Цех обогащения фабрики для переработки железной руды. Курсовая работа (т). Другое.
🛑 👉🏻👉🏻👉🏻 ИНФОРМАЦИЯ ДОСТУПНА ЗДЕСЬ ЖМИТЕ 👈🏻👈🏻👈🏻
Вы можете узнать стоимость помощи в написании студенческой работы.
Помощь в написании работы, которую точно примут!
Похожие работы на - Цех обогащения фабрики для переработки железной руды
Скачать Скачать документ
Информация о работе Информация о работе
Скачать Скачать документ
Информация о работе Информация о работе
Скачать Скачать документ
Информация о работе Информация о работе
Скачать Скачать документ
Информация о работе Информация о работе
Скачать Скачать документ
Информация о работе Информация о работе
Нужна качественная работа без плагиата?
Не нашел материал для своей работы?
Поможем написать качественную работу Без плагиата!
. ОБОСНОВАНИЕ И ВЫБОР СХЕМЫ ОБОГАЩЕНИЯ
.1 Изучение вещественного состава руды
.2 Анализ технологии по переработке аналогичной руды
.3 Требования к качеству концентрата
.4 Краткое описание принятой схемы обогащения
.1 Расчет качественно-количественной схемы
. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ
.1 Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения
.1.1 Выбор и расчет мельниц первой стадии измельчения
.1.2 Выбор и расчет мельниц второй стадии измельчения
.3 Выбор и расчет магнитных сепараторов
.3.1 Расчет сепараторов ММС І стадии
.3.2 Расчет сепараторов ММС ІІ стадии
.3.3 Расчет сепараторов ММС ІІІ стадии
.4 Расчет дешламатора для операции обесшламливания
.2 Основные технико-экономические показатели
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.
. 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.
Химический состав руды и концентрата фабрики Коршуновского ГОКа
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.
.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].
Кондиции на железорудные концентраты
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.
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.
2.1 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]:
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=1,0÷1,1.
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]:
где
a - содержание ценного компонента в руде, %; θ - содержание ценных компонентов в хвостах, %; b - содержание ценных компонентов в концентрате, %; gк, gхв - выход концентрата и выход хвостов, %; εn - 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 . gn / 100 определяем массу продуктов.
Результаты
расчета качественно-количественной схемы сводим в таблицу 2.1 - 2.2.
Хвосты (общие): хвосты 1
хвосты 2 хвосты 3 хвосты 4 хвосты 5
Результаты
расчета качественно-количественной схемы
слив мельницы II стадии
измельчения
слив мельницы II стадии
измельчения
Для расчета водно-шламовой схемы флотации используем ряд формул.
Определяем объем воды в операции или продукте [5, стр.198]:
-
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]:
где:
dn = 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
слив мельницы II стадии
измельчения
слив мельницы II стадии
измельчения
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
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:
св = åL - Lоб = 2936,13 - (2936,13×0,90) = 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
.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 (βк = 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 (βи = 6% класса - 0,074 мм) и
содержание расчетного класса в готовом продукте - βк = 22%.
Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -
0,074 мм действующей мельницы [5, стр. 234]:
где:
Q = 200 т/ч - производительность действующей мельницы МСЦ-3200х4500;
bк= 22 % - содержание расчетного класса в конечном продукте;
bи= 6 % - содержание расчетного класса в исходном продукте;= 4,5 м - длина
действующей мельницы;= 3,2 м - диаметр действующей мельницы;
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.
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:
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]:
=
q1 . Ки . Кк . КD . Кт, т/(м3 . ч)
для
мельницы МШЦ-4000х5500:= 0,97 . 1,0 . 1,04 . 1,12 . 0,9 = 1,02 т/(м3 . ч);
для
мельниц МШЦ-4500х6000:= 0,97 . 1,0 . 1,04 . 1,19 . 0,9 = 1,08 т/(м3 . ч);
для
мельниц МШЦ-6000х8000= 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]:
руда шламовый сепаратор гидроциклон
Определим производительность мельниц по руде по формуле [5, ф. 123]:
Определяем
расчетное количество мельниц:
для
мельницы МШЦ-4000х5500:= 1303/466 = 2,80 n = 3;
для
мельницы МШЦ-4500х6000:= 1303/664 = 1,96 n = 2;
для
мельницы МШЦ-6000х8000:= 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:
Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
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 (βк = 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% (βи = 22%) и содержание расчетного
класса в готовом продукте - βк = 60%.
Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -
0,074 мм действующей мельницы [5, стр. 234]:
где:
Q = 215 т/ч - производительность действующей мельницы МШР-3600х5000;
bк= 60 % - содержание расчетного класса в конечном продукте;
bи= 22 % - содержание расчетного класса в исходном продукте;= 5,0 м -
длина действующей мельницы;= 3,6 м - диаметр действующей мельницы;
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.
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:
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]:
=
q1 . Ки . Кк . КD . Кт, т/(м3 . ч)
для
мельницы МШЦ-4000х5500:= 1,75 . 1,0 . 0,9 . 1,06 . 1,0 = 1,67 т/(м3 . ч);
для
мельниц МШЦ-4500х6000:= 1,75 . 1,0 . 0,9 . 1,12 . 1,0 = 1,76 т/(м3 . ч);
для
мельниц МШЦ-6000х8000= 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]:
Определим производительность мельниц по руде по формуле [5, ф. 123]:
Определяем
расчетное количество мельниц:
для
мельницы МШЦ-4000х5500:= 912,1/194 = 4,7 n = 5;
для
мельницы МШЦ-4500х6000:= 912,1/276 = 3,3 n = 4;
для
мельницы МШЦ-6000х8000:= 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:
Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
К установке принимаем 2 мельницы МШЦ-6000х8000 как наиболее выгодный
вариант, эта выгода будет объяснена последующими расчетами.
Техническая характеристика мельницы представлена в приложении.
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:
Результаты расчета шламовой схемы гидроциклона
Выбираем гидроциклоны с диаметром 1000 мм и 2000 мм.
D г/ц, мм , см , см , мПа , диаметр пескового
Определяем производительность гидроциклонов:
где:
- поправка на диаметр гидроциклона;
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 . 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;- 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.
Определяем производительность потока на одну секцию:
На
первой стадии ММС приходится 4 сепаратора на секцию, тогда на всю фабрику 4.2=8
сепараторов типа ПБМ-ПП-150/300.
.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.
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.
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].
.
Производительность дешламаторов рассчитывается по формуле:
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 ].
Определяем
производительность потока на секцию:
Определяем
число дешламаторов на секцию:
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.
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.
Ж.д. транспорт, мельницы,
классификаторы, сепараторы
Подвижные части
производственного оборудования
Приводные устройства
конвейеров, зубчатые передачи мельниц
Повышенная запыленность
воздуха рабочей зоны
Корпус дробления, места перегрузки
продукта
Заболевание легких, верхних
дыхательных путей
Повышенный уровень шума на
рабочем месте
Нарушение
опорно-двигательного аппарата
Повышенное значение
напряжения в электрической цепи, замыкание которой может пройти через тело
Электродвигатели питателей,
конвейеров, мельниц
Повышенная напряженность
магнитного поля
В целях предупреждения профессиональных заболеваний и для обеспечения
нормальных условий предусматриваются следующие мероприятия:
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
Похожие работы на - Цех обогащения фабрики для переработки железной руды Курсовая работа (т). Другое.
Лабораторная Работа Модификационная Изменчивость
Реферат На Тему Организационное Обеспечение Ведения Кадровой Документации
Реферат: Яровая пшеница
Курсовая Работа Менингококковая Инфекция
Крылатые Латинские Выражения Реферат
Реферат: Hemingways Greatest Hits Essay Research Paper One
Реферат по теме Теории власти в политической философии
Шпаргалка: Стилистика А Я. Скачать бесплатно и без регистрации
Особенности Бюджетного Устройства Государств Федеративного Типа Эссе
Контрольная работа: Человек в системе социальных связей
Темы Курсовых По Методике Обучения Математике
Курсовая Работа На Тему Конституция 1977 Года
Контрольные Работы К 1 Параграф 1.2
Курсовая работа по теме Особливості емоційних реакцій молодших школярів
Контрольная работа по теме Товароведение непродовольственных товаров
Виды Природных Ресурсов Реферат
Реферат: Геологические и геоморфологические памятники природы
Реферат: Одно- и многоатомные спирты. Скачать бесплатно и без регистрации
Курсовая работа по теме Состав и виды административного правонарушения
Курсовая работа по теме Анализ прибыли и рентабельности
Доклад: Функция и ее свойства
Реферат: МРОТ и прожиточный минимум в России
Курсовая работа: Синтез цифровых схем арифметических устройств