Цех обогащения фабрики для переработки железной руды

Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.

Рубрика Производство и технологии
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 15.04.2015
Размер файла 120,0 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

ЗАДАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

1. ОБОСНОВАНИЕ И ВЫБОР СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ

1.1 Изучение вещественного состава руды

1.2 Анализ технологии по переработке аналогичной руды

1.3 Требования к качеству концентрата

1.4 Краткое описание принятой схемы обогащения

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ

2.1 Расчет качественно-количественной схемы

2.2 Расчет водно-шламовой схемы

3. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

3.1 Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения

3.1.1 Выбор и расчет мельниц первой стадии измельчения

3.1.2 Выбор и расчет мельниц второй стадии измельчения

3.2 Выбор и расчет гидроциклонов

3.3 Выбор и расчет магнитных сепараторов

3.3.1 Расчет сепараторов ММС І стадии

3.3.2 Расчет сепараторов ММС ІІ стадии

3.3.3 Расчет сепараторов ММС ІІІ стадии

3.4 Расчет дешламатора для операции обесшламливания

4. ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ

5. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

5.1 Организация труда

5.2 Основные технико-экономические показатели

Заключение

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

ПРИЛОЖЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

Вопросы рационального использования сырья, обеспечения комплексности и полноты его переработки, совершенствования технологии обогащения полезных ископаемых решаются на основе ускорения научно-технического прогресса, внедрения новых, более эффективных технологических процессов. Решение задачи комплексного использования рудного сырья, приобретает всё более важное значение в связи с постепенным истощением запасов полезных ископаемых и вовлечением в переработку труднообогатимых руд с низким содержанием ценных компонентов. На решение этих задач направлены усилия при проектировании обогатительной фабрики. Повышение эффективности обогатительного производства, повышение качества конечного продукта требует разработки и внедрения новых технологических процессов и оборудования, обеспечивающих получение высоких технико-экономических показателей в условиях постепенного снижения качества исходного минерального сырья. В проекте рассматривается вопрос повышения качества концентрата при шаровом измельчении руды, что возможно за счёт совершенствования схем рудоподготовки перед обогащением мокрой магнитной сепарацией и глубокого измельчения во второй стадии. Значение обогащения полезных ископаемых обуславливается не только тем, что во многих случаях лишь только после него становится возможным дальнейшие технологические процессы (металлургические, химические), но и тем, что переработка обогащенного продукта осуществляется с большим экономическим эффектом: уменьшается объём перерабатываемого материала, улучшается качество готовой продукции, сокращаются потери ценного компонента с отходами производства и расходы на транспортирование сырья, повышается производительность труда, снижаются расходы топлива и электроэнергии при использовании минерального сырья.

1. ОБОСНОВАНИЕ И ВЫБОР СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ

1.1 Изучение вещественного состава руды

Титаномагнетитовые руды по объемам промышленных запасов руд и добычи занимают третье место. Основные месторождения руд этого типа сосредоточены на Урале.

Для титаномагнетитовых руд характерны: вкрапленная текстура, содержание железа в среднем 16-20%.

В рудах выделяются массивные, вкрапленные, пятнистые, пятнисто-вкрапленные, вкраплено-полосчатые, полосчатые морфогенетические типы текстур. Преобладают вкрапленные.

Основными рудными минералами являются титаномагнетит, магнетит, ильменит, реже - гематит (мартит), сульфиды, нерудные минералы представлены пироксеном, оливином, роговой обманкой, плагиоклазом, шпинелью. В результате вторичных изменений по указанным минералам развиваются серпентин, хлорит, эпидот.

Содержание железа в основном рудном минерале титаномагнетите 70-71%. Ванадий обычно входит в виде изоморфной примеси в магнетит, реже - в титаномагнетит и силикат.

По размеру вкрапленности рудных минералов выделяются: крупновкрапленные, средневкрапленные, мелковкрапленные, тонковкрапленные и дисперсновкрапленные. По химическому составу руды относительно однородны, колебания железа общего 14-33%. Руды содержат незначительное количество серы и фосфора (средние содержания вредных примесей не превышает 0,03%).

1.2 Анализ технологии по переработке аналогичной руды

Похожую по вещественному составу железосодержащую руду перерабатывает фабрика Коршуновского ГОКа г. Железногорск-Илимский Иркутской области. Железосодержащие руды Коршуновского месторождения, представленные тремя основными разновидностями - брекчиевидными, вкрапленными и массивными; первых двух типов руд до 90%.

Основной рудный минерал всех разновидностей руд - магнезиоферрит (магномагнетит), в значительном количестве присутствуют гематит и титаномагнетит. Нерудные минералы - пироксен, гранат, амфибол, хлорит, кальцит.

Вкрапленность рудных минералов тонкая и средняя. Химический состав руды и концентрата представлен в таблице 1.1.

Таблица 1.1.

Химический состав руды и концентрата фабрики Коршуновского ГОКа

Продукт

Содержание

Feобщ

Feмет

FeО

Fe2О3

SiO2

Al2O3

CaO

MgO

MnO

P

S

TiO2

п. п. п.

Руда

28,7

0,207

10,42

29,35

25,42

5,20

11,56

10,12

0,069

0,232

0,012

0,42

6,77

Концентрат

62,4

0,224

22,51

63,89

4,00

2,1

1,98

3,5

0,105

0,126

0,006

0,207

1,49

Коэффициент крепости вкрапленных руд 2-4, брекчиевидных 4-6, массивных 10-12. Плотность в целике 3,1 т/м3. Среднегодовая влажность 5-3%.

Месторождение разрабатывается открытым способом. Максимальная крупность добываемой руды 1200мм. Руда на фабрику доставляется железно-дорожными думпкарами грузоподъемностью 105т. Режим работы фабрики 330 дней в год (корпус дробления - три смены по 7 ч, корпус обогащения - три смены по 8ч).

Технологическая схема включает четыре стадии дробления до крупности 25-0 мм с предварительным грохочением перед III и IV стадиями, две стадии измельчения до крупности 60% класса -0,074 мм, три стадии мокрой магнитной сепарации. В зимнее время осуществляется сушка концентрата [4]. Технологическая схема обогащения Коршуновского ГОКа представлена на рис. 1.1.

Размещено на http://www.allbest.ru/

1.3 Требования к качеству концентрата

К качеству железорудных концентратов предъявляются требования обусловленные ГОСТами, ОСТами и техническими условиями. Качество концентратов, используемых для выплавки металла, регламентируется по содержанию железа, шлакообразующих элементов и рудных примесей (таблица 1.2.) [6].

Таблица 1.2.

Кондиции на железорудные концентраты

Концентраты

Крупность, мм

Содержание, %

Железо, не менее

Сера, не более

Фосфор, не более

Влага

Магнетитовые

0,1-0

64

Не норм.

