Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Проект обогатительной фабрики на базе медно-молибденовых руд Эрденетовского месторождения

Оглавление

обогатительная фабрика расчет

• 1. Характеристика исходной руды
• 2. Расчет производительности дробильных цехов и измельчительного отделения обогатительной фабрики
• 2.1 Выбор и обоснование схемы дробления
• 2.2 Расчет степени дробления
• Конусная дробилка при крупном дроблении
• 2.3 Выбор и обоснование схемы измельчения
• 3. Цехи дробления
• 3.1 Методы расчета гранулометрического состава продуктов дробления
• 3.3 Выбор и расчет дробилок
• 3.4 Выбор и расчет грохотов
• 4 Измельчительное отделение
• 4.1 Расчет производительности мельниц
• 4.2 Расчет мельниц по удельной производительности
• 5 Расчет оборудования для классификации
• 5.1 Расчет гидроциклонов
• 5.2 Схема цепей аппаратов
• ЗАКЛЮЧЕНИЕ
• Введение
• В 1976 году был заложен фундамент обогатительной фабрики (ОФ). В 1978 году введена в эксплуатацию первая очередь мощностью 4 млн. тонн переработки руды в год. В настоящее время фабрика расширена и годовая мощность по переработке составляет 25 млн. тонн руды. В среднем ежегодно выпускается 450 - 530 тыс. тонн медного концентрата в виде отпускаемой продукции. Обогатительная фабрика - основной производственный цех с технологической схемой, обеспечивающий дробление руды, измельчение, флотацию, фильтрацию, сушку и отгрузку товарных медных и молибденовых концентратов.
• Обогатительная фабрика состоит из следующих отделений и участков: дробильно-транспортного, корпуса полусамо-измельчения, измель-чительно-флотационного, фильтровально-сушильного, реагентного, хвостового хозяйства, ремонта обогатительного оборудования и грузоподъёмных механизмов и хозяйственной части. Рудоподготовка осуществляется двумя технологическими линиями. Первая, производительностью 18-19 млн. тонн руды в год предусматривает ее трехстадиальное дробление в конусных дробилках, грохочение, далее двухстадиальное измельчение руды в шаровых мельницах до 60 - 65% по классу - 0.074 мм. В ходе проведенной реконструкции дробильного отделения достигнуто снижение крупности дробленного продукта с 20 - 22 мм до 14,2 мм. Вторая технологическая линия рудоподготовки (корпус самоизмельчения) оснащена щековой дробилкой, двумя мельницами самоизмельчения с объемом барабана 140 м3 и двумя шаровыми мельницами второй стадии измельчения МШЦ 5.5 х 6.5. В первой стадии в мельницы загружаются шары диаметром 100 - 120 мм в количестве 10 - 12% объема барабана. Продуктом этой линии является измельченная до 65% по классу- 0.074 мм руда, которая самотечным гидротранспортом направляется в главный корпус на флотационную секцию.

1. Характеристика исходной руды

Сырьевой базой обогатительной фабрики является медно-молибденовой месторождение Эрденет. Месторождение представляет собой штокверк, не имеющий четких естественных границ. В пределах штокверка отчетливо выражена вертикальная зональность: зоны выщелачивания, цементации и первичных руд. В зоне цементации преимущественно развиты вторичны

Сульфиды меди - халькозин и ковеллин, а так же молибденит и пирит. Здесь же, в зонах тектонических нарушений встречаются окисленные минералы: малахит, азурит, хризоколла, бирюза, молибдит, изредка самородная медь.

Зона первичных руд в основном представлена халькопиритом, молибденитом и реже халькозином.

2. Расчет производительности дробильных цехов и измельчительного отделения обогатительной фабрики

Производительность обогатительной фабрики определяется, в конечном итоге, производительностью ее главного цеха (корпуса). Режим работы измельчительного отделения совпадает с режимом работы главного корпуса. Его часовая производительность Q_ч принимается с учетом коэффициента использования оборудования k_в и коэффициента неравномерности свойств сырья k_н, влияющих на производительность оборудования

(1)

Выдача руды с рудника производится обычно в две смены, за исключением рудников большой производительности, выдающих руду в три смены

В общем случае часовая производительность любого цеха обогатительной фабрики Q_ц.ч составляет:

(2)

где m, n, p - соответственно число рабочих дней в году; число рабочих смен в сутках; число рабочих часов в смене.

Таблица 2_1. - Расчет производительности цехов фабрики

Цех	Количество:	Производительность,
	Рабочих дней в году	Рабочих смен в сутки	Рабочих часов в смену	т/сут	т/час	м3/час
Крупное дробление	340	3	7	26470,6	1260,5	812,3
Среднее и мелкое дробление	340	3	7	26470,6	1260,5	812,3
Отделение измельчения (главный цех)	365	3	8	24657,5	1172,6	755,7

2.1 Выбор и обоснование схемы дробления

Количество стадий дробления определяется крупностью руды, поступающей из рудника и крупностью конечного дробленого продукта, т.к. дробилки позволяют получать в одну стадию ограниченную степень дробления:

дробилки крупного дробления - до 5;

конусные дробилки среднего дробления в открытом цикле - до 6;

конусные дробилки мелкого дробления в открытом цикле - до 5;

конусные дробилки среднего и мелкого дробления в замкнутом цикле - до 8.

Крупное дробление чаще всего выполняется в открытом цикле без предварительного грохочения, т.к. присутствие готового по крупности продукта в питании практически не сказывается на пропускной способности щековых и гирационных дробилок. Исключение делается при переработке сильно глинистой руды, в этом случае целесообразно введение предварительного грохочения для снижения риска подпрессовки дробилки и для увеличения ее пропускной способности. В остальных случаях ограничиваются установкой над дробилкой колосниковой решетки, которая служит защитой от завала негабаритными кусками.



Рисунок 2_1Трехстадиальная схема дробления

2.2 Расчет степени дробления

Для определения числа стадий дробления определена среднегеометрическая степень дробления

, (3)

где S_общ-общая степень дробления, найдена по формуле:

, (4)

где D_maxи d_max- размеры максимального кусков соответственно в исходной руде и дробленом продукте, мм (крупность исходной руды принята 1200 мм (из задания), крупность дробленного продукта 12 мм, которая является оптимальным питанием по нормам проектирования для шаровых мельниц).

Среднегеометрическая степень дробления больше 5,5, поэтому в проекте принята трехстадиальная схема дробления (рисунок 2.1) предварительно без установки предварительного грохочения перед крупным дроблением.

Для определения степеней дробления по стадиям произведен расчет средней степени дробления по формуле:

(5)

В первой и второй стадиях дробления назначены степени дробления по стадиям:S₁=4,6; S₂=4,6.

Рассчитана степень дробления третьей стадии:

Крупность дробленого продукта после стадии дробления определена по формуле:

(6)

где D₁ - максимальная крупность исходной руды, мм; D₂ - максимальная крупность руды в продукте первой стадии дробления, мм; S₁ - степень дробления дробилки в первой стадии дробления.

,мм

(7)

где D₃ - условная максимальная крупность руды в продукте второй стадии дробления, мм; S₂ - степень дробления дробилки во второй стадии дробления.

мм

,мм, (8)

где D₆ - максимальная крупность руды в продукте третьей стадии дробления, мм.

мм (9)

Разгрузочные отверстия дробилок рассчитываются исходя из коэффициента закрупнения Z. Значение коэффициента выбирается в зависимости от крепости руды. Для средних руд (из исходных данных 5-10) коэффициент закрупнения равен 1,4:

Щековая дробилка при крупном дроблении:

мм (10)

Конусная дробилка при крупном дроблении:

мм (11)

Конусная дробилка при среднем дроблении:

мм (12)

При работе дробилок в замкнутом цикле с грохочением (мелкое дробление) размер разгрузочной щели дробилок выбран эталонным, тогда:

мм;

мм;

.

Крупность питания дробилок по нормам проектирования меньше размера пасти дробилки на 10-20%. Исходя из этого минимальный размер загрузочной пасти дробилок по стадиям:

,мм, (13)

где В_i- ширина загрузочной пасти дробилок, установленных в i-тых операциях соответственно, мм; D_i-1 - условная максимальная крупность руды в продукте i-1 стадии дробления, мм.

мм

мм

мм

Таблица 2_2 Исходные данные для расчета схемы дробления

Стадия, дробилка	Степень дробления	Крупность дробленого продукта, мм	Загрузочное отверстие, мм	Коэффициент закрупнения	Разгрузочное отверстие, мм
1-ая стадия, ЩДП	4,6	261	1380	1,5	174
1-ая стадия, ККД	4,6	261	1380	1,4	186
2-ая стадия, КСД	4,7	56	300	1,9	29
3-ая стадия, КМД	4,6	12	64		12
ВСЕГО	100

2.3 Выбор и обоснование схемы измельчения

По функциональному назначению классификация может быть предварительная, для удаления из питания мельницы готового продукта, и поверочная для возврата недоизмельченного материала в мельницу. Классификация может осуществляться в два приема, тогда вторая операция называется контрольной. Такое разделение операций позволяет оптимизировать условия классификации: первый прием проводится в спиральных классификаторах в скальпирующем режиме или на грохоте, контрольная - в гидроциклонах.

Количество стадий измельчения определяется крупностью конечного продукта. В наиболее простом случае организации схемы вся работа измельчения совершается до начала обогатительных операций. В этом случае следуют следующим правилам:

при крупности измельчения до 60-65% -0,074 мм используют одностадиальную схему либо, если ожидаются затруднения с получением достаточно тонкого слива, схему.

при крупности измельчения до 80% используют двухстадиальные схемы.

при крупности измельчения 80-95% используют трехстадиальную схему.

Рисунок 2_2Одностадиальная схема измельчения

3. Цехи дробления

На основе данных базового расчета выполняется предварительный выбор дробилок и грохотов, далее рассчитывается их производительность в заданных условиях и, в процессе сравнительного анализа, выбирается окончательный вариант установки оборудования. При необходимости производится корректировка базового расчета - режима работы цехов и распределения общей степени дробления по стадиям схемы - и повторный расчет и выбор оборудования.

3.1 Методы расчета гранулометрического состава продуктов дробления

Традиционно же для целей проектирования используются упрощенные методы на основе типовых гранулометрических характеристик. При этом принято считать, что:

· -материал мельче ширины разгрузочного отверстия дробилки не дробится;

· материал крупнее ширины разгрузочного отверстия дробилки дробится;

причем продукт дробления имеет типовой для данного типа дробилки грансостав вне зависимости от размера исходного крупного класса.

В соответствии с этими упрощениями, содержание класса крупности в продукте стадии дробления определяется соотношениями:

(14)

где - суммарная гранулометрическая характеристика по минусу дробленого продукта; - суммарная гранулометрическая характеристика по минусу питания стадии дробления; - выход классов питания крупнее ширины разгрузочной щели дробилки; - типовая гранулометрическая характеристика дробилки.

3.2 Выбор и расчет дробилок

Для дробления руд средней крепости и крепких применяются конусные дробилки, а также, на стадии крупного дробления, щековые дробилки с простым качанием щеки. Последние годы за рубежом разработаны и выпускаются также щековые дробилки со сложным качанием щеки с большим размером загрузочной щели для крупного дробления.

Для последующего сравнительного анализа предварительно отбираются дробилки, соответствующие требованиям табл.26 и табл.28 [. Отбираются дробилки, у которых размер загрузочного отверстия превышает заданный и диапазон регулировки разгрузочной щели включает заданную. У дробилок крупного дробления в каталогах указывается только номинальная разгрузочная щель. В этом случае считается, что диапазон регулировки составляет 40 %.

Для предварительно выбранных дробилок рассчитывается производительность в заданных условиях работы. Расчет производится по формуле:

(15)

где - поправочные коэффициенты соответственно на крупность питания, крепость и влажность

Поправочные коэффициенты определяются по следующим выражениям:

(16)

где - номинальная крупность питания дробилки, мм

f- коэффициент крепости по Протодьяконову

w - влажность руды, %

Окончательный выбор варианта установки дробильного оборудования производится в результате сравнительного технико-экономического анализа, исходные данные и результаты которого сводятся в таблицу (Ошибка! Источник ссылки не найден. 3-3) . Количество оборудования для установки определяется по формуле:

(17)

где Q_п - нагрузка на дробилку, м³/часQ - производительность дробилки, м³/час

Коэффициент загрузки оборудования по производительности определяется выражением:

(18)

Количество Nдробилок для установки выбираем ближайшим большим целым от n. Сравнение рассчитанных вариантов производим по общей установленной мощности оборудования и общей массе.

