Обогатительная фабрика производительностью 2 млн. т/год для переработки руды Гайского месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Федеральное агентство по образованию

ГОУ ВПО

Уральский государственный горный университет

Кафедра «Обогащение полезных ископаемых»

ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬЮ

2 МЛН. Т/ГОД ДЛЯ ПЕРЕРАБОТКИ РУДЫ

ГАЙСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

Д. 130405 450000 797-ПЗ

Зав. Кафедрой

В. З. Козин

Студент гр. ОПИ-04-1

А.Н. Якушева

Руководитель

А.В. Колтунов

Рецензент

А. В. Колтунов

Екатеринбург, 2009

Реферат

СТУДЕНТ: Якушева Анастасия Николаевна.

ГРУППА: ОПИ - 04 - 1.

РУКОВОДИТЕЛЬ: доц. к. т. н. Колтунов Александр Васильевич.

ТЕМА: Проектирование обогатительной фабрики производительностью 2 млн. т. в год по обогащению руд Гайского месторождения.

КЛЮЧЕВЫЕ СЛОВА: рудоподготовка, измельчение, флотация, обогащение, себестоимость, прибыль.

В РАБОТЕ РАССМОТРЕНЫ ВОПРОСЫ: практика обогащения медно-цинковых руд, технология обогащения, экономика, безопасность.

ИЗУЧЕНЫ: технологическая схема рудоподготовки, технологическая схема рудного потока цеха обогащения.

ВЫПОЛНЕНО: технологический расчёт обогатительной фабрики, экономический расчёт, анализ технологий действующей фабрики.

ПРЕДЛОЖЕНО: технологическая схема обогащения руд Гайского месторождения.

Содержание

Введение

1. Общая часть

1.1. Местоположение фабрики

1.2. Климатические условия

1.3. Выбор строительной площадки

1.4. Характеристика месторождения

1.5. Вещественный состав руд

1.6. Требования к качеству концентратов

2. Практика обогащения руд-аналогов

3. Технологическая часть

3.1. Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки

3.1.1. Выбор и обоснование схемы дробления

3.1.2. Выбор и обоснование схемы обогащения

3.1.3. Выбор и обоснование схемы обезвоживания

3.2. Расчёт качественно-количественной и водно-шламовой схемы

3.2.1. Расчёт схемы дробления

3.2.2. Расчёт схемы измельчения

3.2.3. Расчёт схемы флотации

3.2.4. Расчёт водно-шламовой схемы

3.3. Выбор и расчёт основного технологического оборудования

3.3.1. Выбор и расчёт дробилок

3.3.2. Выбор и расчёт грохотов

3.3.3. Выбор и расчёт оборудования для измельчения

3.3.4. Выбор и расчёт оборудования для классификации

3.3.5. Выбор и расчёт флотационных машин

3.3.6. Выбор и расчёт питателей для реагентов

3.3.7. Выбор и расчёт сгустителей

3.3.8. Выбор и расчёт вакуум-фильтров

3.3.9. Выбор и расчёт оборудования для сушки

3.4. Основные компоновочные решения

4. Опробование и контроль технологического процесса

5. Специальная часть. Сравнение работы пресс- и вакуум-фильтров при фильтровании медного концентрата

6. Экономическая часть

6.1. Расчёт производственной программы

6.2. Расчёт капитальных вложений

6.3. Расчёт эксплуатационных затрат на обогащение сырья

6.4. Распределение себестоимости между концентратами

6.4.1. Расчёт выручки от реализации товарной продукции

6.4.2. Расчёт прибыли, рентабельности

6.4.3. Расчёт рентабельности продукции и нормы прибыли, фондоотдачи

6.4.4. Расчёт точки безубыточности

6.5. Технико-экономические показатели

7. Безопасность жизнедеятельности

7.1. Производственная санитария

7.1.1. Размещение предприятий

7.1.2. Вредные и опасные факторы

7.2. Техника безопасности

7.3. Пожарная безопасность

Заключение

Список литературы

1. Общая часть

1.1 Местоположение фабрики

Гайская обогатительная фабрика расположена на Южном Урале, в восточной части Оренбургской области на территории Гайского района. Ближайшим населенным пунктом является г. Гай. Областной центр г. Оренбург находится в 300 км западнее г. Гай. В 35-50 км на юго-восток от месторождения расположены крупные промышленные города Орск и Новотроицк. Все перечисленные населённые пункты связаны автомобильными асфальтированными дорогами с г. Медногорск и с п. Ириклинский, а также Башкортостаном. Площадка обогатительной фабрики связана с железнодорожной веткой нормальной колеи со станцией Гай, которая в свою очередь связана с железнодорожной линией нормальной колеи со станцией Круторожино Южно-Уральской железной дороги.

Рассматриваемая обогатительная фабрика входит в состав Гайского горно-обогатительного комбината для переработки медно-цинковых руд.

Местоположение фабрики, выбрано исходя из следующих причин:

а) наличие трудовых ресурсов;

б) близость источника электроэнергии;

в) близость источника водоснабжения;

г) близость источников снабжения сырьём;

д) наличие местных строительных материалов;

е) близость потребителей продукции.

1.2 Климатические условия

Климат района резко-континентальный с жарким летом и холодной зимой, сопровождающейся сильными снежными метелями, преобладают ветры западного и северного направления. Температура летом до плюс 38°C, зимой - минус 29?40°C. Среднегодовая температура плюс 5,3?2,2°C. Среднегодовая скорость ветра 5,3?5,9 м/с, количество атмосферных осадков колеблется в пределах 190?400 мм в год. Около 50 % из них выпадает в зимнее время. Снежный покров в районе устанавливается в середине ноября и исчезает в конце апреля. Максимальная мощность его достигает 1,5 м. Глубина промерзания грунта до 2 м.

1.3 Выбор строительной площадки

Строительство Гайского горно-обогатительного комбината было начато по проекту Свердловского института "Унипромедь" в 1959 году на основании исследовательских работ, проведенных институтом "Уралмеханобр". Промышленная площадка проектируемой обогатительной фабрики расположена на неровной уложенной техногенными навалами поверхности. За несущей слой следует принимать поверхность скалы, учитывая её физико-механические разрушения. Гидрогеологические условия площадки характеризуются наличием грунтовых вод, уровень в восточной части 0,5?1,0 м от поверхности, в западной части на глубине 2?12 м.

Основные условия выбора промышленной площадки:

1. Наличие места

а) для отвала пустой породы;

б) для склада медного, цинкового концентратов;

2. Обеспечение перспективного развития и расширения комбината;

3. Наличие водных ресурсов;

4. Относительное удовлетворение общим требованиям, предъявляемым к промышленной площадке;

5. Наличие близкого расположения к источникам водо- и энергоснабжения.

Местоположение рудников и обогатительной фабрики в отношении населённости района, близости железных дорог, источников водо- и энергоснабжения, наличие местных материалов и экономики района - выгодно по сравнению предлагаемых новых строек по цветной металлургии. Все эти предпосылки создают благоприятные условия для строительства и освоения фабрики.

1.4 Характеристика месторождения

Три четверти запасов медных руд Оренбургской области сосредоточены в крупнейшем на Урале Гайском месторождении. Горные породы этого месторождения имеют вулканическое происхождение. Возраст Гайского палеовулкана относят к палеозою, когда на Урале сформировались протяженные подводные вулканические пояса. В результате воздействия высокотемпературных растворов и газов происходило обогащение вулканических пород медью.

