Проектирование обогатительной фабрики

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

Графическая часть содержит _____ листов.

АННОТАЦИЯ:

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

ВВЕДЕНИЕ

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

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

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

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

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

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

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

1) от 0,02 до 0,15 карата;

2) от 0,15 до 0,99 карата;

3) от 1 и более карат.

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

II категория алмазов - светлые ювелирные алмазы пониженного качества.

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

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

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

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

VII категория - алмазы для специальных целей.

VIII категория - алмазы технические, предварительно обработанные для инструментов.

IX категория - алмазы, овализированные и дробленные.

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

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

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

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

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

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

1 ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

1 Геологическая часть

1.1 Краткая характеристика кимберлитов тр. Нюрбинская

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

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

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

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

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

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

1.2 Минералогический состав

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

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

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

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

3. Обломков посторонних минералов;

4. Цемента, представленного серпентином и карбонатом.

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

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

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

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

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

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

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

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

а также апатит, титанклиногумит, хромдиопсид и другие минералы.

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

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

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

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

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

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

1.3 Гранулометрический состав

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

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

Гранулометрическая характеристика исходного сырья представлена в таблице 1.

Таблица 1.1 - Гранулометрическая характеристика руды трубки "Нюрбинская".

Класс крупности, мм	-1200 +1000	-1000 +800	-800 +600	-600 +400	-400 +200	-200 +100	-100 +50	-50 +20
Выход классов, %	3,7	4,3	6,4	13,0	19,6	6,2	8,9	10,5
Класс крупности, мм	-20 +10	-10 +8	-8 +5	-5 +2	-2 +1	-1 +0,5	-0,5 +0	Итого
Выход классов, %	6,4	2,0	3,0	4,9	3,0	1,7	6,4	100

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

Рис. 1.1. - Кумулятивная кривая исходной руды.

1.4 Химический состав

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

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

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

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

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

Оксиды	1(47)	2(28)	3(15)	4(15)
SiO2	48,55	25,27	29,44	25,42
ТiO2	1,18	0,49	0,38	0,39
А1203	9,79	3,76	3,32	3,74
Fе203	12,33	4,49	5,91	4,72
МnО	0,15	0,13	0,12	0,12
МgО	10,81	17,53	27,44	20,34
СаО	2,17	19,68	10,84	18,55
Ка2О	0,04	0,00	0,00	0,00
К2О	0,84	1,14	0,40	1,25
Р205	0,45	0,58	0,41	0,53
П.п.п.	13,64	27,40	22,54	25,27
Сумма	99,95	100,47	100,80	100,33

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

1.5 Физические свойства минералов

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

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

Полевой шпат. Цвет бледный разных оттенков. Спайность совершенная.

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Таблица 1.3. - Физические свойства минералов

Минералы	Химическая формула	Плотность г/см3	Твердость по шкале Мооса	хрупкость
	Легкая фракция
Кварц	SiO2	2.65	7	хрупкий
Полевой шпат	NaAlSi3O8. KALSi3O8.CaAlSi2O8	2.65-2.76	6-6,5	нехрупкий
кальцит	CaCO3	2.6-2.8	3-3,5	хрупкий
глауконит	K(Fe.Al.Mg)2(OH)2(AlSi3O10)*nH2O	2.2-2.9	2-3	хрупкий
каолинит	Al4(OH)8(Si4O10)	2.58-2.63	2,5-3	хрупкий
слюды	KAl2(OH)2(ALSi3O10)	2.76-3.1	2-3	хрупкий
	Тяжелая фракция
Ильменит	FeTiO3	4.72	5-6	нехрупкий
Циркон	ZrSiO4	4.68-4.7	7-8	нехрупкий
Пироксен	CaMg(Si2O6)	3.22-3.55	5-6	нехрупкий
Хромшпинелиды	(Mg.Fe)(Cr.Al.Fe)2O4	4-4.8	5,5-7,5	нехрупкий
Магнетит	Fe3O4	4.9-5.2	5,5-6	хрупкий
Пироп	Mg3Al2(SiO4)3	3.51	7-7,5	нехрупкий
Доломит	CaMg(CO3)2	2.8-2.9	3.5-4.0	хрупкий
Гидрооксиды железа	Fe(OH)3 Fe2O3	5 - 5.53		хрупкий
Роговая обманка	Алюмосиликат Fe.Ca.Na	3.1-3.3	5,5-6	нехрупкий
Сидерит	FeCO3	3.9	3.5-4.5	хрупкий
Алмаз	С	3,52	10	хрупкий

