Разработка проекта мельнично-флотационного цеха переработки апатитовых руд с получением двух сортов концентрата
Особенности современной технологии обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд на обогатительных фабриках АО "Апатит" с целью их более рационального и экономичного использования. Проект мельнично-флотационного цеха для получения двух сортов концентрата.
| Рубрика | Производство и технологии |
| Вид | курсовая работа |
| Язык | русский |
| Дата добавления | 13.03.2013 |
| Размер файла | 376,4 K |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
Размещено на http://www.allbest.ru/
Содержание
- Введение
- 1. Общая часть
- 1.1 Характеристика сырьевой базы предприятия
- 1.2 Краткая характеристика основных минералов
- 1.3 Характеристика производимой продукции
- 2. Специальная часть
- 2.1 Выбор и обоснование схемы, принятой к проектированию
- 2.2 Расчет качественно-количественной схемы для получения концентратов "Супер" и "Стандарт"
- 2.3 Расчет водно-шламовой схемы для получения концентратов "Супер" и "Стандарт"
- 2.4 Выбор и расчет основного технологического оборудования
- 2.4.1 Выбор и расчет оборудования для измельчения
- 2.4.2 Выбор и расчет оборудования для классификации
- 2.4.3 Выбор и расчёт оборудования для флотации
- 2.5 Реагентный режим
- 3. Экономическая часть
- 3.1 Определение экономических показателей работы проектируемого цеха
- Заключение
- Список использованной литературы
Введение
Территория промышленного района проектируемой фабрики располагается в пригородной зоне городов Кировска и Апатиты на землях гослесфонда Кировского лесхоза в 500 м к юго-востоку от восточной горловины железнодорожной станции Новый Титан. Рудной базой фабрики является Восточный рудник, который геологически представляет собой единое апатито-нефелиновое рудное тело.
Анализ состояния сырьевой базы страны показывает, что запасы такого важнейшего вида полезного ископаемого, как фосфорсодержащие руды, отвечающие промышленным кондициям - ограничены.
Основным видом сырья для производства фосфатных удобрений в нашей стране является апатитовый концентрат, получаемый в процессе обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд на обогатительных фабриках АО "Апатит”.
Практически вся отечественная суперфосфатная промышленность базируется на Кольских апатитах и в первую очередь, на хибинских.
В данном курсовом проекте использована современная технология обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд с целью более рационального и экономичного их использования, а также вовлечения в производство всех апатитосодержащих руд Кольского полуострова. Также в работе рассмотрена возможность повышение эффективности обогатительного производства за счет внедрения новых технологий и оборудования, обеспечивающих получение высоких технико-экономических показателей в условиях постепенного снижения качества исходного минерального сырья.
1. Общая часть
1.1 Характеристика сырьевой базы предприятия
Исходным сырьем мельнично-флотационного цеха для получения двух сортов концентрата является дробленая руда.
Инфраструктура предприятия развита на значительной территории, простирающейся с запада на восток на 70 км и с севера на юг на 30 км. Минерально-сырьевая база ОАО "Апатит" представлена сегодня 11 развитыми месторождениями апатит-нефелиновых руд, суммарные балансовые запасы которых составляют свыше 3600 млн. т. из которых 1473,4 млн. т. - государственный резерв.
В структуре подтвержденных мировых запасов апатитовых руд доля Хибинских месторождений составляет порядка 30%. Из разведанных месторождений эксплуатируется 6 наиболее благоприятных по запасам, качеству руд и горно-геологическим условиям, на базе которых действуют 4 рудника: Кировский, Расвумчоррский, Центральный и Восточный.
Эксплуатируемые месторождения образуют единую дугообразную зону в южной части Хибинского массива протяженностью более 25 км, мощностью до 250-300 м., с падением рудных тел к центру массива от 20 до 50о. Месторождения Кукисвумчорр, Юкспор, Апатитовый цирк и плато Расвумчорр являются частями единой апатитовой залежи, находящейся на отметках от +1050 до - 650 м. Месторождения Коашва и Ньюркпахк являются юго-восточной частью рудной зоны и характеризуются наличием нескольких рудных тел и сложными горно-геологическими условиями.
Три месторождения - Олений ручей, Куэльпор и Партомчорр - детально разведаны и находятся в государственном резерве. Кроме того, существуют месторождения Эвеслогчорр и Валлепахк.
Запасы руд Хибинских месторождений могут обеспечить стабильную работу ОАО "Апатит" при существующей производительности еще не один десяток лет. Однако, различные горно-геологические условия, особенности состава и строения рудных тел, глубина залегания и способы отработки обуславливают неравномерную подготовленность и трудности в освоении рудной базы.
Основной негативной особенностью месторождений является снижение качества руды, усложнение горнотехнических и гидрогеологических условий по мере углубления добычных работ и ввода в эксплуатацию новых горизонтов.
Перспектива рудно-сырьевой базы ОАО "Апатит" определяется интенсивным развитием рудников, осуществляющих добычу подземным способом, прежде всего Кировского рудника, за счет освоения более глубоких горизонтов для компенсации выбывающих мощностей Центрального рудника и Ньюркпахкского карьера Восточного рудника. Доля руды добытой открытым способом будет сокращаться до 55% в 2005 г. и до 30% на рубеже 2015 г.
Апатитовые руды месторождений Хибин делятся на три типа. Первый из них представлен апатит-нефелиновыми рудами, второй - сфено-апатит-нефелиновыми и третий - полевошпато-нефелино-апатитовыми рудами.
Внутреннее строение центрального апатит-нефелинового тела достаточно сложное, почти на всем протяжении ему свойственна двухзональная структура. Богатая апатитом руда располагается в верхней части тела, бедная - в нижней.
В целом апатит-нефелиновые руды (пятнистой текстуры) характеризуются значительным разнообразием текстурных разновидностей, отличающихся внешним видом и содержанием апатита. По минералогическому составу апатитовые руды практически однотипны и отличаются лишь количественным соотношением рудообразующих минералов. Наиболее распространены: апатит, нефелин, сфен, полевой шпат, пироксен, титаномагнетит. Реже встречаются второстепенные минералы: натролит, лепидомелан, ринколит, канкринит. В пределах апатитовых месторождений установлено более 50 минеральных видов.
Апатит-нефелиновые руды пятнистой текстуры представлены светлыми массивными породами, в которых четко выделяются более темные пятна. Это наиболее богатая разновидность руды состоит на 60-90% из апатита, в его массе в виде пятен располагаются пироксены, сфен и нефелин. Размер отдельных пятен колеблется в пределах от 0,5 до 4 см.
Пятнисто - полосчатые руды близки к пятнистым, но здесь пятна или вытянуты в одном направлении, или сгущаясь, выделяются в виде почти беспрерывных полос. Линзовидно-полосчатые апатит-нефелиновые руды представляют собой широко распространенную текстурную разновидность. Они сложены линзами мелкозернистых нефелиновых пород, которые цементируются прослойками апатита. Выделяются две разновидности светло-серого цвета - богатая (свыше 17% P2O5) и бедная. В богатых рудах мощность апатитовых прожилок достигает 10 см и более, в бедных - тончайшие апатитовые прожилки.
Сетчатые руды представляют собой разновидность линзовидно-полосчатых руд, но отличаются от последних меньшим количеством апатита (содержание P2O5 6-12%). Это темно - серые породы, сложенные в основном линзами мелкозернистого ийолита, на фоне которых апатитовые прожилки образуют как бы ажурную сеть, вытянутую в одном направлении. Руды характеризуются повышенным содержанием нефелина и темноцветных минералов. Особое место занимают окисленные руды, которые образовались в результате физических и химических процессов при выветривании. Этим рудам свойственны бурая окраска, рыхлость, наличие значительных количеств глинистых шламов и коллоидов.
Основными породообразующими минералами всех разновидностей апатит-нефелиновых руд являются апатит, нефелин, сфен, эгирин, полевой шпат и титаномагнетит. Преобладают апатит (10-80%) и нефелин (15-50%). [4]
Примерный химический состав перерабатываемых руд (в % масс.)
P2O5 - 16,9AI2O3 - 13,2SiO2 - 25,3Fe2 O3 - 3,2
FeO - 1,5TiO2 - 2,0CaO - 23,2Na2O - 5,9
M2O - 0,4MgO - 0,7K2O - 3,7F - 0,7
1.2 Краткая характеристика основных минералов
Апатит - Ca5 (PO4) 3? (F,CI,OH), ассоциирует практически со всеми минералами, часто включен в зерна других минералов: пироксенов, сфена и титаномагнетита. Менее характерны включения апатита в нефелин. Форма зерен правильная короткостолбчатая, столбчатая до игольчатой. Поверхность апатитовых зерен никогда не бывает гладкой, на ней постоянно наблюдаются фигуры роста и растворения. В мономинеральных агрегатах апатитовые зерна несут на себе многочисленные отпечатки соседних зерен. Размер зерен апатита почти всегда меньше зерен нефелина, полевого шпата, пироксенов и составляет у мелких зерен от 0,1 до 1 мм, у крупных от 2 до 12 мм. Иголочки апатита имеют длину 2-20 мм, в очень редких случаях 30 мм. Основная масса апатитовых зерен не имеет на поверхности включений и пленок. В редких случаях наблюдаются прочно закрепленные на поверхности апатитовых зерен пленки халькопирита. Значительно чаще встречается апатит, поверхность которого покрыта бурыми пленками гидроокислов железа. Твердость апатита - 5, плотность - 3,2 г/см3, блеск стеклянный, цвет - бледно-зеленый, серый, черный, темно-серый, желтовато-зеленый.
Примерный химический состав апатита, %:
P2O5 - 40, 36; CaO 52, 74; AI2O3 0, 22; Na2O - 0, 13;
Fe2 O3 - 0,32; MgO 0,04; TiO2 0,02; K2O 0,09.
Нефелин - (Na, К) AI Si O4, ассоциирует со всеми минералами апатит-нефелиновых руд и вмещающих пород. Форма зерен разнообразная, размер зерен колеблется от 0,05 до 10 мм, редко до 80-100 мм. В нефелине постоянно наблюдаются инородные включения эгирина, апатита, титаномагнетита, лепидомелана, гидрослюды и глины.
Цвет - темно-зеленый, зеленовато-серый, серый. Блеск жирный, реже - стеклянный. Плотность - 2,6-2,7 г/cм3.
Сфен - CaTiSiO4 (O, OH, F). Присутствует в хибинских рудах в нескольких разновидностях. Наиболее распространены светло-бурые удлиненно-призматические кристаллы, из которых слагаются апатитo-сфеновые руды. По физическим свойствам все эти разновидности близки между собой. Плотность - 3,4-3,56 г/см3, твердость - 5-6, содержание TiO2 - 38-41%.
Пироксены (эгирин и эгирин-авгит) - химическая формула NaFeSi2O6 - Ca (Mg, Fe, Al) [Si2O6].
Эгирин и эгирин-авгит встречаются во всех породах, но распространены в них неравномерно: количественное содержание их выше во вмещающих породах и ниже в апатитовых рудах.
Наиболее часто встречаются игольчатый эгирин (продольный размер зерен 5 - 20 мм при диаметре 0,2-1 мм), длиннопризматический (размером 2 x 0,2 мм), волокнистый эгирин, а также мелкие включения (до 0,0001 мм). Игольчатый эгирин обычно бывает черным, а волокнистый - ярко-зеленым.
Эгирин-авгит встречается в виде разнообразных по форме зерен размером до 30 мм, а в пегматитовых выделениях - до несколько десятков сантиметров. Цвет эгирина-авгита - черный с зеленоватым оттенком.
Для пироксенов характерен "стеклянный" блеск; удельный вес - от 3,41 до 3,72, причем максимальный удельный вес у зеленого волокнистого эгирина. Твердость пироксенов - 5. Им свойственна хрупкость, занозистый излом, а также электромагнитная восприимчивость. В кислотах пироксены не растворяются.
Титаномагнетит - химическая формула FeFe2O4 * FeTiO3. Титаномагнетит встречается со всеми породообразующими минералами массива, однако чаще - с пироксеном и сфеном. Наиболее широко он распространен в породах верхней контактной зоны. Представлен в массиве несколькими модификациями, чаще всего в виде крупных кристаллов, включающих пироксены, апатит, нефелин, лепидомелан.
Наиболее часто встречаются зерна размером от 0,2 до 30 мм. Цвет, твердость и блеск минерала - обычные. Удельный вес 4,6 - 4,8. Минерал обладает сильными магнитными свойствами.
Совершенно очевидно, что совершенствование технологии обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд с целью более рационального и экономичного их использования имеет большое значение. [4]
1.3 Характеристика производимой продукции
Апатитовый концентрат является основным продуктом обогащения апатит-нефелиновой руды и представляет собой кристаллический порошок серого цвета, содержащий 95-97% чистого минерала апатита, имеющего удельный вес 3,15-3,20 т/м3. Апатит не ядовит, не токсичен, хорошо растворяется в неорганических кислотах, не горит.
Апатитовый концентрат выпускается согласно техническим требованиям ГОСТ 22275-90 "Концентрат апатитовый. Технические условия" и ТУ 2111-37-00203938-96 "Концентрат апатитовый "Супер". [13]
Нормируемые показатели стандартного концентрата приведены в таблице 1.
Таблица 1 - Нормируемые показатели стандартного концентрата
|
№ п/п |
Наименование показателя |
||
|
1 |
Массовая доля оксида фосфора (Р2О5), %, не менее |
39,0 |
|
|
2 |
Массовая доля воды, % |
1,0±0,5 |
|
|
3 |
Остаток на сите с сеткой №016К (ГОСТ6613-86), %, не менее |
13,5 |
Примечание:
1. Массовая доля оксида фосфора дана в пересчёте на сухое вещество.
2. Массовая доля полуторных оксидов (FeO, Fe2O3, Al2O3) не более 3,0% гарантируется поставщиком и определяется периодически один раз в месяц по требованию потребителя, а также в случае разногласий по оценке качества.
3. По согласованию с потребителем допускается отгрузка апатитового концентрата в период с мая по сентябрь включительно с содержанием массовой доли воды 1,50,5%.
Примерный минералогический состав апатитового концентрата, %:
Апатит - 94,5-96,0
нефелин - 2,1-3,0
полевой шпат - 0,1-0,2
сфен - 0,2-0,5
эгирин - 0,4-0,7
титаномагнетит - следы
Химическая формула апатита Ca10 (PО4) 6 (FOH) 2
Примерная гранулометрическая характеристика стандартного апатитового концентрата приведена в таблице 2.
Таблица 2 - Примерная гранулометрическая характеристика стандартного апатитового концентрата
|
Классы, мм |
Выход классов, % |
Суммарный выход по плюсу, % |
|
|
+0,224 |
3,70 |
3,70 |
|
|
-0,224+0,18 |
3,90 |
7,60 |
|
|
-0,18+0,16 |
3,00 |
10,60 |
|
|
-0,16+0,09 |
18,90 |
2,50 |
|
|
-0,09+0,071 |
13,35 |
4,85 |
|
|
-0,071 |
57,15 |
100,0 |
Нормируемые показатели апатитового концентрата "Супер" приведены в таблице 3.
Таблица 3 - Нормируемые показатели апатитового концентрата "Супер"
|
Наименование показателя |
Норма |
|
|
1. Массовая доля оксида фосфора Р2О5, %, не менее |
40,0 |
|
|
2. Массовая доля оксида титана TiO2, %, не более |
0,2 |
|
|
3. Масса подрешетного продукта сита с сеткой № 0071К (ГОСТ 6613), %, не более |
20,0 |
|
|
4. Массовая доля воды |
1,00,5 |
Примечание - Массовая доля оксида фосфора дана в пересчёте на сухое вещество.
Примерная гранулометрическая характеристика апатитового концентрата "Супер" приведена в таблице 4.
Таблица 4 - Примерная гранулометрическая характеристика апатитового концентрата "Супер"
|
Классы, мм |
Выход классов, % |
Суммарный выход по плюсу, % |
|
|
+0,224 |
11,05 |
11,05 |
|
|
- 0,224+0,18 |
12,45 |
23,50 |
|
|
- 0,18+0,16 |
14,55 |
38,05 |
|
|
- 0,16+0,09 |
37,15 |
75, 20 |
|
|
- 0,09+0,071 |
11,50 |
86,70 |
|
|
- 0,071 |
13,30 |
100,0 |
Апатитовый концентрат имеет:
Паспорт безопасности РПБ № 00203938.21.05237 от 15 12.1999 г.;
Информационную карту ПОХВ серия АТ № 000599 от 19.09.95 г.
апатитовая руда флотационный концентрат
Апатитовый концентрат применяется как высококачественное сырьё для производства фосфорных и сложных минеральных удобрений, для получения фосфорной кислоты высокой концентрации, элементарного фосфора, двойного и тройного суперфосфата и других фосфорных соединений.
Потребителями апатитового концентрата являются химические и суперфосфатные заводы России. Часть апатитового концентрата экспортируется в другие страны. [13]
2. Специальная часть
2.1 Выбор и обоснование схемы, принятой к проектированию
Своеобразие технологических схем обогащения апатит-нефелиновых руд обусловлено особенностями их вещественного состава, необходимостью комплексного использования сырья и извлечения в соответствующие продукты обогащения, кроме апатита и нефелина, других данных компонентов (титаномагнетита, сфена, эгирина, и др.), возможностями последующей переработки получаемых концентратов. По технологической схеме флотации на бывшей действующей обогатительной фабрике АНОФ-1 видно, что флотацию руды на двух потоках проводили при содержании 52-55% класса крупности - 0,074 мм без последующего доизмельчения концентрата. На третьем потоке (35% общего объема) при более грубом помоле - 43-46% класса - 0,074 мм, но с доизмельчением концентрата в соответствии с требованиями ГОСТ 5.1188-72, когда добываемые руды характеризовались высокой вкрапленностью апатита - это позволило увеличить объемы производства на существующих площадях без ухудшения технологических показателей. Но в дальнейшем практика работы показала, что при флотации грубоизмельченных руд имеет место снижение извлечения P2 O5 за счет повышенных потерь апатита с крупными фракциями хвостов, преимущественно в виде сростков с другими минералами. Это вызвано уменьшением размера вкрапленности полезного минерала - апатита в бедных апатито-нефелиновых рудах вовлекаемых в переработку с новых участков и месторождений. В результате снижения вкрапленности требуется тонкое измельчение руды для полного раскрытия зерен.
При дальнейшем понижении качества руды и особенно ухудшении ее технологических свойств участился выпуск некондиционного по качеству концентрата и снизилось технологическое извлечение. Вследствие этого была скомпонована технологическая схема, включающая три перечистки чернового концентрата, основную, контрольную флотации.
В виду низкого содержания полезного компонента в руде, высокой кондиции на концентрат, хорошей флотируемости полезного минерала, в частности апатита, к проектированию принимаем схему флотации с тремя перечистками чернового концентрата и контрольной флотацией хвостов. Концентрат контрольной флотации можно возвратить только в основную флотацию. Если концентрат контрольной и основной флотаций объединить и направить в первую перечистку, то вместо двух перечиток получится одна - со временем флотации, равным суммарному времени для основной и контрольной флотаций. Таким образом, мы потеряем контрольную флотацию, а время основной флотации увеличится, что плохо скажется на флотационном процессе. Так же для получения апатитового концентрата двух видов "Стандарт” (слив) и "Супер" (пески) концентрат третьей перечистки подвергаем классификации в гидроциклонах.
Принимаем к проектированию шаровые мельницы с центральной разгрузкой-МШЦ. По сравнению с мельницами с разгрузкой через решетку, меньшая сложность в конструкции и, поэтому, более низкая стоимость на единицу массы и полезного объема. Эксплуатация данного типа мельниц более проста и дешевле, так как в разгрузке мельниц МШЦ меньше самых крупных классов по сравнению с мельницами МШР. Поэтому износ насосов и гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле с мельницами, уменьшается. Ввиду того, что концентрат третьей перечистки будет подвергаться дальнейшей обработки, для получения более качественных продуктов передела классификации, его качество должно быть не менее 39,3% по Р2О5.. Данная схема хорошо зарекомендовала себя на действующих фабриках ОАО "Апатит” и позволит получить необходимое содержание фосфорного ангидрида и его извлечение. Проектируемая схема флотации изображена на рисунке 1.
Рисунок 1. Технологическая схема, принятая к проектированию
2.2 Расчет качественно-количественной схемы для получения концентратов "Супер" и "Стандарт"
Имея качественную характеристику сырья и используя рисунок 1, задаемся следующими показателями и начинаем расчет качественно-количественной схемы:
по извлечению: e?1 = 22,00?, e?2 = 14,00?, e?7 = 18,00?, e?9 = 11,00?, e20 = 34,00?,
e21 = 60,00?
по содержанию:--b?? = 11,40%, b?2 = 13, 20%,? b?7 = 26,00%,? b?9 = 36,00%,? b20 = 40,00%,?
b21 = 39,00%
1. Определяем число исходных показателей:
N = C * (np - ap + 1) - 1 = 2 * (12 - 6 + 1) - 1 =13 (1.1) [1]
np = 7,9,10,11,12,13,16,17,18, 19, 20,21 = 12 шт.
ap = 6 операций
N - число исходных показателей
С = 1 + e = 2, e = 1
С - число расчётных показателей
е - число металлов, на которые рассчитывается схема
np - число продуктов разделения
ap - число операций разделения
2. Определяем число исходных показателей, относящихся к продуктам разделения:
Np = C * (np - ap) = 2 * (12 - 6) = 12 (1.2) [1]
3. Определяем максимально возможное число показателей извлечения:
N = np - ap =12 - 6 = 6 (1.3) [1]
4. Задаемся показателями по извлечению и по содержанию:
по извлечению: e?1 = 22,00?, e?2 = 14,00?, e?7 = 18,00?, e?9 = 11,00?, e20 = 34,00?, e21= 60,00?
по содержанию:--b?? = 11,40%, b?2 = 13, 20%,? b?7 = 26,00%,? b?9 = 36,00%,? b20 = 40,00%,?
b21 = 39,00%
Рассчитываем по уравнениям баланса недостающие расчеты по извлечению:
Принимаем циркулирующую нагрузку:
е2 = е5 + е1 = 300 + 100 = 400%, е1 = е2 = 100%
е18 = е20 + е21 = 34 + 60 = 94%
е6 = е14 - е4 = 36 + 100 = 136%
е14 = е11 + е12 = 22 + 14 = 36%
е15 = е16 + е17 = 105 + 18 = 123%
е16 = е18 + е19 = 94 + 11 = 105%
е10 = е15 - е19 = 123 - 11 = 112%
е8 = е10 + е11 = 112 + 22 = 134%
е7 = е8 - е17 = 134 - 18 = 116%
е9 = е6 - е7 = 136 - 116 = 20%
е13 = 100% - (е21+ е20) = 100- (60+34) = 6%
Проверка:
6. Рассчитываем выхода продуктов, для которых имеются содержание по формуле
: (1.4) [1]
Принимаем циркулирующую нагрузку:
Остальные выхода рассчитываем по уравнениям баланса:
Проверка: , 100,00%=100,00%
7. Рассчитываем недостающие показатели содержания:
(1.5) [1]
8. Рассчитываем абсолютные массы производств по формуле
(1.6) [1]
Qч = Qг/n * з * ф, где
n - запланированное календарное число дней работы обогатительной фабрики в год;
з - коэффициент использования оборудования фабрики по времени - отношение чистого
времени работы фабрики к запланированному календарному времени;
ф - количество рабочих часов в сутки.
n = 358
з = 0,92 - 0,95
n * з = 330 - 340
ф = 24 часа
Qч = 10000000/340*24 = 1225,00 т/час
Q10 = 1225,00 * 39,58/100 = 484,85 т/час
Q11 = 1225,00 * 23,86/100 = 292,28 т/час
Q12 = Q14 - Q11 = 458,51 - 292,28 = 166,23 т/час
Q13 = 1225,00 * 69,42/100 = 850,40 т/час
Q14 = 1225,00 * 37,43/100 = 458,51 т/час
Q15 = 1225,00 * 44,58/100 = 546,10 т/час
Q16 = 1225,00 * 35,58/100 = 435,85 т/час
Q17 = 1225,00 * 9,00/100 = 110,25 т/час
Q18 = 1225,00 * 30,58/100 = 374,60 т/час
Q19 = 1225,00 * 5,00/100 = 61,25 т/час
Q20 = 1225,00 * 10,88/100 = 133,28 т/час
Q21 = 1225,00 * 19,70/100 = 241,32 т/час
Q9 = Q12 + Q13 = 166,23 + 850,40 = 1016,63 т/час
Q8 = Q10 + Q11 = 484,85 + 292,28 = 777,13 т/час
Q7 = Q8 - Q17 = 777,13 - 110,25 = 666,88 т/час
Q6 = Q7 + Q9 = 666,88 + 1016,63 = 1683,51 т/час
Проверка: Q21 + Q20 + Q13 = Q1
241,32 + 133,28 + 850,40 = 1225,50 т/час
1225,00 = 1225,00
Находим Q2, Q3, Q5 для этого задаёмся циркулирующей нагрузкой С = 300%
Q2 = Q3 = Q1 * C = 1225,00*3 = 3675,00 т/час, Q4 = Q1
Q5 = Q3 - Q4 = 3675,00 - 1225,00 = 2450,00 т/час
9. Результаты расчетов записываем в таблицу 5.
Таблица 5. - Результаты расчета качественно-количественной схемы
|
N п/п |
Наименование операций и продуктов |
Q, т/ч |
,% |
,% |
,% |
||
|
I |
Измельчение |
||||||
|
Поступает: |
|||||||
|
1 |
исх. руда |
1225,00 |
100,00 |
12,80 |
1280,00 |
100 |
|
|
5 |
пески классификации |
2450,00 |
300,00 |
12,80 |
3840,00 |
300 |
|
|
2 |
Итого |
3675,00 |
400,00 |
12,80 |
5120,00 |
400 |
|
|
Выходит: |
|||||||
|
2 |
питание измельчения |
3675,00 |
400,00 |
12,80 |
5120,00 |
400 |
|
|
3 |
Итого |
3675,00 |
400,00 |
12,80 |
5120,00 |
400 |
|
|
II |
Классификация |
||||||
|
Поступает: |
|||||||
|
3 |
питание измельчения |
3675,00 |
400,00 |
12,80 |
5120,00 |
400 |
|
|
2 |
Итого |
3675,00 |
400,00 |
12,80 |
5120,00 |
400 |
|
|
Выходит: |
|||||||
|
4 |
слив классификации |
1225,00 |
100,00 |
12,80 |
1280,00 |
100 |
|
|
5 |
пески классификации |
2450,00 |
300,00 |
12,80 |
3840,00 |
300 |
|
|
3 |
Итого |
3675,00 |
400,00 |
12,80 |
5120,00 |
400 |
|
|
III |
Осн. флотация |
||||||
|
Поступает: |
|||||||
|
4 |
слив классификации |
1225,00 |
100,00 |
12,80 |
1280,00 |
100 |
|
|
14 |
Объединённый продукт |
458,51 |
38,27 |
12,04 |
460,00 |
36 |
|
|
6 |
Итого |
1683,51 |
138,27 |
12,60 |
1740,00 |
136 |
|
|
Выходит: |
|||||||
|
7 |
пен. продукт |
666,88 |
55,28 |
26,86 |
1484,00 |
116 |
|
|
9 |
кам. продукт |
1016,63 |
82,99 |
3,08 |
256,00 |
20 |
|
|
6 |
Итого |
1683,51 |
138,27 |
12,60 |
1740,00 |
136 |
|
|
IV |
I перечистка |
||||||
|
Поступает: |
|||||||
|
7 |
пен. продукт |
666,88 |
55,28 |
26,86 |
1484,00 |
116 |
|
|
17 |
кам. продукт |
110,25 |
9,00 |
26,00 |
230,00 |
18 |
|
|
8 |
Итого |
777,13 |
64,28 |
26,68 |
1714,00 |
134 |
|
|
Выходит: |
|||||||
|
10 |
пен. продукт |
484,85 |
39,58 |
36,22 |
1433,00 |
112 |
|
|
11 |
кам. продукт |
292,28 |
24,70 |
11,40 |
281,00 |
22 |
|
|
8 |
Итого |
777,13 |
64,28 |
26,68 |
1714,00 |
134 |
|
|
V |
Контрольная флотация |
||||||
|
Поступает: |
|||||||
|
9 |
кам. продукт основ. флот. |
1016,63 |
82,99 |
3,08 |
256,00 |
20 |
|
|
9 |
Итого |
1016,63 |
82,99 |
3,08 |
256,00 |
20 |
|
|
Выходит: |
|||||||
|
12 |
пен. продукт |
166,23 |
13,57 |
13, 20 |
179,60 |
14 |
|
|
13 |
хвосты контр. флот. |
850,40 |
69,42 |
1,10 |
76,40 |
6 |
|
|
9 |
Итого |
1016,63 |
82,99 |
3,08 |
256,00 |
20 |
|
|
VI |
II перечистка |
||||||
|
Поступает: |
|||||||
|
10 |
пен. продукт |
484,85 |
39,58 |
36,22 |
1433,00 |
112 |
|
|
19 |
кам. продукт |
61,25 |
4,00 |
36,00 |
141,00 |
11 |
|
|
15 |
Итого |
546,10 |
43,58 |
36,12 |
1574,00 |
123 |
|
|
Выходит: |
|||||||
|
16 |
пен. продукт |
435,85 |
34,58 |
28,86 |
1344,00 |
105 |
|
|
17 |
кам. продукт |
110,25 |
9,00 |
26,00 |
230,00 |
18 |
|
|
15 |
Итого |
546,10 |
43,58 |
36,12 |
1574,00 |
123 |
|
|
VII |
III перечистка |
||||||
|
Поступает: |
|||||||
|
16 |
пен. продукт |
435,85 |
34,58 |
28,86 |
1344,00 |
105 |
|
|
16 |
Итого |
435,85 |
34,58 |
28,86 |
1344,00 |
105 |
|
|
Выходит: |
|||||||
|
18 |
пен. продукт |
374,60 |
30,58 |
38,34 |
1203,00 |
94 |
|
|
19 |
кам. продукт |
61,25 |
4,00 |
36,00 |
141,00 |
11 |
|
|
16 |
Итого |
435,85 |
34,58 |
28,86 |
1344,00 |
105 |
|
|
VIII |
Классификация |
||||||
|
Поступает: |
|||||||
|
18 |
пен. продукт |
374,60 |
30,58 |
38,34 |
1203,00 |
94 |
|
|
18 |
Итого |
374,60 |
30,58 |
38,34 |
1203,00 |
94 |
|
|
Выходит: |
|||||||
|
20 |
пески |
133,28 |
10,88 |
40,00 |
435,00 |
34 |
|
|
21 |
слив |
241,32 |
19,70 |
39,00 |
768,00 |
60 |
|
|
18 |
Итого |
374,60 |
30,58 |
38,34 |
1203,00 |
94 |
Рисунок 2. Водно-шламовая схема мельнично-флотационного цеха для получения концентратов "Супер" и "Стандарт"
2.3 Расчет водно-шламовой схемы для получения концентратов "Супер" и "Стандарт"
Используя рис.2:
1. Зададимся разжижениями продуктов для расчета водно-шламовой схемы процесса измельчения по таблице ориентировочного содержания твердого в некоторых операциях и продуктах:
R1 = 0,03 (1.7) [1]
R4 = 1,50
R5 = 0,25
R3 (I) = 0,54
2. Исходные показатели для процесса флотации:
|
Оптимальные значения R |
Нерегулируемые значения R |
Норма расхода |
|
|
RIII = 1,90 RIV = 1,80 RVI = 2,30 RVII = 2,30 |
R7 = 1,40 R18 = 1,40 R20 = 2,50, R21 = 0,63 R10 = 1,38 R16 = 2,10 |
l12 = 1,50 м3/т L12 = l12*Q12 =1,50 * 166,23 = 249,34 м3/ч |
3. Рассчитываем количества воды, добавляемые в отдельные операции:
для операции измельчения:
WI = LI + W1 +W5
W1 = R1 * Q1 = 0,03 * 1225,00 = 36,75 м3/ч
W5 = R5 * Q5= 0,25 * 2450,00 = 612,50 м3/ч
WI = RI * (Q1 + Q5) = 0,54 * (1225,00 + 2450,00) = 1984,50 м3/ч
LI = WI - W1 - W5 = 1984,50 - 36,75 - 612,50 = 1335,25 м3/ч
для операции классификации:
LII=W4 +W5-W3 W3=WI
W4 = R4 * Q4 = 1,50 * 1225,00 = 1837,50 м3/ч
LII = 1837,50 + 612,25 - 1984,50 = 465,25 м3/ч
WII = W4 +W5 = 1837,50 + 612,50 = 2450,00 м3/ч
для операции I перечистки:
WIV = RIV * (Q10 + Q11) = 1,80 * (484,85 + 292,28) = 1398,83 м3/ч
W10 = R10 * Q10 = 1,38 * 484,85 = 669,33 м3/ч
W11 = WIV - W10 = 1398,83 - 669,33 = 729,50 м3/ч
LIV = WIV - W7 - W17 = 1398,83 - 933,63 - 340,75 = 124,45 м3/ч
для операции основной флотации:
WIII= W4+ W12 +W11 +L12, W7 = R7 * Q7 = 1,40 * 666,88 = 933,63 м3/ч
L12 = l12 * Q12 = 249,34 м3/ч
W12 = WIII - W4 - W11 - L12
WIII = RIII * (Q4 + Q11 + Q12) = 1,90 * (1225,00 + 292,28 + 166,23) = 3198,67 м3/ч
W12 = 3198,67 - 1837,50 - 729,50 - 249,34 = 382,33 м3/ч
W9 = WIII - W7 = 3198,67 - 933,63 = 2265,04 м3/ч
для операции классификации:
W20 = R20 * Q20 = 2,50 * 133,28 = 333,20 м3/ч
W21= W18 - W20 = 486,98 - 333,20 = 153,78 м3/ч
W18 = R18 * Q18 = 1,40 * 374,60 = 486,98 м3/ч
R21 = W21/Q21 = 153,78/241,32 = 0,63
для операции контрольной флотации:
W13= W9 - W12 = 2265,04 - 382,33 = 1882,71 м3/ч
для операции III перечистки:
W16 = R16 * Q16= 2,10 * 435,85 = 915,28 м3/ч
WVII= RVII* (Q18+ Q19) = 2,30* (374,60 + 61,25) = 1002,45 м3/ч
W19 = WVII - W18 = 1002,45 - 486,98 = 515,47 м3/ч
LVII = WVII - W16
LVII = 1002,45 - 915,28 = 87,17 м3/ч
для операции II перечистки:
WVI = W16 + W17
WVI = RVI * (Q16 + Q17) = 2,30 * (435,85 + 110,25) = 1256,03 м3/ч
W17 = WVI - W16 =1256,03 - 915,28 = 340,75 м3/ч
LVI = WVI - W10 - W19 = 1256,03 - 669,33 - 515,47 = 71,23 м3/ч
4. Рассчитываем значения Rn:
Rn = Wn / Qn (1.8) [1]
RII = WII / Q3 = 2450,00/3675,00 = 0,66
R11 = W11/Q11 = 729,50/292,28 = 2,50
R9 = (WIII - W7) / Q9 = (3198,67 - 933,63) / 1016,63 = 2,22
R17 = (WIV - W7 - LIV) / Q17 = (1398,83 - 933,63 - 124,45) / 110,25 = 3,09
R19 = (WVI - W10 - LVI) / Q19 = (1256,03 - 669,33 - 71,23) / 61,25 = 4,00
RVII = (W18 + W19) / Q16 = (486,98 + 515,47) / 435,85 = 2,30
R13 = W13/Q13 = 1882,71/850,40 = 2,21
5. Результаты расчетов записываем в таблицу 6.
Таблица 6. - Результаты расчета водно-шламовой схемы
|
N п/п |
Наименование операций и продуктов |
Q, т/ч |
Rn |
Wn, м3/ч |
Vn, м3/ч |
|
|
1 |
2 |
3 |
4 |
5 |
6 |
|
|
I |
Измельчение |
|||||
|
Поступает: |
||||||
|
1 |
исх. руда |
1225,00 |
0,03 |
36,75 |
419,56 |
|
|
5 |
пески классификации |
2450,00 |
0,25 |
612,50 |
1378,12 |
|
|
LI |
свежая вода |
- |
- |
1335,25 |
1335,25 |
|
|
2 |
Итого |
3675,00 |
0,54 |
1984,50 |
3132,93 |
|
|
Выходит: |
||||||
|
3 |
питание измельчения |
3675,00 |
0,54 |
1984,50 |
3132,93 |
|
|
2 |
Итого |
3675,00 |
0,54 |
1984,50 |
3132,93 |
|
|
II |
Классификация |
|||||
|
Поступает: |
||||||
|
3 |
пит. измельчения |
3675,00 |
0,54 |
1984,50 |
3132,93 |
|
|
LII |
свежая вода |
- |
- |
465,50 |
465,50 |
|
|
2 |
Итого |
3675,00 |
0,66 |
2450,00 |
3598,43 |
|
|
Выходит: |
||||||
|
4 |
слив классификации |
1225,00 |
1,50 |
1837,50 |
2220,31 |
|
|
5 |
пески классификации |
2450,00 |
0,25 |
612,50 |
1378,12 |
|
|
2 |
Итого |
3675,00 |
0,66 |
2450,00 |
3598,43 |
|
|
III |
Основная флотация |
|||||
|
Поступает: |
||||||
|
4 |
слив классификации |
1225,00 |
1,50 |
1837,50 |
2220,31 |
|
|
11 |
кам. продукт I перечистки |
292,28 |
2,50 |
729,50 |
822,00 |
|
|
12 |
пен. продукт |
166,23 |
2,30 |
382,33 |
434,00 |
|
|
L12 |
свежая вода |
- |
- |
249,34 |
249,34 |
|
|
6 |
Итого |
1683,51 |
1,90 |
3198,67 |
3725,65 |
|
|
Выходит: |
||||||
|
7 |
пен. продукт |
666,88 |
1,40 |
933,63 |
1142,03 |
|
|
9 |
кам. продукт |
1016,63 |
2,22 |
2265,04 |
2583,62 |
|
|
6 |
Итого |
1683,51 |
1,90 |
3198,67 |
3725,65 |
|
|
IV |
I перечистка |
|||||
|
Поступает: |
||||||
|
7 |
пен. продукт |
666,88 |
1,40 |
933,63 |
1142,03 |
|
|
17 |
кам. продукт |
110,25 |
3,09 |
340,75 |
375, 20 |
|
|
LIV |
свежая вода |
- |
- |
124,45 |
124,45 |
|
|
8 |
Итого |
777,13 |
1,80 |
1398,83 |
1641,68 |
|
|
Выходит: |
||||||
|
10 |
пен. продукт |
484,85 |
1,38 |
669,33 |
819,68 |
|
|
11 |
кам. продукт |
292,28 |
2,50 |
729,50 |
822,00 |
|
|
8 |
Итого |
777,13 |
1,80 |
1398,83 |
1641,68 |
|
|
V |
Контрольная флотация |
|||||
|
Поступает: |
||||||
|
9 |
кам. продукт осн. флотации |
1016,63 |
2,22 |
2265,04 |
2583,62 |
|
|
9 |
Итого |
1016,63 |
2,22 |
2265,04 |
2583,62 |
|
|
Выходит: |
||||||
|
12 |
пен. продукт |
166,23 |
2,30 |
382,33 |
434,00 |
|
|
13 |
хвосты контр. флотации |
850,40 |
2,21 |
1882,71 |
2149,62 |
|
|
9 |
Итого |
1016,63 |
2,22 |
2265,04 |
2583,62 |
|
|
VI |
II перечистка |
|||||
|
Поступает: |
||||||
|
10 |
пен. продукт |
484,85 |
1,38 |
669,33 |
819,68 |
|
|
19 |
кам. продукт |
61,25 |
4,00 |
515,47 |
535,77 |
|
|
LVI |
свежая вода |
- |
- |
71,23 |
71,23 |
|
|
15 |
Итого |
546,10 |
2,30 |
1256,03 |
1426,68 |
|
|
Выходит: |
||||||
|
16 |
пен. продукт |
435,85 |
2,10 |
915,28 |
1051,48 |
|
|
17 |
кам. продукт |
110,25 |
3,09 |
340,75 |
375, 20 |
|
|
15 |
Итого |
546,10 |
2,30 |
1256,03 |
1426,68 |
|
|
VII |
III перечистка |
|||||
|
Поступает: |
||||||
|
16 |
пен. продукт |
435,85 |
2,10 |
915,28 |
1051,48 |
|
|
LVII |
свежая вода |
- |
- |
87,17 |
87,17 |
|
|
16 |
Итого |
435,85 |
2,30 |
1002,45 |
1138,65 |
|
|
Выходит: |
||||||
|
18 |
пен. продукт |
374,60 |
1,40 |
486,98 |
602,88 |
|
|
19 |
кам. продукт |
61,25 |
4,00 |
515,47 |
535,77 |
|
|
16 |
Итого |
435,85 |
2,30 |
1002,45 |
1138,65 |
|
|
VIII |
Классификация |
|||||
|
Поступает: |
||||||
|
18 |
пен. продукт |
374,60 |
1,40 |
486,98 |
602,88 |
|
|
18 |
Итого |
374,60 |
1,40 |
486,98 |
602,88 |
|
|
Выходит: |
||||||
|
20 |
концентрат "Стандарт" |
133,28 |
2,50 |
333, 20 |
374,85 |
|
|
21 |
концентрат "Супер" |
241,32 |
0,63 |
153,78 |
228,03 |
|
|
18 |
Итого |
374,60 |
1,40 |
486,98 |
602,88 |
6. Для рассчитанной водно-шламовой схемы баланс воды приведен в таблице 7.
Таблица 7. - Результаты расчета баланса воды водно-шламовой схемы
|
Поступает воды в процесс |
W, м3/ч |
Уходит воды из процесса |
W, м3/ч |
|
|
С исходной рудой W1 |
36,75 |
С хвостами W13 |
1882,71 |
|
|
В измельчение LI |
1335,25 |
С концентратом "Супер" W20 |
153,78 |
|
|
В классификацию LII |
465,50 |
С концентратом "Стандарт" W21 |
333, 20 |
|
|
В пен. продукт контр. флотации L12 |
249,34 |
|||
|
В I перечистку LIV |
124,45 |
|||
|
Во II перечистку LVI |
71,23 |
|||
|
В III перечистку LVII |
87,17 |
|||
|
Всего поступает W1 + |
2369,69 |
Всего уходит |
2369,69 |
Баланс общей воды выражается равенством:
, (1.9) [1]
где - количество воды, поступающее с исходным сырьем;
- суммарное количество воды, добавляемой в процесс;
- суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами.
7. Из уравнения (1.9) следует, что расход общей воды будет:
(2.1) [1]
8. Объем пульпы в продукте определяем по формуле и результат записываем в таблицу 6
,
где - плотность твердого в продукте; = 3,2 (г/см3) = 3,2 (т/м3) (2.2) [1]
2.4 Выбор и расчет основного технологического оборудования
При выборе обогатительного оборудования приходится решать три основные задачи - выбор типа аппарата, определение его производительности, выбор оптимального в технико-экономическом отношении размера аппарата и в связи с этим потребного количества устанавливаемых аппаратов.
2.4.1 Выбор и расчет оборудования для измельчения
Расчет мельниц производим по удельной производительности. Рассчитываем шаровые мельницы с центральной разгрузкой - они имеют большую пропускную способность, высокий уровень слива обеспечивает длительное пребывание частиц породы в рабочей зоне, и как следствие, равномерность продукта по крупности. Принимаем за эталонную руду, перерабатываемую на действующей фабрике АНОФ-3, оборудованной мельницами с центральной разгрузкой МШЦ 55006500. Каждая мельница потребляет 4000 кВт и имеет производительность 302,50 т/ч. при питании рудой крупностью 25-0 мм (и = 7% кл. - 0,074 мм) и содержании расчетного класса в готовом продукте - к = 55%. [13]
Удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т (м3ч) рассчитывается по формуле:
q = q1*Kи*Kк *KD*KТ, где (2.3) [1]
q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т (м3ч);
q1 - удельная производительность работающей мельницы по тому же классу, т (м3ч);
Kи - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;
Кк - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения;
КD - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проетируемой и работающей мельниц;
КТ - коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.
1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу - 0,074 мм действующей мельницы:
q1 = Q * (вк - ви) * 4/ р * (D - 0,15) 2 * L, где (2.4) [1]
вк и ви - содержание расчетного класса соответственно в конечном и исходном продукте;
Q - производительность действующей мельницы;
D - диаметр барабана действующей мельницы;
L - длина барабана действующей мельницы
q1 = 302,50 * (0,55 - 0,08) * 4/3,14 (5,5 - 0,15) 2 * 6,5 = 1,01 т/м3ч
2. Определяем значение коэффициента Кк по формуле:
Кк = m4/m1, где (2.5) [1]
m4 - значение m по таблице 43 [1, стр.217] для запроектируемой крупности исходного и конечного продуктов;
m1 - значение m по таблице 43 [1, стр.217] для крупности тех же продуктов на действующей обогатительной фабрике.
Найдем m2 по табл.43 [1] для проектируемых условий измельчения:
крупность исходного продукта 13-0 мм;
к = 55%; и = 7% (из технологического регламента).
Для нахождения m2 воспользуемся данными табл.8.
Таблица 8.
|
Крупность Исходного материала, мм |
Содержание класса - 0.074 мм в готовом продукте, % |
|||
|
48 |
60 |
72 |
||
|
10-0 |
1.03 |
1.00 |
0.93 |
|
|
20-0 |
0.92 |
0.92 |
0.88 |
|
|
40-0 |
0.81 |
0.83 |
0.81 |
Проинтерполируем при к = 55%
а) для крупности исходного материала 20-0 мм m = 0,92;
б) для крупности исходного материала 10-0 мм
m = 1,03 - (1,03 - 1,00) * (0,60 - 0,55) / (0,60 - 0,48) = 1,018;
в) для крупности исходного 13-0 мм
m2 = 1,018 - (1,018 - 0,92) * (20 - 13) / (20 - 10) = 0,949
Значение m1 определим по данным таблицы 43 [1] для условий измельчения проектируемой мельницы:
крупность исходного материала 25 - 0 мм; к-0,074 = 60%
m1 = 0,92 - (0,92 - 0,83) * (20 - 13) / (40 - 20) = 0,889,тогда kк = m2/m1 = 0,949/0,889 = 1,067
3. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых мельниц по формуле:
KD = [ (D2 - 0,15) / (D1 - 0,15)] 0,5, где (2.6) [1]
D2 и D1 - соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и работающей мельниц.
для МШЦ 4500х6000 - KD = [ (4,5 - 0,15) / (5,5 - 0,15)] 0,5 = 0,91;
для МШЦ 5500x6500 - KD = [ (5,5 - 0,15) / (6,5 - 0,15)] 0,5 = 0,91;
для МШЦ 6000х8500 - KD = [ (6,0 - 0,15) / (8,5 - 0,15)] 0,5 = 0,83
4. Определяем значение коэффициента Кт
kт = 1,0, т.к. действующая мельница с центральной разгрузкой и на проектируемой фабрике предполагается установка мельницы того же типа.
5. Определяем удельные производительности мельниц по вновь образуемому классу
0,074 мм по формуле:
q = q1 * Kи * Kк * KD * KТ (2.7) [1]
для мельницы МШЦ 4,5х6,0 q = 1,01 * 0,92 * 1,067 * 0,91 * 1,0 = 0,90 т/ч м3;
для мельницы МШЦ 5,5х6,5 q = 1,01 * 0,92 * 1,067 * 0,91 * 1,0 = 0,90 т/ч м3;
для мельницы МШЦ 6,0х8,5 q = 1,01 * 0,92 * 1,067 * 0,83 * 1,0 = 0,82 т/ч м3
6. Найдем рабочий объем барабанов сравниваемых мельниц по формуле:
V = [ * (D - 0,15) 2 L] / 4 (2.8) [1]
V4,5x6,0 = [3,14 * (4,5 - 0,15) 2 * 6,0] / 4 = 89,10 м3;
V5,5x6,5 = [3,14 * (5,5 - 0,15) 2 *6,5] / 4 = 146,00 м3;
V6,0x8,5 = [3,14 * (6,0 - 0,15) 2 * 8,5] / 4 = 228,00 м3
7. Определяем производительность мельниц по руде по формуле:
Qм = (q * V) / (к - и) (2.9) [1]
Q4,5x6,0 = (0,90 * 89,1) / (0,55 - 0,07) = 150,30 т/ч;
Q5,5x6,5 = (0,90 * 146,00) / (0,55 - 0,07) = 273,75 т/ч;
Q6,0x8,5 = (0,82 * 228,00) / (0,55 - 0,07) = 389,50 т/ч
8. Определяем расчетное количество мельниц по формуле
N = Qисх / Qм (3.0) [1]
N4,5x6,0 = 1225,00/150,30 = 8 шт.;
N5,5x6,5 = 1225,00/273,75 = 5 шт.;
N6,0x8,5 = 1225,00/389,50 = 4 шт
Сравнение проектируемых мельниц и результаты расчетов приведены в таблице 9.
Таблица 9. - Результаты расчетов проектируемых мельниц
|
Размеры бара банов м-ц, DL, мм |
Количество |
Масса м-ц, т |
Установленная мощность, кВт |
|||
|
Одной |
Всех |
Одной |
Всех |
|||
|
МШЦ 55006500 |
8 |
320 |
2880 |
4000 |
32000 |
|
|
МШЦ 45006000 |
5 |
276 |
1380 |
2500 |
12500 |
|
|
МШЦ 60008500 |
4 |
7500 |
30000 |
Следует установить 5 мельниц типа МШЦ 45006000 мм. При установке будет большая экономия в объеме здания и на всем вспомогательном оборудовании.
Технические характеристики мельницы МШЦ 45006000 приведены в таблице 10.
Таблица 10. - Технические характеристики мельницы МШЦ 45006000
|
Длина барабана, мм |
4500 |
|
|
Диаметр барабана, м |
6000 |
|
|
Рабочий объем барабана, м3 |
85 |
|
|
Частота вращения барабана, мин-1 |
74,2 от критической |
|
|
Мощность электродвигателя, кВт |
2500 |
2.4.2 Выбор и расчет оборудования для классификации
В практике работы фабрик для классификации продуктов применяют классификаторы и гидроциклоны. Но в связи с тем, что гидроциклоны по сравнению с классификаторами имеют следующие преимущества: дают возможность получения более плотных сливов, обеспечивают меньшую влажность песков, более высокую эффективность классификации; они более компактны, следовательно, требуют меньше площадей под их установку, более просты в обслуживании, не имеют вращающихся и движущихся частей; гидроциклоны не требуют расхода электроэнергии. Исходя из этого, к установке принимаем гидроциклоны. Выбор гидроциклонов осуществляется путем сравнения.
1) для операции II
Определяем максимальный диаметр гидроциклонов при отношении Д/d = 0,5:
а) H = 0,5 кГ/см2
Dм = 0,38 м2 * (Д/d) 2 * (с - с0) vH / ви (3.1) [1]
м - крупность максимальных зерен в сливе гидроциклона, мк;
Д - диаметр отверстия пескового насадка, см;
d - диаметр отверстия шламового насадка, см;
Д/d - от 0,5 до 0,6;
с - плотность классифицируемого матариала, г/см3;
с0 - плотность жидкой фазы (с0 = 1 г/см3);
H - давление пульпы на входе в гидроциклон, кГ/ см2;
ви - содержание твердого в исходном питании, %
Dм = 0,38*1502*0,52* (3,2 - 1) v0,5/75 = 44 см; (3.2) [1]
б) для H = 1 кГ/см2
Dм = 44 v1,0/0,5 = 62 см;
в) для H = 1,5 кГ/см2
Dм = 44 v1,5/0,5 = 76 см;
Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 500, 750, 1000мм.
2. Определяем производительность гидроциклонов по формуле:
V = 5 * (0,08 D + 2) / 0,1 D + 1 * Kб * dп * d * (g * H) 1/2 (3.3) [1]
V - производительность по исходному питанию, л/мин;
D - диаметр гидроциклона, см;
Kб - поправка на угол конусности гидроциклона (б = 200, град, Kб= 1)
dп - диаметр отверстия питающего насадка, см;
d - диаметр отверстия шламового насадка, см;
g - ускорение силы тяжести (g = 9,81 м/сек2);
Н - давление пульпы на входе в гидроциклон, кГ/см2
а) для гидроциклона D = 500 мм, б = 200
V = 5 * (0,08*50 + 2) /0,1 * 50 + 1* 1 * 7,2 * 11 v9,81 * 0,5 = 876 л/мин;
б) для гидроциклона D = 750 мм, б = 200
V = 5 * (0,08*75+ 2) /0,1 * 75 + 1* 1 * 16,5 * 20 v9,81 * 1 = 4880 л/мин;
в) для гидроциклона D = 1000 мм, б = 200
V = 5 * (0,08*100+ 2) /0,1 * 100 + 1* 1 * 25* 30v9,81 * 1,5 = 13300 л/мин;
Значения dn и dm приняты средние из пределов, указанных в приложении 16 [1]
3. Определяем потребное число гидроциклонов
Минутный дебит пульпы
VМ = Q * (R + 1/) / 1440 = 3598,43 * (0,66 + 1/3,2) / 1440 = 2,43 м3/мин = 2430 л/мин (3.4) [1]
Число гидроциклонов:
ГЦ-500 na= VM / Va = 2430 л/мин / 876 л/мин = 2,77 ? 3 к установке
ГЦ-750 na= VM / Va = 2430 л/мин / 4880 л/мин = 0,49 ? 2 к установке
4. Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам.
В соответствии с принятым Д/dм = 0,5 расчетные диаметры отверстий песковых насадков будут:
для ГЦ-500 Д = 0,5 * 11 = 5,5 см;
для ГЦ-750 Д = 0,5 * 20 = 10 см.
Удельные нагрузки по пескам
Для ГЦ-500 g = 4 * Q / 24 * na * Д2 * р = 4 * 3675,00/24 * 4 * 3,14 * 5,52 = 1,61 т/см2*ч
Для ГЦ-750 g = 4 * Q / 24 * na * Д2 * р = 4 * 3675,00/24 * 2 * 3,14 * 102 = 0,97 т/см2*ч
К установке принимаем 2 гидроциклона ГЦ-750 рабочих и 2 в резерв.
2) для операции VIII
Определяем максимальный диаметр гидроциклонов при отношении Д/d = 0,5:
а) H = 0,5 кГ/см2
Dм = 0,38 м2 * (Д/d) 2 * (с - с0) vH / ви
м - крупность максимальных зерен в сливе гидроциклона, мк;
Д - диаметр отверстия пескового насадка, см;
d - диаметр отверстия шламового насадка, см; Д/d - от 0,5 до 0,6;
с - плотность классифицируемого матариала, г/см3;
с0 - плотность жидкой фазы (с0 = 1 г/см3);
H - давление пульпы на входе в гидроциклон, кГ/ см2;
ви - содержание твердого в исходном питании, %
Dм = 0,38*1502*0,52* (3,2 - 1) v0,5/75 = 44 см;
б) для H = 1 кГ/см2
Dм = 44 v1,0/0,5 = 62 см;
в) для H = 1,5 кГ/см2
Подобные документы
Проектирование, расчет привода механизма вращения сушильного барабана, подбор стандартного редуктора. Разработка рамы привода аппарата для сушки флотационного концентрата. Составление принципиальной схемы гидропривода, выбор оборудования и приспособлений.
дипломная работа [4,3 M], добавлен 22.03.2018Минерально-сырьевая база ОАО "Ковдорский ГОК", рудная и нерудная. Основная продукция, выпускаемая предприятием, ее характеристика и оценка конкурентоспособности. Технические требования к бадделеит-апатит-магнетитовым и маложелезистым апатитовым рудам.
отчет по практике [48,8 K], добавлен 26.05.2015История открытия металла. Описание гравитационного метода обогащения руд. Физические и химические свойства и области применения циркония. Мировое потребление цирконового концентрата. Обработка щелочными и фторсодержащими реагентами, кислотами и солями.
курсовая работа [1,7 M], добавлен 23.10.2013Обзор способов переработки молибденитового концентрата, все достоинства и недостатки каждого из них. Расчет рационального состава концентрата. Выбор и расчет основного оборудования и вспомогательного оборудования. Методы очистки отходящих газов из печи.
курсовая работа [2,0 M], добавлен 10.03.2015Способы обогащения руд. Технология флотации: обогащение марганцевых руд, дообогащение железорудных концентратов, извлечение металлов из "хвостов" магнитного и гравитационного обогащений. Технологическая схема обогащения апатит-штаффелитовой руды.
реферат [665,6 K], добавлен 14.11.2010Способы переработки молибденитового концентрата, подбор экономически и технологически выгодного варианта. Расчет процесса обжига молибденитового концентрата, суточного материального баланса. Рациональный состав огарка, количество и состав отходящих газов.
курсовая работа [733,8 K], добавлен 04.08.2012Технология 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 23.10.2011Организация цеха по переработке германиевого концентрата на диоксид германия: режим работы, оборудование, сметная стоимость. Определение численности работающих и фонда заработной платы. Технико-экономические показатели, безубыточность и эффективность.
курсовая работа [143,1 K], добавлен 28.09.2011Пробирочный анализ свинцового сульфидного концентрата. Приближенный расчет минерального состава концентрата. Определение количества селитры в шихте. Восстанавливающая способность. Расчет непрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд.
курсовая работа [26,5 K], добавлен 19.02.2009Характеристика 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