Таблица 3_1 Расчет качественно-количественной схемы дробления

Номер по схеме	Продукт	Крупность, мм	Разгрузочная щель i, мм	Содержание класса +i в питании стадии, %	Содержание класса крупности -d ( мм), %	Выход продукта
					5	10	28	57	130	261	1200	%	м3/час
1	Исходная руда	1 200			1,2	2,3	6,4	12,4	26,2	45,6	93,9	100	812,3
	Грохочение	1 200								45,6	93,9
2	Крупнодробленая руда	261	174	66,6	3,8	7,5	20,3	37,6	71,5	97,1		100	812,3
4	Питание дробилок 2 стадии											100,0	812,3
6	Среднедробленая руда	57	30	78,8	9,8	20,5	62,8	97,0				100	812,3
7	Питание грохотов 3 стадии				28,12	56,2						209,2	1699,5
8	Питание дробилок 3 стадии											109,2	887,1
10	Мелкодробленая руда	12	12	75,3	43,0	89,6						100	812,3

Таблица 3_2 Результаты предварительного выбора дробилок и расчет производительности

Модель	Ширина приемного отверстия, мм	Рагрузочная щель, ОТ-ДО, мм	Объемная производительность, ОТ-ДО, м3/час	Мощность, квт	Масса, тонн	Производительность дробилки Q при принятых i и B и значениях поправочных коэффициентов
	B	imax	imin	Qmax	Qmin	W	M	i	B	dн	kкр	kкрkвлkf	Q
ЩДП 12х15	1200	155	0	310	0	160	116	186	1380	1200	0,80	0,88	328,0
ККД-1200/150	1200	180	0	680	0	320	240	186	1380	1200	0,80	0,88	619,5
КСД-2200Гр	350	60	30	610	360	250	86	29	300	308	0,92	1,01	357,7
КСД-3000Т	475	50	25	850	425	400	217	29	300	308	1,15	1,27	629,1
КМД-1750Гр	130	20	9	130	95	160	53	12	64	56	1,37	1,51	157,9
КМД-1750Т	80	15	5	110	85	160	53	12	64	56	1,11	1,22	124,7
КМД-2200Гр	140	20	10	260	220	250	97	12	64	56	1,40	1,54	352,0
КМД-2200Т1	100	15	5	220	160	250	97	12	64	56	1,24	1,37	276,6
КМД-2200Т2	85	15	7	210	150	320	93	12	64	56	1,15	1,26	236,6
КМД-3000Т	95	20	6	440	320	400	220	12	64	56	1,22	1,34	496,7

Таблица 3_3 Сравнительный анализ вариантов установки дробильного оборудования

Тип	Параметры дробилки	Нагрузка на дробилку, м3/час	Количество	Характеристика варианта
	Производительность, м3/час	Масса, тонн	Установленная мощность, квт		по расчету	Выбран-ное число	Масса, тонн	Установленная мощность, квт	Коэффициент загрузки
ЩДП 12х15	328,0	116	160	812,3	2,48	3	348	480	0,83
ККД-1200/150	619,5	240	320	812,3	1,31	2	480	640	0,66
КСД-2200Гр	357,7	86	250	812,3	2,27	3	258	750	0,76
КСД-3000Т	629,1	217	400	812,3	1,29	2	434	800	0,65
КМД-1750Гр	157,9	53	160	887,6	5,62	6	318	960	0,94
КМД-1750Т	124,7	53	160	887,6	7,12	8	424	1280	0,89
КМД-2200Гр	352,0	97	250	887,6	2,52	3	291	750	0,84
КМД-2200Т1	276,6	97	250	887,6	3,21	4	388	1000	0,80
КМД-2200Т2	236,6	93	320	887,6	3,75	4	372	1280	0,94
КМД-3000Т	496,7	220	400	887,6	1,79	2	440	800	0,89
Выбранный вариант установки дробильного оборудования
ККД-1200/150	619,5	240	320	812,3	1,31	2	480	640	0,66
КСД-3000Т	629,1	217	400	812,3	1,29	2	434	800	0,65
КМД-2200Гр	352,0	97	250	887,6	2,52	3	291	750	0,84

По результатам таблицы 3-3 предварительно выбраны дробилки:

ККД- 1200/1500 - 2 шт. К=0,66

КСД 3000Т - 2 шт. К=0,65

КМД 2200Гр - 3 шт. К=0,84

3.3 Выбор и расчет грохотов

В цехах дробления рудных обогатительных фабрик используются вибрационные грохоты в среднем и тяжелом исполнении, необходимая площадь грохочения которых рассчитывается по формуле:

(19)

где F - площадь грохочения, м2

Q-нагрузка на грохоты, м3/час

q- удельная производительность грохота, м3/м2час [7]

k,l,m,n,o,p-поправочные коэффициенты [1, табл. 30, стр. 223]

Все параметры и результаты расчета сводятся в таблицу (табл.3.4)

Предварительный выбор грохотов из каталога производится по допускаемой крупности исходного материала, числу ярусов сит и размеру отверстий сит. Последний параметр не является жестким ограничением. Результаты сводятся в таблицу.