1.6 Текстурно-структурная характеристика

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Таблица 1.4. - Свойства минералов

Минерал	Хим. Форм.	Плотн.	Тверд.	Хрупкость	Люменесц свойства	Эл. свойства	Магнитные свойства	Гидрофильн. Гидрофобн.
Алмаз	C	3,52	10	Хрупкий	+	Непровод	Немагнит	Гидрофоб
Пироп	Mg3Al2 (SiO4)3	3,51	7-7,5	Не хрупкий	-	Непровод	Слабомаг	Гидрофоб
Циркон	ZrSiO4	4,68-4,7	7,8	Не хрупкий	+	Непровод	Немагн	Гидрофил
Доломит	CaMg (CO3)2	2,8-2,9	3,5-4	Хрупкий	-	Полупровод	Немагнит	Гидрофил
Магнетит	Fe3O4	4,9-5,2	5,5-6	Хрупкий	-	Проводни	Магнитн	Гидрофил
Кальцит	CaCo3	2,6-2,8	3-3,5	Хрупкий	-	Не провод	Слабомаг	Гидрофил
Кварц	SiO2	2,65	7	Хрупкий	-	Не провод	Немагнит	Гидрофил
Слюды	KAl(OH)2(AlSl3O10)	2,76-3,1	2-3	Хрупкий	-	Непровод	Немагнит	Гидрофил
Хромшпинелиды	(MgFe)(CrAlFe)2O4	4-4,8	5,5-7,5	Не Хрупкий	-	Непровод	Слабомаг	Гидрофил
Сидерит	FeCO4	3,9	3,5-4,5	Хрупкий	-	Провод	Слабомаг	Гидрофил

График по гидрофильным и гидрофобным свойствам

График по хрупкости и электрическим свойствам

График по плотности и твердости

aЬ

2 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2 Технологическая часть

2.1 Описание технологической схемы

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

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

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

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

Дробленая руда системой конвейеров распределяется по приемным бункерам мельниц самоизмельчения.

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Кондиционная суспензия возвращается в процесс, непосредственно в смесительную емкость.

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

2.2 Расчет качественно-количественной схемы

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

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

При расчете качественно-количественной схемы используются уравнения баланса:

по руде и продуктам обогащения:

; (2.1)

где г_к - выход концентрата, %;

г_хв - выход хвостов, %.

по ценному компоненту:

(2.2)

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

Ь_к - содержание ценного компонента в концентрате, %;

Ь_хв - содержание ценного компонента в хвостах, %;

Выход продуктов обогащения находим по формуле:

(2.3)

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

Q₁ - исходная производительность, т/ч.

Извлечение рассчитываем по формуле:

(2.4)

где ев - извлечение ценного компонента, %;

г - выход продуктов обогащения, %;

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

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

Q₁ = Q₂ = 300 т/ч; С=36т/ч

300-100%

Х-136%

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

408- 100 %

Х -41%

Q₄ = Q₃ - Q₅ =408-167,28= 240,72т/ч

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

240,72- 100 %

Х - 4 %

240,72- 100 %

Х -56%

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

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

167,28- 100 %

Х -36%

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

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

107,06- 100%

Х -32%

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

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

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

179,388 - 100%

Х - 33%

179,388 - 100%

Х - 9%

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

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

59,198 - 100%

Х - 9%

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

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

104,045 - 100%

Х - 23%

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

300 - 100 %

Х - 36%

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

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

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

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

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

36,6 - 100%

Х - 2%

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

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

I Дробление

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

II Самоизмельчение

г₂ + г₂₆ + г₁₁ = г₃

г₂в₂ + г₂₆в₂₆ + г₁₁в₁₁ = г₃в₃

Решаем первое уравнение системы

г₂ + г₂₆ + г₁₁ = г₃

100 + 26,705+ 9,295 = 136

Решаем второе уравнение системы

г₂в₂ + г₂₆в₂₆ + г₁₁в₁₁ = г₃в₃

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

100·10 + 26,705·4 + 9,295·6 = 136·в₃

1000 + 106,82 + 55,77 = 136·в₃

1162,59 = 136·в₃

в₃ = 1162,59 : 136

в₃ = 8,55%.

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

III Классификация

г₃ = г₄ +г₅

г₃в₃ = г₄в₄ + г₅в₅

Решаем первое уравнение системы

г₃ = г₄ +г₅ 136 = 80,24 + 55,76

Решаем второе уравнение системы

г₃в₃ = г₄в₄ + г₅в₅

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

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

1162,59 = 922,76 + 55,76 · в₅

239,83 = 55,76· в₅

в₅ = 239,83 : 55,76

в₅ = 4,3%;

Находим извлечение:

IV Грохочение материала крупностью -32 +1 мм

г₄ = г₆ + г₇ + г₈

г₄в₄ = г₆в₆ + г₇в₇ + г₈в₈

Решаем первое уравнение системы

г₄ = г₆ +г₇ + г₈ 80,24 = 3,21 + 32,1 + 44,93

Решаем второе уравнение системы

г₄в₄ = г₆в₆ + г₇в₇ + г₈в₈

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

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

922,76 = 64,2 + 32,1 · в₇ + 44,93

922,76 - 64,2 - 44,93 = 32,1 · в₇

в₇ = 813,63 : 32,1

в₇ = 25,346 %;

Находим извлечение:

V Обесшламливание

г₅ = г₉ + г₁₀

г₅в₅ = г₉в₉ + г₁₀в₁₀

Решаем первое уравнение системы

г₅ = г₉ +г₁₀ 55,76 = 35,686 + 20,073

Решаем второе уравнение системы

г₅в₅ = г₉в₉ + г₁₀в₁₀

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

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

239,768 = 35,686 · в₉ + 26,095

213,673 = 35,686 · в₉

в₉ = 5,987%;

Находим извлечение:

VII Грохочение материала крупностью 1мм

г₉ = г₁₃ + г₁₄

г₉в₉ = г₁₃в₁₃ + г₁₄в₁₄

Решаем первое уравнение системы

г₉ = г₁₃ + г₁₄ 35,686 = 24,186 + 11,5

Решаем второе уравнение системы

г₉в₉ = г₁₃в₁₃ + г₁₄в₁₄

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

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

213,653 = 24,186 · в₁₃ + 11,5

202,153 = 24,186 · в₁₃

в₁₃ = 8,36 %;

Находим извлечение:

VIII Грохочение материала крупностью -32 +0мм

г₂₁ + г₇ +г₁₃ = г₁₅ + г₁₆ + г₁₇

г₂₁в₂₁ + г₇в₇ +г₁₃в₁₃ = г₁₅в₁₅ + г₁₆в₁₆ + г₁₇в₁₇

Решаем первое уравнение системы

г₂₁ + г₇ +г₁₃ = г₁₅ + г₁₆ + г₁₇

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

59,796 = 59,796

Решаем второе уравнение системы

г₂₁в₂₁ + г₇в₇ +г₁₃в₁₃ = г₁₅в₁₅ + г₁₆в₁₆ + г₁₇в₁₇

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

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

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

318,882 = 19,733·в₁₅

в₁₅ = 16,16 %;

Находим извлечение:

IX Тяжелосредная сепарация материала крупностью -32+6 мм

г₁₅ = г₂₃ + г₂₄

г₁₅в₁₅ = г₂₃в₂₃ + г₂₄в₂₄

Решаем первое уравнение системы

г₁₅ = г₂₃ + г₂₄

19,733 = 1,776 + 17,957

Решаем второе уравнение системы

г₁₅в₁₅ = г₂₃в₂₃ + г₂₄в₂₄

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

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

318,885 = 168,72 + 17,957 · в₂₄

150,165 = 17,957 · в₂₄

в₂₄ = 8,362%;

Находим извлечение:

XI Тяжелосредная сепарация материала крупностью -6+1 мм

г₁₆ = г₂₅ + г₂₆

г₁₆в₁₆ = г₂₅в₂₅ + г₂₆в₂₆

Решаем первое уравнение системы

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

Решаем второе уравнение системы

г₁₆в₁₆ = г₂₅в₂₅ + г₂₆в₂₆

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

34,682 · 20 = 7,977 · в₂₅ + 26,70 · 4

693,64 = 7,977 · в₂₅ + 106,8

586,84 = 7,977 · в₂₅

в₂₅ = 73,56 %;

Находим извлечение:

VI Грохочение материала крупностью -32 +6 мм

г₆ + г₂₄= г₁₁ + г₁₂

г₆в₆ + г₂₄в₂₄ = г₁₁в₁₁ + г₁₂в₁₂

г₁₂ = г₆ + г₂₄ - г₁₁

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

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

X Грохочение материала крупностью -32 +0 мм

г₁₂ + г₂₀ = г₂₀ + г₂₁ + г₂₂

г₁₂в₁₂ + г₂₀в₂₀ = г₂₀в₂₀ + г₂₁в₂₁ + г₂₂в₂₂

в₂₀ - принимаем 6%;

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

Составим баланс металлов по конечным продуктам

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

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

1000 = 1000 (999,9)

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

Таблица 2.1 - Результаты расчета качественно-количественной схемы

№ оп/пр	Наименование продуктов и операции	Q, т/ч	г, %	в, %	е, %
1	2	3	4	5	6
I	Дробление
	Поступает:
1	исходная руда	300	100	10	100
	Итого:	300	100	10	100
	Выходит:
2	дробленая руда	300	100	10	100
	Итого:	300	100	10	100
II	Самоизмельчение
	Поступает:
2	дробленая руда	300	100	10	100
11	класс + 32 мм	27,885	9,295	6	5,58
26	хвостыТСС -6+1	80,115	26,7	4	10,68
	Итого:	408	136	8,55	116,26
	Выходит:
3	измельченная руда	408	136	8,55	116,26
	Итого:	408	136	8,55	116,26
III	Классификация
	Поступает:
3	измельченная руда	408	136	8,55	116,26
	Итого:	408	136	8,55	116,26
	Выходит:
4	пески классификации	240,72	80,24	11,50	92,28
5	слив классификации	167,28	55,76	4,30	23,98
	Итого:	408	136,00	8,55	116,26
IV	Грохочение
	Поступает:
4	пески классификации	240,72	80,24	11,5	92,28
	Итого:	240,72	80,24	11,5	92,28
	Выходит:
6	класс + 32 мм	9,63	3,21	20	6,43
7	класс-32 +1мм	96,3	32,1	25,35	81,36
8	класс -1мм	134,8	44,93	1	4,49
	Итого:	240,72	80,24	11,5	92,28
V	Обесшламливание
	Поступает:
5	слив классификации	167,28	55,76	4,3	23,98
	Итого:	167,28	55,76	4,3	23,98
	Выходит:
9	Пески	107,06	35,69	5,99	21,37
10	Слив	60,22	20,07	1,3	2,61
	Итого:	167,28	55,76	4,3	23,98

