Пути решения проблемы выведения из циклов измельчения отвальных продуктов и высококачественных магнетитовых концентратов

V_п = W_п + Q_п/д_п= R_п•Q_п+ Q_п/д_п = W_п = Q_п*(R_п+1/д_п) (3.3)

Количественные показатели схемы теоретически рассчитаны и приведены в таблице 3.8

Таблица 3.8 Количественные показатели водно-шламовой схемы обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения (Одна секция обогатительной фабрики).

№ Операц. и продукта	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	R	W, м3/ч	V, м3/ч
1	2	3	4	5	6
1	Дробление Поступает Исходная руда Итого	200,00 200,00	0,083 0,083	16,61 16,61	73,74 73,74
2	Выходит Дробленый продукт Итого	200,00 200,00	0,083 0,083	16,61 16,61	73,74 73,74
2 6 9 21 38 3	Измельчение I Поступают Дробленый продукт Класс -20 + 8 мм Пески классификатора Класс +10 мм из бутары II стадии измельчения Класс +10 мм из бутары III стадии измельчения Свежая вода Итого	200,00 19,04 238,02 6,60 7,52 471,18	0,083 0,04 0,13 0,053 0,053 0,51	16,61 2,00 31,20 0,43 0,43 207,61 258,26	73,74 16,29 99,77 2,77 2,77 207,61 402,95
4	Выходит Измельченный продукт Итого	471,18 471,18	0,51 0,51	258,26 258,26	402,95 402,95
III 4	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	471,18 471,18	0,51 0,51	258,26 258,26	402,95 402,95
7 5 6	Выходят Класс + 20 мм Класс -20 + 8 мм Класс - 8 мм Итого	33,60 19,04 418,54 471,18	0,17 0,055 0,59 0,51	5,58 2,76 249,92 258,26	14,95 17,05 370,95 420,95
6	Классификация Поступают Класс - 8 мм Итого	418,54 418,54	0,59 0,59	249,92 249,92	370,95 370,95
8 9	Выходят Слив классификатора Пески классификатора Итого	180,52 238,02 418,52	1,18 0,14 0,59	216,65 33,27 279,92	269,11 101,84 370,95
8	Магнитная сепарация I стадия (первый прием) Поступает Слив классификатора Свежая вода Итого	180,52 180,52	1,18 1,22	216,65 7,34 223,99	269,11 7,34 276,45
10 11	Выходят Промежуточный продукт Хвосты Итого	108,24 72,28 180,52	0,43 2,38 1,22	46,96 177,03 223,99	78,16 198,29 276,45
10	Магнитная сепарация I стадия (второй прием) Поступает Промежуточный продукт Свежая вода Итого	108,24 108,24	0,43 1,22	46,96 86,26 133,22	78,16 86,26 164,42
12	Выходит Промежуточный продукт Хвосты Итого	97,44 10,8 108,24	0,43 7,62 1,22	41,80 91,42 133,22	69,57 94,85 164,42
14 13	Выходит Промежуточный продукт Хвосты Итого	93,12 4,32 97,44	0,43 17,88 1,22	39,9 78,68 118,58	66,41 79,94 146,35
19 28	Классификация Поступают Промежуточный продукт (ВСМС - сепарации) Промежуточный продукт (ЙЙ стадии магнитной сепарации)	61,32 82,44	0,43 0,54	35,9 175,39	64,32 268,19
35	Хвосты (III стадии магнитной сперации второго приема) Свежая вода Итого	12,81 156,58	78,03 1,6	152,94 302,17 675,32	153,34 302,17 790,11
21 22	Выходят Пески гидроциклонов Слив гидроциклонов Итого	78,82 77,76 156,58	0,54 5,14 1,60	174,1 496,3 670,4	266,21 523,9 790,11
7 27 21	Измельчение ЙЙ Поступают Класс + 20 мм Пески классификатора Пески гидроциклонов Свежая вода Итого	16,8 78,82 18,64 114,26	0,17 0,18 0,54 0,54	2,79 7,2 174,1 20,46 204,55	7,48 18,63 266,24 20,46 312,78
23	Выходят Измельченный продукт Итого	114,26 114,26	0,54 0,54	204,55 204,55	312,78 312,78
23	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	114,26 114,26	0,54 0,54	204,55 204,55	312,78 312,78
24 25	Выходят Класс +10 мм Класс - 10 мм Итого	6,6 107,66 114,26	6,6 107,66 114,26	0,72 203,83 204,55	3,06 309,72 312,78
25	Классификация Поступает Класс - 10мм Свежая вода Итого	107,66 107,66	0,55 1,11	203,83 207,54 411,37	309,72 207,51 517,26
26 27	Выходят Слив классификатора Пески классификатора Итого	89,02 18,64 107,66	1,22 0,2 1,11	403,33 8,04 411,37	497,79 19,47 517,26
26	Магнитная сепарация II стадия Поступает Слив классификатора Свежая вода Итого	89,02 89,02	1,22 1,55	403,33 92,57 495,57	497,79 92,57 590,36
28 29	Выходят Промежуточный продукт Хвосты Итого	82,44 6,58 89,02	0,54 55,26 1,50	175,39 320,51 495,9	268,19 322,17 590,36
22	Обесшламливание Поступает Слив гидроциклонов Итого	77,76 77,76	5,14 5,14	496,3 496,3	523,9 523,9
31 30	Выходят Шламы Обесшламленный продукт Итого	3,3 74,46 77,76	45,86 0,54 5,14	449,43 46,87 496,3	452,23 71,67 523,9
30	Магнитная сепарация III стадия (первый приём) Поступает Обесшламленный продукт Свежая вода Итого	74,46 74,46	0,54 1,86	46,87 114,58 161,45	71,67 114,58 186,25
33 32	Выходят Хвосты Промежуточный продукт Итого	3,52 70,94 74,46	26,57 0,54 1,86	116,95 44,50 161,45	118,21 68,04 186,25
32	Магнитная сепарация III стадия (второй прием) Поступает Промежуточный продукт Свежая вода Итого	70,94 70,94	0,54 1,86	44,5 108,76 153,26	68,04 108,76 176,8
35 34	Выходят Хвосты Промежуточный продукт Итого	12,82 58,12 70,94	78,23 0,54 1,86	109,52 43,74 153,26	109,92 66,88 176,8
34 54	Классификация Поступают Промежуточный продукт (ЙЙЙ стадии магнитной сепарации) Промежуточный продукт (ЙV стадии магнитной сепарации)	58,12 267,68	0,54 0,67	43,74 195,37	66,88 278,68
42	Хвосты (V стадии магнитной сепарации) Свежая вода Итого	0,68 326,48	95,82 2,28	95,82 516,88 851,81	96,11 516,88 958,55
37 36	Выходят Пески гидроциклонов Слив гидроциклонов Итого	262,50 64,98 326,48	0,54 8,10 2,28	155,3 696,51 851,81	237,47 721,08 958,55
7 37 51	Измельчение ЙЙЙ Поступают Класс + 20 мм Пески гидроциклонов Пески классификатора Свежая вода Итого	16,80 262,50 36,86 316,16	0,17 0,54 0,3 0,54	2,79 155,3 12,0 15,67 185,76	7,48 237,47 23,43 15,67 284,05
48	Выходят Измельченный продукт Итого	316,16 316,16	0,54 0,54	185,76 185,76	284,05 284,05
48	Разделение в бутаре Поступает Измельченный продукт Итого	316,16 316,16	0,54 0,54	185,76 185,76	284,05 284,05
50 49	Выходят Класс + 10 мм Класс - 10 мм Итого	7,52 308,64 316,16	0,053 0,55 0,54	0,43 185,33 185,76	2,77 281,28 284,05
49	Классификация Поступает Класс - 10 мм Свежая вода Итого	308,64 308,64	0,55 1,11	185,33 187,41 372,74	281,28 187,41 468,69
52 51	Выходят Слив классификатора Пески классификатора Итого	271,78 36,86 308,64	1,22 0,3 1,11	360,74 12,0 372,74	445,26 23,43 468,69
52	Магнитная сепарация IV стадия Поступает Слив классификатора Свежая вода Итого	271,78 271,78	1,22 1,5	360,74 85,96 443,7	445,26 82,96 528,22
54 53	Выходит Промежуточный продукт Хвосты Итого	267,68 4,1 271,78	0,67 59,13 1,5	195,37 248,33 443,7	242,68 249,54 528,22
36	Обесшламливание Поступает Слив гидроциклонов Итого	63,98 63,98	8,1 8,1	696,51 696,51	721,08 721,08
39	Выходит Шламы	3,1	168,8	641,44	642,52
38	Магнитная сепарация V стадия (первый прием) Постуапет Обесшламленный продукт Свежая вода Итого	60,88 60,88	0,67 1,86	55,07 97,82 152,89	78,56 97,82 176,38
40 41	Выходит Промежуточный продукт Хвосты Итого	59,06 1,82 60,88	0,67 41,43 1,86	53,47 99,42 152,89	76,27 100,1 176,38
40	Магнитная сепарация V стадия (второй прием) Поступает Промежуточный продукт Свежая вода Итого	59,06 59,06	0,67 1,86	53,47 94,96 148,96	76,27 94,96 171,23
43 42	Выходит Концентрат Хвосты Итого	58,38 0,68 59,06	0,67 95,82 1,86	53,62 95,82 148,43	75,23 96,11 171,23
43	Сгущение Поступает Концентрат стадии	17,56	0,67	52,61	75,12
	Свежая вода Итого	75,94	1,86	93,96 145,57	96,93 169,08
44 45	Выходит Концентрат Вода Итого	75,94 75,94	0,625 1,86	49,28 97,29 146,57	71,79 97,29 169,08
44	Фильтрование Поступает Концентрат Свежая вода Итого	75,94 75,94	0,6 0,6	47,28 23,32 70,6	69,79 23,32 93,11
46	Выходит Концентрат Вода Итого	75,94 75,94	0,6 0,6	47,28 23,32 70,6	69,79 23,32 93,11
11 13 15 17 31	Сгущение хвостов Поступает Хвосты I стадии магнитной сепарации (первый прием) Хвосты I стадии магнитной сепарации (второй прием) Хвосты I стадии магнитной сепарации (третий прием) Хвосты II стадии магнитной сепарации Шламы 1	72,28 10,8 4,32 3,58 3,3	2,38 7,62 17,88 55,26 45,86	177,03 91,42 78,68 320,51 449,43	198,29 94,85 79,94 322,17 452,23
33 39 53 41	Хвосты III стадии магнитной сепарации (первый прием) Шламы 2 Хвосты IV стадии магнитной сепарации Хвосты V стадии магнитной сепарации Итого	3,52 3,1 4,1 1,82 124,06	59,41 168,8 59,41 41,43 18,34	116,95 248,33 641,44 99,42 2223,21	118,21 642,52 249,54 100,11 2257,86
55 56	Выходит Вода Хвосты Итого	124,06 124,06	1,5 18,34	2041,41 181,8 2223,21	2041,41 216,45 2257,86

3.6 Выбор и расчёт технологического оборудования

Выбор и расчёт технологического оборудования производится для 1 секции обогатительной фабрики.

Выбор и расчёт оборудования операции дробления.

Физические свойства минерального сырья, крупность руды, поступающей на дробление, требуемая производительность дробилки и крупность дробленого продукта учитываются при выборе и расчёте оборудований для I стадии дробления. Ширина загрузочного отверстия дробилки должна быть больше на 15 - 20 % размеров наибольшего куска в питании[18].

Дробильно-сортировочная фабрика включает 2-е дробилки крупного дробления ККД-1500/200 ГВП для дробления руды, поступающей из карьера, а также оборудования для дробления и сортировки богатой руды. Сравнительная характеристика конусных дробилок крупного дробления показана в таблице 3.9

Таблица 3.9 Сравнительная характеристика конусных дробилок крупного дробления

Параметры	ККД 1200/150	ККД 1500/180	ККД 1500/200ГВП
Диаметр основания конуса D, м	1,9	2,52	3,2
Ширина загрузочного отверстия B, мм	1200	1500	1500
Эксцентриситет e, м	0,019	0,021	0,021
Частота качений конуса n0, мин-1	120	80	82
Кинетический параметр D2e n0, м3/мин	8,2	10,7	17,5
Размер наибольшего куска в питании, мм	1000	1200	1200
Производительность при номинальном размере разгрузочного отверстия, м3/ч	680	1450	2600

Рассчитываем требуемую производительность, необходимую для обеспечения проектируемой фабрики рудой:

1) Определяем размер разгрузочного отверстия

b = d/z (3.4)

b= 350/ 1, 4 = 250 MM

2) Определяем производительность дробилки ККД 1500/200 ГВП

Q = D² • е • n₀ • k_в • к₁• k_f• к_щ• В (3.5)

где D = 2,9 м - диаметр основания конуса;

е = 0,021 м - эксцентриситет;

n₀ = 90 мин - частота качаний конуса;

В = 250 мм - ширина разгрузочного отверстия;

k - поправочный коэффициент на:

- содержание крупных классов в питании k_в= 0,97;

- тип дробилки k₁ = 0,6;

- крепость руды k_f = 1;

- влажность k_щ = 1;

Определяем производительность дробилки ККД 1500/200 ГБП

Q = 2312, 71 т/ч,

отсюда определяем массовую производительность дробилки

QA- S • Q - 2, 1• 2312,71 - 4856,69 т/ч

где В - 2,1 т/м - насыпная плотность.

Определяем число дробило

N = Q/Q_др= 8670 / 4856,69 - 1,785,

т.е. N - 2 дробилки ККД

Коэффициент использования дробилок

К = Q_общ / Q_д•N (3.6)

K = 8670 / 4856,69 • 2 = 0,89

Из расчетов видно, что существующая ДСФ позволит осуществлять поступление дробленой руды в нужном количестве как на 2 существующие обогатительные фабрики, так и на проектируемую.

Дробленая руда -350 +0 мм поступает в бункера силосного типа, которые рассчитаны на 30 часовой запас руды (всего 30 бункеров)[18].

3.6.1 Выбор и расчёт технологического оборудования операций измельчения

Для проектируемого варианта принимаем к расчёту мельницы с разгрузкой через решётку рудногалечного и самоизмельчения. Степень заполнения мельниц типа ММС поддерживается на уровне 40 - 47 % от объёма барабана, что обеспечивает максимальную производительность[18]. Для проектируемой фабрики рассчитываем производительность мельницы мокрого самоизмельчения ММС 90•30 Б, которая имеет следующие параметры:

V = 160 м - внутренний рабочий объём барабана;

t = 0, 12 м - толщина футеровки;

D = 9, 0 м - внутренний диаметр барабана.

Производительность мельницы рассчитываем по формуле:

Q = q•V/в₂-в ₁, (3.7)

где Q - часовая производительность по руде, т/ч;

q - удельная нагрузка по исходному питанию, т/(м•ч);

V - рабочий объем мельницы, м;

в₁ и в₂:- содержание расчетного класса крупности соответственно в исходном питании и в конечном продукте измельчения.

q= q_э•k_и•k_к•k_в•k₀•k_T•k_ш•k_ди•k_ц, (3.8)

где q_э - удельная производительность эталонной мельницы по эталонной руде;

к - коэффициенты учитывающие (доли ед.):

- измельчаемость руды, k_и = 3,97;

- крупность исходного питания, k_к = 0.92;

- содержание расчетного класса крупности в готовом продукте, k_в = 0,68;

- диаметр мельницы, k_d = 1,71;

- тип мельницы, k_т =1;

- заполнение мельницы измельчающей средой, k_ц =- 1,15;

- относительную частоту вращения барабана мельницы, k_ш = 0,95;

- плотность измельчающей среды, k_ди = 1.

Учитывая все поправочные коэффициенты, а также промышленные значения удельной производительности работы мельницы ММС определяем удельную производительность по классу -0,074 мм (в₂ = 0,72 и в₁ = 0,03):

q = 1,111 т/(м•ч)

Q = q •V / в₂ - в₁ = 257, 6 т/ч.

По рассчитанной производительности определяем необходимое число мельниц для обеспечения заданной производительности

Q₃ = 506, 4 т/ч:

n = 506, 4 / 257, 6 = 1,968, т.е. 2 мельницы ММС 90•30 Б.

Сравнительная характеристика мельниц самоизмельчения представлена в таблице 3.10

Таблица 3.10 Сравнительная характеристика мельниц мокрого самоизмельчения

ТТип, размер мельницы	МММС 90•30 Б	МММС 90•35	МММС 70•60
ВВнутренний диметр барабана, мм	99000	99000	77000
ДДлина барабана, мм	33000	33500	66000
РРабочий объем барабана, м3	1180	1196	2100
ЧЧастота вращения барабана, мин-1	111,5	111,5	113
ММаксимальный размер загружаемых кусков, мм	6600	6600	4400
ММасса мельницы, т	7722,5	7755	7700
ММощность двигателя, кВт	44000	44000	44000

Аналогичный расчет производим для мельниц рудногалечного измельчения типа МРГ II стадии измельчения.

Степень заполнения мельниц типа МРГ поддерживается на уровне 48 - 50 % от объёма барабана, что обеспечивает максимальную производительность. Производительность рудногалечных мельниц меньше, чем шаровых, в связи с чем оптимальная циркулирующая нагрузка больше и составляет порядка 200 -250 %. при измельчении железистых кварцитов до 92 - 98 % класса -0,074 мм. Для проектируемой фабрики рассчитываем производительность мельницы мокрого самоизмельчения МРГ 55•75 А, которая имеет следующие параметры:

- V = 160 м³ - внутренний рабочий объем барабана;

- t = 0,12 м - толщина футеровки;

- D = 5,5 м - внутренний диаметр барабана;

- наибольший размер мелющих тел - 100 - 150 мм. Производительность мельницы рассчитываем по формуле:

Q = q • V / в₂ - в₁ (3.9)

где Q - часовая производительность по руде, т/ч;

q - удельная нагрузка по исходному питанию, т/(м³•ч);

V - рабочий объём мельницы, м;

в₂ и в₁ - содержание расчетного класса крупности соответственно в исходном питании и в конечном продукте измельчения.

q= q_э•k_и•k_к•k_в•k_D•k_T•k_ш•k_ди•k_ц, (3.10)

где q₃ - удельная производительность эталонной мельницы по эталонной руде;

к - коэффициенты учитывающие (доли ед.):

- измельчаемость руды, k_и = 3,97;

- крупность исходного питания, k_к = 1,05;

- содержание расчетного класса крупности в готовом продукте, k_в = 0,89;

- диаметр мельницы, k_D = 1,38;

- тип мельницы, k_T =1;

- заполнение мельницы измельчающей средой, k_ц =- 0,97;

- относительную частоту вращения барабана мельницы, k_ш = 1;

- плотность измельчающей среды, k_ди = 1.

Учитывая все поправочные коэффициенты, а также промышленные значения удельной производительности работы мельницы МРГ определяем удельную производительность по классу - 0,074 мм (в₂ = 0.85 и в₁ = 0,72):

Сравниваем мельницы МРГ 5,5•7,5 А и МРГ 4•7,5

1) МРГ 5,5•7,5 А

q = 0,31т/(м³•ч)

Q = q • V / в₂ - в₁ = 0, 31 • 160 / 0, 85 -0, 72 = 381, 54 т/ч.

2) МРГ 4•7, 5

q = 0, 29 т/(м³•ч)

Q = q • V / в₂ - в₁ = 0,29 • 83 / 0,85 -0,72 = 185,15 т/ч.

По рассчитанным производительностям определяем необходимое число мельниц для обеспечения заданной производительности

Q = 378, 8 т/ч:

МРГ 5,5•7,5 А

n = 378, 8 /381, 54 = 0, 98, т.е. 1 мельница МРГ 5,5•7,5 А.

МРГ 4•7,5

n = 378, 8 / 185, 15 -2, 1, т.е. 3 мельницы МРГ 4•7,5.

К установке принимаем одну мельницу МРГ 5,5•7,5 А.

Таблица 3.11 Сравнительная характеристика мельниц рудногалечного измельчения

Тип, размер мельницы	МРГ 55•75 А	МРГ 40•75
Внутренний диметр барабана, мм	5500	4000
Длина барабана, мм	7500	7500
Рабочий объем барабана, м3	160	83
Частота вращения барабана, мин-1	13,6	17,4
Максимальный размер загружаемых кусков, мм	-	-
Масса мельницы, т	650	310
Мощность двигателя, кВт	3200	1600

Аналогичный расчет производим для мельниц рудногалечного измельчения типа МРГ ЙЙЙ стадии измельчения.

Степень заполнения мельниц типа МРГ поддерживается на уровне 48 - 50% от объема барабана, что обеспечивает максимальную производительность. Производительность рудногалечных мельниц, чем шаровых, в связи с чем оптимальная циркулирующая нагрузка больше и составляет порядка 200- 250%. При измельчении железистых кварцитов до 92- 98% класса - 0, 074 мм. Для проектируемой фабрики рассчитываем производительность мельницы мокрого самоизмельчения МРГ 55*75 А, которая имеет следующие параметры:

- V = 160 м³ - внутренний рабочий объем барабана;

- t = 0, 12 м - толщина футеровки;

- D = 5,5 м - внутренний диаметр барабана;

- наибольший размер мелющих тел - 100 - 150 мм.

Производительность мельницы рассчитываем по формуле:

Q = q • V/ в₂-в₁, (3.11)

где Q - часовая производительность по руде, т/ч;

q - удельная нагрузка по исходному питанию, т/(м³•ч);

в₂ и в₁ - содержание расчетного класса крупности соответственно в исходном питании и в конечном продукте измельчения.

q= q_э•k_и•k_к•k_в•k_D•k_T•k_ш•k_ди•k_ц, (3.12)

где q_э - удельная производительность эталонной мельницы по эталонной руде;

k - коэффициенты учитывающие (доли ед.):

- измельчаемость руды, k_и = 3,97;

- крупность исходного питания, k_к = 1,09;

- содержание расчетного класса крупности в готовом продукте, k_в = 0,91;

- диаметр мельницы, k_D = 1,32;

- тип мельницы, k_T =1;

- заполнение мельницы измельчающей средой, k_ш = 0,97;

- относительную частоту вращения барабана мельницы, k_ц = 1;

- плотность измельчающей среды, k_ди = 1.

Учитывая все поправочные коэффициенты, а также промышленные значения удельной производительности работы мельницы МРГ определяем удельную производительность по классу - 0,074 мм (в₂ = 0,85 и в₁ = 0,72):

Сравниваем мельницы МРГ 5,5•7,5 А и МРГ 4•7,5:

1) МРГ 5,5•7,5 А

q = 0,286 т/(м³•ч)

Q = q • V / в₂ - в₁ = 0,286 • 160 / 0,98 -0,85 = 352 т/ч.

2) МРГ 4•7,5

q = 0,266 т/(м³•ч)

Q = q • V / в₂ - в₁ = 0,266 • 83 / 0,98 -0,85 = 169,8 т/ч.

По рассчитанным производительностям определяем необходимое число мельниц для обеспечения заданной производительности.

Q_p = 344 т/ч:

МРГ 5,5•7,5 А

n - 344 / 352 = 0.977, т.е. 1 мельница МРГ 5,5•7,5 А.

МРГ 4•7,5

n = 344 / 169,8 -2.1, т.е. 3 мельницы МРГ 4•7,5.

К установке принимаем одну мельницу МРГ 5,5•7,5 А.

3.6.2 Выбор и расчёт оборудования классификации

После операций измельчения необходимо классифицировать материал по крупности, поэтому на мельницы ММС и МРГ устанавливаются соответственно 3-х и 2-х продуктовые бутары. Трёх продуктовая бутара выделяет 3 класса крупности: +20 мм (галя), -20 +8 мм (скрап) и класс -8 мм. Двухпродуктовая бутара выделяет 2 класса крупности: +10 мм (скрап) и -10 мм. Бутары подбираем в соответствии с производительностью мельниц. Мельницы всех стадий измельчения работают в замкнутом цикле измельчения со спиральными классификаторами, применение которых объясняется тем, что необходимо классифицировать достаточно крупный материал. Выбранный к установке классификатор должен обеспечивать требуемую производительность по сливу и пескам, поэтому рассчитываем одно- и двухспиральный классификаторы с непогруженной спиралью типа КСН. Для сопряжения с крупноразмерными мельницами самоизмельчения и рудногалечными разработаны и применятся одно- и двухспиральные классификаторы Иркутского завода тяжелого машиностроения имени В.В. Куйбышева с длинной ванны 17200 мм - 1КСН 3,0•17,2 и 2КСН 3,0•17,2, которые показали высокие технологические показатели разделения материала[18].

Рассчитаем производительность классификаторов:

производительность по сливу

Q = 4,56 • m • k_в• k_д• k_c • k_б • D^1,765; (3.13)

производительность по пескам

Q = 5,45 • m • D³ • n • (5/ 2,7) • k , (3.14)

где k - коэффициент учитывающий:

- крупность слива;

- плотность классифицируемого материала;

- угол наклона днищ классификатора;

- требуемую плотность слива;

m - число спиралей;

n - частота вращения спиралей;

D - диаметр спирали;

д - плотность классифицируемого материала.

Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц I стадии измельчения:

слив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 183,5 240,00

содержание твёрдого, в % 45,60 85,00

разжижение, R 1,18 0,14

1) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:

- крупность слива, k_в- 1,16;

- плотность классифицируемого материала, k_р = 1,3;

- угол наклона днища классификатора, k_а= 0,94;

- заданную плотность слива, k_с = 1,02.

2) Определяем диаметр спиралей классификаторов:

-односпиральный

D^1,765 = Q / 4,56 • m • k_в• k_д• k_с • k_а = 183,6 / 4,56 • 1 • 1,16 • 1,3 • 1,02• 0,94 = 27,85

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);

- двухспиральный

D^1,765 = Q / 4,56 • m • k_в • k_д • k_с • k_а = 183,6 / 4,56 • 2 • 1,16• 1,3• 1,02• 0,94 = 13,92

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97).

3) Производительность классификаторов по сливу:

-односпирального:

Q₁ = 4,56• m • k_в • k_д• k_с • k_а• D^1,765 = 4,56•1•1,16•1,3•1,02•0,94•6,97 = 45,95 т/ч

- двухспирального:

Q₂ = 4,56 • m • k_в • k_д• k_с • k_а• D^1,765 = 4,56•2•1,16•1,3•1,02•0,94•6,97 = 91,9 т/ч

Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:

- односпиральных

N = Q₃/ Q₁ = 183,6 / 45,95 = 3,995 = 4;

- двухспиральных

N = Q₃/ Q₂= 183,6 / 91,9 = 1,998 = 2.

4) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 2КСН 3,0 • 17, 2.

5) Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам, принимая частоту вращения классификатора п = 1,5 мин.:

Q = 5,45 • m • D³ •n •(8/ 2,7) • к_б = 5,45 • 2 • 27 • 1,5 • 1,3 • 0,94 = 539,45 т/ч.

Таким образом, даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность[18].

Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц II стадии измельчения:

слив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 330,6, 40,00

содержание твёрдого, % 45,00 87,00

разжижение, R 1,22 0,20

1) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:

- крупность слива, k_в = 2,37;

- плотность классифицируемого материала, k_р = 1,3;

- угол наклона днища классификатора, k_а= 0,94;

- заданную плотность слива, k_с= 0,82.

2) Определяем диаметр спиралей классификаторов:

-односпиральный

D^1,765 = Q / 4,56 • m • k_p• k₈• k_c • k_a = 330,6 / 4,56 • 1 • 2,37 •1,3 •1,02 • 0,94 = 30,52

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);

- двухспиральный

D^1,765 = Q / 4,56 • m • k_p• k₈• k_c • k_a = 330,6 / 4,56 • 2 • 2,37 • 1,3 • 0,94• 0,82 =15,26

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6.97).

3) Производительность классификаторов по сливу:

-односпирального:

Q₁ = 4,56 • m • k_p• k₈• k_c • k_a • D^1,765 = 4,56•1•2,37•1,3•0,82•0,94• 4,64 = 350,23 т/ч

- двухспирального:

Q₂ = 4,56• m• k_p• k₈• k_c• k_a• D^1,765 = 4,56•2•2,37•1,3•0,82•0,94•6,97•4,64 = 700,46 т/ч

Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:

- односпиральных

N = Q₃/ Q₁ = 330,6 / 350,23 = 0,94 = 1;

- двухспиральных

N = Q₃/ Q₂= 330,6 / 700,46 = 0,47 = 1.

4) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 1КСН 3,0•17, 2.

5). Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам, принимая частоту вращения классификатора n = 1,5 мин.:

Q = 5,45 • m • D³ • n • (5/ 2,7) • k_б= 5,45 • 1 • 27 • 1,5 • 1,3• 0,94 = 269,72 т/ч.

Таким образом, даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность[18].

Рассчитываем и сравниваем технологические показатели одно- и двухспиральных классификаторов с непогруженной спиралью для мельниц III стадии измельчения:

cлив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 40,00 295,8

содержание твердого, % 45,00 80,00

разжижение, R 1,22 0,30

1) Определяем поправочные коэффициенты, учитывающие:

- крупность слива, k_в = 2,37;

- плотность классифицируемого материала, k_р = 1,3;

- угол наклона днища классификатора, k_б = 0,94;

- заданную плотность слива, k_с = 0,82.

2) Определяем диаметр спиралей классификаторов:

-односпиральный

D^1,765 = Q / 4,56 • m • k_в• k_д• k_с • k_б = 295,8 / 4,56 • 1 • 2,37• 1,3• 0,82 • 0,94 = 27,31

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);

- двухспиральный

D^1,765 = Q / 4, 56 • m • k_в• k_д• k_с • k_б = 295,87 4,56 • 2 • 2,37• 1,3 • 0,94• 0,82 = 13.66

ближайший диаметр спирали по ГОСТу D = 3 м, (D = 6,97);

3) Производительность классификаторов по сливу:

- односпирального

Q₁ = 4,56 • m • k_в• k_д • k_с • k_б • D^1,765 = 4,56•1•2,37•1,3•0,82•0,94•4,64 = 350,23 т/ч

- двухспирального:

Q₂ = 4,56 • m • k_в• k_д • k_с • k_б • D^1,765 = 4,56•2•2,37•1,3•0,82•0,94•6,97•4,64 = 700,46 т/ч

Определяем необходимое число классификаторов для обеспечения заданной производительности по сливу:

- односпиральных

N = Q₃/ Q, = 295,8 / 350,23 = 0,84 = 1;

- двухспиральных

N = Q₃/ Q₂= 295,8 / 700,46 = 0,42 = 1.

4) Принимаем к установке для работы в замкнутом цикле 2 двухспиральных классификатора 1КСН 3,0•17, 2.

5) Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам, принимая частоту вращения классификатора п = 1,5 мин. :

Q = 5,45 • m • D³ • n • (5/ 2,7)• k_б = 5,45• 1 • 27 • 1,5 • 1,3 • 0,94 = 269,72 т/ч.

Таким образом, даже при наименьшей частоте вращения спиралей классификатор обеспечивает требуемую производительность[18].

Сравнительная характеристика классификаторов представлена в таблице 3.12

Таблица 3.12 Сравнительная характеристика классификаторов

Параметры	1-КСН-24А	1-КСН-3,0*17,3	2-КСН-3,0*17,2
Диаметр спирали, мм	2400	3000	3000
Длина спирали, мм	13400	13400	12500
Количество спиралей	1	1	2
Частота вращения вала спирали, мин-1	3,6	1,5	3,0
Угол установки, град.	17	18,5	18,5
Мощность эл. двигателя привода спирали, кВт.	22,0	30,0	40,0
Масса, т.	39,0	42,0	70,0

При выборе и расчете гидроциклонов следует стремиться к установке таких аппаратов, которые обеспечивали получение слива крупностью 85- 98% класса - 0,074 мм[8].

Рассчитаем гидроциклоны для операции классификации перед II стадией измельчения и III стадией магнитной сепарации.

слив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 96,60 322,40

содержание твёрдого, % 16,90 65,00

разжижение, R 5,14 0,54

1) Определяем номинальную крупность слива: в 85 % класса -0,074 мм, d = 125 мкм.

2) Выбираем предварительно гидроциклоны. Заданным условиям d_н ⁼ 125 мкм и V = 790,11 м/ч отвечают гидроциклоны ГЦ-500 и ГЦ-360.

3) Определяем ориентировочные производительности гидроциклонов: ГЦ-360 (D = 360 мм)

- диаметр пескового отверстия, d_н = 96 мм;

- угол конуса,б= 20 (k_б = 1,0);

- диаметр сливного отверстия, d_c = 115 мм;

- эквивалентный диаметр питающего отверстия, d₃ = 90 мм; ГЦ-500 (D - 500 мм)

- диаметр пескового отверстия, d_н = 96 мм;

- угол конуса,б = 20 (k_б = 1,0);

- диаметр сливного отверстия, d_c = 160 мм;

- эквивалентный диаметр питающего отверстия, d₃ = 130 мм;

4) Принимаем условно давление на входе 0,1 МПа (1 кгс/см) определяем

производительности гидроциклонов:

V = P₀•3•k_б•k_D•dэ•A, (3.15)

где к - поправка на:

k_б - угол конусности гидроциклона;

k_D - диаметр гидроциклона;

dэ - эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм;

Ро - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Для ГЦ-360 (k = 1,06)

V = P_o•3•k_б•k_D•dэ•A = 0,l • 3 • 1,0• 1,06• 9• 11,5 = 104,08 м³/ч,

следовательно для обеспечения заданной производительности необходимо

N = 790,11/104,08 = 7,59 , т. е. 8 гидроциклонов ГЦ-360.

Для ГЦ-500 (к =1.0)

V = Р₀• 3 • k_б• k_D• dэ • А = 0,1 • 3 • 1,0 • 1,0 • 13 • 16 = 197,34 м³/ч,

следовательно для обеспечения заданной производительности необходимо

N = 790,11/197,34 = 4,51 , т. е. 5 гидроциклонов ГЦ-500.

Принимаем к установке гидроциклоны ГЦ-500 (D = 500) и проверяем нагрузку по пескам при диаметре насадка = 7,5 мм:

q = Q_п / S_п (3.16)

где Q_п - производительность по пескам, т/ч;

S_п - площадь пескового отверстия, см.

Проверяем нагрузку по пескам:

q = Q_п / S_п = Q_п / П • R = 322, 4 / 3,14 • 7,5 = 1,83 т/(ч•см)

Эта нагрузка находится в пределах нормы (0,5 - 2,5т/(ч•см)) и можно принять насадок диаметром 7,5 см.

5) Определяем достаточное давление пульпы на входе в гидроциклон:

P = V²/(3•k_б•k_b•d_э•d_c)² = (790,11/5)²/(3• 1 • 1 • 13 16)² = 0,064

При данном давлении производительность гидроциклона будет меньше, поэтому

V = 0,064 •3•1•1•13•16 = 157,86 м³/ч, отсюда получаем N = 6 гидроциклонов ГЦ-500

Проверим крупность номинального зерна в сливе гидроциклона:

dн= 1,5 • V((D • d •в)/(А • k_d• Ро • (д-1))) = 121 мкм

Крупность номинального зерна в сливе соответствует заданной крупности 125 мкм и, следовательно, можно принять гидроциклон ГЦ-500 диаметром 500 мм в количестве 6 единиц.

Гидроциклоны для операции классификации перед III стадией измельчения и V стадией магнитной сепарации рассчитывается аналогичным образом.

слив пески

производительность по твёрдому, Q т/ч 287,60 86,00

содержание твердого, % 11,00 65,00

разжижение, R 8,10 0,54

1) Определяем номинальную крупность слива: в 98 % класса -0,074 мм, d = 94 мкм.

2) Выбираем предварительно гидроциклоны. Заданным условиям d_н = 94 мкм и V = 958,55 м/ч отвечают гидроциклоны ГЦ-500 и ГЦ-360.

3) Определяем ориентировочные производительности гидроциклонов:

ГЦ-360 (D = 360 мм)

- диаметр пескового отверстия, d_н = 96 мм;

- угол конуса,б= 20 (k_б = 1,0);

- диаметр сливного отверстия, d_c = 115 мм;

- эквивалентный диаметр питающего отверстия, d₃ = 90 мм;

ГЦ-500 (D - 500 мм)

- диаметр пескового отверстия, d_н = 96 мм;

- угол конуса,б = 20 (k_б = 1,0);

- диаметр сливного отверстия, d_c = 160 мм;

- эквивалентный диаметр питающего отверстия, d₃ = 130 мм;

Принимаем условно давление на входе 0,1 МПа (1 кгс/см) определяем

производительности гидроциклонов:

V = P₀•3•k_a•k_D•d_э• А, (3.17)

где k - поправка на:

k_б - угол конусности гидроциклона;

k_D - диаметр гидроциклона;

d_э - эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм;

Р₀ - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Для ГЦ-360 (k = 1,06)

V = P_o•3•k_б•k_D•d_э•A = 0,l • 3 • 1,0 • 1,06 • 9 • 11,5 = 104,08 м³/ч,

следовательно, для обеспечения заданной производительности необходимо

N = 958,55/104,08 = 9,21 , т. е. 10 гидроциклонов ГЦ-360.

Для ГЦ-500 k = 1,0

V = P₀• 3• k_б• k_D• d_э• А = 0,1 • 3 • 1,0 • 1,0 • 13• 16= 197,34 м³/ч,

следовательно, для обеспечения заданной производительности необходимо

N = 958,55/197,34 = 4,86 , т. е. 5 гидроциклонов ГЦ-500.

4) Принимаем к установке гидроциклоны ГЦ-500 (D = 500) и проверяем нагрузку по пескам при диаметре насадка = 8,0 мм:

q = Q_п / S_п (3.18)

где Q_п - производительность по пескам, т/ч;

S_п - площадь пескового отверстия, см.

Проверяем нагрузку по пескам:

q = Q_п / S_п = Q_п / П • R = 287,6 / 3,14 • 8,0 = 1,43 т/(ч•см)

Эта нагрузка находится в пределах нормы (0,5 - 2,5т/(ч•см)) и можно принять насадок диаметром 8,0 см .

5) Определяем достаточное давление пульпы на входе в гидроциклон:

P = V²/(3 • k_б • k_b • d_э• d_c)² = (958,55/5)²/(3 • 1 • 1 • 13 16)² = 0,094 МПа

При данном давлении производительность гидроциклона будет меньше, поэтому

V = 0,094 • 3 • 1 • 1 • 13 • 16 = 191,31 м³/ч , отсюда получаем N = 6 гидроциклонов ГЦ-500.

Проверим крупность номинального зерна в сливе гидроциклона:

d_н= 1,5 • V((D • d •в)/(А • k_б • Р₀ • (д-1))) = 94 мкм

Крупность номинального зерна в сливе соответствует заданной крупности 94 мкм и, следовательно, можно принять гидроциклон ГЦ-500 с диаметром 500 мм в количестве 6 единиц[18].

Сравнительная характеристика гидроциклонов представлена в таблице 3.13

Таблица 3.13 Сравнительная характеристика гидроциклонов

Параметры	ГЦ 500	ГЦ 710	ГЦ 1000
Диаметр гидроциклона	500	710	1000
Угол конусности б, градус	20	20	20
Средняя производительность, при P0 = 0,1 МПа, Vn, м3/ч	100-300	200-500	360-1000
Крупность слива dн, мм	50-200	60-250	70-280
Стандартный эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм	130	150	210
Стандартный диаметр сливного патрубка, d, мм	160	200	250
Диаметр пескового насадка, мм	48-150	48-200	75-250

3.6.3 Выбор и расчёт аппаратов обесшламливания и сгущения

Широкое использование на обогатительных фабриках по обогащению железных руд для операций обесшламливания получили магнитные дешламаторы[8]. Производительность дешламаторов по обесшламливанию легко-шламирующегося материала рассчитывается по удельной производительности. К установке принимаем магнитный дешламатор МД-9.

Для обесшламливания слива гидроциклонов I стадии классификации принимаем к установке 1 дешламатор МД-9:

- удельная производительность q = 2,05 т/ м³•ч;

- производительность Q = 121,67 т/ч;

- содержание твёрдого в обесшламленном продукте 60 - 70 %;

Общая производительность по операции Q = 96, 6 т/ч

Для обесшламливания слива гидроциклонов II стадии классификации принимаем к установке 1 дешламатор МД-9:

удельная производительность q = 189 т/ м³• ч;

производительность Q = 112,17 т/ч;

содержание твёрдого в обесшламленном продукте 60 -70 %.

Общая производительность по операции Q = 86,0 т/ч.

Сравнительная характеристика магнитных дешламаторов представлена в таблице 3.14

Таблица 3.14 Сравнительная характеристика магнитных дешламаторов

Варианты	Удельная производительность, т/м3·ч	Общая площадь дешламаци, м3	Площадь осаждения, м2	Число дешламаторов, шт.
МД-5	2.8	373.2	19.8	19
МД-9	2.8	373.2	63.8	6
МД-12	2.8	373.2	113	4

Выбираем и расчитываем технологическое оборудование для сгущения.

Сгущение концентрата:

- рассчитываем площадь сгущения S и число сгустителей n:

S = Q/(q•k), (3.19)

где Q - нагрузка по твёрдому в продукте, т/сут.;

q - удельная производительность, т/м• ч;

k - коэффициент использования поверхности осаждения,

n = S / Sc,

где Sc - площадь зеркала сгустителя, м.

Q = 9456 т/сут, принимаем q = 4,4 т/м• сут.

Площадь сгущения :

S = Q / (q• к) = 9456 / (4,4 • 0,8) = 2686,36 м².

Число сгустителей (принимаем сгуститель Ц-30 (D = 30 м, площадь сгущения - 700 м )):

n = S/ Sc = 2686, 36/ 700 = 3,84, т.е. 4 сгустителя Ц-30.

Сгущение хвостов:

- рассчитываем площадь сгущения S и число сгустителей n:

S = Q/(q•k),

где Q- нагрузка по твёрдому в продукте, т/сут.;

q - удельная производительность, т/м• ч;

k - коэффициент использования поверхности осаждения.

n = S/Sc,

где S - площадь зеркала сгустителя, м².

Q = 14544 т/сут, принимаем q = 0, 8 т/м сут.

Площадь сгущения :

S = Q / (q• k) = 14544 / (0,8 • 0,8) = 2725 м²

Число сгустителей (принимаем сгуститель Ц-100 (D -100 м , площадь сгущения = 7850 м )):

n = S / So = 22725 / 7850 = 2, 89, т.е. 3 сгустителя Ц-100.

Таким образом, принимаем к установке 4 сгустителя Ц-30 для сгущения концентрата и 3 сгустителя Ц-100 для сгущения хвостов[18].

Основные параметры сгустителей показаны в таблице 2.10.

Таблица 3.15 Основные параметры цилиндрических (радиальных) сгустителей Ц-30 и Ц-100

Сгуститель	Марка	Диаметр чана, м	Площадь сгущения, м2	Глубина чана в центре, м
С центральным приводом, одноярусные	Ц-30	30	700	4,0
	Ц-100	100	7850	7,5

3.6.4 Выбор и расчет оборудования для магнитной сепарации

Вследствие того, что на стадии магнитной сепарации поступает слив классификаторов и гидроцклонов с содержанием 70-98 % класса -0,074 мм, то необходимо применение полупротивоточных магнитных сепараторов типа ПБМ-ПП-120/300[1,18].

Основные параметры сепаратора ПБМ-ПП-120/300:

размер барабана, D х L, мм 1200 х 3000;

крупность обогащаемой руды, мм 20- 0;

напряженность поля на поверхности барабана при системе из ферритобариевых магнитов, кА/м 111 -135;

частота вращения барабана, мин^-1 19.

Производительность барабанных сепараторов для мокрой магнитной сепарации определяется выражением:

Q = q• n• (L- 0,1), (3.20)

где Q - производительность сепаратора по сухому исходному питанию,т/ч;

q - удельная нагрузка, т/(м •ч);

n - число головных барабанов в сепараторе;

L - длина каждого барабана.

I стадия магнитной сепарации: крупность 72% класса - 0,074 мм; содержание твердого в питании - 45%; содержание магнитной фракции - 80%; удельная нагрузка q - 44,16 т/(м*ч); сепарация осуществляется в три приёма, значит п - 3,

L = 3 м, q = 44,16 т/(м• ч) или q - 8, 81 т/м³•ч

Q = 8, 81 • 3 • (3 - 0,1) = 6,8 • 3 • 2,9 = 76,65 т/ч;

N = Q₃/Q = 303,6/ 55,39 = 5,97 =6 сепараторов ПБМ-ПП-120/300

II стадия магнитной сепарации: крупность 85% класса - 0,074 мм; содержание твёрдого в питании - 40%; содержание магнитной фракции - 80%; удельная нагрузка q - 19.10 т/(м•ч);

N = 5, 97 = 6 сепараторов ПБМ-ПП-120/300

III стадия магнитной сепарации: крупность 85% класса - 0,074 мм; содержание твёрдого в питании - 35%; содержание магнитной фракции - 85%; удельная нагрузка q = 9.09 т/(м•ч);

N = 1,64 = 2 сепаратора ПБМ-ПП-180/300

IV стадия магнитной сепарации: крупность 95% класса - 0,074 мм; содержание твёрдого в питании - 40%; содержание магнитной фракции -90%; удельная нагрузка q - 18, 64 т/(м•ч);

N = 5,47 - 6 сепараторов ПБМ-ПП-120/300

V стадия магнитной сепарации: крупность 98% класса - 0,074 мм; содержание твёрдого в питании - 35%; содержание магнитной фракции - 95%; удельная нагрузка q - 8,68 т/(м•ч); сепарация осуществляется в два приёма, поэтому п - 2, L - 3 м,

Q = 8, 68 • 2 • (3 - 0,1) = 50,34 т/ч, принимаем

N = 1,63 = 2 сепаратора ПБМ-ПП-120/300.

Сравнительная характеристика магнитных сепараторов представлена в таблице 3.16

Таблица 3.16 Сравнительная характеристика магнитных сепараторов для мокрого обогащения

Параметры	ПБМ-П-120/300	ПБМ-ПП-120/300	ПБМ-150/400
Размеры барабана, мм Диаметр Длина	1200 3000	1200 3000	1500 4000
Напряженность поля на поверхности барабана, кА/м	111-135	111-135	127
Крупность обогащаемой руды, мм	4-0	0,2-0	15
Производительность, т/ч	200-300	50-100	-

Таблица. Результаты расчета оборудования

№	Наименование аппарата	Тип аппарата	Число единиц
1	Конусная дробилка	ККД 1500/120 ГВП	2
2	Мельница мокрого самоизмельчения	ММС 90*30 Б	2
3	Мельница рудногалечного измельчения	МРГ 5,5*7,5 А	2
4	Классификатор спиральный	2КСН 3,0*17,2	2
5	Классификатор спиральный	1КСН 3,0*17,2	4
6	Гидроциклон конусный	ГЦ - 500	12
7	Дешламатор магнитный	МД - 9	1
8	Сгуститель радиальный	Ц - 30	4
9	Сгуститель радиальный	Ц - 100	3
11	Сепаратор магнитный	ПБМ-ПП-120/300	22

3.7 Опробование, контроль и автоматизация технологического процесса

кварцит сепарация обогащение хвост

3.7.1 Контролируемые параметры технологии обогащения железных руд Лебединского месторождения

Для улучшения качества сырья и готовой продукции на обогатительной фабрике систематически необходимо контролировать следующие параметры:

- массу сырой руды, поступающей на обогащение;

- массовую долю железа в исходной руде, концентрате и хвостах;

- плотность и содержание класса - 0,074 мм слива гидроциклонов;

- заполнение мельниц ММС 90хЗОБ и МРГ 55х75А;

- плотность слива классификаторов КСНI стадии измельчения;

- соотношение Т: Ж в мельницах ММС 90x3ОБ;

- количество" скрапа" с классификатора мельниц МРГ55х75А;

- массу "гали" возврата мельниц МРГ;

- напряженность магнитного поля сепараторов ПБМ;

- частота вращения барабанов сепараторов[17].

3.7.2 Опробование технологического процесса

В связи с тем, что необходимо систематически контролировать технологические параметры обогащения на обогатительной фабрике следует проводить опробование и контроль.

Место и частота опробования необходимо осуществлять в соответствии с картой сменного опробования, утверждённой главным инженером обогатительной фабрики.

Для отбора проб концентрата применяются автоматические пробоотборники типа ГТЩ-30. Периодичность отбора пробы составляет 15 минут, масса пробы - 180 г. Отвальные хвосты фабрики опробуются из общего хвостового лотка щелевым автоматическим пробоотборником. Периодичность отбора пробы составляет 15 минут[17].

3.7.3 Автоматизация и контроль технологического процесса

Для обеспечения стабильности и повышения надежности в эксплуатации оборудования, а также увеличения производительности механизмов, необходимо осуществлять автоматический контроль и регулирование технологических процессов. В связи с чем, на обогатительных фабриках внедряются автоматизированные системы управления технологическими процессами (АСУТП). Для проектируемой обогатительной фабрики применимы следующие системы автоматизации:

1) Система автоматического регулирования загрузкой мельниц МРГ 55х75А. Осуществляется изменением подачи "гали" в мельницу с помощью шибера, установленного на разгрузке ММС, управляемого исполнительным механизмом МЭО-1600.

2) Система автоматического заполнения мельниц ММС 90x3ОБ. Выполняется изменением скорости питателя через теристорные преобразователи КТЭ-1111 (КТЭУ-400/100, КТЭС400/100.ТЭ-4).

3) Система автоматического регулирования плотности слива классификаторов I стадии измельчения. Осуществляется путём изменения расхода воды на зеркало классификатора радиоизотопными плотномерами ПР 1025мВскП-3.

4) Система регулирования соотношения "жидкое-твёрдое". Производится путём изменения подачи воды в мельницу ММС с помощью регулирующего клапана и исполнительного механизма МЭО-250/63.

5) Система регулирования уровня пульпы в зумпфах. Осуществляется изменением подачи воды в зумпф с помощью регулирующего клапана и исполнительного механизма МЭО-250/63.

6) Система автоматического регулирования количества "скрапа" с классификаторов мельницы МРГ. Производится с помощью регулирующего клапана и МЭО-250/63 путем изменения подачи воды в зумпф.

7) Система автоматического контроля за технологическими параметрами:

- скорость пластинчатого питателя;

- заполнение мельниц ММС 90x3ОБ;

- расход воды на мельницу ММС 90x3ОБ;

- загрузка мельниц МРГ 55X75А;

- плотность слива классификаторов;

- плотность слива гидроциклонов;

- масса "гали" возврата по конвейерам.

8) Система контроля над параметрами:

- проток масла;

- температуру подшипников мельниц ММС и МРГ;

- температуру стартёра электродвигателя СДМЗ мельниц ММС;

-забивка течек на конвейере е питателей загрузки мельниц ММС;

- расход речной воды;

- расход оборотной воды;

- расход теплоносителя для отопления корпуса.

Управление оборудованием технологических секций осуществляется дистанционно.

Для телеуправления и телесигнализации на секциях обогатительной фабрики необходимо применить унифицированную агрегатную систему управления поточно-транспортными системами УАС и УПТС, которая способствует повышению производительности секций фабрики. Управление механизмами и оборудованием осуществляется операторами и диспетчерами.

Применение всего комплекса автоматизированных систем позволит стабилизировать процесс обогащения и повысить технологические показатели измельчения, классификации и магнитной сепарации, а также избежать потерь речной и оборотной воды, снизить потребление электроэнергии[17].

3.8 Хвостохранилище

3.8.1 Технология транспортировки хвостов

Хвостовая пульпа по самотёчному шламопроводу (лотку) предполагается направлять из корпуса обогащения фабрики в распределительную камеру, в которой происходит распределение пульпы по лоткам в сгустители диаметром 100 м. Выделение и отвод фракций свыше 3 мм осуществляется в осадительных камерах, встроенных для этих целей. Осаждённые крупные хвосты предполагается перекачивать насосами 12 ГРК-8 в отстойники шламового хозяйства Лебединского ГОКа. Осветление воды в сгустителях предполагается интенсифицировать обработкой пульпы раствором поли-акриламида ( ПАА). Осветленная вода самотечными лотками поступает в насосные станции оборотного водоснабжения, которые оборудованы:

- насосами Д 6300-80;

- насосами Д 3200-75;

- водоводами (диаметром 1400 мм).

Из насосной станции оборотного водоснабжения осветленная вода возвращается по водоводам в корпус обогащения. Распределение воды будет производиться по секциям через поворотные клапаны на трубы диаметром 800 мм[3,21].

Таблица 3.17 Гранулометрический состав хвостов

Выход фракции, %	Средневзвешенный диаметр, мм
+0,80	+0,40	+0,16	+0,10	+0,07	-0,07
1,09	3,38	6,34	11,14	30,19	47,50	0,19

3.8.2 Краткое описание хвостохранилища

Параметры хвостохранилища определены с учетом производительности фабрики.

Годовой выход хвостов составляет 4 363 375 тонн в год, количество воды в хвостах 6 545 062 м/ч.

По расчетным материалам протяженность хвостохранилища находится в пределах: длина - до 8 км, ширина - до 3 км.

Объем заполнения составит 245 млн. м, площадь зеркала 10 км², заполнение будет происходить до отметки 192,5 м.

Водосбросная площадь в створе плотины 53 км².

С целью снижения фильтрационных потерь в отсеках хвостохранилища в местах выхода на поверхность меловых отложений предусматривается суглинистый экран. Толщина экрана - 1,5 м, защитного слоя из чернозема - 0,35 м[21].

Хвостохранилище включает:

- намывную головную плотину;

- водосбросные сооружения;

- отсечные дамбы для осветленной воды;

- насосные станции.

Основные данные по полному профилю проектируемой плотины составляют:

- максимальная высота - 56,5 м;

- длина - 2886 п. м;

- отметка гребня - 195 м;

- ширина по гребню - 14,5 м;

- ширина по береговой отметке 180 м - 10 м;

- максимальная ширина в основании - 463 п. м.

Отсечные дамбы являются гидротехническими сооружениями, от которых зависит стабильность работы обогатительной фабрики[3,17].

3.9 Электроснабжение

Электроснабжение корпуса обогащения фабрики будет осуществляться от главной понизительной подстанции 110/6 кВ (ГПП - 5). Для питания потребителей технологических секций предназначены распределительные подстанции РУ 64В, к которым подключаются все высоковольтные электродвигатели и трансформаторы. Электродвигатели мельниц предполагается запускать от частотных преобразователей ПЧВ-6000/380. Питание электрооборудования 380 В, электроосвещение осуществляется от трансформаторных подстанций КТП-10/0,4 кВ[21].

Выводы

Комплекс технических и экономических решений, представленный в технологической части, принят на основании сведений о вещественном составе исходного сырья, результатов исследования сырья на обогатимость и данных о практике обогащения аналогичных руд в нашей стране и за рубежом. Проведены обоснование и расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы, выбрано и рассчитано основное и вспомогательное оборудование.

Рудоподготовка сырья включает в себя 1 стадию крупного дробления в конусных дробилках, 1 стадию мокрого самоизмельчения, 2 стадии измельчения в рудногалечных мельницах.

Основной способ обогащения магнетитовых руд Лебединского месторождения - мокрая магнитная сепарация, включающая 5 стадий с операциями доизмельчения, классификации, обесшламливания.

Предлагаемая технологическая схема позволяет получать концентрат с содержанием железа 68,5% при извлечении 78,34% и хвосты с содержанием железа: общего - 11,5%, магнитного - 2,29% при извлечении 21,64%.

На фабрике предусмотрена автоматизация производственных процессов и определены точки отбора проб для контроля процесса.

Также рассмотрены вопросы тепло-, водо- и воздухоснабжения, система укладки хвостов и организация оборотного водоснабжения.

4. Специальная часть

4.1 Теоретические принципы высокоселективной магнитной сепарации

Важнейшей технологической необходимостью обогащения железных руд является полное стадиальное выделение всех готовых продуктов по мере их раскрытия.

Таким образом, главнейшим резервом развития любого горно-обогатительного комбината, перерабатывающего железистые кварциты, является решение проблемы выделения из концентрата первой и последующих стадиях мокрой магнитной сепарации (ММС) продукта, состоящего из магнетита и богатых сростков, т. е. высококачественного концентрата и, как правило, условия раскрытия это позволяют. Решение этой проблемы требует определения эффективных путей управления флокулообразования за счет изменения статических и динамических характеристик внешнего намагничивающего поля в сепараторе, особенно в зоне доводки концентрата.

Основным препятствием, с которым приходится сталкиваться при отделении магнитных частиц от немагнитных при ММС сильномагнитных материалов, является магнитная флокуляция материала, вызванная его наведенной или остаточной намагниченностью.

Магнитная флокуляция -- это процесс образования агрегатов из частиц сильномагнитных материалов наведенный внешним магнитным полем или за счет остаточной, собственной магнитной индукции этих частиц. В практике магнитного обогащения решающее значение имеет наведенная магнитная флокуляция, которая возникает в рабочей зоне сепаратора, препятствуя успешному разделению минералов.

Размеры флокулы определяются кулоновскими силами осевого сжатия. В неоднородных полях силы сжатия увеличены за счет градиента поля, поэтому флокулы укорочены. Размеры флокул колеблются от 2 до 1000 диаметров частиц, составляющих флокулы.

Магнитную флокуляцию условно можно рассматривать как взаимодействие магнитных масс частиц на основе магнитного закона Кулона. Полное выражение силы притяжения двух диполей имеет вид: