/ц, м3/ч

Крупность слива, мкм

Количество гидроциклонов

Удельная нагрузка по пескам

Диаметр питающего отверстия, см

Секция

Фабрика

1

250

56,37

48,49

23

230

0,41

6,5

2

360

104,16

64,01

13

130

0,47

9

3

500

197,32

89,79

7

70

0,82

13

К установке принимаем гидроциклоны диаметром 360 мм, объединенные в батарею по 13 гидроциклонов, одна рабочая и одна резервная для каждой секции.

Расчет магнитных сепараторов

Выбор и расчет магнитных сепараторов зависит от магнитной восприимчивости минералов, крупности материала, среды в которой производится сепарация (мокрая или сухая), и требований, предъявляемых к качеству продуктов обогащения. Для проектируемой обогатительной фабрики производим сравнение вариантов установки следующих марок сепараторов: для СМС - ПБКС 90/150, для I стадии ММС - ПБМ_П_90/250; ПБМ_П_120/300; ПБМ_П_150/200; для II, III стадий ММС - ПБМ-ПП_90/250; ПБМ-ПП_120/300; ПБМ-ПП_150/200

Производительность сепараторов для мокрой магнитной сепарации рассчитываем по нормам удельной нагрузки на 1 м ширины питания.

Расчет ведется по формуле (24)

(24)

где Q - производительность сепаратора, т/ч

q - удельная производительность сепаратора, т/мч;

L - длина барабана, м.

Число сепараторов определяется по формуле (25)

, (25)

где Qn - количество руды, поступающей на сепарацию, т/ч;

Q - производительность сепарации, т/ч.

Число сепараторов на секцию определяется по формуле (26)

, (26)

где n - число сепараторов на секцию;

с - число секций.

СМС

Результат расчета магнитных сепараторов

Исходные данные

Стадия сепарации…………………………………………………….СМС

Число головных рабочих органов……………………………………..1

Количество руды поступающей на сепарацию, т/ч.……………3489,68

Число секций…………………………………………………….10

Таблица 18 - Сравнение вариантов установки сепараторов

Ва-ри-ант

Тип

сепаратора

Кол. руды, поступающей на сепарацию, т/ч

Производи

тельность сепаратора, т/ч

Кол. сепараторов

сек-

ция

фабрика

1

ПБКС 90/150

3489,68

220

2

20

К установке принимаем сепаратор типа ПБКС 90/150 в количестве двух на секцию.

Основная ММС I стадия

Результат расчета магнитных сепараторов

Исходные данные

Стадия сепарации………………………………………………………….I

Число головных рабочих органов………………………………………..1

Количество руды поступающей на сепарацию, т/ч.……………. 3489,68

Число секций……………………………………………………………..10

Таблица 19 - Сравнение вариантов установки сепараторов

Вариант

Тип сепаратора

Кол. руды, поступающей на сепарацию, т/ч

Уд. производительность сепаратора, т/м ч

Производитель-ность сепаратора, т/ч

Кол. сепараторов

сек-

ция

фабрика

1

ПБМ_П_90/250

3489,68

35

84

4

40

2

ПБМ_П_120/300

3489,68

43

124,7

3

30

3

ПБМ_П_150/200

3489,68

50

195

2

20

К установке принимаем сепаратор типа ПБМ_П_120/300 в количестве трех на секцию.

Основная ММС II стадия

Результат расчета магнитных сепараторов

Исходные данные

Стадия сепарации………………………………………………….……II

Число головных рабочих органов…………………………………….1

Количество руды поступающей на сепарацию, т/ч……………2023,68

Число секций…………………………………………………………….10

Таблица 20 - Сравнение вариантов установки сепараторов

Вариант

Тип

сепаратора

Кол. руды, поступающей на сепарацию, т/ч

Уд.произво дительность сепаратора, т/м ч

Производительность сепаратора, т/ч

Кол. сепараторов

секция

фабрика

1

ПБМ-ПП_90/250

2023,68

15

36

6

60

2

ПБМ-ПП_120/300

2023,68

20

58

4

40

3

ПБМ-ПП_150/200

2023,68

25

47,5

4

40

К установке принимаем сепаратор типа ПБМ-ПП_120/300 в количестве четырех на секцию.

Основная ММС III стадия

Результат расчета магнитных сепараторов

Исходные данные

Стадия сепарации……………………………………….………………….III

Число головных рабочих органов…………………………………………1

Количество руды поступающей на сепарацию, т/ч……………1496,81

Число секций……………………………………………………….…10

Таблица 21 - Сравнение вариантов установки сепараторов

Вариант

Тип сепаратора

Кол.руды, поступающей на сепарацию, т/ч

Уд. производительность сепаратора, т/м ч

Производительность сепаратора, т/ч

Кол. сепараторов

сек-

ция

фабрика

1

ПБМ-ПП_90/250

1496,81

13

31,2

5

50

2

ПБМ-ПП_120/300

1496,81

17

49,3

3

30

3

ПБМ-ПП_150/200

1496,81

20

38

4

40

К установке принимаем сепаратор типа ПБМ-ПП_120/300 в количестве трех на секцию.

Выбор и расчет магнитных дешламаторов

Для подготовки материала к магнитной сепарации, предусмотрена операция обезвоживания, которая осуществляется в магнитных дешламаторах. Эти аппараты также позволяют удалять в хвосты шламистые частицы и бедные сростки, которые засоряют магнитные продукты сепарации. На обогатительной фабрике применяют магнитные дешламаторы следующих марок МД_5, МД_9, МД_12. Расчет магнитных дешламаторов производится в следующей последовательности.

Определяем общую площадь осаждения по формуле (27)

(27)

где Sобщ - общая площадь осаждения дешламаторов, м2

Q - количество материала поступающего на обесшламливание, т/ч

q - удельная производительность магнитных дешламаторов, т/(м2ч).

Определяем число дешламаторов по формуле (28)

(28)

где Sд - площадь осаждения одного дешламатора, м2.

Определяем количество дешламаторов на секцию по формуле (29)

, (29)

где n - число дешламаторов;

с - число секций.

I стадия дешламации

Результат расчета магнитных дешламаторов

Исходные данные

Стадия дешламации……………………………………………………….……I

Количество руды поступающей на дешламацию, т/ч…………. 2432,93

Удельная производительность, т/(м2ч)……………………………….2

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 23 - Сравнение вариантов установки дешламаторов

Вариант

Тип дешламаторов

Удельная производительность, т/(м2ч)

Кол. материала поступающего на дешламацию, т/ч

Производительность по твердому, т/ч

Число дешламаторов

секция

фабрика

1

МД_5

2

2432,93

45

6

60

2

МД_9

2

2432,93

110

2

20

3

МД_12

2

2432,93

200

1

10

К установке принимаем дешламатор типа МД_12 в количестве одного на секцию.

II стадия дешламации

Результат расчета магнитных дешламаторов

Исходные данные

Стадия дешламации……………………………………………………………II

Количество руды поступающей на дешламацию, т/ч…………1687,42

Удельная производительность, т/(м2ч)………………………….…. 1,7

Число секций……………………………………………………………10

Таблица 24 - Сравнение вариантов установки дешламаторов

Вариант

Тип дешламаторов

Удельная производительность, т/(м2ч)

Кол. материала поступающего на дешламацию, т/ч

Производительность по твердому, т/ч

Страница:


Подобные документы

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.

© 2000 — 2023, ООО «Олбест» Все права защищены