Продолжение табл. 2.1

1	2	3	4	5	6
VII	Грохочение
	Поступает:
9	Пески обесшламливания	107,06	35,69	5,99	21,37
	Итого:	107,06	35,69	5,99	21,37
	Выходит:
13	класс +1мм	72,558	24,19	8,36	20,2
14	класс - 1мм	34,502	11,5	1	1,15
	Итого:	107,06	35,69	5,99	21,35
VIII	Грохочение
	Поступает:
7	класс -32 +1мм	96,3	32,1	25,35	81,36
13	класс +1мм	72,558	24,19	8,36	20,2
23	класс -32 +1мм	10,53	3,51	9,8	3,44
	Итого:	179,388	59,8	17,56	105
	Выходит:
15	класс -32 +6мм	59,198	19,73	16,16	31,89
16	класс -6 +1мм	104,045	34,68	20	69,36
17	класс -1мм	16,145	5,38	7	3,77
	Итого:	179,388	59,79	17,56	105
IX	ТСС -32 +6мм
	Поступает:
15	класс -32 +6мм	59,198	19,73	16,16	31,89
	Итого:	59,198	19,73	16,16	31,89
	Выходит:
23	концентрат ТСС	5,328	1,776	95	16,87
24	Хвосты ТСС	53,87	17,957	8,36	15,02
	Итого:	59,198	19,733	16,16	31,89
XI	ТСС -6 +1мм
	Поступает:
16	класс -6 +1мм	104,05	34,68	20	69,36
	Итого:	104,05	34,68	20	69,36
	Выходит:
25	концентрат ТСС	23,93	7,98	73,56	58,68
26	хвосты ТСС	80,115	26,7	4	10,68
	Итого:	104,045	34,68	20	69,36
VI	Грохочение
	Поступает:
6	класс +32 мм	9,63	3,21	20	6,42
24	хвосты ТСС -32 +6мм	53,87	17,957	8,364	15,02
	Итого	63,5	21,167	10,13	21,44
	Выходит:
11	класс +32 мм	27,885	9,295	6	5,58
12	класс -32 мм	35,6	11,872	13,36	15,86
	Итого:	63,485	21,167	10,13	21,44

Продолжение табл. 2.1

1	2	3	4	5	6
X	Грохочение
	Поступает:
12	класс -32 мм	35,6	11,872	13,36	15,86
20	класс +32 мм	0,727	0,24	6	0,144
	Итого:	36,33	12,11	13,21	16,00
	Выходит:
20	класс +32 мм	0,727	0,24	6	0,144
21	класс -32 +1мм	10,53	3,51	9,8	3,44
22	класс -1 мм	25,075	8,358	14,86	12,42
	Итого:	36,33	12,11	13,21	16

Таблица 2.2 - Баланс продуктов

№ продукта	Наименование	Q, т/ч	г, %	в, %	е, %
8	Класс крупности- 1 мм	134,800	44,930	1,0	4,49
10	Слив обесшламливания	60,220	20,070	1,3	2,61
14	Класс крупности - 1 мм	34,502	11,500	1,0	1,15
17	Класс крупности - 1 мм	16,145	5,382	7,0	3,77
22	Класс крупности - 1 мм	25,075	8,358	4,9	12,42
23	Концентрат ТСС -32 +6мм	5,328	1,776	95,0	16,87
25	Концентрат ТСС -6 +1мм	23,930	7,977	73,6	58,68
1	Исходное питание	300,000	100,000	10,0	100,00

2.3 Расчет водно-шламовой схемы

Целью проектирования водно-шламовой схемы является:

обеспечение оптимальных отношений Т : Ж в операциях схемы;

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

определение разжижения Ж : Т в продуктах схемы;

определение объёмов пульпы для всех продуктов и операций схемы;

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

Для расчета водно-шламовой схемы используются следующие формулы:

W_n = Q_n ·R_n , (2.5)

R = W_n/ Q_n , (2.6)

R = 100-T/T, (2.7)

V_n = Q_тв·(R_n+1/д_n), (2.8)

W_уд = W_общ /Q_исх , (2.9)

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

Q_n - количество твёрдого, т/ч;

Т - содержание твердого в пульпе, %;

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

д_n - плотность руды, т/м³;

V_n - объём пульпы, м³/ч;

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

Результаты расчета водно-шламовой схемы представлены в таблице 2.3.

Таблица 2.3 - Результаты расчета водно-шламовой схемы

№ оп/пр	Наименование продуктов и операции	Q, т/ч	R	W, м3/ч	V, м3/ч
1	2	3	4	5	6
I	Дробление
	Поступает:
1	исходная руда	300	0,05	15	115
	Итого:	300	0,05	15	115
	Выходит:
2	дробленая руда	300	0,05	15	115
	Итого:	300	0,05	15	115
II	Самоизмельчение
	Поступает:
2	дробленая руда	300	0,05	15,0	115
11	класс + 32 мм	27,885	0,43	12,0	21,3
26	хвосты ТСС - 6 +1 мм	80,115	3,08	246,4	273,1
L1	свежая вода			93,8
	Итого:	408	0,9	367,2	501,8
	Выходит:
3	измельченная руда	408	0,9	367,2	501,8
	Итого:	408	0,9	367,2	501,8
III	Классификация
	Поступает:
3	измельченная руда	408	0,9	367,2	501,8
L2	свежая вода			641,5
	Итого:	408	2,47	1008,7	1144,7
	Выходит:
4	пески классификации	240,72	0,25	60,2	140,42
5	слив классификации	167,28	5,67	948,5	1004,24
	Итого:	408	2,47	1008,7	1144,7
IV	Грохочение
	Поступает:
4	пески классификации	240,72	0,25	60,2	140,42
L3	свежая вода (1м.куб. на тонну)			240,7
	Итого:	240,72	1,25	300,9	381,2
	Выходит:
6	класс + 32 мм	9,63	0,43	4,1	7,4
7	класс-32 +1мм	96,3	0,54	52	84,1
8	класс -1мм	134,8	1,82	244,82	289,8
	Итого:	240,72	1,25	300,92	381,2
V	Обесшламливание
	Поступает:
5	слив классификации	167,28	5,67	948,5	1004,2
L4	свежая вода			55,18
	Итого:	167,28	6	1003,68	1059,38
	Выходит:
9	класс +1мм	107,06	1,33	142,71	178,3
10	класс - 1мм	60,22	14,29	860,97	880,8
	Итого:	167,28	6	1003,68	1059,38

Продолжение табл. 2.3

1	2	3	4	5	6
VII	Грохочение
	Поступает:
9	класс +1мм	107,06	1,33	142,98	178,3
L5	свежая вода (1 м.куб. на тонну)			107,06
	Итого:	107,06	2,33	249,98	285,31
	Выходит:
13	класс +1мм	72,558	1	72,56	96,7
14	класс - 1мм	34,502	5,14	177,42	188,76
	Итого:	107,06	2,33	249,98	285,31
VIII	Грохочение
	Поступает:
7	класс -32 +1мм	96,3	0,54	52	84,1
13	класс +1мм	72,558	1	72,6	96,7
21	класс -32 +1мм	10,53	0,67	7,1	10,6
L6	свежая вода			179,38
	Итого:	179,388	1,73	311,1	370,9
	Выходит:
15	класс -32 +6мм	59,198	0,56	33,15	52,9
16	класс -6 +1мм	104,045	0,79	82,19	116,9
17	класс -1мм	16,145	12,12	195,76	201,1
	Итого:	179,388	1,73	311,1	370,9
IX	ТСС -32 +6мм
	Поступает:
15	класс -32 +6мм	59,198	0,56	33,2	52,9
L7	вода для приготовления суспензии			104,7
	Итого:	59,198	2,33	137,9	157,7
	Выходит:
23	концентрат ТСС	5,328	1,33	7,1	8,9
24	Хвосты ТСС	53,87	2,43	130,8	148,8
	Итого:	59,198	2,33	137,9	157,7
XI	ТСС -6 +1мм
	Поступает:
16	класс -6 +1мм	104,05	0,79	82,2	116,9
L8	вода для приготовления суспензии			193,8
	Итого:	104,05	2,65	276	310,70
	Выходит:
25	концентрат ТСС	23,93	1,22	29,22	37,2
26	хвосты ТСС	80,115	3,08	246,78	273,5
	Итого:	104,045	2,65	276	310,70

Продолжение таблицы 2.3.

1	2	3	5	6	7
VI	Грохочение
	Поступает:
6	класс +32 мм	9,63	0,43	4,10	7,4
24	хвосты ТСС -32 +6мм	53,87	2,43	130,8	148,8
L9	свежая вода (1м.куб. на тонну)			63,5
	Итого:	63,5	3,12	198,40	219,60
	Выходит:
11	класс +32 мм	27,885	0,43	12	21,3
12	класс -32 мм	35,6	5,24	186,4	198,3
	Итого:	63,5	3,12	198,4	219,60
X	Грохочение
	Поступает:
12

Подобные документы

• Технология обогащения полезных ископаемых

  Технология обогащения железной руды и концентрата, анализ опыта зарубежных предприятий. Характеристика минерального состава руды, требования к качеству концентрата. Технологический расчет водно-шламовой и качественно-количественной схемы обогащения.
  
  курсовая работа [218,3 K], добавлен 23.10.2011
  

• Ингулецкое месторождение

  Физические свойства сырья ингулецкого месторождения. Вертикальная мощность коры выветривания железистых пород. Оценка производительности обогатительной фабрики. Результаты расчета качественно-количественной схемы обогащения. Антивирусные программы.
  
  дипломная работа [1,8 M], добавлен 06.12.2012
  

• Гравитационные методы обогащения

  Выбор и обоснование схемы измельчения, классификации и обогащения руды. Вычисление выхода продукта и содержания в нем металла. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы. Методы контроля технологического процесса средствами автоматизации.
  
  курсовая работа [1,2 M], добавлен 23.10.2011
  

• Цех обогащения фабрики для переработки железной руды

  Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.
  
  курсовая работа [120,0 K], добавлен 15.04.2015
  

• Разработка проекта обогатительной фабрики производительностью 4,7 млн. тонн в год на базе минерального сырья ЦОФ "Киселевская"

  Расчет баланса продуктов обогащения. Выбор оборудования обогатительной фабрики. Характеристики гидроциклонов и особенности их применения. Внутрифабричный транспорт и складское хозяйство. Расчет челнокового и горизонтально-наклонного ленточного конвейера.
  
  дипломная работа [1,7 M], добавлен 16.05.2017
  

• Изучение технологии и оборудования обогатительной фабрики

  Сырьевая база и качественная характеристика угля, поступающего на переработку. Проектная мощность обогатительной фабрики. Технологическая схема обогащения. Принцип работы колосниковых и инерционных грохотов, центрифуг, гидроциклонов, ленточных конвейеров.
  
  отчет по практике [1,7 M], добавлен 12.10.2015
  

• Проект обогатительной фабрики по переработке медно-цинковых руд Абызского месторождения

  Разработка схемы обогащения медно-цинковых руд Абызского месторождения. Технико-экономическое обоснование строительства обогатительной фабрики. Основные технологические и проектные решения. Генеральный план, транспорт и рекультивация нарушенных земель.
  
  дипломная работа [323,0 K], добавлен 18.03.2015
  

• Основы процесса измельчения руд Саякского месторождения

  Современные направления в развития измельчения. Характеристика сырья Шатыркульской группы месторождения. Обогащение и гидрометаллургическая обработка руд. Разделительный процесс и оборудования при измельчении. Расчет водно-шламовой схемы, баланс воды.
  
  курсовая работа [117,9 K], добавлен 28.05.2014
  

• Характеристика процесса обогащения металлических руд на примере Учалинской обогатительной фабрики

  Геологическая характеристика Учалинского месторождения. Нормы и параметры процессов дробления и грохочения. Технологический процесс обогащения руд на Учалинской обогатительной фабрике. Теоретические основы процесса измельчения и классификации руды.
  
  курсовая работа [55,7 K], добавлен 13.11.2011
  

• Анализ современного состояния техники и технологии обогащения железосодержащего сырья на ведущих обогатительных фабриках мира

  Характеристика железных руд и концентратов. Группа магнетитовых руд осадочно-метаморфического происхождения. Рекомендуемое оборудование, гравитационный метод обогащения. Комплексность использования сырья в Ковдорском ГОКе. Охрана окружающей среды.
  
  курсовая работа [1,8 M], добавлен 07.08.2013
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам