Расчет качественно-количественной схемы операций дробления и грохочения руды

Размещено на http://www.allbest.ru/

29

Расчет качественно-количественной схемы операций дробления и грохочения руды

Содержание

1. Задание для выполнения курсового проекта

2. Введение

3. Исходные данные

4. Расчет качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды (выбор и обоснование схемы, расчет выхода продуктов)

5. Тип рекомендуемого оборудования

6. Расчет качественно-количественных показателей по двум предлагаемым вариантам технологии обогащения железной руды (магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение)

7. Вывод

8. Список использованной литературы

1. Задание для выполнения курсового проекта

1. Расчет качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения руды (выбор и обоснование схемы, расчет выхода продуктов).

2. Расчет качественно-количественных показателей по двум предлагаемым вариантам технологии обогащения:

- выход коллективного, магнетитового и гематитового концентратов, а также хвостов обогащения;

- содержание компонентов (общее и по отдельным минералам) в продуктах обогащения;

- извлечение компонентов в продукты обогащения;

- степень сокращения и концентрации;

- технологическая эффективность процессов обогащения (точная и приближенная).

2. Введение

Обогащением полезных ископаемых называют совокупность методов и процессов первичной переработки минерального сырья с целью концентрации ценных компонентов в кондиционных продуктах путем удаления пустой породы и разделения минералов.

Основные задачи обогащения:

· повышается содержание полезного компонента в сырье;

· из сырья удаляется большая часть вредных примесей;

· достигается однородность сырья по крупности и вещественному составу.

На обогатительных фабриках полезные ископаемые подвергаются ряду последовательных процессов обработки, которые по своему назначению делятся на:

Подготовительные процессы. К подготовительным относятся процессы дробления и измельчения, при которых достигается раскрытие минералов в результате разрушения сростков полезных минералов с пустой породой ( или сростков одних полезных минералов с другими) с образованием механической смеси частиц и кусков разного минерального состава, а также процессы грохочения и классификации, применяемые для разделения по крупности полученных при дроблении и измельчении механических смесей. Задача подготовительных процессов - доведение минерального сырья до крупности, необходимой для последующего обогащения, а в некоторых случаях - получение конечного продукта заданного гранулометрического состава для непосредственного использования в народном хозяйстве (грохочение, дробление, измельчение, классификация по крупности, усреднение).

Дробление - это процесс уменьшения размеров кусков полезных ископаемых путем разрушения их действием внешних сил, преодолевающих внутренние силы сцепления, которые связывают между собой частицы твердого вещества.

По своему технологическому назначению различают три вида процессов дробления:

Самостоятельное - продукты дробления являются конечными и не подвергаются дальнейшей обработке (дробление углей, горных пород для получения щебня).

Подготовительное - продукты дробления получают заданной крупности и подвергают последующей переработке (дробление руд для последующего обогащения).

На горно-обогатительных предприятиях применяется механический способ дробления и измельчения.

Механическим дроблением называют процесс разрушения горных пород под действием внешних механических усилий для получения продукта заданной крупности.

Дробимость является обобщающим параметром многих механических свойств горных пород и выражает энергоемкость процесса дробления породы.

Интенсивность процесса дробления характеризуется степенью дробления.

Грохочение - это процесс разделения материалов на классы крупности, осуществляемый на просеивающих поверхностях.

Сущность процесса грохочения заключается в том, что частицы исходного питания размерами меньше отверстий сита под действием силы тяжести и колебаний грохота проходят через эти отверстия. Частицы размерами больше отверстий сита остаются на нем и удаляются с грохота.

Материал, поступающий на грохочение, называется исходным, остающийся на сите - надрешетным (верхним) продуктом, проваливающийся через отверстия сита - подрешетным (нижним) продуктом.

В зависимости от назначения грохочение бывает самостоятельным , подготовительным, вспомогательным и с целью обезвоживания.

Самостоятельное грохочение - процесс разделения материала на продукты заданной крупности, являющиеся конечными товарными продуктами, предназначенными для отправки потребителям.

Подготовительное грохочение - процесс разделения материала на два или несколько классов, подвергаемых раздельной переработке на данной фабрике.

Вспомогательное грохочение - предусматривается в схемах дробления и измельчения с целью выделения мелких классов, не подлежащих дроблению(измельчению).

Грохочение с целью обезвоживания - операция обезвоживания на грохотах продуктов обогащения или обесшламливание материала перед дальнейшим обогащением.

Основные обогатительные процессы. К основным обогатительным процессам относятся те физические и физико-химические процессы разделения минералов, при которых полезные минералы выделяются в концентраты, а пустая порода - в хвосты (гравитационный метод обогащения, флотация, магнитный метод обогащения, электрический и специальные методы обогащения).

Вспомогательные процессы. К вспомогательным относятся процессы обезвоживания продуктов обогащения (путем их сгущения, фильтрования и сушки) для доведения их влажности до установленной нормы или для получения оборотной воды; процессы облагораживания продуктов и подготовки их к металлургическому или химическому переделу (обезвоживание, пылеулавливание, обеспыливание, транспортирование, складирование, очистка сточных и кондиционирование оборотных вод)

3. Исходные данные

Перечень исходных данных, необходимых для выполнения задания, приведено в таблице 1.

Исходные данные для выполнения курсового проекта:

- железосодержащая руда добывается открытым способом;

- характеристику крупности исходной руды, поступающей на грохочение можно принять прямолинейной;

- Q - производительность фабрики, т/сут;

- С - циркулирующая нагрузка в замкнутом цикле операции дробления, %;

- содержание железа в руде:

бм - магнетитового, %

бг - гематитового, %

породообразующий минерал - кварц;

- содержание железа в концентрате:

вм - магнитного обогащения, %,

вг - гравитационного обогащения, %,

вф - флотационного обогащения, %;

- ем -извлечение магнетитового железа при магнитном обогащении, %;

- ег-извлечение гематитового железа при гравитационном обогащении, %;

еф -извлечение железа магнетитового и гематитового при флотации, %.

Таблица 1. Исходные данные для выполнения курсового проекта

Номер задания	Q, тыс. т	С, %	М, %	Г, %	М, %	Г, %	Ф, %	М, %	Г, %	Ф, %
26	10	140	25	10	62	66	61	89	84	90

Расчет качественно-количественной схемы дробления - грохочения

При выборе схемы необходимо решить вопрос о числе стадий дробления и необходимости операций предварительного и контрольного грохочения.

Число стадий определяется крупностью исходного и конечного продуктов дробления. Начальная крупность, т.е. максимальный размер кусков руды , поступающей из рудника на обогатительную фабрику Dmax , определяется в зависимости от производительности горного цеха и принятой на ней системы горных работ.

Таблица 2 Максимальная крупность кусков руды для рудообогатительных фабрик ( по данным Механобра)

Производительность фабрики по руде, тыс. т/год	Максимальная крупность кусков, мм
	Открытые работы	Подземные работы
Малая до 500	500 - 600	250 - 350
Средняя 500 - 3000	700 - 1000	400 - 500
Большая 3000 - 9000	900 - 1000	600 - 700
Очень большая > 9000	1200	-

Крупность конечного дробленого продукта dmax, получаемого в цехе дробления - грохочения и поступающего в цех измельчения - классификации, зависит в основном от производительности обогатительной фабрики.

Ввиду того, что операция измельчения является наиболее дорогой в технологической схеме, необходимо получить возможно более мелкий дробленый продукт, стараясь при этом излишне не усложнять схему дробления. По указанным причинам экономически выгодно получать мелкий дробленый продукт лишь при высокой производительности предприятия. При выборе оптимальной крупности дробленого продукта можно руководствоваться данными.

Таблица 3 Зависимость оптимального размера кусков руды в питании мельниц от производительности фабрики

Производительность фабрики, т/сут	< 500	< 2500	< 10000	< 40000
Оптимальная крупность питания мельниц, мм	10 - 15	6 - 12	5 - 10	4 - 8

Пользуюсь данными, таблицы 2 и таблицы 3, находим начальную крупность руды и оптимальный размер руды в питании мельниц.