Таблица 3.4 -значение поправочных коэффициентов и расчет площадь

Условия грохочения, учитываемые коэффициентом	Коэффи-циент	Условия по стадиям		Значения коэффициентов по стадиям
		2	3	2	3
Удельная производительность, м3/м2*час (при заданном размере ячейки грохота, мм)	q	56	12	47	21
Содержание в исходном материале зерен размером менее половины размера отверстий сита, %	k	18,0	28,1	0,58	0,76
Содержание в исходном материале зерен размером более размера отверстий сита, %	l	66,3	43,8	1,46	1,12
Эффективность грохочения, %	m	85,0	85,0	1	1
Форма зерен	n	руда	руда	1	1
Влажность материала	o	сухой	сухой	1	1
Способ грохочения	p	сухое	сухое	1	1
Нагрузка на грохоты, м3/час				812,3	1699,9
Площадь просеивающей поверхности, м2				20,4	94,5

Таблица 3.5 -Поправочные коэффициенты для расчета производительности грохотов

Содержание в исходном материале зерен размером менее половины размера отверстий сита, %	0	10	20	30	40	50	60	70	80	90
Коэффициент k	0,4	0,5	0,6	0,8	1	1,2	1,4	1,6	1,8	2
Содержание в исходном материале зерен размером более размера отверстий сита, %	10	20	25	30	40	50	60	70	80	90
Коэффициент l	0,94	0,97	1	1,03	1,09	1,18	1,32	1,55	2	3,36
Эффективность грохочения, %	40	50	60	70	80	90	92	94
Коэффициент m	2,3	2,1	1,9	1,65	1,35	1	0,9	0,8
Форма зерен	Дробленый материал разный (кроме угля)	Округленная (например.морская галька)	Уголь
Коэффициент n	1	1,25	1,5
Влажность материала	Для отверстий сита менее 25 мм	Для отверстий сита более 25 мм
	Сухой	Влажный	Комкующийся	В зависимости от влажности
Коэффициент o	1	0.75-0.85	0.2-0.6	0.9-1.0
Способ грохочения	Для отверстий сита менее 25 мм	Для отверстий сита более 25 мм
	Сухое	Мокрое с орошением	Любое
Коэффициент p	1	1.25-1.40	1

Таблица 3.6- Результаты предварительного выбора грохотов

Модель	Площадь одного сита, м2	Мощность электродвигателя, кВт	Масса грохота, кг	Размеры просеивающей поверхности, мм:	Размеры отверстий сит (решеток), мм:	Допускаемая крупность исходного материала, мм	Количество грохотов	Установленная мощность, т	Масса, т	Коэффициент загрузки
				ширина	длина	верхнего	нижнего		расчет	принято
Стадия мелкого дробления
ГСТ51	7,875		4650	1750	4500	Перфорированный лист 30, щелевидное сито 1,6; сетка 10 ? 10	-	120	2,65	3	0	13,95	0,88
ГСТ61	10		6000	2000	5000	8; 12;16; 20	-	200	9,45	10	0	60	0,94
ГСТ61 (259Гр)	8		6200	2000	4000	2-25	-	100	11,81	12	0	74,4	0,98
ГСТ61 (253Гр)	10		5700	2000	5000	2-25	-	100	9,45	10	0	57	0,94
ГСТ81	18		18000	3000	6000	-	-	120	5,25	6	0	108	0,87
ГИС 62	10	17	5100	2000	5000	-	-	150	9,45	10	170	51	0,94
Продолжение таблицы 3.6
Стадия среднего дробления
ГИТ 52М	6,755	22	1700	1750	3860	8-100	-	400	13,98	14	308	23,8	1,00
ГИТ 51	6,125	22	6000-9000	1750	3500	50-300	-	400	3,40	4	88	32	0,85
ГИТ 51M	6,755	17	800	1750	3860	8-100	-	400	3,09	4	68	3,2	0,77
ГИТ 71	13,2	30	1750	2500	5300	25-150	-	800	1,58	2	60	3,5	0,79

Таблица 3.7- Окончательный выбор грохотов

Модель	Площадь одного сита, м2	Мощность электродвигателя, кВт	Масса грохота, кг	Размеры просеивающей поверхности, мм:	Размеры отверстий сит (решеток), мм:	Допускаемая крупность исходного материала, мм	Количество грохотов	Установленная мощность, т	Масса, т	Коэффициент загрузки
				ширина	длина	верхнего	нижнего		расчет	принято
Стадия мелкого дробления
ГСТ51	7,875	0	4650	1750	4500	Перфорированный лист 30, щелевидное сито 1,6; сетка 10 ? 10	-	120	2,65	3	0	13,95	0,88
Стадия среднего дробления
ГИТ 71	13,2	30	1750	2500	5300	25-150	-	800	1,58	2	60	3,5	0,79

Исходя из таблицы расчетов грохотов на 2 дробилки КСД-3000Т выбрал2 грохотаГИТ71.