Не норм.

9,5-11,5

Магнетито-гематитовые

0,5-0

63,5

То же

То же

1-8

Сидеритовые

-8+0

-60+8

46

0,2

То же

-

Бурожелезняковые

2-0

49

0,08

0,8

6-12

Обжигмагнитные

-

65

Не норм.

Не норм.

12,5

1.4 Краткое описание принятой схемы обогащения

С целью улучшения экономических показателей, а также более высокого качества концентрата принимаем измельчение в шаровых мельницах. Они более производительны и выдают измельченный продукт с низким содержанием шламов. Для проектируемого отделения обогащения принимаем двухстадиальную схему измельчения с тремя стадиями мокрой магнитной сепарации.

Руда после дробления крупностью 25 мм поступает на І стадию измельчения до 20% класса -0,074 мм в мельницах МШЦ-4500х6000. Слив мельниц системами насосов подается в І стадию мокрой магнитной сепарации (ММС), которая проходит в один приём в сепараторах типа ПБМ-ПП-150/300. Концентрат сепараторов І стадии ММС объединяется с концентратом ІІ стадии ММС, поступающие в операцию размагничивания и дальше на классификацию в гидроциклоны типа ГЦ-200. Пески гидроциклонов являются питанием для мельницы типа МШЦ-4500х6000 ІІ стадии измельчения до крупности 75% класса - 0,074 мм. Измельчённый продукт ІІ стадии измельчения поступает самотёком на ІІ стадию обогащения в мокрых магнитных сепараторах типа ПБМ-ПП-150/300

Слив гидроциклонов поступает на обесшламливание в магнитные дешламаторы МД-12 диаметром 12м. В результате обесшламливания образуется сгущенный продукт и отвальные хвосты, которые собираются в общий хвостовой лоток и транспортируются в хвостохранилище.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Сгущённый продукт стадии обесшламливания насосами подаётся на ІІІ стадию ММС, осуществляемую в два приема в сепараторах типа ПБМ-ПП-150/300. А хвосты всех стадий мокрой магнитной сепарации - самотёком в хвостовой лоток.

Проектируемая технологическая схема обогащения титаномагнетитовой руды представлена на рис. 1. 2.

Выбирая данную схему, мы отказываемся от, обычно применяемой для обогащения данного типа руд, стадии сухой магнитной сепарации, т.к. присутствие пылящих установок нецелесообразно для работников и приведет к большим затратам на защиту работника. Принимая измельчение в первой стадии до 20%, а во второй до 75% класса -0,074 мм. Плотность руды принимаем 3,4 г/см3. Твердость 8-10 по шкале Протодьяконова.

Также эта схема более выгодна не только с точки зрения безопасности здоровья персонала, но и тем, что мокрая магнитная сепарация применяется в 3 стадии (3-я стадия выполняется в 2 приема). А также применяется обесшламливание, которое имеет большое значение при магнитном способе обогащения.

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАСЧЕТ

2.1 Расчет качественно-количественной схемы

Для проектирования необходимо иметь часовую производительность главного корпуса фабрики. По этой часовой (расчетной) производительности выбирается оборудование и при ее определении надо учитывать неизбежные простои оборудования на ремонт и эксплуатационные неполадки [5, стр. 37]. Согласно [5] режим работы фабрики и главного корпуса принимаем 365 дней в году в 3 смены по 8 часов.

Рассчитаем часовую производительность оборудования главного корпуса и фабрики [5, стр. 38]:

где:

Qф.г. - годовая производительность фабрики, т/год;

Кв - коэффициент использования оборудования главного корпуса. Кв=0,92 [5, стр. 38].

Кн - поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность тех свойств сырья, которые влияют на производительность оборудования данного цеха. Кн=1,0ч1,1. Принимаем Кн=1,05 [5, стр. 39].

Окончательно часовая производительность (в т/ч) фабрики равна:

Расчет качественно-количественной схемы проводим по главным показателям обогащения [6, стр. 17]:

; ;

= е1+ е2+…+еn; = г1 + г2 +…+гn,

где - содержание ценного компонента в руде, %; и - содержание ценных компонентов в хвостах, %; - содержание ценных компонентов в концентрате, %; к, хв - выход концентрата и выход хвостов, %; еn - извлечение ценного компонента в продукт, %.

Определим выходы продуктов по формуле [5, стр. 145]:

;

Определяем содержание полезного компонента по формуле [5, стр. 145]:

;

По формуле Qn=Q1 . n / 100 определяем массу продуктов.

Результаты расчета качественно-количественной схемы сводим в таблицу 2.1 - 2.2.

Таблица 2.1

Баланс продуктов обогащения

Продукты обогащения

,

%

,

%

,

%

1

2

3

4

5

6

Концентрат

26,76

68

1820

91

Хвосты (общие):

хвосты 1

хвосты 2

хвосты 3

хвосты 4

хвосты 5

73,24

26,0

9,0

14,0

13,14

11,10

2,46

1,73

3,33

4,28

2,66

0,9

180

45

30

60

35

10

9,0

2,25

1,5

3,0

1,75

0,5

Руда

100

20

2000

100

Пример расчета:

Результаты расчета качественно-количественной схемы

Таблица 2.2

№ п/п

Наименование процессов и продуктов

?, %

?, %

?, %

Q, т/ч

I

Измельчение I стадии

Поступает:

1

дробленная руда

100,00

20,00

100,00

1 303,00

1

Итого:

100,00

100,00

1 303,00

Выходит:

2

слив мельницы I стадии измельчения

100,00

20,00

100,00

1 303,00

1

Итого:

100,00

100,00

1 303,00

II

ММС I стадии

Поступает:

2

слив мельницы I стадии измельчения

100,00

20,00

100,00

1 303,00

2

Итого:

100,00

100,00

1 303,00

Выходит:

3

концентрат I стадии ММС

74,00

26,42

97,75

964,22

4

хвост 1 I стадии ММС

26,00

1,73

2,25

338,78

2

Итого:

100,00

100,00

1 303,00

III

Классификация

Поступает:

3

концентрат I стадии ММС

74,00

26,42

97,75

964,22

11

концентрат II стадии ММС

56,00

33,56

93,98

729,68

5

Итого:

130,00

191,73

1 693,90

Выходит:

6

пески классификации

70,00

27,71

96,98

912,10

7

слив классификации

60,00

31,58

94,75

781,80

5

Итого:

130,00

191,73

1 693,90

IV

Измельчение II стадии

Поступает:

6

пески классификации

70,00

27,71

96,98

912,10

6

Итого:

70,00

96,98

912,10

Выходит:

8

слив мельницы II стадии измельчения

70,00

27,71

96,98

912,10

6

Итого:

70,00

96,98

912,10

V

Обесшламливание

Поступает:

7

слив классификации

60,00

31,58

94,75

781,80

7

Итого:

60,00

94,75

781,80

Выходит:

9

концентрат обесшламливания

51,00

36,57

93,25

664,53

10

хвост 2 обесшламливания

9,00

3,33

1,50

117,27

7

Итого:

60,00

94,75

781,80

VI

ММС II стадии

Поступает:

8

слив мельницы II стадии измельчения

70,00

27,71

96,98

912,10

8

Итого:

70,00

96,98

912,10

Выходит:

11

концентрат II стадии ММС

56,00

33,56

93,98

729,68

12

хвост 3 II стадии ММС

14,00

4,29

3,00

182,42

8

Итого:

70,00

96,98

912,10

VII

ММС III стадии 1 приема

Поступает:

9

концентрат обесшламливания

51,00

36,57

93,25

664,53

9

Итого:

51,00

93,25

664,53

Выходит:

13

концентрат III стадии ММС 1 приема

37,86

48,34

91,50

493,32

14

хвост 4 III стадии ММС 1 приема

13,14

2,66

1,75

171,21

9

Итого:

51,00

93,25

664,53

VIII

ММС III стадии 2 приема

Поступает:

13

концентрат III стадии ММС 1 приема

37,86

48,34

91,50

493,32

13

Итого:

37,86

91,50

493,32

Выходит:

15

концентрат III стадии ММС 2 приема

26,76

68,00

91,00

348,68

16

хвост 5 III стадии ММС 2 приема

11,10

0,90

0,50

144,63

13

Итого:

37,86

91,50

493,31

2.2 Расчет водно-шламовой схемы

Для расчета водно-шламовой схемы флотации используем ряд формул.

Определяем объем воды в операции или продукте [5, стр.198]:

Wn = Qn . Rn; м3/ч, где:

-- разжижение продукта, то есть отношение жидкого к твердому по массе в операции или продукте, [5, стр.198].

Определяем объем пульпы в операции или продукте [5, стр.198]:

, м3/ч,

где: n = 3,1 т/м3 -- плотность руды в монолите.

Задаемся значениями разжижения: R1 = 0,03; R3 = 0,8; R6 = 1,0; R7 = 1,8; R8 = 1,42; R9 = 1,8; R11 = 1,45; R13 = 2,25; R15 = 2,5; RI = 0,33; RII = 0,7; RV = 2,0; RVI = 1,8; RVII = 2,5; RVIII = 2,7.

Результаты расчета водно-шламовой схемы сводим в таблицу 2.3 и баланс воды в таблицу 2.4.

Результаты расчета водно-шламовой схемы

Таблица 2.3

№ п/п

Наименование процессов и продуктов

Q, т/ч

R

W, м3/ч

V, м3/ч

I

Измельчение I стадии

Поступает:

1

дробленная руда

1 303,00

0,03

39,09

422,33

LI

390,90

390,90

Итого:

1 303,00

0,33

429,99

813,23

Выходит:

2

слив мельницы I стадии измельчения

1 303,00

0,33

429,99

813,23

Итого:

1 303,00

0,33

429,99

813,23

II

ММС I стадии

Поступает:

2

слив мельницы I стадии измельчения

1 303,00

0,33

429,99

813,23

LII

482,11

482,11

Итого:

1 303,00

0,70

912,10

1 295,34

Выходит:

3

концентрат I стадии ММС

964,22

0,80

771,38

1054,97

4

хвост 1 I стадии ММС

338,78

0,42

140,72

240,36

Итого:

1 303,00

0,70

912,10

1295,33

III

Классификация

Поступает:

3

концентрат I стадии ММС

964,22

0,80

771,38

1 054,97

11

концентрат II стадии ММС

729,68

1,45

1 058,04

1 272,65

LIII

489,92

489,92

Итого:

1 693,90

1,37

2 319,34

2 817,55

Выходит:

6

пески классификации

912,10

1,00

912,10

1180,37

7

слив классификации

781,80

1,80

1 407,24

1 637,18

Итого:

1 693,90

1,37

2 319,34

2 817,55

IV

Измельчение II стадии

Поступает:

6

пески классификации

912,10

1,00

912,10

1 180,36

LIV

383,08

383,08

Итого:

912,10

1,42

1 295,18

1 563,44

Выходит:

8

слив мельницы II стадии измельчения

912,10

1,42

1 295,18

1 563,44

Итого:

912,10

1,42

1 295,18

1 563,44

V

Обесшламливание

Поступает:

7

слив классификации

781,80

1,80

1 407,24

1 637,18

LV

156,36

156,36

Итого:

781,80

2,00

1 563,60

1 793,54

Выходит:

9

концентрат обесшламливания

664,53

1,80

1 196,15

1 391,60

10

хвост 2 обесшламливания

117,27

3,13

367,45

401,94

Итого:

781,80

2,00

1 563,60

1 793,54

VI

ММС II стадии

Поступает:

8

слив мельницы II стадии измельчения

912,10

1,42

1 295,18

1 563,44

LVI

346,60

346,60

Итого:

912,10

1,80

1 641,78

1 910,04

Выходит:

11

концентрат II стадии ММС

729,68

1,45

1 058,04

1 272,65

12

хвост 3 II стадии ММС

182,42

3,20

583,74

637,39

Итого:

912,10

1,80

1 641,78

1 910,04

VII

ММС III стадии 1 приема

Поступает:

9

концентрат обесшламливания

664,53

1,80

1 196,15

1 391,60

LVII

465,17

465,17

Итого:

664,53

2,50

1 661,32

1 856,77

Выходит:

13

концентрат III стадии ММС 1 приема

493,32

2,25

1 109,96

1 255,05

14

хвост 4 III стадии ММС 1 приема

171,21

3,22

551,36

601,72

Итого:

664,53

2,50

1 661,32

1 856,77

VIII

ММС III стадии 2 приема

Поступает:

13

концентрат III стадии ММС 1 приема

493,32

2,25

1 109,96

1 255,05

LVIII

221,99

221,99

Итого:

493,32

2,70

1 331,95

1 477,04

Выходит:

15

концентрат III стадии ММС 2 приема

348,68

2,50

871,72

974,27

16

хвост 5 III стадии ММС 2 приема

144,63

3,18

460,23

502,77

Итого:

493,31

2,70

1 331,95

1 477,04

Таблица 2.4

Баланс воды

Поступает в процесс:

м3 / ч

Уходит из процесса:

м3 / ч

С дробленной рудой W1

В измельчение I стадии LI

В ММС I стадии LІІ

В Классификацию LIІІ

В измельчение II стадии LІV

В обесшламливание LV

В ММС II стадии LVI

В ММС III стадии 1 приема LVIІ

В ММС III стадии 2 приема LVIІІ

39,09

390,90

482,11

489,92

383,08

156,36

346,60

465,17

221,99

С хвостом 1 I стадии ММС W4

С хвостом 2 обесшламливания W10

С хвостом 3 II стадии ММС W12

С хвостом 4 III стадии ММС 1 приема W14

С концентратом III стадии ММС 2 приема W15

С хвостом 5 III стадии ММС 2 приема W16

140,72

367,45

583,74

551,36

460,23

871,72

Итого:

2975,22

Итого:

2975,22

Общий расход воды на обогащение:

УL = УWn Wисх = 2975,22

- 39,09 = 2936,13

м3/ч.

Расход воды на 1 тонну руды: Q = 2936,13 / 1303 = 2,25 м3.

На обогатительной фабрике внедрено оборотное водоснабжение, водооборот составляет около 90%. Расход свежей воды будет составлять:

Lсв = L - Lоб = 2936,13 - (2936,13Ч0,90) = 293,61 м3/ч.

Все приведенные выше подсчеты относятся к воде потребляемой только для технологических целей. Обычно общее потребление воды фабрикой на 10 - 15% превышает потребление воды для технологических целей.

3. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

3.1 Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения

3.1.1 Выбор и расчет мельниц первой стадии измельчения

Необходимо выбрать размер мельниц и подсчитать их число для I стадии измельчения производительностью Q1 = 1303 т/ч руды от 25 мм до крупности 20% класса - 0,074мм (вк = 20%). Содержание класса - 0,074 мм в дробленной руде 6%.

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, оборудованной стержневыми мельницами с центральной разгрузкой МСЦ 3200х4500. Каждая мельница потребляет 900 кВт и имеет производительность 200 т/ч при питании рудой крупностью 25-0 мм (ви = 6% класса - 0,074 мм) и содержание расчетного класса в готовом продукте - вк = 22%.

Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу - 0,074 мм действующей мельницы [5, стр. 234]:

, т/(м3 . ч),

где: Q = 200 т/ч -- производительность действующей мельницы МСЦ-3200х4500;

к= 22 % -- содержание расчетного класса в конечном продукте;

и= 6 % -- содержание расчетного класса в исходном продукте;

L = 4,5 м -- длина действующей мельницы;

D = 3,2 м -- диаметр действующей мельницы;

т/(м3 . ч)

Определим значение коэффициента Кк -- коэффициента, учитывающего различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках -- по формуле [5, ф. 121]:

где: - относительная производительность мельниц для руды по расчетному классу проектируемой к обработке и перерабатываемой на действующей фабрике.

Интерполяцией получаем:

Для крупности исходной руды 20-0 мм и крупности конечного продукта 20% класса -0,074мм:

Для условий действующей мельницы: крупность исходного продукта 25-0 мм, содержание класса -0,074мм в конечном продукте 22%.

Определим значение коэффициентов КD -- коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц -- для сравниваемых мельниц по формуле [5, ф. 122]:

,

где: D и D1 -- соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и эталонной мельниц:

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

;

-- для мельницы МШЦ-4500х6000:

;

— для мельниц МШЦ-6000х8000:

.

Так как к установке проектируем мельницу с центральной разгрузкой, то принимаем Кт -- коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц -- 0,9.

Так как по проекту измельчается такая же руда что и на действующей фабрике, то принимаем Ки -- коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды -- 1,0.

Определим удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу - 0,074 мм по формуле [5, ф. 120]:

q = q1 . Ки . Кк . КD . Кт, т/(м3 . ч)

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

q = 0,97 . 1,0 . 1,04 . 1,12 . 0,9 = 1,02 т/(м3 . ч);

-- для мельниц МШЦ-4500х6000:

q = 0,97 . 1,0 . 1,04 . 1,19 . 0,9 = 1,08 т/(м3 . ч);

-- для мельниц МШЦ-6000х8000

q = 0,97 . 1,0 . 1,04 . 1,38 . 0,9 = 1,25 т/(м3 . ч).

Находим рабочие объемы барабанов мельниц по формуле [5, стр.235]:

, м3

руда шламовый сепаратор гидроциклон

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

м3;

-- для мельницы МШЦ-4500х6000:

м3;

-- для мельницы МШЦ-6000х8000:

м3.

Определим производительность мельниц по руде по формуле [5, ф. 123]:

,

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

т/ч;

-- для мельницы МШЦ-4500х6000:

т/ч;

-- для мельницы МШЦ-6000х8000:

т/ч.

Определяем расчетное количество мельниц:

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

n = 1303/466 = 2,80 n = 3;

-- для мельницы МШЦ-4500х6000:

n = 1303/664 = 1,96 n = 2;

-- для мельницы МШЦ-6000х8000:

n = 1303/1919 = 0,68, n = 1.

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине, требующейся для каждого варианта установочной мощности, суммарной массе, характеризующей стоимость. При сравнении вариантов учитываем так же и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требующийся объем здания, требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования.

Сравнение вариантов установки мельниц приведено в таблице 3.1:

Таблица 3.1

Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям

Размеры

Масса

Установочная

барабанов

Число

мельниц, т

мощность, кВт

Коэф.

мельниц,

мельниц

запаса

DxL, мм

одна

все

одна

все

4000х5500

3

241

723

2000

6000

1,06

4500х6000

2

326

652

2500

5000

1,02

6000х8000

1

921

921

6900

6900

1,47

К установке принимаем 2 мельницы МШЦ-4500х6000 как наиболее выгодный вариант.

Техническая характеристика мельницы представлена в приложении.

3.1.2 Выбор и расчет мельниц второй стадии измельчения

Необходимо выбрать размер мельниц и подсчитать их число для II стадии измельчения производительностью Q6 = 912,1 т/ч руды до крупности 75% класса - 0,074мм (вк = 75%). Содержание класса - 0,074 мм в исходном питании 20%.

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, оборудованной шаровыми мельницами с разгрузкой через решетку МШР 3600х5000. Каждая мельница потребляет 1250 кВт и имеет производительность 215 т/ч при содержании класса - 0,074 мм в исходном питании 22% (ви = 22%) и содержание расчетного класса в готовом продукте - вк = 60%.

Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу - 0,074 мм действующей мельницы [5, стр. 234]:

, т/(м3 . ч),

где: Q = 215 т/ч -- производительность действующей мельницы МШР-3600х5000;

к= 60 % -- содержание расчетного класса в конечном продукте;

и= 22 % -- содержание расчетного класса в исходном продукте;

L = 5,0 м -- длина действующей мельницы;

D = 3,6 м -- диаметр действующей мельницы;

т/(м3 . ч)

Определим значение коэффициента Кк -- коэффициента, учитывающего различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках -- по формуле [5, ф. 121]:

где: - относительная производительность мельниц для руды по расчетному классу проектируемой к обработке и перерабатываемой на действующей фабрике.

Интерполяцией получаем:

Для крупности исходного продукта 20% класса -0,074 мм и крупности конечного продукта 75% класса -0,074мм:

Для условий действующей мельницы: крупность исходного продукта 22% класса 0,074 мм, содержание класса -0,074мм в конечном продукте 60%.

где: - относительная производительность мельниц для руды по расчетному классу проектируемой к обработке и перерабатываемой на действующей фабрике.

Определим значение коэффициентов КD -- коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц -- для сравниваемых мельниц по формуле [5, ф. 122]:

,

где: D и D1 -- соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и эталонной мельниц:

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

;

-- для мельницы МШЦ-4500х6000:

;

— для мельниц МШЦ-6000х8000:

.

Так как к установке проектируем мельницу с центральной разгрузкой, то принимаем Кт -- коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц -- 1,0.

Так как по проекту измельчается такая же руда что и на действующей фабрике, то принимаем Ки -- коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды -- 1,0.

Определим удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу - 0,074 мм по формуле [5, ф. 120]:

q = q1 . Ки . Кк . КD . Кт, т/(м3 . ч)

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

q = 1,75 . 1,0 . 0,9 . 1,06 . 1,0 = 1,67 т/(м3 . ч);

-- для мельниц МШЦ-4500х6000:

q = 1,75 . 1,0 . 0,9 . 1,12 . 1,0 = 1,76 т/(м3 . ч);

-- для мельниц МШЦ-6000х8000

q = 1,75 . 1,0 . 0,9 . 1,30 . 1,0 = 2,05 т/(м3 . ч).

Находим рабочие объемы барабанов мельниц по формуле [5, стр.235]:

, м3

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

м3;

-- для мельницы МШЦ-4500х6000:

м3;

-- для мельницы МШЦ-6000х8000:

м3.

Определим производительность мельниц по руде по формуле [5, ф. 123]:

,

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

т/ч;

-- для мельницы МШЦ-4500х6000:

т/ч;

-- для мельницы МШЦ-6000х8000:

т/ч.

Определяем расчетное количество мельниц:

-- для мельницы МШЦ-4000х5500:

n = 912,1/194 = 4,7 n = 5;

-- для мельницы МШЦ-4500х6000:

n = 912,1/276 = 3,3 n = 4;

-- для мельницы МШЦ-6000х8000:

n = 912,1/801 = 1,14, n = 2.

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине, требующейся для каждого варианта установочной мощности, суммарной массе, характеризующей стоимость. При сравнении вариантов учитываем так же и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требующийся объем здания, требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования.

Сравнение вариантов установки мельниц приведено в таблице 3.2:

Таблица 3.2

Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям

Размеры

Масса

Установочная

барабанов

Число

мельниц, т

мощность, кВт

Коэф.

мельниц,

мельниц

запаса

DxL, мм

одна

все

одна

все

4000х5500

5

241

1205

2000

10000

1,06

4500х6000

4

326

1304

2500

10000

1,21

6000х8000

2

921

1842

6900

13800

1,75

К установке принимаем 2 мельницы МШЦ-6000х8000 как наиболее выгодный вариант, эта выгода будет объяснена последующими расчетами.

Техническая характеристика мельницы представлена в приложении.

3.2 Выбор и расчет гидроциклонов

В качестве классифицирующих аппаратов применяем гидроциклоны как наиболее производительное, экономичное и компактное оборудование, наиболее простое по конструкции, не имеющее движущихся частей,

Сливу, содержащему 75 % класса - 0,074 мм [5, табл. 14], соответствует номинальная крупность dн = 202 мкм. При такой крупности слива зерна мельче 0,15dн = 0,15 . 202 = 30 мкм распределяются по продуктам классификации как вода.

Определим содержание твердого в сливе и песках гидроциклона по формуле [5, стр. 266]:

;

Выписываем результаты расчета шламовой схемы для разделения в гидроциклоне в таблицу:

Таблица 3.3

Результаты расчета шламовой схемы гидроциклона

Продукт

, %

Q, т/ч

R

, %

W, мі/ч

V, мі/ч

Слив

60

781,8

1,80

36

1407,24

1637,18

Пески

70

912,1

1,0

50

912,1

1180,37

Исходный

130

1693,9

1,37

42

2319,34

2817,55

Выбираем гидроциклоны с диаметром 1000 мм и 2000 мм.

Таблица 3.4

Гидроциклоны

D г/ц, мм

, см

, см

, мПа

, диаметр пескового

насадка, см

1000

0,91

1

21

25

0,1

7,5-30

2000

0,81

1

42

52

0,1

25-50

Определяем производительность гидроциклонов:

где: - поправка на диаметр гидроциклона;

- поправка на угол конусности;

- диаметр сливного отверстия;

- диаметр питающего отверстия;

- давление на входе в гидроциклон.

Определяем необходимое количество гидроциклонов:

К установке принимаем 2 гидроциклона диаметром 2000 мм. На секцию с учетом 100% резерва, устанавливаем 4 гидроциклона ГЦ-2000.

Проверяем нагрузку гидроциклона по пескам:

Эта нагрузка находится в пределах нормы [0,5 - 2,5 т/(см2 . ч)] и можно принять насадок диаметром около 47 см.

Определяем достаточное давление на входе в гидроциклон:

Определяем номинальную крупность слива, которую может обеспечить данный гидроциклон:

Полученная крупность слива меньше, чем задано и гидроциклон D=2000 мм обеспечит нужную крупность слива.

Техническая характеристика гидроциклона представлена в приложении.

3.3 Выбор и расчет магнитных сепараторов

Для магнитного обогащения применяют магнитные сепараторы разных типов. Тип сепаратора зависит от магнитной восприимчивости извлекаемых в концентрат минералов, крупности питания, среды, в которой происходит сепарация (сухая или мокрая), требований, предъявляемых к качеству продуктов обогащения.

Для титаномагнетитовых руд применяем сепараторы со слабым магнитным полем, так как титаномагнетит имеет высокую магнитную восприимчивость. Обогащение проходит на сепараторах мокрой сепарации. В зависимости от крупности обогащения материала существуют три типа сепараторов: прямоточные, полупротивоточные и противоточные.

Наиболее полное извлечение магнитного продукта достигается при применении сепараторов с полупротивоточной ванной. Применение других типов ванн не целесообразно.

Для наших магнитных руд наиболее удобное использование сепараторов типа ПБМ-ПП-150/300, они неэнергоемкие с большой производительностью, износоустойчивые, не требуют больших ремонтов. Рассчитываем этот сепаратор на всех стадиях магнитного обогащения.

Производительность магнитного сепаратора типа ПБМ-ПП-150/300 определяется по формуле:

Q = q . n . (L-0,1), т/ч, [5, стр. 293],

Где q - удельная нагрузка, т/(м.ч) [5, табл. 59, стр.294];

L - длина каждого барабана, м, L = 3 м;

n - число головных барабанов в сепараторе, n = 1.

3.3.1 Расчет сепараторов ММС І стадии

Первая стадия ММС проходит в один прием:

Qисх = 1303 т/ч; q = 56-72 т/(м.ч) [3, табл. 4.55]. Принимаем q = 65 т/(м.ч); L = 3 м; n = 1.

Qсеп = 55.1. (3-0,1) =188,5 т/ч.

Определяем производительность потока на одну секцию:

т/ч, тогда число сепараторов на секцию равно:

На первой стадии ММС приходится 4 сепаратора на секцию, тогда на всю фабрику 4.2=8 сепараторов типа ПБМ-ПП-150/300.

3.3.2 Расчет сепараторов ММС ІІ стадии

Вторая стадия ММС проходит в один прием:

Qисх = 912,1 т/ч; q = 40-56 т/(м.ч) [3, таб. 4.55].

Принимаем q = 55 т/(м.ч); L = 3 м; n = 1.

Qсеп = 55.1. (3-0,1) = 159,5 т/ч.

Определяем производительность потока на одну секцию:

т/ч, тогда число сепараторов на секцию равно:

На второй стадии ММС принимаем 3 сепаратора на секцию, тогда на фабрику приходится 2.3 = 6 сепараторов типа ПБМ-ПП-150/300.

3.3.3 Расчет сепараторов ММС ІІІ стадии

Третья стадия ММС проходит в два приема:

Для первого приема: Qисх = 664,53 т/ч, для второго приема: Qисх = 493,32т/ч ; q = 25-40 т/(м.ч) [5, стр. 294, табл. 59]. Принимаем q = 40 т/(м.ч); L = 3 м; n = 1.

Qсеп = 50.1. (3-0,1) =116 т/ч.

Определяем производительность потока на одну секцию для первого приема:

т/ч, тогда число сепараторов на секцию равно:

Определяем производительность потока на одну секцию для второго приема:

т/ч, тогда число сепараторов на секцию равно:

На первый прием ММС принимаем 2 сепаратора на секцию и 2.3 = 6 сепараторов типа ПБМ-ПП-150/300 на всю фабрику.

На второй прием ММС принимаем 2 сепаратора на секцию и 2.3 = 6 сепараторов типа ПБМ-ПП-150/300 на всю фабрику. Всего на III стадию магнитного обогащения применяется 12 сепараторов.

3.4 Расчет дешламатора для операции обесшламливания

Дешламаторы применяются для обесшламливания продуктов обогащения, которое происходит за счет выделения в хвосты тонких шламов, что позволяет повысить содержание железа в продукте на 2-4%.

Исходя из практики переработки данного виды сырья наиболее эффективными для нашего проекта являются дешламаторы типа МД-12, они более устойчивы в работе при обесшламливании продуктов, крупность которых не превышает 0,5 мм [2].

Расчет дешламаторов:

1. Производительность дешламаторов рассчитывается по формуле:

Qдеш=F.q, т/ч,

Где F - площадь зеркала осаждения, F= 113 м2 [7];

q - удельная производительность дешламатора, которая зависит от крупности материала, т/ч.м2

Qисх=732,5 т/ч. Из практики обогащения титаномагнетитовой руды, принимаем q= 2,9 т/(м2.ч) [ 2,3 ].

Qдеш=F.q=2,9.113=327,00 т/ч.

Определяем производительность потока на секцию:

т/ч.

Определяем число дешламаторов на секцию:

n= дешламатора.

Учитывая массу дешламаторов и удельную производительность экономнее всего на I стадии дешламации поставить 3 дешламатора на секцию. На всю фабрику приходится 3 дешламатора типа МД-12.

4. ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ

При проектировании обогатительной фабрики на базе титаномагнетитового месторождения проектом предусмотрена система решения задач по технике безопасности.

В настоящее время горно-обогатительные предприятия имеют большое техническое оснащение, при эксплуатации которых растет перечень опасных и вредных факторов.

При добыче и переработке титаномагнетитовой руды существует ряд вредных факторов, которые негативно воздействуют на человека, приводят к ухудшению самочувствия или заболеванию. К наиболее распространенным относятся следующие вредные производственные факторы:

- запыленность и загазованность воздуха;

- шум работающих механизмов и вибрации;

- электромагнитные поля и ионизирующее излучение;

- повышенная и пониженная температуры атмосферного воздуха;

- недостаточное и неправильное освещение;

- монотонность умственной и физической работ.

Обслуживающий персонал обогатительной фабрики испытывает на себе опасные и вредные производственные факторы, характеристика которых приведена в таблице 4.1.

Опасными называются производственные факторы, воздействие которых на работающих в определенных условиях приводит к травме или другому внезапному резкому ухудшению здоровья. Если же производственный фактор приводит к заболеванию или снижению работоспособности, то его считают вредным. При недостаточном контроле за предельно допустимыми концентрациями (ПДК) вредных факторов, повышение и содержание может привести к профзаболеванию. ПДК - концентрация, которая при ежедневной работе в течение 8 часов или другой продолжительности (но не более 41 часа в неделю) во время всего рабочего стажа не может вызвать заболеваний или отклонений в здоровье, обнаруживаемых современными методами исследований в процессе работы или в отдаленные сроки жизни настоящего и последующих поколений.

Таблица 4.1

Характеристика вредных факторов

Факторы

Место действия фактора

Последствия от воздействия

ПДК, ПДУ

Примечания

1

2

3

4

5

Движущиеся машины и механизмы

Ж.д. транспорт, мельницы, классификаторы, сепараторы

Травмы

-

-

Подвижные части производственного оборудования

Приводные устройства конвейеров, зубчатые передачи мельниц

Травмы

-

ГОСТ 12,1-003.83

Повышенная запыленность воздуха рабочей зоны

Корпус дробления, места перегрузки продукта

Заболевание легких, верхних дыхательных путей

2 мг/м3

ГОСТ 12,1-005.88

Повышенный уровень шума на рабочем месте

Дробилки, мельницы, питатели

Снижение слуха, полная глухота

80-90 ДБ (А)

-

Повышенный уровень вибрации

Дробилки, мельницы

Нарушение опорно-двигательного аппарата

-

ГОСТ 12,1-012.78

Повышенное значение напряжения в электрической цепи, замыкание которой может пройти через тело

Электродвигатели питателей, конвейеров, мельниц

Травмы электроожога

6кВ, 380В, 220В

ПТЭ, ТБ, ПУЭ, ЕПБ

Повышенная влажность воздуха

Отделение обогащения

Перегрев организма

-

ЕПБ

Повышенная напряженность магнитного поля

Магнитные сепараторы

Расстройство нервной системы

-

ЕПБ

В целях предупреждения профессиональных заболеваний и для обеспечения нормальных условий предусматриваются следующие мероприятия:

Борьба с вибрацией.

Тщательная сборка движущихся частей; систематическая смазка частей машин; своевременный ремонт оборудования; применение амортизационных покрытий на рабочих местах; оборудование, являющееся источником вибрации (грохота, дробилки), устанавливаем на специальные фундаменты, амплитуда колебаний которых не превышает 0,1 - 0,2 мм; конструктивные элементы зданий (опорные колонны, балки колонн) не связываются с фундаментом машин; фундаменты, на которых установлены вибрирующие машины, снабжаются виброизоляцией - прокладками из резины, войлока, пробки, дерева, а также применяются пружинные специальные гасители; обеспечение технологического персонала, обслуживающего дробилки, грохота и т. п., специальной обувью на толстой резиновой подошве и специальными «виброгасящими» рукавицами.

Борьба с шумом.

Шум возникает в результате соударения металлических частей машин, падение материала и других факторов. Для уменьшения уровня производственных шумов предусматриваются следующие мероприятия:

- установка крупных агрегатов на специальные фундаменты, в которых предусмотрены акустические швы для поглощения шума и вибраций;

- установка глушителей, выполненных из звукопоглощающих материалов, на вентиляционные установки;

- использование мер индивидуальной защиты;

- установка кожухов на дробилки и мельницы;

- использование шумопоглощающих прокладок между корпусом и кожухом из резины, войлока или других шумопоглощающих материалов.

Вентиляция.

Предусматривается вытяжная вентиляция в зонах пылеобразования, для создания метеорологических условий предусматривается местная приточная вентиляция в виде воздушных завес, воздушных душей, оазисов; в стенах и фонарях помещений для аэрации сделаны специальные проемы, в которых устроены створные переплеты.

Вентилирование зданий посредством аэрации определяется формой зданий и расположением их по отношению к господствующим на местности ветрам.

Освещенность.

Правильное освещение отделений имеет большое значение, так как недостаточное освещение является причиной несчастных случаев, отрицательно влияет на зрение, приводя к заболеванию глаз и снижению производительности труда. В проекте предусматривается искусственное и естественное освещение. Искусственное освещение включает в себя общее, аварийное и местное освещение. Для него используются люминесцентные лампы. Освещенность не менее 100 люкс. Естественное освещение осуществляется в виде бокового, через окна в наружных стенах и верхнего - через световые фонари.

Для нормальной работы технологического персонала и оборудования разработаны следующие правила техники безопасности:

- все вновь поступающие на работу рабочие, служащие, инженерно-технические работники проходят вводный инструктаж по технике безопасности;

- машины и аппараты высотой 1,5 м и более имеют специальные площадки и лестницы, огражденные перилами высотой 1 м с перекладиной по середине;

- рабочая площадка оператора, наблюдающего за подачей руды в дробилку и ее работой, имеет решетчатые ограждения, предохраняющие от выброса руды;

- все открытые движущиеся части машин и механизмов надежно ограждены;

- работать на оборудование со снятыми ограждениями и без предохранительных приспособлений запрещено;

- у каждой машины, требующей механической или технологической регулировки, смазки, осмотра и ремонта устроены безопасные проходы и площадки;

- ширина проходов у крупногабаритного оборудования предусмотрена не менее 1,2 - 1,5 м, а ширина проходов для обсуживания прочих агрегатов не менее 1 м;

- в конвейерных галереях между конвейером и стенкой оставлен проход не менее 0,7 м, а между двумя конвейерами не менее 1 м.

- лестницы ограждены перилами. Лестницы проходов имеют ширину 1,2 м. В галереях с углом более 7є устилают полы деревянными трапами со ступеньками.

Для нормальной работы персонала и оборудования предусмотрены следующие меры защиты от поражения электрическим током:

- к обслуживанию допускаются лица, прошедшие специальное обучение;

- металлические корпуса электроустановок должны иметь заземляющие устройства. Заземляются все электроустановки, которые могут оказаться под напряжением вследствие нарушения изоляции;

- обслуживающий персонал обеспечивается всеми видами основных и дополнительных защитных средств (резиновые сапоги, перчатки, коврики);

- во всех закрытых установках предусмотрены блокировки, обеспечивающих их отключение при случайном приближении к токоведущим частям;

- обязательное заземление бронированных кабелей по кабельным этажам;

- запрещается вскрытие электродвигателей без снятия напряжений;

- в особо опасных местах (влажных, с большим количеством металла) применяются переносное освещение и инструменты, напряжением не выше 12 В;

- в каждом цехе должна быть составлена схема электроснабжения.

Правильное расположение и планировка технологического оборудования повышает безопасность работ и эффективность охраны труда.

Пульты и панели управления обеспечиваются световой и звуковой сигнализацией для извещения о пуске и остановке обслуживаемых агрегатов.

При установке дробилок, загрузочные и разгрузочные устройства ограждаются сплошными металлическими ограждениями. Все открытые вращающиеся части машин ограждаются сплошными металлическими листами или сетками с ячейками не более 25мм, а зубчатые, цепные передачи и соединительные муфты, расположенные на высоте менее 2,5 м от пола или площадки для обслуживания оборудования, ограждаются сплошным металлическим кожухом.

Основными выбросами на обогатительных фабриках являются промышленные сточные воды, твердые и пылевидные отходы, ливневые и талые воды, котельные газы, промышленные и бытовые отходы.

Выпуск сточных вод в водоемы допускается в случаях, когда содержание в них различных химических элементов не превышает ПДК. Сточные воды с содержанием примесей выше ПДК необходимо подвергать предварительной очистке.

Кардинальным решением проблемы охраны природных водоемов от загрязнения явилось бы внедрение на ОФ замкнутого водоснабжения и ведения технологического процесса в условиях 85% водооборота [1].

5. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

5.1 Организация труда

Существует несколько видов организации труда работы. На предприятиях черной металлургии до 85% всех рабочих охвачено бригадной формой организации труда. Роль бригад как первичных ячеек производства огромна, в них решаются конкретные вопросы разделения и организации труда, взаимозаменяемости и т.д.

В технологическую смену входят рабочие основных производственных и вспомогательных процессов (машинисты насосов, конвейеров и т.д.), а также дежурные службы слесарей и электриков. Во главе смены находится мастер. В его обязанности входит обеспечение слаженного взаимодействия в процессе производства (управление технологическими процессами).

Количество рабочих в смене зависит от количества оборудования, а работа бригад зависит от принципа их комплектования, четкой системы планирования заданий, учета результатов труда бригад и организации оплаты.

5.2 Основные технико-экономические показатели

Таблица 5.1

Технико-экономические показатели по обогатительной фабрике

Показатели

Удельный расход на 1 т. руды

Сумма годового расхода, млн.

1

2

3

1.Годовая производительность фабрики

10

2.Расход на 1 т руды:

-электроэнергии, кВт•час

33,9

488,6

-воды производственной, м3

10,0

147,3

-футеровочной стали для мельниц, кг

0,25

3,5

-шаров, кг

1,7

25,2

3.Показатель на 1000 т. годов. производительности фабрики по руде:

10000

-общий объем произв. зданий фабрики (без учета галерей) м3

92,8

1171,2

-средняя стоимость 1 м3, руб.

128,3

155044,06

5.Масса техн. оборудования, т.:

-установленная мощность эл.двигателей, млн.кВт

8,10

112,1

6.Объем мельниц, м3/т в сутки

0,04

0,04

7.Коэффициент использования оборудования (отклонение проект. времени работы оборудования по календарн.), %:

-главный комплекс

0,92

0,85

8.Эксплуатационные расходы по переделу обогащения (без учета затрат по хвостовому хоз-ву) на 1 т исходной руде, руб.

13,1

181,2

9.Себестоимость гидротранспорта и укладки 1 т хвостов, руб.

31,0

472

Заключение

За аналог приняли Коршуновский ГОК, так как именно там применяется типичная схема магнитного обогащения железосодержащих руд, с получением кондиционного железного концентрата.

Способ измельчения приняли шаровой. Способ обогащения - мокрая магнитная сепарация в слабом магнитном поле. Число стадий магнитной сепарации - 3 стадии. Технологическая схема обогащения представлена на рис. 1.2.

Принятая технологическая схема, выбранное оборудование, применение автоматизации технологического процесса и механизация трудоемких ремонтных работ, оптимальная организация труда и использование на 90 % оборотной воды обеспечивают высокие технико-экономические показатели проектируемой фабрики.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Единые правила безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов. - М.: Недра, 1978.

2. Остапенко П.Е. теория и практика обогащения железных руд. Москва «Недра», 1985 г.

3. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик, том 1,2, М., «Недра», 1988.

4. Справочник по обогащению руд. В 3-х томах/ Под ред. О. С. Богданова. М., «Недра», 1974.(1982-84 гг.)

5. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. Учебник для вузов. 4-е издание, М., «Недра», 1982.

6. Шилаев В.П. Основы обогащения полезных ископаемых. Учебное пособие для вузов. М.; Недра, 1986.

7. Лукина К.И., Шилаев В.П., Якушкин В.П. Процессы и основное оборудование для обогащения полезных ископаемых. М. Изд-во МГОУ, 2006.

8. Шинкоренко С.Ф. Справочник по обогащению руд чёрных металлов. Москва, «Недра», 1980.

ПРИЛОЖЕНИЕ

Приложение 1

Техническая характеристика мельницы МШЦ 4500х6000

Наименование параметров

Значения параметров

Диаметр барабаны внутренний, мм

Длина барабана, мм

Объем барабана номинальный, мЗ

Частота вращения барабана, об/мин

Мощность электродвигателя, кВт

Масса шаровой загрузки, т, не более

4500

6000

85,0

16

2500

326

Приложение 2

Техническая характеристика гидроциклона 2000

Показатель

Гидроциклон 2000 мм

Диаметр гидроциклона, мм

2000

20

90-330

52

42

25,0-50,0

0,019

1100-3600

8000

Угол конусности, град

Номинальная крупность слива, мкм

Диаметр сливного отверстия, см

Диаметр питающего отверстия, см

Диаметр песковой насадки, см

Давление на входе, мПа

Производительность по питанию, мі/ч

Масса, кг

Приложение 3

Техническая характеристика магнитных сепараторов типа ПБМ - ПП - 150/300

Наименование параметра

ПБМ-ПП-150/300

Размеры барабана, мм,

диаметр

длина

Тип ванны

Число полюсов магнитной системы

1500

3000

полупротивоточный

11

Напряженность магнитного поля на поверхности барабана, кА/м

Скорость вращения барабана, об/мин

Мощность электродвигателя, кВт

Производительность по питанию, т/ч

Крупность кусков питания, мм

Масса сепаратора, кг, не более

Радиальное биение цилиндрической части барабана, мм, не более

105

19

7,5

120

1-0

7400

6

Приложение 4

Техническая характеристика магнитного дешламатора МД-12

Наименование параметра

Значение параметра

Диаметр чана, м

Площадь осаждения, м2

Крупность исходного питания, мм

Производительность, т/ч, не более

Номинальная мощность привода, кВт

Габаритные размеры, мм,

длина

ширина

высота

Масса, т

12

113

-1+0

250

7

13500

13600

7050

52,9

Размещено на Allbest.ru


Подобные документы

  • Технология обогащения железной руды и концентрата, анализ опыта зарубежных предприятий. Характеристика минерального состава руды, требования к качеству концентрата. Технологический расчет водно-шламовой и качественно-количественной схемы обогащения.

    курсовая работа [218,3 K], добавлен 23.10.2011

  • Выбор и обоснование схемы измельчения, классификации и обогащения руды. Вычисление выхода продукта и содержания в нем металла. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы. Методы контроля технологического процесса средствами автоматизации.

    курсовая работа [1,2 M], добавлен 23.10.2011

  • Характеристика исходной руды. Расчет производительности дробильных цехов и измельчительного отделения обогатительной фабрики. Выбор и расчет дробилок и грохотов. Расчет производительности измельчительных мельниц. Расчет гидроциклонов, схем цепей.

    курсовая работа [433,0 K], добавлен 08.07.2012

  • Качественно-количественные операции флотации железной руды. Расчет процесса дробления-грохочения, крупности и выхода продуктов. Показатели обогащения: выход концентратов, хвостов; содержание компонентов. Технологическая эффективность процессов обогащения.

    курсовая работа [66,6 K], добавлен 20.12.2014

  • Мероприятия по выбору и обоснованию технологии обогащения для заданного сырья, на основе анализа вещественного состава и технологических свойств минералов, входящих в состав исследуемого сырья. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы.

    дипломная работа [421,6 K], добавлен 01.02.2011

  • Выбор технологической схемы обогащения железной руды. Расчет мощности и выбор типа обогатительного сепаратора. Определение производительности сепараторов для сухой магнитной сепарации с верхним питанием. Технические параметры сепаратора 2ПБС-90/250.

    контрольная работа [433,6 K], добавлен 01.06.2014

  • Построение качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды: выбор метода, выход продуктов. Обзор рекомендуемого оборудования. Магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение железной руды.

    курсовая работа [67,5 K], добавлен 09.01.2012

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.