Поскольку ведутся открытые горные работы и производительность горного цеха высокая (Q=10 000 т/сут), то максимальный размер кусков руды составит Dmax= 1200 мм, а крупность конечного дробленого продукта dmax= 8 мм.

Общая степень дробления составит:

Sобщ. = Dmax / dmax =1200/8=150

Общая схема дробления всей схемы равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях, то есть

Sобщ. = S1*S2*S3

Оптимальные значения степени дробления для дробилок различного типа при дроблении в одну стадию следующие:

- конусные крупного дробления (ККД) - до 5;

- щековые со сложным качанием щеки (ЩДС) - до 8;

- щековые с простым качанием щеки (ЩДП) - до 5;

- конусные среднего дробления (КСД) без контрольного грохочения - до 6;

- конусные в замкнутом цикле с контрольным грохочением - до 8 - 10;

- конусные мелкого дробления (КМД);

- без контрольного грохочения - до 3 - 5;

- в замкнутом цикле с контрольным грохочением - до 8.

Учет технических возможностей современного дробильного оборудования показывают, что одно - стадиальная схема неосуществима. Наиболее часто принимают двух - трех -стадиальные схемы. При этом каждой операции дробления может предшествовать предварительное грохочение. Операции предварительного грохочения применяются для сокращения количества материала, поступающего в дробление и увеличения подвижности материала в рабочей зоне дробилки. Последнее особенно необходимо при дроблении в конусных дробилках среднего и мелкого дробления, склонных к забиванию их рабочей зоны рудной мелочью.

Принимаем трехстадиальную схему дробления:

- Конусная дробилка крупного дробления: S1 = 5

- Конусные дробилки среднего дробления: S2 = 5

- Конусные дробилки мелкого дробления: S3 = 6

Общая степень дробления всей схемы равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях:

Sобщ. = S1 S2 S3 =5•5•6 =150

Операции контрольного грохочения имеют цель возвратить в дробилку крупные куски руды , размер которых больше ширины разгрузочного отверстия дробилки. Введение в схему дробления контрольного грохочения вызывает необходимость установки большого числа грохотов, конвейеров и питателей , что приводит к увеличению капитальных затрат и усложняет эксплуатацию цеха дробления. Поэтому операция контрольного грохочения применяется только в последней стадии дробления.

Находим условную максимальную крупность продуктов дробления отдельных стадий:

D1= Dmax / S1 =1200/5=240 мм

D2= D1 / S2 =240/5=48 мм

D3= D2 / S3 =48/6=8 мм

Ширина разгрузочного отверстия для каждой стадии определяется выражением in=D/Zn, где in - ширина разгрузочного отверстия дробилки на n-ой стадии. Zn - отношение размера максимального куска дробленной руды, к ширине разгрузочного отверстия. Величина Zn определяется по типовым характеристикам дробленной руды, которые можно записать в виде таблицы

Таблица 4 Условная максимальная относительная крупность кусков дробленого продукта ( z )

Категория дробимости (твердости руд)	Дробилки крупного дробления	Конусные дробилки
	Конусные	Щековые	Среднего дробления	Мелкого дробления
Мягкие	1,1	1,3	1,3 - 1,5	1,7 - 2,0
Средней твердости	1,4	1,5	1,8 - 2,0	2,2 - 2,5
твердые	1,6	1,7	2,4 - 2,6	2,7 - 3,0

При замкнутом цикле дробления условную максимальную относительную крупность кусков дробленого продукта (Z) принимают равной 1,25.