Гайское месторождение расположено в слабо всхолмленной части Южного Урала, рассеченной широкими долинами и оврагами, местами врезанными в скальные породы. Средняя абсолютная отметка - 380 м.

Месторождение приурочено к водоразделу правобережных притоков рек Урала, Елшанки и Колпачки. Наиболее крупной рекой района является река Урал, протекающая в 12-15 км к востоку от месторождения.

Гайское медно-колчеданное месторождение отрабатывается комбинированным способом - открытым и подземным.

Подземным рудником добываются сплошные и вкрапленные медные и медно-цинковые руды. В настоящее время глубина шахтного ствола 1075 м. С 2000 года на переработку поступает руда шахты с горизонтов 750 м.

Рудной зоной на Гайского месторождении принято называть часть рудного поля, представленного гидротермально-измельчёнными, типа вторичных кварцитов, породами вспомогательных колчеданных руд и примыкающей к ним зонам вкрапленного орудинения. Общая протяженность рудной зоны 5 км по простиранию и 2 км по падению. Подавляющая часть руд сосредоточена в Северном участке, здесь по глубине залегания и приуроченности к различным вулканическим породам выделяют три крупных объекта: верхний, средний и нижний уровень орудинения. Верхний уровень орудинения и северная линза 650 м, средний от 300-350 м до 1000-1200 м, нижний от 100 до 2000 м. Основной объект верхнего уровня орудинения, стержневая северная линза общей протяжённостью 600?700 м, средней уровень - 15?19 м. Рудные тела глубиной 1500 м простираются до 1 км, рудное тело нижнего уровня достигает 1,5 км по простиранию. Для установления строения происхождения условий залегания прорублено ряд скважин.

Гайское медно-цинковое месторождение является крупнейшим в Уральской медной практике. Основными компонентами руд являются медь, цинк, сера, золото, серебро. Отношение меди к цинку близко 2:1. Из рассеянных элементов в заметных количествах отмечаются селен, теллур и германий, из вредных примесей - мышьяк. Руды в зависимости от количества слагающих из сульфидов разделяются на сплошные, содержание свыше 35% серы и 65% сульфидов, и вкрапленные. Отношение руды в свою очередь по составу подразделяются на медные и медно-цинковые. Отношение медных, медно-цинковых и серно-колчеданных руд составляет 10:5:1.

1.5 Вещественный состав руд

Рудное тело Гайского месторождения вулканического происхождения с большой сетью разломов и сдвигов. В рудах установлено более сорока химических элементов. Главными полезными компонентами являются медь, цинк. Наиболее характерными второстепенными и редкими элементами - примесями руд являются: золото, серебро, свинец, барит, селен, теллур, галлий, германий, таллий, кадмий, индий, висмут и кобальт. Часть этих элементов извлекается при комплексной переработке руд. Вредными элементами-примесями является мышьяк, фтор.

Медь является главным полезным элементом руд. Основные минералы меди - халькопирит, блеклая руда, борнит, ковеллин. Второстепенные - халькозин, хальконтит, феррохальконтит.

Цинк - второй по промышленной ценности элемент. Главным минералом цинка является сфалерит, незначительные его количества связаны с цинкосодержащими блёклыми рудами.

Сера - является самым распространенным элементом. Главными её носителями являются пирит, халькопирит, сфалерит, борнит, блеклая руда, барит.

Золото и серебро для Гайского месторождения характерны более высокие содержания золота и серебра по сравнению с другими колчеданными месторождениями Южного Урала. Содержание серебра в рудах в 10-15 раз обычно выше, чем среднее содержание золота. В рудах установлены собственные минеральные формы золота и серебра: самородное золото и серебро, электрум, гессит, креннерит.

Руды Гайского месторождения характеризуются отчетливо выраженной неоднородностью минерального состава. К настоящему времени на месторождении установлено более 65 минералов, в том числе более 40 рудных.

Пирит является самым распространенным рудным минералом, слагает основную массу сплошных и прожилково-вкрапленных руд. Преобладающая форма выделений пирита - зёрна и зернистые агрегаты, реже изоморфные кристаллы - кубы, октаэдры. Кристаллы пирита обычно несколько коррозированы и содержат большое количество включений халькопирита, сфалерита, борнита.

Халькопиритное содержание в различных промышленных сортах руд колеблется в широких пределах - от долей процента до 50-60%. Выделяется в виде крупных сплошных зерен, ксеноморфных выделений между зернами пирита, микроскопических мелких включений в пирите, сфалерите, блеклой руде. Халькопирит находится в тесных ассоциациях со всеми сульфидами и образует с ними тонкие взаимопрорастания.

Сфалерит его содержание в различных промышленных сортах руд от долей до 60-70%. Сфалерит образует, сплошные зернистые агрегаты или находится в тонком прорастании с халькопиритом, блёклой рудой, борнитом.

Самородное золото имеет значительное распростронение во всех типах руд. Самородное золото находится в тесных ассоциациях со всеми сульфидами, кварцем и борнитом. Размеры золотин колеблются от нескольких микрон до миллиметров.

Самородное серебро является редкостью и встречено в виде точечных включений в блёклых рудах. Размеры их не превышают 2-3 микрона. Редко встречаются выделение серебра, образующие структуру распада твердых растворов в электруме.

Кварц - наиболее распространенный минерал среди руд и вмещающих пород. Основные формы выделения минерала: зернистые агрегаты, отдельные вкрапления, жилы, реже - изоморфные кристаллы. Довольно редко встречаются опал и халцедон.

Кальцит широко распространён, особенно в брекчиевидных рудах, где совместно с кварцем он нередко входит в состав цемента или пропитывает сплошную руду.

Барит является широко распространенным минералом среди сплошных и прожилково-вкрапленных руд. Наибольшая его часть сосредоточена в медно-цинковых рудах, где он ассоциирует со сфалеритом. Формы выделения - тонкозернистые скопления, небольшие гнёзда.

Сложность вещественного состава перерабатываемых руд, их неравномерность по содержанию полезных компонентов, различие во флотационных свойствах предопределяли их посортную добычу и переработку. Основные физические свойства перерабатываемых руд приведены в таблице 1.1.

Таблица 1.1 - Физические свойства перерабатываемой руды

	Коэффициент крепости по шкале Протодьяконова М.М.	Коэффициент разрыхлённости	Влажность, %	Плотность, т/м3	Насыпная плотность, т/м3
Вкрапленныймедный и медно-цинковый колчедан	14-16	1,5	3-5	3,5-4,5	1,75-2,25

1.6 Требования к качеству концентратов

Характеристика концентратов, выпускаемые на действующей обогатительной фабрики ОАО «Гайский ГОК».

Медный концентрат представляет собой абразивный тонко измельченный минерал сульфида от 0-0,1 мм. В сухом виде легко распыляется. При нагревании до температуры 240°C происходит возгорание серы при наличии ее в минерале больше 40%.

При концентрации в воздухе 100 г/м³ сухого концентрата и в присутствии открытого огня возможно воспламенение сульфидов с выделением SO₂. Насыпная плотность концентрата составляет 2,37 г/см³.

Цинковый концентрат представляет собой тонко измельченный минерал. Размер от 0 до 0,1 мм. Насыпная плотность цинкового концентрата 2,03 г/см³. Легко распыляется в сухом виде. При длительном хранении при влажности 12-13 % идет активное окисление цинка.

Характеристика концентратов, выпускаемых обогатительной фабрикой приведена в таблицей 1.2.

Таблица 1.2 - Характеристика выпускаемых концентратов

Наименование технологическое	Научно-технические документы	Наименование по научно-техническим документам
Медный концентрат	ТУ48-7-13-89 (изм. 1-5)	Концентрат медный
Цинковый концентрат	ТУ 1721-007-00201402-2006	Концентрат цинковый

Основные требования, предъявляемые к качеству медного концентрата, приведены в таблице 1.3.

Таблица 1.3 - Основные требования, предъявляемые к качеству медного концентрата

Марка медного концентрата	Массовая доля, %
	меди, не менее	примесей, не более	Влаги не более
		цинка	свинца	мышьяка	молибдена
КМ 4	23	4,5	4,5	0,6	0,12	7
КМ 5	20	7,0	4,5	0,6	0,12	7
КМ 6	18	8,0	4,5	0,6	0,12	7
КМ 7	15	8,5	5,0	0,6	0,12	7
ППМ	12	11,0	8,0	0,6	0,12	7

Примечание:

- Допускается содержание молибдена в медном концентрате до 0,18 %;

- Содержание благородных, редких металлов и серы в медном концентрате и продукте определяют в каждой партии.

В медном концентрате и промпродукте не допускается наличие посторонних предметов. Основные требования предъявляемые к качеству цинкового концентрата приведены в таблице 1.4.

Таблица 1.4- Основные требования предъявляемые к качеству цинкового концентрата

Марка цинкового концентрата	Массовая доля, %
	цинка, не менее	Примесей, не более	Влаги не более
		железа	кремнезема	меди	мышьяка
КЦ 2	53	7,0	3,0	1,5	0,1	9
КЦ 3	50	9,0	4,0	2,0	0,3	9
КЦ 4	45	12,0	5,0	3,0	0,5	9
КЦ 5	40	13,0	6,0	3,0	0,5	9

Примечание:

- В цинковом концентрате всех марок определяется массовая доля кадмия, золота, серебра и по требованию потребителей массовая доля фтора;

- Допускается повышение массовой доли железа в цинковом концентрате КЦ-5 до 18 % при одновременном повышении в нем массовой доли цинка не менее 45 %.

Допускается в зависимости от природных и технологических типов руд, выделенных на месторождении и обуславливающих сортность руды, по согласованию изготовителя с потребителем устанавливать другие показатели по массовым долям нормируемых примесей при условии соответствия концентрата по массовой доле основного вещества требованиям таблицы 1.4.

В цинковом концентрате не допускается наличие посторонних включений (куски породы, дерева, металла, и т.д.), а также спекшихся кусков концентрата.

2. Практика обогащения руд-аналогов

В качестве аналога руды, перерабатываемой на проектируемой фабрике, принята сульфидная руда Сибайского месторождения и технология обогащения Сибайской обогатительной фабрики /17/.

Рудной базой фабрики является Сибайское медно-колчеданное месторождение, для которого характерно наличие нескольких типов руд, в том числе: колчеданных 3%, медно-колчеданных 26%, медно-пирротиновых 7%, медно-цинковых колчеданных 64%.

На фабрике перерабатывается три типа колчеданных руд: медно-цинковые, медные и колчеданные.

Цинк в рудах почти целиком представлен сфалеритом. В руде также присутствует золото, серебро, селен, теллур, кадмий, индий, кобальт и другие сопутствующие компоненты.

Плотность руды 3,8-4,2 т/м³, коэффициент крепости зависит от типа руды и колеблется в пределах 8-18, влажность 1,5-2,0%.

Добыча руды добывается открытым способом. Максимальный размер куска, поступающего на фабрику составляет 1200 мм. Руда из карьера, на открытую площадку, доставляется автосамосвалами, где производится её усреднение и складирование по сортам.

Технологическая схема обогащения предусматривает трёхстадиальное дробление с замкнутым циклом в последней стадии и трёхстадиальное измельчение. Особенностью схемы измельчения является широкое применение классификации продуктов измельчения в гидроциклонах.

Для обогащения медно-цинковых руд применяется прямая селективная схема флотации с последовательным выделением медного и цинкового концентратов. Хвосты цинкового цикла являются пиритным концентратом. Для повышения качества цинковые концентраты подвергаются обезмеживанию и обезжелезнению.

При переработке медных руд получают медный и пиритный концентраты.

Селективное разделение медных, цинковых и пиритных минералов осуществляется по бесцианидной технологии. Обезвоживание концентратов в три приёма: сгущение, фильтрование и сушка.

Технологические показатели обогащения руд на Сибайской фабрике представлены в таблице 2.1, а химический состав отдельных проб концентратов в таблице 2.2.

Таблица 2.1 - Технологические показатели обогащения руд на Сибайской фабрике

Медно-цинковая колчеданная руда
Наименование концентрата	Содержание, %	Извлечение, %
Медный	19,0-19,5	55,0-56,0
Цинковый	49,0-51,0	74,5-75,0

Таблица 2.2 - Химический состав отдельных проб концентратов Сибайской обогатительной фабрики, %

Наименование концентрата	Cu	Zn	Fe	SiO2	CaO	MgO	S	Pb	As
Медный	19,29	5,67	32,99	0,47	1,17	0,99	36,47	1,540	0,046
Цинковый	0,68	49,81	10,38	0,84	0,94	0,35	32,74	0,078	0,045

Также примером может служить технология обогащения медно-цинковой руды на Учалинской обогатительной фабрике.

Руды Учалинского месторождения отличаются сложностью вещественного состава и многообразием по сортности (медно-цинковые, медные, серно-колчеданные, цинковые и реже медные вкрапленные).

Подавляющая часть перерабатываемых руд (около 96%) относится к сплошным медно-цинковым колчеданным колломорфного или зернистого строения.

Руда на Учалинском месторождении добывается открытым способом. Максимальный размер куска 800 мм.

Технологическая схема обогащения колчеданных медно-цинковых руд Учалинского месторождения предусматривает трёхстадиальное дробление руды в открытом цикле; двухстадиальное измельчение (первая стадия - в стержневых мельницах, вторая - в шаровых); коллективно - селективную флотацию с последовательным выделением медного, цинкового и пиритного концентратов; доизмельчение продуктов обогащения. Цинковый цикл включает основную, контрольную и три перечистных операции флотации.

Технологические показатели обогащения руд на Учалинской фабрике представлены в таблице 2.3.

Таблица 2.3 - Технологические показатели обогащения руд на Учалинской фабрике

Наименование концентрата	Содержание, %	Извлечение, %
	меди	цинка	меди	цинка
Медный	18,39	5,55	71,80	6,86
Цинковый	1,01	46,26	4,85	70,66

Химический состав отдельных проб концентратов Учалинской фабрики представлен в таблице 2.4.

Таблица 2.4 - Химический состав отдельных проб концентратов Учалинской фабрики

Наименование концентрата	Cu	Zn	S	Fe	Pb	SiO2	Al2O3	CaO
Медный	18,40	5,32	38,9	35,52	1,30	0,04	-	0,23
Цинковый	0,62	47,54	33,7	13,04	0,16	0,06	2,93	0,62

Сульфиды меди, цинка и пирита разделяют по бесцианидному режиму с использование в качестве подавителей сернистого натрия и цинкового купороса.