На 3 дробилки мелкого дробления КМД-2200Гр выбрал 3 грохотовГСТ51.

4. Измельчительное отделение

4.1 Расчет производительности мельниц

Приняли одностадиальную схему измельчения с поверочной классификацией (рисунок 4.1) - на основании норм проектирования, по которым на фабриках малой производительности при измельчении средней по крепости руды до используется одностадиальная схема. Крупность руды, поступающей на измельчение 12мм.

Рисунок 4.1 - Одностадиальная схема измельчения

Для измельчения материала выбрали мельницу типа МШЦ. Для расчета производительности шаровых мельниц использовали методику расчета по удельной производительности.

4.2 Расчет мельниц по удельной производительности

Удельная производительность мельниц по вновь образованному расчетному классу -0,074 мм определена по формуле:

, т/м³·ч, (20)

где q₁ - удельная производительность мельницы, работающей на действующей фабрике, взятой за эталон, т/м³·ч (установленная на действующей фабрике мельница имеет удельную производительность q₁=1 [2]);

К_и - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости руд, перерабатываемых на действующей и проектируемой фабриках (принят K_и=1, так как руда на действующей и проектируемой фабрике аналогична);

К_к - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей фабрике, принятой за аналог, и на проектируемой фабрике, определен по формуле:

, (21)

где m₂ - относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при той крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике; m₂ для проектируемых условий измельчения определена по таблице 33 [1]: крупность исходного продукта 12-0 мм, содержание класса -0,074 мм в конечном продукте 65 % (по условию проекта)

m₁ - то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов.m₁ для условий измельчения действующей мельницы (исходя из [1] )

К_Д - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц, рассчитан по формуле:

, (22)

Где Д и Д₁ - диаметры барабанов проектируемой к установке мельницы и работающей на принятой за аналог фабрике, м.

К_Т - коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой к установке мельницы и работающей на действующей обогатительной фабрике (так как на действующей обогатительной фабрике установлены также мельницы шаровые с разгрузкой через решетку, то К_т=1);

- коэффициенты, учитывающие шаровую загрузку и скоростной режим работы мельниц. Приняты , полагая, что на проектируемой обогатительной фабрике будет оптимальный режим работы (как и на действующей фабрике).

В рассмотрение приняты несколько типоразмеров мельниц:

1. МШР 3200х3100

2. МШР 3600х4000

3. МШР 3600x5000

4. МШР 4000x5000

5. МШР 4500x5000

6. МШР 4500x6000

7. МШР 6000x8000

На действующей фабрике установлены мельницы типа МШР 3200x3100.

Определяем коэффициент К_Д:



Объем мельницы определяется по формуле

, м³ (23)

где (D - 0,15) - внутренний диаметр мельницы, м

L- длина мельницы, м.

м³

м³

м³

м³

м³

м³

м³

Крупность питания мельниц -12 +0 мм

Рассчитаем коэффициент К_к, для этого определяем значение m₂ по таблице 33 [1] для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта -12+0 мм, содержание класса -0,074 мм в конечном продукте 65%. Для крупности исходного 12-0 мм в таблице указаны значения m при измельчении до 60% -0,074 мм (m=1,02) и при измельчении до 72% -0,074 мм (m=0,93);для крупности исходного 20-0 мм соответственно указаны m=0,89 и m=0,92. Интерполируем сначала по крупности продукта. При крупности продукта 65% и исходном 20-0 мм, находим:

при крупности 12-0 мм имеем

Удельная производительность мельниц:

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

Производительность мельниц по руде рассчитана по формуле:

, т/ч, (24)

где q - удельная производительность проектируемой мельницы, т/м³·ч; - содержание класса -0,074 мм в продукте измельчения и исходном продукте.

Согласно таблице 32 [1] приняты; по условию проекта;

т/ч

т/ч

т/ч

т/ч

т/ч

т/ч

т/ч

Количество мельниц определено по формуле:

(25)

где Q - поток мельницы по исходному питанию, т/ч (Q=1172.6 т/ч)

Все варианты мельниц проверены по транспортирующей способности по общему питанию по формуле:

, т/(м³·ч), (26)

где Q₂ - производительность мельницы по общему питанию, т/ч.

где c - величина циркулирующей нагрузки. Принята c=230 %, тогда

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

т/м³·ч

Таблица 4.1 -Технико-экономические показатели сравниваемых мельниц

Размеры барабана МШР, мм	Число мельниц, шт	Масса, т	Мощность, кВт
	d=15	одной	Общая	одной Одной	Общая
3200x3100	29	92.6	2685,4	630	18270
3600x4000	17	162	2754	1000	17000
3600x5000	13	166	2158	1250	16250
4000x5000	10	258	2580	2000	20000
4500x5000	7	290	2030	2500	17500
4500x6000	6	300	1800	2500	15000
6000?8000	2	900	1800	6300	12600

По результатам таблицы 4.1 выбраны мельницы МШР 6000x8000 в количестве двух штук при поступающем питании -12+0 мм. В соответствии с выбором оборудования для измельчения окончательно принято следующее оборудование для схемы дробления при крупности дробленной руды 12мм:

ККД 1200/1500 2 шт. К=0,66;

ГИТ 71 2 шт.;

КСД 3000Т 2 шт. К=0,65;

ГСТ 51 3 шт.;

КМД 2200Гр 3 шт. К=0,84;

МШР 6000x8000 2 шт.

5. Расчет оборудования для классификации

В качестве классифицирующих аппаратов приняты гидроциклоны, так как их стоимость и габаритные размеры меньше чем у спиральных классификаторов; это уменьшает капитальные затраты на оборудование и на строительство обогатительной фабрики [1].

Слив мельницы направили в классификацию, чтобы отделить готовый по крупности продукт и возвратить пески в мельницу.

5.1 Расчет гидроциклонов

Расчет производили по методике, указанной в [1].

Определили выход слива (частный)

где при работе мельницы с гидроциклоном принимается велечина с= 200-300. Примем с=230

Выход песков гидроциклона определили по формуле:

Определили содержание твердого в сливе. Предварительно задали содержание твердого в песках для крупности слива 65 % класса -0,074 мм. Содержание твёрдого в песках приняли равным 70%[1,стр 262].

Определили содержание твердого в исходном

Из соотношения Ж:Т нашли разжиженность пульпы:

-исходного

-песков

-слива

По таблице 14 [1] условная крупность слива .

Размер класса, который распределяется по продуктам

В таблице 5.2 привели расчет шламовой схемы

Таблица 5.2 - Расчет шламовой схемы

Продукт	Выход, %	Твердого Q, т/ч	Разжижение R=W/Q	Содержание твердого, %	Расход воды Q·R=W, м3/ч	Объем пульпы
Слив Пески	30 70	351,8 820,8	4,56 0,43	18 70	1245,4 205,2	1741,1 1139,1
Исходный	100	1172,6	1,67	37,5	1442,3	2414,5

По таблице 45 [1] подобрали размер гидроциклона. Для данных условий подходит гидроциклон :

-угол конусности ;

-стандартный эквивалентный диаметр питающего отверстия ;

-стандартный диаметр сливного патрубка ;

-диаметр пескового насадка .

Определили условно производительность гидроциклона, приняв условно давление на входе 0,1 МПа

где - производительность, м³/ч;

- поправка на угол конусности гидроциклона. Согласно [1]

,

где D - диаметр гидроциклона, см

- поправка на диаметр гидроциклона [1];

- диаметр питающего отверстия, см;

- диаметр сливного патрубка, см;

- рабочее давление на входе в гидроциклон, МПа.

Рассчитали число гидроциклонов

Проверили нагрузку гидроциклона по пескам при диаметре пескового насадка (сечение при этом )

Нагрузка находится в пределах нормы, которая составляет 0,5?2,5 т/см²·ч[2, С. 264], поэтому к установке приняты 2 гидроциклона ГЦ - 2000 с давлением на подаче Р = 0,1 МПа.

По результатам расчета на мельницу МШЦ 6000x8000 установили 4 гидроциклона ГЦ-2000. В случае неисправности 2-ух гидроциклонов в эксплуатацию вступят запасные гидроциклоны.

5.2 Схема цепей аппаратов

Таблица5 -Спецификация основного технологического оборудования

№	Наименование оборудования	Модель	Кол-во
1	Гидравлический молот		1
2	Пластинчатый питатель		1
3	Конусная дробилка крупного дробления	ККД-1200/150	2
4	Ленточный конвейер		1
5	Магистральный ленточный конвейер		1
6	Металлоуловитель		1
7	Склад дробленой руды		1
8	Пластинчатый питатель
9	Магистральный ленточный конвейер		1
10	Конусная дробилка среднего дробления	КСД-3000Т	2
11	Конусная дробилка мелкого дробления	КМД-2200Гр	3
12	Вибрационный питатель		2
14	Распределительный бункер	50 м3	2
13	Конвейер с разгрузочной тележкой		1
14	Грохот самобалансный	ГСТ81 (253Гр)	6
15	Ленточный конвейер		1
16	Магистральный ленточный конвейер		1
17	Конвейер с разгрузочной тележкой		1
18	Накопительный бункер	10 000 м3
19	Ленточный конвейер		6
20	Гидроциклон
21	Шаровая мельница	МШР-6000x8000	2
22	Зумпф		6
23	Шаровая мельница	6000x8000	2
24	Гидроциклон	ГЦ-150

Заключение

Запроектировали цех подготовки к обогащению руды Эрденетовского месторождения.

На основании работы действующей обогатительной фабрики и исходных данных, в проекте принята следующая схема подготовки руды к обогащению: трехстадиальное дробление с предварительным грохочением перед средним дроблением, с предварительным и поверочным грохочением перед мелким дроблением и одностадиальная схема измельчения с использованием контрольной классификацией слива мельницы в гидроциклонах. Скальпирующий режим спирального классификатора позволит снизить нагрузки на гидроциклон .

Проектируемая схема измельчения была принята на основании исходных данных и вещественного состава руды. В проекте представлена одностадиальная схема измельчения при работе мельницы в замкнутом цикле с классифицирующим устройством, которая позволяет при достаточно большой производительности обогатительной фабрики получить измельченный продукт крупностью 65 % класса -0,074 мм.

Оборудование для дробления руды выбрано в соответствии с требованиями:

- типоразмер дробилки должен удовлетворять крупности исходного питания и дробленого продукта;

- коэффициент загрузки должен находиться в пределах [0,7-0,9];

- минимальное количество;

- минимальная масса и установочная мощность.

Были рассмотрены несколько вариантов дробилок при крупности дробленого продукта 12 мм. В сочетании с требованиями, предъявляемыми к дробилкам, получены самые оптимальные технико-экономические показатели: коэффициенты загрузки в пределах нормы, минимальная масса дробилок и их установочная мощность.

Оборудование для грохочения выбрано по руководству с принципами:

- соответствие типа грохота свойствам классифицируемого материала;

- минимальное количество;

- рациональное размещение.

Оборудование для измельчения принято на основании расчета нескольких вариантов мельниц на крупность исходного питания 12 мм, сравнивались их технико-экономические показатели: суммарная мощность, масса. Принятый типоразмер мельницы из всех рассмотренных наиболее точно отвечал требованиям: минимальная масса и установочная мощность. Меньшие типоразмеры как правило требовались в большем количестве, имея при этом большую суммарную массу и мощность электродвигателя.

Для классификации рассматривались гидроциклоны. Типоразмеры их выбирались на основании сопряженной работы их с мельницами.

В проекте принято следующее оборудование для дробления и грохочения: для первой стадии - ККД 1200/1500 - 2 шт.; для второй - КСД -3000Т - 2 шт; для третьей - КМД 2200Гр - 3 шт; для предварительного и поверочного грохочения перед средним дроблением грохот ГИТ 71 в количестве 2 шт. и перед мелким дроблением ГСТ51 - 3 шт.

Выбрано следующее оборудование для измельчения и классификации: мельница типа МШР 6000x8000 - 2 шт., гидроциклон ГЦ-2000 - 2 шт.

Применение данной схемы и выбранного оборудования позволит получить с минимальными капитальными и эксплуатационными затратами необходимую по крупности руду для обогащения, соответствующую условиям проекта с содержанием класса -0,074 мм, равное 65

Литература

1. Богданов, О.С. Справочник по обогащению руд. В 4 т. Т.4. Обогатительные фабрики. / O.C. Богданов - М.: изд-во Недра, 1984. - 358 с

2. Андреев, С.Е. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. - Изд. 3-е, перераб. и доп. / С.Е. Андреев, В.А. Перов, В.В. Зверевич. - М.: изд-во Недра, 1980. - 415 с.

3. Верхотуров, М.В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: Метод. указания к курсовой работе для студентов специальности 090300 «Обогащение полезных ископаемых» - Красноярск: ГАЦМиЗ, 2001. - 28с.

Размещено на Allbest.ru

азмещено на Allbest.ru