Ширина разгрузочных отверстий дробилок для каждой стадии:

i1=D1/Z1=240/1,6=150 мм

i2=D2/Z2=48/2,5=19,2 мм

i3=D3/Z3=8/1,25=6,4 мм

Размеры отверстий грохотов назначаются в пределах между размером куска, получаемого в данной стадии дробления, и размером разгрузочного отверстия дробилки (для предварительного расчета можно принять размеры отверстий грохота равными размерам максимальных кусков дробленой руды). дробление грохочение железный руда

4. Расчет качественно-количественной схемы заключается в определении выхода продуктов по выбранной схеме

Вначале назначают эффективность операции грохочения в соответствии с типом грохота. В первой стадии устанавливают неподвижные колосниковые грохоты, эффективность (Е) которых принимают равной 0,6-0,7. Количество подрешетного продукта, образующегося при грохочении по крупности D, равно

Qn = Q . б . Е, т/ч,

где Q - количество руды, поступающей на поступающей на грохочение, т/ч;

б - содержание в руде класса крупности -d, доли единицы;

Е - эффективность грохочения, доли единиц.

Величина б определяется графическим методом по суммарной гранулометрической характеристике

В соответствии с типом грохота назначаем эффективность операции грохочения:

Е1=0,6

Е2=0,8

Рассчитаем количество подрешетного продукта, образуешегося при предварительном грохочении по крупности D1= 240мм. Содержание в руде класса крупности D1 находим из диаграммы 1 (б=23%).Скорость подачи питания на грохот рассчитаем исходя из производительности обогатительной фабрики: 10 000т/сут = 417

б1=23=0,23; б 2=16,6=0,166;

Количество подрешетного продукта , образующегося при грохочении-1:

Qп1 = Q . б1 . Е1 = 417·0,23·0,6=57,5 т/ч

Qдр1= Q - Qп1= 417- 57,5=359,5 т/ч

Выход подрешетного продукта, образующегося при грохочении-1:

гп1 = Qп1 . 100% / Q = 57,5·100/417=13,8%

гдр1= Qп1 - г п1 = 100-13,8=86,2%

Нет необходимости предварительного грохочения, т.к. выход отсеваемого класса крупности составляет менее 20%

Количество подрешетного и надрешетного продукта, образующегося при грохочении-2:

Qп2 = Q . б2 . Е2 = 417·0,166·0,8=55,4т/ч

Qдр2 = Q - Qп2 = 417-55,4=361,6т/ч

Выход подрешетного и надрешетного продукта, образующегося при грохочении-2:

 гп2 = Qп2 . 100% / Q = 55,4·100/417=13,3%

гн2 = 100% - гп2 = 100 - 13,3=86,7 %

Количество продуктов в последней стадии дробления в замкнутом цикле с грохотом определяются с учетом циркулирующей нагрузки.

Выход подрешетного и надрешетного продукта, образующегося при грохочении-3:

гп3 = 100%

гн3 = С = 140 %

Количество подрешетного и надрешетного продукта, образующегося при грохочении-3:

Qп3 = 417т/ч

Qдр3 = С . Qп3 / 100% = 140 • 417/100 = 583,8

5. Тип рекомендуемого оборудования

В первой стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые решетки для предварительного грохочения, и дробилки конусные крупного дробления (ККД). Размер разгрузочного отверстия дробилок 150 мм.

Во второй стадии используют дробилки конусные среднего дробления (КСД). Размер разгрузочного отверстия этих дробилок равен 19,2 мм.

В третьей стадии устанавливают грохоты с подвижной поверхностью для контрольного грохочения, грохоты инерционные тяжелого типа (ГИТ), и дробилки конусные мелкого дробления (КМД). Размер отверстий грохотов - 8 мм; размер разгрузочного отверстия дробилок - 6,4 мм.

Для флотационного обогащения используется механическая флотационная машина (ФМР).

Для магнитного обогащения используется барабанный сепаратор типа ПМБ.

Для гравитационного обогащения используют беспоршневую отсадочную машину (МОБ).

6. Расчет качественно-количественный показателей обогащения

Основными технологическими показателями процессов переработки полезных ископаемых являются выход и качество продуктов, извлечения ценных компонентов (при операции грохочения - ее эффективность), эффективность обогащения.

Качество продуктов определяется гранулометрическим составом, содержанием ценных компонентов, примесей и должно отвечать требованиям, предъявляемыми к ним потребителями. Требования к качеству концентратов называются кондициями, и регламентируются ГОСТами, техническими условиями (ТУ), временными нормами и разрабатываются с учетом технологии и экономики переработки данного сырья, его основных свойств возможностей технологии обогащения. Кондиции устанавливают среднее и минимально или максимально допустимое содержание различных компонентов в конечных продуктах обогащения и, если необходимо, их гранулометрический состав.

Содержание компонентов в исходном полезном ископаемом (б), концентратах (в) и хвостах (и) обычно указывается в процентах.

Выходом продукта (г) называют отношение его массы к массе исходной руды, выраженных в процентах или в долях единиц. Суммарный выход всех продуктов равен выходу исходной перерабатываемой руды, принимаемому обычно за 100%. При разделении руды на два конечных продукта - концентрат (с выходом гк ) и хвосты (с выходом гхв ) - это условие записывается следующим образом в виде баланса (%) продуктов обогащения:

гк + гхв = 100% (1)

Считая, что количество ценного компонента в руде (100 * б) равно его суммарному количеству в концентрате (гк* в) и отвальных хвостах (гхв* и), можно составить с учетом равенства (1) уравнение баланса ценного компонента в руде и продуктах обогащения:

100* б = гк* в + (100 - гк)* и (2)

Решая уравнение (2) относительно гк, получаем зависимость:

гк = 100 * (б - и) / (в - и ), % (3)

Выражение (3) можно использовать и для определения выхода подрешетного продукта при грохочении, принимая, что б, в и и - соответственно содержание «мелочи», т. е. класса крупностью -d в исходном, подрешетном и надрешетном продуктах.

Извлечение е является показателем, выражающим, какая часть компонента, содержащегося в обогащаемой руде, перешла в концентрат или другой продукт обогащения. Извлечение выражается в процентах или долях единицы и вычисляется как отношение массы компонента в данном продукте (гi* вi) к его массе в обогащаемой руде (100* бi).

Извлечение компонента в концентрат составляет:

ек = 100 * (гк* в) / (100* б) = гк* в / б, % (4)

Если выход концентрата неизвестен, извлечение компонента в концентрат (а равно и эффективность грохочения) можно рассчитать по уравнению:

ек = 100 в (б - и) /[ б (в - и)], % (5)

полученному подстановкой в уравнение (4) выражения гк из уравнения (3).

Суммарное извлечение каждого ценного компонента во все конечные продукты обогащения составляет 100%:

е = ек + ехв = 100, %

Минералы, входящие в состав рассматриваемой руды, могут быть разделены методами магнитного, гравитационного и флотационного обогащения. При этом возможны два варианта технологической схемы:

Магнитное обогащение исходной руды (с получением магнетитового концентрата) и последующее гравитационное обогащение хвостов магнитной сепарации (с получением гематитового концентрата и отвальных хвостов).

Извлечение (е) является показателем, выражающим, какая часть компонента, содержащегося в обогащаемой руде, перешла в концентрат или другой продукт обогащения. Извлечение выражается в процентах, или в долях единицы. Извлечение компонента в концентрат составляет:

е = гкт · в / б,

откуда: гкт = е · б / в

Результаты расчетов основных технологических показателей

1. Выход магнетитового концентрата:

гм.к = ем.к · бм/ вм = 89·25/62=35,8%

2. Выход хвостов при магнитном обогащении:

гм.хв = гисх. - гм.к = 100 - 35,8=64,2%

3. Извлечение магнетита в хвосты при магнитном обогащении:

ем.хв = еисх - ем.к = 100 - 89=11%

4. Измельчение гематитового в хвосты при магнитном обогащении:

ег.хв = еисх - е г.к = 100 - 84=16%

5. Содержание магнетитового железа в хвостах при магнитном обогащении:

им.хв = (100 · бм - гм.к · вм ) / гм.хв = (100 · 25 - 35,8·62) / 64=4,4%

6. Количество магнетитового концентрата:

Qм.к = Qисх · гм.к / 100 = 417·35,8/ 100 = 149,3 т/ч

7. Количество хвостов при магнитном обогащении:

Qм.хв = Qисх - Qм.к = 417 - 149,3=267,7т/ч

8. Выход гематитового концентрата:

гг.к = ег.к · бг/вг = 84·10/66=12,7%

9. Выход суммарного концентрата:

гсум = гм.к + гг.к = 35,8 + 12,7=48,5%

10. Содержание железа в суммарном концентрате:

всум = (гм.к · вм + гг.к · вг ) / гсум = (35,8·62 + 12,7·66) /48,5=63%

11. Выход хвостов гравитационного обогащения:

гхв = 100 - гсум = 100 - 48,5=51,5%

12. Содержание железа в хвостах при гравитационном обогащении:

ихв = (100 · б - гсум · всум) / гхв = (100 · 35 - 48,5·63) /51,5=8,6

б = бм + бг = 25 + 10=35%

13. Извлечение железа в суммарный концентрат:

есум = гсум · всум / б = 48,5·63/35=87,3%

14. Извлечение железа в хвосты при гравитационном обогащении:

ехв = гхв · ихв / б = 51,5·8,6/35=12,7%

15. Количество гематитового концентрата:

Qг.к = Qисх · гг.к / 100 = 417·12,7 /100=52,9т/ч

16. Количество суммарного концентрата:

Qсум = Qм.к + Qг.к = 149,3 + 52,9=202,2т/ч

17. Количество хвостов при гравитационном обогащении:

Qхв = Qисх - Qсум = 417 - 202,2=214,8т/ч

18. Содержание магнетитового железа в суммарном концентрате:

в1 = ем.к · б м · / гсум = 89·25 /48,5=45,7%

19. Содержание гематитового железа в суммарном концентрате:

в2 = ег.к · бг / гсум = 84·10 /48,5=17,3%

20 Содержание магнетитового железа в хвостах при гравитационном обогащении:

и1 = (100 · бм - гсум · в1) / гхв = (100 · 25 - 48,5·45,7) /51,5=5,5%

21. Содержание гематитового железа в хвостах при гравитационном обогащении:

и2 = (100 · бг - гсум · в2) / гхв = (100 · 10 - 48,5·17,3) /51,5=3,1%

22. Извлечение общего железа в магнетитовый концентрат:

е1 = гм.к · вм.к / б = 35,8·62 /35=63,4%

23. Извлечение общего железа в гематитовый концентрат:

е2 = гг.к · вг.к / б = 12,7·66 /35=23,9%

24. Содержание общего железа в хвостах при магнитном обогащении:

иг=бг• Qисх / Qхвм

им=имхв + игхв

им=имхв + бг• Qисх / Qхвм= 4,4 + 10·417 /267,7=15,6%

25. Извлечение общего железа в хвосты при магнитном обогащении:

ехвм= им• гхвм / б= 15,6·64 /35=28,6%

Таблица 5 Результаты расчетов основных технологических показателей

Продукты обогащения	Выход продуктов	Содержание железа, %	Извлечение железа, %
	Т/ч	%	Всего	Магнети-тового	Гемати-тового	Всего	Магнети-тового	Гемати-тового
Магнетитовый концентрат	149,3	35,8	62,0	62,0	-	63,4	89,0	-
Гематитовый концентрат	52,9	12,7	66,0	-	66,0	23,9	-	84,0
Суммарный концентрат	202,2	48,5	63,0	45,7	17,3	87,3	89,0	84,0
Отвальные хвосты	214,8	51,5	8,6	5,5	3,1	12,7	11,0	16,0
Исходная руда	417,0	100,0	35,0	25,0	10,0	100,0	100,0	100,0

Качественно-количественная схема операций «дробление - грохочение»

Качественно-количественная схема операций магнитного и гравитационного обогащения железной руды.

Флотационное обогащение исходной руды (с получением коллективного магнетит-гематитового концентрата и отвальных хвостов).

1. Содержание магнетитового и гематитового железа в исходном продукте:

б = бм + бг = 25+10=35%

2. Выход коллективного концентрата:

гф = еф · б / вф = 90·35 /61=51,6%

3. Выход хвостов флотации:

гхв = гисх - гф = 100 -51,6=48,4%

4. Содержание общего железа в хвостах флотации:

ихв = (100 б - гф · вф) / гхв = (100 · 35 - 51,6·61) /48,4=9,1%

5. Количество коллективного концентрата:

Qф = Qисх гф / 100 = 417·51,6 /100=215,2 т/ч

6. Количество хвостов флотации:

Qхв = Qисх - гф = 417-51,6=365,4т/ч

7. Содержание магнетитового железа в коллективном концентрате:

в3 = еф · бм / гф = 90·25 /51,6=43,6 %

8. Содержание гематитового железа в коллективном концентрате:

в4 = еф · бг / гф = 90·10 /51,6=17,4%

9. Содержание магнетитового железа в хвостах:

и3 = ехв · бм / гхв = 12,7·25 /48,4=6,5%

10. Содержание гематитового железа в хвостах:

и4 = ехв · бг / гхв = 12,7·10 /48,4=2,6%

Таблица 6 Результаты расчетов основных технологических показателей

Продукты обогащения	Выход продуктов	Содержание железа, %	Извлечение железа, %
	Т/ч	%	Всего	Магнети-тового	Гемати-тового	Всего	Магнети-тового	Гемати-тового
Коллективный Концентрат	215,2	51,6	61,0	43,6	17,4	90,0	89,9	89,7
Отвальные Хвосты	365,4	48,4	9,1	6,5	2,6	10,0	10,1	10,3
Исходная руда	417,0	100,0	35,0	25,0	10,0	100,0	100,0	100,0

Качественно-количественная схема операций флотации железной руды



Определение эффективности процесса обогащения

Для количественной оценки эффективности обогащения (з) полезного ископаемого при разделении его на два продукта используют формулу:

з = (ек - гк) · 100% / (100 - бмин)

бмин - содержание минерала, носителя ценного компонента, в исходном продукте.

бмин = бмин г + бмин м = 14,28+34,53=48,81%

М(Fe) = 56 · 3 = 0,724

M(Fe3 O4) 56 · 3 + 16 · 4

бмин м = бм / 0,724 = 25 / 0,724 = 34,53%

М(Fe) = 56 · 2 = 0,7

M(Fe2 O3) 56 · 2 + 16 · 3

бмин г = бг / 0,7 = 10/ 0,7 = 14,28%

Эффективность обогащения для технологической схемы 1:

з = (есум - гсум) ·100% / (100 - бмин) = (87,3-48,5)·100 /(100-48,81)=75,8%

(Процесс весьма эффективен, т.к. з > 75%)

Процесс обогащения характеризуется также степенью обогащения или степенью концентрации (К): К = в / б

К = всум / б = 63 / 35 = 1,8

Степань сокращения (R) показывает, во сколько раз количество концентрата (гк) меньше количества переработанного полезного ископаемого:

R = 100 / гк

R = 100 / гсум = 100 / 48,5= 2,1

Эффективность обогащения для технологической схемы 2:

з = (еф - гф) . 100% / (100 - бмин) = (90-51,5)·100 /(100-48,81)=75,2%

(Процесс весьма эффективен , т.к. з > 75%)

К = вф / б = 61 / 35=1,7

К = 100 / гф =100 / 51,5=1,9

 Вывод

1. Для данной железной руды эффективна трехстадийная операция дробления без предварительного грохочения на первой стадии и контрольным грохочением на третьей стадии.

2. Анализ технологических показателей обогащения железной руды показал, что наиболее эффективной является флотационная технология, т. к. эффективность процесса магнитного и гравитационного обогащения выше, чем у степени концентрации.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов: В 2т. - М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2006. - Т.1. Обогатительные процессы. - 417 с.

2. Справочник по обогащению руд, т. 3, Изд-во "Недра", 1974, 36 с.

Качественно-количественная схема операций «дробление-грохочение»

Размещено на Allbest.ru