Хвосты коллективной и контрольной цинковой флотации являются пиритными концентратом. Сливы сгустителей являются хвостами фабрики.

3. Технологическая часть

3.1 Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки

3.1.1 Выбор и обоснование схемы дробления

Выбор схемы дробления обусловлен крупностью исходного питания и гранулометрической характеристикой крупностью питания мельниц и физико-механическими характеристиками перерабатываемого сырья. Поскольку в первой стадии измельчения предусматривается установка мельницы полусамоизмельчения, крупность исходного питания которой составляет 250 мм, достаточно одной стадии дробления.

Учитывая, что перерабатываемая руда добывается шахтным способом и содержит достаточно большое количество мелочи в стадии дробления предусматривается операция предварительного грохочения. Использование операции предварительного грохочения позволит также уменьшить количество руды поступающей на дробление и тем самым позволит использовать щековую дробилку минимально возможного типоразмера.

Руда Гайского медно-цинкового месторождения шахтной добычи имеет тонкую равномерную вкрапленность. Как показывают результаты исследований измельчаемости данной руды полное вскрытие медных и цинковых минералов достигается при измельчении до 100 % менее минус 71 мкм. Поэтому в схеме рудоподготовки предусматривается двухстадиальная схема измельчения с последующим доизмельчением грубого коллективного концентрата. Медные и цинковые минералы образуют агрегаты, вскрытие которых достигается при измельчении до 85-88 % готового класса.

В схеме дробления предусмотрен склад крупнодробленой руды, обеспечивающий независимость и ритмичность работы главного корпуса.

3.1.2 Выбор и обоснование схемы обогащения

Основываясь на данных практики переработки руды Гайского месторождения, принимаем коллективно-селективную схему флотационного обогащения с выделением отвальных хвостов в коллективном цикле, выделением медного концентрата пенным продуктом и цинкового концентрата камерным продуктом. Для получения медного и цинкового концентратов требуемого качества предусматривается три перечистных операции в коллективном цикле и одна перечистная операция в медном цикле. Также в коллективном цикле предусматривается доизмельчение грубого коллективного концентрата основной флотации.

Практика переработки показывает, что при измельчении руды до 80-85 % готового класса часть медных минералов находится в вскрытом состоянии, поэтому в схеме обогащения перед коллективным циклом предусматривается операция флотации медной «головки».

Схема переработки показана на рисунке 3.1.

Технологическая режимная карта по обогащению медно-цинковых руд шахтной добычи показана в таблице 3.1.

Рисунок 3.1 - Схема переработки

Таблица 3.1 - Технологическая режимная карта по обогащению медно-цинковых руд шахтной добычи

Наименование операции, точки подачи	Плотность пульпы, %	Щелочность пульпы, г/м3	Расход реагентов, г/т
			Бутиловый ксантогенат	Известь	Вспениватель Т-80	Медный купорос	Сернистый натрий	Цинковый купорос	Уголь
II стадия измельчения	80	-	-	200	-	-	-	-	-
Медная «головка»	30	5,6-11,2	15	250	10	-	-	-	-
Основная коллективная флотация	28	5,6-11,2	150	450	10	25	-	-	-
Контрольная коллективная флотация	25	-	15	-	-	-	-	-	-
I перечистная медно-цинковая флотация	28	-	-	600	-	-	-	-	-
II перечистная медно-цинковая флотация	28	-	-	700	-	-	-	-	-
III перечистная медно-цинковая флотация	28	-	-	800	-	-	-	-	-
Десорбция	50	-	-	-	-	-	200		200
Основная медная флотация	40	8-9	20	500	-	-	-	800	5
Контрольная медная флотация	36	-	5	-	-	-	-	-	-
Перечистная медная флотация	36	-	-	-	-	-	20	50	-

3.1.3 Выбор и обоснование схемы обезвоживания

Схему обезвоживания медного и цинкового концентратов принимаем на основании работы действующей фабрики перерабатывающей аналогичную руду.

Готовые медный и цинковый концентраты подвергаются сгущению, фильтрации, сушки и отправляются потребителям, как товарный продукт.

Хвосты коллективной флотации складируются в хвостохранилище.

Схема обезвоживания медного концентрата показана на рисунке 3.2.

Рисунок 3.2 - Схема обезвоживания медного концентрата

3.2 Расчёт качественно-количественной и водно-шламовой схемы

3.2.1 Расчёт схемы дробления

Согласно технологическим нормам проектирования флотационных фабрик для руд цветных металлов, учитывая подземный способ добычи руды, принимаем режим работы корпуса крупного дробления 305 дней в году в 2 смены по 7 часов. Часовая производительность отделения приёма руды и крупного дробления определяется по формуле:

, (3.1)

где - количество дней в году работы оборудования под полной нагрузкой;

- количество смен в сутки;

- продолжительность смены для работы оборудования, ч;

k м- коэффициент учёта крепости руды (руда твёрдая - k м=0,95).

Исходные данные для расчёта:

1. Производительность корпуса дробления - =493т/ч.

2. Максимальная крупность куска в питании первой стадии дробления - 400мм.

3. Плотность руды - с=3,5 т/м³.

4. Насыпная плотность руды - с_н=2,0 т/м³.

Рассчитываем выбранную схему дробления, изображенную на рисунке 3.1.

Учитывая, что фабрика относится по величине производительности ко второй категории (группе В по международной классификации) в I стадии дробления целесообразна установка щековой дробилки.

Определяем ширину загрузочного отверстия для дробилки I стадии дробления по формуле:

(3.2)

.

В I стадии измельчения предусмотрена мельница полусамоизмельчения, то крупность дробленой руды принимается -250+0,00 мм, отсюда крупность продукта в I стадии дробления составляет 250 мм.

Определяем ширину разгрузочной щели дробилки по формуле:

мм, (3.3)

где - максимальная относительная крупность, д.ед. (

мм.

В операции предварительного грохочения устанавливаем колосниковый грохот. Расстояние между колосниками принимаем а=200 мм. Эффективность грохочения Е=70 %.

Гранулометрический состав исходной руды показан на рисунке 3.3. Гранулометрический состав разгрузки щековой дробилки строим по типовым характеристикам для крепкой руды /6 /. Гранулометрический состав дроблёного продукта показан на рисунке 3.4.

Рисунок 3.3 - Гранулометрический состав исходной руды



Рисунок 3.4 - Гранулометрический состав дроблёного продукта

Определяем Q₂ и Q₃

Полученные данные занесены в таблицу 3.2.

Таблица 3.2 - Результаты расчёта схемы дробления

Поступает	Выходит
Наименование продукта	Производи-тельность, т/ч	Выход, %	Наименование продукта	Производи-тельность, т/ч	Выход, %
Грохочение
Исходная руда	493	100,00	Класс-400+200	262	53,10
			Класс-200+0,00	231	46,90
Итого:	493	100,00	Итого:	493	100,00
Дробление I
Класс-400+200	262	53,10	Дроблёный продукт	262	53,10
Итого:	262	53,10	Итого:	262	53,10

3.2.2 Расчёт схемы измельчения

Расчёт схемы измельчения сводится к нахождению циркулирующих нагрузок в стадиях измельчения и производительности в отделении измельчения.

По данным практики Гайской обогатительной фабрики принимаем режим работы главного корпуса 340 дня в году по 24 часа в сутки, что соответствует непрерывной рабочей неделе в две смены по двенадцать часов.

Коэффициент использования оборудования главного корпуса определяется по формуле:

где Т - календарное время в плановом периоде, сут;

- простой оборудования на планово-предупредительном ремонте, по практическим данным Гайской обогатительной фабрики, сут.

Часовая производительность главного корпуса определяется по формуле:

(3.5)

где - часовая производительность оборудования главного корпуса фабрики, т/ч;

- годовая производительность главного корпуса, т/год;

- коэффициент использования оборудования главного корпуса;

- коэффициент учёта неравномерности подачи руды с рудника и неравномерности свойств руды, которые влияют на производительность оборудования, д.ед. (

Гранулометрический состав разгрузки мельницы полусамоизмельчения показан на рисунке 3.5.

Рисунок 3.5 - Гранулометрический состав разгрузки мельницы полусамоизмельчения

Расчёт циркулирующей нагрузки в стадии полусамоизмельчения осуществляем по следующим формулам

Аналогично находим циркулирующую нагрузку во второй стадии измельчения. Исходные данные принимаем по данным действующей фабрики:

=45 %; =88 %; =50 %; =67 %.

3.2.3 Расчёт схемы флотации

Баланс продуктов обогащения основан на тех требованиях, которые предъявляются к конечным продуктам обогащения согласно таблице 1.3.

Значение общих извлечений полезного компонента в одноименный концентрат принимаются по данным практики.

Технологический баланс продуктов обогащения приведён в таблице 3.3.

Таблица 3.3 - Технологический баланс продуктов обогащения

Наименование продуктов	Выход, %	Содержание, %	Извлечение, %
		Медь	Цинк	Медь	Цинк
Медный концентрат	7,08	18,00	3,00	85,00	8,50
Цинковый концентрат	2,60	1,00	48,00	1,74	50,00
Отвальные хвосты	90,32	0,22	1,15	13,26	41,5
Исходная руда	100,00	1,50	2,50	100,00	100,00
Невязка	-	-	-	0,06	0,03

Результаты расчёта качественно-количественной схемы приведены в таблице 3.4.

Таблица 3.4 - Расчёт качественно количественной схемы

Поступает	Выходит
Наименование продукта	Выход	Содержание, %	Извлечение, %	Наименование продукта	Выход	Содержание, %	Извлечение, %
	%	т/ч	Медь	Цинк	Медь	Цинк		%	т/ч	Медь	Цинк	Медь	Цинк
Медная «головка»
Слив ГЦ	100,00	245	1,5	2,5	100,00	100,00	Концентрат медной «головки»	3,84	10	19,00	2,28	48,72	3,5
							Хвосты медной «головки»	96,16	235	0,80	2,51	51,28	96,50
Итого:	100,00	245	1,5	2,5	100,00	100,00	Итого:	100,00	245	1,5	2,5	100,00	100,00
Основная коллективная флотация
Хвосты медной «головки»	96,16	235	0,80	2,51	51,28	96,50	Концентрат основной коллективной флотации	13,52	33	4,90	15,11	44,16	81,73
Концентрат контрольной флотации	5,89	15	2,50	6,75	9,83	15,90	Хвосты основной коллективной флотации	96,21	236	0,36	1,49	23,09	57,40
Хвосты I перечистки	7,68	19	1,20	8,70	6,14	26,73
Итого:	109,73	269	0,92	3,17	67,25	139,13	Итого:	109,73	269	0,92	3,17	67,25	139,13
Контрольная коллективная флотация
Хвосты основной коллективной флотации	96,21	236	0,36	1,49	23,09	57,40	Концентрат контрольной коллективной флотации	5,89	15	2,50	6,75	9,83	15,90
							Хвосты контрольной коллективной флотации	90,32	221	0,22	1,15	13,26	41,50
Итого:	96,21	236	0,36	1,49	23,09	57,40	Итого:	96,21	236	0,36	1,49	23,09	57,40
Классификация
Концентрат основной коллективной флотации	13,52	33	4,90	15,11	44,16	81,73	Слив	13,52	33	4,90	15,11	44,16	81,73
Измельченный продукт	18,93	46	-	-	-	-	Пески	18,93	46	-	-	-	-
Итого:	32,45	79	4,90	15,11	44,16	81,73	Итого:	32,45	79	4,90	15,11	44,16	81,73
Доизмельчение
Пески	18,93	46	-	-	-	-	Измельченный продукт	18,93	46	-	-	-	-
Итого:	18,93	46	-	-	-	-	Итого:	18,93	46	-	-	-	-
I перечистная коллективная флотация
Слив	13,52	33	4,90	15,11	44,16	81,73	Концентрат I перечистки	8,24	20	7,50	19,18	41,22	63,21
Хвосты II перечистки	2,40	6	2,00	8,53	3,20	8,19	Хвосты I перечистки	7,68	19	1,20	8,70	6,14	26,73
Итого:	15,92	39	4,46	14,12	47,36	89,92	Итого:	15,92	39	4,46	14,12	47,36	89,92
II перечистная коллективная флотация
Концентрат I перечистки	8,24	20	7,50	19,18	41,22	63,21	Концентрат II перечистки	7,92	19	8,33	18,91	43,97	59,91
Хвосты III перечистки	2,08	5	4,30	5,88	5,95	4,89	Хвосты II перечистки	2,40	6	2,00	8,53	3,20	8,19
Итого:	10,32	25	6,86	16,50	47,17	68,10	Итого:	10,32	25	6,86	16,50	47,17	68,10
III перечистная коллективная флотация
Концентрат II перечистки	7,92	19	8,33	18,91	43,97	59,91	Концентрат III перечистки	5,84	14	9,76	23,55	38,02	55,02
							Хвосты III перечистки	2,08	5	4,30	5,88	5,95	4,89
Итого:	7,92	19	8,33	18,91	43,97	59,91	Итого:	7,92	19	8,33	18,91	43,97	59,91
Основная медная флотация
Концентрат III перечистки	5,84	14	9,76	23,55	38,02	55,02	Концентрат основной медной флотации	4,52	11	16,00	4,57	48,20	8,26
Концентрат контрольной флотации	11,76	29	2,71	24,36	21,24	114,59	Хвосты основной медной флотации	14,36	35	2,40	28,63	22,98	164,50
Хвосты медной перечистки	1,28	3	13,95	6,16	11,92	3,15
Итого:	18,88	46	5,65	22,87	71,18	172,76	Итого:	18,88	46	5,65	22,87	71,18	172,76
Контрольная медная флотация
Хвосты основной медной флотации	14,36	35	2,40	28,63	22,98	164,50	Концентрат контрольной медной флотации	11,76	29	2,71	24,36	21,24	114,59
							Хвосты контрольной медной флотации	2,60	6	1,00	48,00	1,74	50,00
Итого:	14,36	35	2,40	28,63	22,98	164,50	Итого:	14,36	35	2,40	28,63	22,98	164,50
Перечистная медная флотация
Концентрат основной медной флотации	4,52	11	16,00	4,57	48,20	8,26	Концентрат медной перечистки	3,24	8	16,81	3,94	36,28	5,11
							Хвосты медной перечистки	1,28	3	13,95	6,16	11,92	3,15
Итого:	4,52	11	16,00	4,57	48,20	8,26	Итого:	4,52	11	16,00	4,57	48,20	8,26

3.2.4 Расчёт водно-шламовой схемы

Целью проектирования водно-шламовой схемы является обеспечение оптимальных соотношений Ж:Т в операциях схемы: определение количества воды, добавляемой в операции или наоборот, выделяемой из продуктов при операции обезвоживания, определение отношений Ж:Т в продуктах схемы, определение объёмов пульпы для всех продуктов операций схемы, определение общей воды по обогатительной фабрике и составление баланса воды. Исходными данными для расчёта водно-шламовой схемы являются: производительность по исходной руде Q=245 т/ч, оптимальное значение Ж:Т продуктов обогащения, нормы расхода дополнительной воды на 1т обрабатываемого продукта. Исходные показатели принимаем по практическим данным обогатительной фабрики.

Результаты расчёта водно-шламовой схемы приведены в таблице 3.5.

Шламовая схема даёт возможность составить баланс воды. Суммарное количество воды, поступающее на фабрику, должно равняться суммарному количеству воды уходящему с конечными продуктами.

Расход общей воды на фабрике рассчитан по формуле:

, (3.6)

где W - суммарное количество воды, добавляемой в процесс, т/ч;

- суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами, т/ч;

- количество воды, поступающее с рудой, т/ч.

Таблица 3.5 - Расчёт водно-шламовой схемы

Поступает	Выходит
Наименование продукта	Твёрдое	Жидкое	Всего, т/ч	Наименование продукта	Твёрдое	Жидкое	Всего, т/ч
	%	т/ч	%	т/ч			%	т/ч	%	т/ч
Полусамоизмельчение
Дроблёная руда	96,00	245,00	4,00	10,21	255,21	Измельчённый продукт I	70,00	309,00	30,00	132,43	441,43
Класс -20+5 мм	80,00	64,00	20,00	16,00	80,00
Вода	-	-	100,00	106,22	106,22
Итого:	70,00	309,00	30,00	132,43	441,43	Итого:	70,00	309,00	30,00	132,43	441,43
Грохочение
Измельчённый продукт I	70,00	309,00	30,00	132,43	441,43	Класс -20+5 мм	80,00	64,00	20,00	16,00	80,00
Вода	-	-	100,00	176,57	176,57	Класс -5+0 мм	45,54	245,00	54,46	293,00	538,00
Итого:	50,00	309,00	50,00	309,00	618,00	Итого:	50,00	309,00	50,00	309,00	618,00
Классификация I
Измельчённый продукт II	70,00	620,00	30,00	265,71	885,71	Слив классификацииI	29,02	245,00	70,98	599,29	844,29
Класс -5+0 мм	45,54	245,00	54,46	293,00	538,00	Пески классификацииI	70,00	620,00	30,00	265,71	885,71
Вода	-	-	100,00	306,29	306,29
Итого:	50,00	865,00	50,00	865,00	1730,00	Итого	50,00	865,00	50,00	865,00	1730,00
Измельчение II
Пески классификацииI	70,00	620,00	30,00	265,71	885,71	Измельчённый продукт II	70,00	620,00	30,00	265,71	885,71
Итого:	70,00	620,00	30,00	265,71	885,71	Итого:	70,00	620,00	30,00	265,71	885,71
Медная «головка»
Слив классификации I	29,02	245,00	70,98	599,29	844,29	Концентрат медной «головки»	45,00	10,00	55,00	12,22	22,22
						Хвосты медной «головки»	28,59	235,00	71,41	587,06	822,06
Итого:	29,02	245,00	70,98	599,29	844,29	Итого:	29,02	245,00	70,98	599,29	844,29
Основная коллективная флотация
Хвосты медной «головки»	28,59	235,00	71,41	587,06	822,06	Концентрат осн. колл. флотации	32,00	33,00	68,00	70,13	103,13
Концентрат контр. колл. флотации	35,00	15,00	65,00	27,86	42,86
Хвосты I перечистки	11,72	19,00	88,28	143,07	162,07	Хвосты осн. колл. флотации	25,14	236,00	74,86	702,86	938,86
Вода	-	-	100,00	15,00	15,00
Итого:	25,82	269,00	74,18	772,99	1041,99	Итого:	25,82	269,00	74,18	772,99	1041,99
Контрольная коллективная флотация
Хвосты осн. колл. флотации	25,14	236,00	74,86	702,86	938,86	Концентрат контр.колл. флотации	35,00	15,00	65,00	27,86	42,86
						Хвосты контр. колл. флотации	24,67	221,00	75,33	675,00	896,00
Итого:	25,14	236,00	74,86	702,86	938,86	Итого:	25,14	236,00	74,86	702,86	938,86
Классификация II
Концентрат осн. коллективной флотации	32,00	33,00	68,00	70,13	103,13	Пески классификации II	65,00	46,00	35,00	24,77	70,77
Доизмельчённый продукт	65,00	46,00	35,00	24,77	70,77	Слив классификации II	24,24	33,00	75,76	103,13	136,13
Вода	-	-	100,00	33,00	33,00
Итого:	38,18	79,00	61,82	127,89	206,89	Итого:	38,18	79,00	61,82	127,89	206,89
Доизмельчение
Пески классификации II	65,00	46,00	35,00	24,77	70,77	Доизмельчённый продукт	65,00	46,00	35,00	24,77	70,77
Итого:	65,00	46,00	35,00	24,77	70,77	Итого:	65,00	46,00	35,00	24,77	70,77
I перечистная медно-цинковая флотация
Слив классификации II	24,24	33,00	75,76	103,13	136,13	Концентрат I перечистки	40,00	20,00	60,00	30,00	50,00
Хвосты II перечистки	7,90	6,00	92,10	69,94	75,94	Хвосты I перечистки	11,72	19,00	88,28	143,07	162,07
Итого:	18,39	39,00	81,61	173,07	212,07	Итого	18,39	39,00	81,61	173,07	212,07
II перечистная медно-цинковая флотация
Концентрат I перечистки	40,00	20,00	60,00	30,00	50,00	Концентрат II перечистки	42,00	19,00	58,00	26,24	45,24
Хвосты III перечистки	12,14	5,00	87,86	36,18	41,18	Хвосты II перечистки	7,90	6,00	92,10	69,94	75,94
Вода:	-	-	100,00	30,00	30,00
Итого:	20,63	25,00	79,37	96,18	121,18	Итого:	20,63	25,00	79,37	96,18	121,18
III перечистная медно-цинковая флотация
Концентрат II перечистки	42,00	19,00	58,00	26,24	45,24	Концентрат III перечистки	43,00	14,00	57,00	18,56	32,56
Вода	-	-	100,00	28,50	28,50	Хвосты III перечистки	12,14	5,00	87,86	36,18	41,18
Итого:	25,77	19,00	74,23	54,74	73,74	Итого:	25,77	19,00	74,23	54,74	73,74
Сгущение (десорбция)
Концентрат III перечистки	43,00	14,00	57,00	18,56	32,56	Слив	-	-	100,00	32,02	32,02
Вода:	-	-	100,00	21,00	21,00	Сгущенный продукт	65,00	14,00	35,00	7,54	21,54
Итого:	26,14	14,00	73,86	39,56	53,56	Итого:	26,14	14,00	73,86	39,56	53,56
Агитация
Сгущенный продукт	65,00	14,00	35,00	7,54	21,54	Сгущенный продукт	65,00	14,00	35,00	7,54	21,54
Итого:	65,00	14,00	35,00	7,54	21,54	Итого:	65,00	14,00	35,00	7,54	21,54
Основная медная флотация
Сгущенный продукт	65,00	14,00	35,00	7,54	21,54	Концентрат осн. медной флотации	35,00	11,00	65,00	20,43	31,43
Хвосты медной перечистки	8,15	3,00	91,85	33,79	36,79
Концентрат контр. медной флотации	30,00	29,00	70,00	67,67	96,67	Хвосты осн. медной флотации	22,94	35,00	77,06	117,57	152,57
Вода	-	-	100,00	29,00	29,00
Итого:	25,00	46,00	75,00	138,00	184,00	Итого:	25,00	46,00	75,00	138,00	184,00
Контрольная медная флотация
Хвосты осн. медной флотации	22,94	35,00	77,06	117,57	152,57	Концентрат контр.мед флотации	30,00	29,00	70,00	67,67	96,67
						Хвосты контр. медной флотации	10,73	6,00	89,27	49,90	55,90
Итого:	22,94	35,00	77,06	117,57	152,57	Итого:	22,94	35,00	77,06	117,57	152,57
Сгущение цинкового концентрата
Хвосты контр. медной флотации	10,73	6,00	89,27	49,90	55,90	Сгущенный цинк. концентрат	65,00	6,00	35,00	3,23	9,23
						Слив	-	-	100,00	46,67	46,67
Итого:	10,73	6,00	89,27	49,90	55,90	Итого:	10,73	6,00	89,27	49,90	55,90
Фильтрование
Сгущенный цинковый концентрат	65,00	6,00	35,00	3,23	9,23	Цинковый кек	83,00	6,00	17,00	1,23	7,23
						Фильтрат + перелив	-	-	100,00	2,00	2,00
Итого:	65,00	6,00	35,00	3,23	9,23	Итого	65,00	6,00	35,00	3,23	9,23
Сушка
Цинковый кек	83,00	6,00	17,00	1,23	7,23	Цинковый концентрат	96,00	6,00	4,00	0,25	6,25
						Пар	-	-	100,00	0,98	0,98
Итого:	83,00	6,00	17,00	1,23	7,23	Итого:	83,00	6,00	17,00	1,23	7,23
Перечистная медная флотация
Концентрат осн. медной флотации	35,00	11,00	65,00	20,43	31,43	Концентрат медной перечистки	48,10	8,00	51,90	8,63	16,63
Вода:	-	-	100,00	22,00	22,00	Хвосты медной перечистки	8,15	3,00	91,85	33,79	36,79
Итого:	20,59	11,00	79,41	42,43	53,43	Итого:	20,59	11,00	79,41	42,43	53,43
Сгущение медного концентрата
Концентрат медной перечистки	48,10	8,00	51,90	8,63	16,63	Слив	-	-	100,00	44,68	44,68
Концентрат медной «головки»	45,00	10,00	55,00	12,22	22,22	Сгущенный медный концентрат	55,00	18,00	65,00	21,27	39,27
Фильтрат+перелив	-	-	100,00	18,10	18,10
Вода	-	-	100,00	27	27
Итого:	21,44	18,00	78,56	65,95	83,95	Итого:	21,44	18,00	78,56	65,95	83,95
Фильтрование
Сгущенный медный концентрат	55,00	18,00	65,00	21,27	39,27	Медный кек	85,00	18,00	15,00	3,18	21,18
						Фильтрат+перелив	-	-	100,00	18,10	18,10
Итого:	55,00	18,00	65,00	21,27	39,27	Итого:	55,00	18,00	65,00	21,27	39,27
Сушка
Медный кек	85,00	18,00	15,00	3,18	21,18	Медный концентрат	96,00	18,00	4,00	0,75	18,75
						Пар	-	-	100,00	2,43	2,43
Итого:	85,00	18,00	15,00	3,18	21,18	Итого:	85,00	18,00	15,00	3,18	21,18

Удельный расход воды по отделению флотации рассчитан по формуле:

(3.7)

где Q - производительность по твёрдому, т/ч.

На смыв полов, промывку аппаратов и другие нужды требуется 10-15 % от воды на технологические нужды:

(3.8)

Удельный расход воды находится в пределах допустимой нормы для флотационных обогатительных фабрик: 3?6 т/ч, следовательно, расход воды удовлетворяет условиям.

Баланс воды на фабрике приведён в таблице 3.6.

Таблица 3.6 - Общий баланс воды на фабрике

Поступает		Выходит
Наименование продуктов и операций	т/ч	Наименование продуктов и операций	т/ч
С дробленной рудой	10,21	Отвальные хвосты	675,01
Полусамоизмельчение	106,22	Слив сгустителя (десорбция)	32,02
Грохочение	176,57	Слив сгустителя цинкового концентрата	46,67
Классификация I	306,29	Цинковый концентрат + пар	1,23
Основная коллективная флотация	15,00	Слив сгустителя медного концентрата	44,68
Классификация II	33,00	Медный концентрат + пар	3,18
II перечистная медно-цинковая флотация	30,00	Цинковый фильтрат + перелив	2,00
III перечистная медно-цинковая флотация	28,50
Сгущение	21,00
Основная медная флотация	29,00
Перечистная медная флотация	22,00
Сгущение медного концентрата	27,00
Итого	804,79	Итого	804,79

3.3 Выбор и расчёт основного технологического оборудования

3.3.1 Выбор и расчёт дробилок

Согласно приведённым расчётам схемы дробления составлена таблица 3.7, в которой приведены исходные данные для выбора и расчёта дробилок.

Таблица 3.7 - Исходные данные для выбора и расчёта дробилок

Наименование параметров	I стадия дробления
Размер требуемого загрузочного отверстия, мм	440
Размер максимального куска в питании, мм	400
Размер разгрузочной щели, мм	125
Производительность дробилки по питанию, т/ч	295

Согласно исходным данным для первой стадии дробления возможно использование дробилок ЩДП 9?12 и ЩДП 6?9.

Расчёт производительностей дробилок в проектных условиях произведён по формулам (3.9) и (3.10):

где - приведённая каталожная производительность, ;

- насыпная плотность руды, ;

- поправочные коэффициенты крепости руды, крупности питания дробилки и влажности руды;

- коэффициент учёта характера цикла дробления.

где - производительность дробилки при номинальной щели, м³/ч;

- проектная разгрузочная щель, мм;

- номинальная разгрузочная щель дробилки, мм.

Количество дробилок для j-той стадии дробления рассчитано по формуле:

где - коэффициент, учитывающий неравномерность питания ().

Результаты расчётов дробилок сведены в таблицу 3.т.

Пример расчёта для дробилки ШДП 9?12:

Насыпная плотность продукта принята из соотношения:

где с - плотность руды, т/м³, с = 3,50 т/м³.

Таблица 3.8 - Расчёт дробилок

Стадия дробления	Qj, т/ч	Типоразмер дробилки	сн , т/м3	kf	kкр	kвл	kц	Qкат.прив., м3/ч	Qдр, м3/ч	kн.пит	njрасч	nприн
I	295	ЩДП 6?9 ЩДП 9?12	2,00 2,00	0,95 0,95	1,03 1,10	1,00 1,00	1,00 1,00	94 173	184 362	0,95 0,95	1,69 0,86	2 1

Таблица 3.9 - Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок

Стадия дробления	Типоразмер дробилки	Количество дробилок	Коэффициент загрузки kзагр	Производительность, т/ч	Масса, т	Мощность электродвигателя, кВт
				одной	всех	одной	всех	одной	всех
I	ЩДП 6?9 ЩДП 9?12	2 1	0,85 0,86	184 362	368 362	27 57	54 57	75 90	150 90

;

k_f = 0,95, так как руда твёрдой крепости /6/;

k_кр = 1,10, так как массовая доля в питании класса +0,5В_прин составляет 5% /6/;

k_вл = 1,00, так как влажность руды составляет 5%;

k_ц = 1,00 для открытого цикла дробления.

Расчёт других дробилок аналогичен. Результаты расчётов дробилок приведён в таблице 3.8. Технико-экономические показатели для сравнения вариантов использования дробилок приведены в таблице 3.9. На основании таблицы 3.9 в проекте принято к установке одной дробилки ЩДП 9?12 в I стадии дробления.

3.3.2 Выбор и расчёт грохотов

Для крупного грохочения принят колосниковый грохот. Необходимая площадь для грохочения на колосниковом грохоте в зависимости от расстояния между колосниками (а) определенна по формуле:

где Q - масса руды, поступающей на грохочение, т/ч;

с_н - насыпная плотность руды, т/м³;

q_а - удельная объёмная производительность для определения щели между колосниками и при необходимой эффективности грохочения, м³/(ч?м²). q_а = 70 м³/(ч?м²), так как а=200мм, Е =70% /6/.

Определенна по формуле (3.14) площадь грохота с учётом компоновочных решений:

где В_гр - ширина колосникового грохота, м. Ширина колосникового грохота принята из соотношения В?3Д_макс, так как крупных кусков много (б^{+0,7Дмакс}?15%);

L_гр - длина колосникового грохота, м. Длина колосникового грохота принята на практике из соотношения L_гр = (2?4) В_гр.

В_гр = 3?400=1200 мм;

L_гр = (2?4)?1200 = 2400?4800 4000 м;

F_комп = 1200?4000 =4800000 мм² = 4,8 м².

Так как F_гр = 7,25 м² > F_комп = 4,8 м², тогда окончательная длина грохота определена из условия:

Проектом принят колосниковый грохот, размером 1,2?6,10 м.

Проектом рассмотрены грохота ГИТ и ГИСТ. Необходимая площадь для грохочения на вибрационных грохотах, установленных после полусамоизмельчения для поверочного грохочения, рассчитывается по удельным нагрузкам с учётом поправочных коэффициентов по условиям грохочения. Расчёт необходимой площади грохота произведён по формуле

где Q - производительность операции «грохочение» по питанию, т/ч;

q - удельная производительность одного кв.метра просеивающей поверхности, м³/(м²?ч);

p_н - насыпная плотность материала, т/м³;

k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, таблица 21 /6/;

k'_ж.с. - коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности.

Пример расчёта грохота ГИТ - 41:

q = 5,5 м³/(м²?ч), так как размер отверстия, а=2 мм;

p_н = 2,00 т/м³;

k = 1,60, так как содержание в питании зёрен меньше половины размера отверстия составляет 70%;

l = 0,92, так как содержание в питании зёрен, размером больше а =2 мм составляет 2%;

m = 1,00, так как эффективность грохочения составляет 90%;

n = 1,00, так как на грохочение поступает дроблённый материал;

о = 1,00, так как материал, поступающий на грохочение сухой;

р = 1,30, так как грохочение мокрое с орошением;

k'_ж.с. =1,00.

Расчёт количества грохотов произведен по формуле:

где F_i - площадь грохота из каталога, м².

Определён коэффициент загрузки по формуле:

Для ГИТ - 41 коэффициент загрузки равен:

Аналогично рассчитаны другие типоразмеры вибрационных грохотов.

Для самобалансных грохотов удельная производительность выше на 65% по сравнению с аналогичной для самоцентрирующихся грохотов /14/.

Результаты расчётов грохотов приведены в таблице 3.10.

К установке принимается один грохот ГИСТ - 72 с площадью сит 8,90 м² и размером отверстия сита 2 мм.

Для выбранного типоразмера проведена проверка на толщину слоя, которая должна быть в конце просеивающей поверхности не более 100 мм или не более 4d.

где Q₊ - производительность грохота по надрешётному продукту, т/ч;

B_р - рабочая ширина грохота, м; B_р = В - 0,15;

В - ширина короба грохота, м;

v - скорость движения по грохоту, м/с. Для самобалансных грохотов принято v=0,3м/с.

Так как 5,1 мм < 100 мм, то проверка на толщину слоя материала в конце просеивающей поверхности выполнена успешно.

Таблица 3.10 - Расчётная таблица грохотов

Наименование грохочения	Q, т/ч	а, мм	q, м3/(м2?ч)	pн, т/м3	Коэффициенты	Fгр, м2	Типоразмер грохота и его площадь, Fi, м2	ni	nприн	kз, %
					K	l	m	n	o	p	k'ж.с
Поверочное грохочение	309	2	5,5	2,00	1,60	0,92	1,0	1,0	1,0	1,3	1,0	14,68	ГИТ - 41 4,46 ГИТ - 42 4,21 ГИТ - 51 5,74 ГИТ - 52 5,95 ГИТ - 71 10,63	3,46 3,68 2,69 2,60 1,45	4 4 3 3 2	87 92 90 87 73
												8,90	ГИСТ - 51 6,69 ГИСТ - 61 5,78 ГИСТ - 72 14,88	1,40 1,10 0,63	2 2 1	70 55 63

3.3.3 Выбор и расчёт оборудования для измельчения

Расчёт мельниц полусамоизмельчения:

К установке принята мельница МПСИ 8530?3660.

Необходимое количество руды, поступающее на полусамоизмельчение определяется по формуле:

где Q_э - производительность эталонной мельницы, т/ч;

V_п - объём проектируемой мельницы, м³;

V_э - объём эталонной мельницы, м³;

D_п - диаметр барабана проектируемой мельницы, мм;

D_э - диаметр барабана эталонной мельницы, мм,

Необходимое число мельниц определяется по формуле:

(3.21)

где Q - количество руды, поступающее на полусамоизмельчение, (Q=245 т/ч).

Аналогично рассчитана мельница МПСИ 9000?3000 для стадии полусамоизмельчения. Расчёты сведены в таблицу 3.11. Для окончательного решения вопроса о количестве мельниц составлена таблица 3.12.

Расчёт мельниц второй стадии измельчения:

Производительность цикла по классу -71 мкм рассчитано по формуле

где б^-71 и - массовая доля класса минус 71 мкм в питании мельницы и в сливе гидроциклона, %.

Удельная производительность i-го класса типоразмера мельниц для проектных условий рассчитано по формуле:

где q_эт - удельная производительность эталонной мельницы по классу минус 71 мкм, т/(ч?м³);

k_изм - коэффициент сравнительной измельчаемости руд, проектной и эталонной;

k_т - коэффициент, учитывающий разницу в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке;