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

L12 = l12*Q12 =1,50 * 166,23 = 249,34 м3

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

W5 = R5 * Q5= 0,25 * 2450,00 = 612,50 м3

WI = RI * (Q1 + Q5) = 0,54 * (1225,00 + 2450,00) = 1984,50 м3

LI = WI - W1 - W5 = 1984,50 - 36,75 - 612,50 = 1335,25 м3

для операции классификации:

LII=W4 +W5-W3 W3=WI

W4 = R4 * Q4 = 1,50 * 1225,00 = 1837,50 м3

LII = 1837,50 + 612,25 - 1984,50 = 465,25 м3

WII = W4 +W5 = 1837,50 + 612,50 = 2450,00 м3

для операции I перечистки:

WIV = RIV * (Q10 + Q11) = 1,80 * (484,85 + 292,28) = 1398,83 м3

W10 = R10 * Q10 = 1,38 * 484,85 = 669,33 м3

W11 = WIV - W10 = 1398,83 - 669,33 = 729,50 м3

LIV = WIV - W7 - W17 = 1398,83 - 933,63 - 340,75 = 124,45 м3

для операции основной флотации:

WIII= W4+ W12 +W11 +L12, W7 = R7 * Q7 = 1,40 * 666,88 = 933,63 м3

L12 = l12 * Q12 = 249,34 м3

W12 = WIII - W4 - W11 - L12

WIII = RIII * (Q4 + Q11 + Q12) = 1,90 * (1225,00 + 292,28 + 166,23) = 3198,67 м3

W12 = 3198,67 - 1837,50 - 729,50 - 249,34 = 382,33 м3

W9 = WIII - W7 = 3198,67 - 933,63 = 2265,04 м3

для операции классификации:

W20 = R20 * Q20 = 2,50 * 133,28 = 333,20 м3

W21= W18 - W20 = 486,98 - 333,20 = 153,78 м3

W18 = R18 * Q18 = 1,40 * 374,60 = 486,98 м3

R21 = W21/Q21 = 153,78/241,32 = 0,63

для операции контрольной флотации:

W13= W9 - W12 = 2265,04 - 382,33 = 1882,71 м3

для операции III перечистки:

W16 = R16 * Q16= 2,10 * 435,85 = 915,28 м3

WVII= RVII* (Q18+ Q19) = 2,30* (374,60 + 61,25) = 1002,45 м3

W19 = WVII - W18 = 1002,45 - 486,98 = 515,47 м3

LVII = WVII - W16

LVII = 1002,45 - 915,28 = 87,17 м3

для операции II перечистки:

WVI = W16 + W17

WVI = RVI * (Q16 + Q17) = 2,30 * (435,85 + 110,25) = 1256,03 м3

W17 = WVI - W16 =1256,03 - 915,28 = 340,75 м3

LVI = WVI - W10 - W19 = 1256,03 - 669,33 - 515,47 = 71,23 м3

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

Vn, м3

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

Уходит воды из процесса

W, м3

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

Для ГЦ-750 g = 4 * Q / 24 * na * Д2 * р = 4 * 3675,00/24 * 2 * 3,14 * 102 = 0,97 т/см2

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

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.