Обогатительная фабрика производительностью 11,0 млн.т./год на базе Гусевогорского месторождения - Производство и технологии дипломная работа

Главная

Производство и технологии
Обогатительная фабрика производительностью 11,0 млн.т./год на базе Гусевогорского месторождения

Технология обогащения железной руды на Гусевогорском месторождении. Расчёт технологии рудоподготовительного цикла, схема и технологический режим дробления. Расчёт основного оборудования обогащения. Модернизация сепараторов 2пбс 90/250а в цехе обогащения.


посмотреть текст работы


скачать работу можно здесь


полная информация о работе


весь список подобных работ


Нужна помощь с учёбой? Наши эксперты готовы помочь!
Нажимая на кнопку, вы соглашаетесь с
политикой обработки персональных данных

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
федеральное агенство по образованию
«уральский государственный горный университет»
кафедра «обогащение полезных ископаемых»
Обогатительная фабрика производительностью 11,0 млн.т./год на базе Г усевогорского месторождения
1. Технология обогащения железной руды на Гусевогорском месторождении
Гора Качканар была известна ещё в конце XVII века. Впервые её описал русский академик П.С. Паллас. Определенный вклад в изучение Качканара Р.И. Мурчисон, А.И. Антипов, К. Гофман, Е.Н. Барбот де Марни, Н.К. Высоцский и др.
В советское время началась планомерная разведка Качканара - А.И. Медведев (1931 г.). После войны Уральским геологоразведочным управлением (1946-1952 гг.) была проведена детальная разведка Качканара.
10 июня 1950 года Совет Министров СССР принял постановление о строительстве Качканарского ГОКа. В 1954 году институтами «Уралгипроруда», «Уралмеханобр» и другими выполнен первоначальный проект по добыче и переработке Гусевогорского месторождения титаномагнетитовых руд. Их добычу и обогащение осуществляет Качканарский ГОК, введённый в эксплуатацию в 1963 году. Кроме титаномагнетитовых руд, золота и платины в районе имеются месторождения киноварь, большие запасы известняков и мраморов, незначительное скопления бурого и красного железняка серебросодержащего свинцового блеска, медных руд и отдельные находки алмазов в платиновых россыпях.
В экономическом отношении месторождение находится в развитом горнопромышленном районе. К югу от него в 130 км находится крупный Нижне-Тагильский металлургический комбинат, к северу в 160 км находится Серовский металлургический комбинат, к западу в 150 км Чусовской металлургический завод, непосредственно в районе находятся прииски по добыче золота и платины, а также ведутся лесоразработки.
Качканарская группа месторождений (Качканарское и Гусевогорское) титаномагнетитовых руд находится на восточном склоне Среднего Урала в Нижне-Туринском районе Свердловской области, примерно, в 250 км на север от г. Екатеринбург и в 120 км от г. Н-Тагил.
Район месторождения представляет переходную зону от высокогорной осевой части Уральского хребта к восточной увалистой полосе. Господствующей вершиной района является гора Качканар, имеющая абсолютную отметку 881,5 м. Ее восточным предгорьем является Большая и Малая Гусевы горы с абсолютными отметками 300 и 460 м. Минимальную отметку -220 м. имеет долина реки Ис.
Рудной базой Качканарского ГОКа является Гусевогорское месторождение, содержание железа в котором составляет в среднем 16 %. Свыше 85 % запасов Гусевогорского месторождения сосредоточено в Северной, Главной, Западной и Промежуточной залежах, которые наиболее благоприятны для эксплуатации.
Гусевогорское месторождение титаномагнетитовых руд связано с Качканарским габбро-пироксенитовым интрузивным комплексом и непосредственно приурочено к его восточному - Гусевогорскому пироксенитовому массиву, имеющему сложное строение и разнообразный состав слагающих пород.
Месторождение меридионально вытянуто, длиной по простиранию 8,5 км при средней ширине 2,5 км, круто падает к востоку под углом 75 - 80°. Преобладающая часть массива сложена пироксенитами от мелко- и среднекристаллических до крупнокристаллических разновидностей.
Массив имеет полосчатое строение, в отдельных полосах пироксенита содержатся различные количества оливина, полевого шпата, роговой обманки и рудных зёрен. Некоторые зоны значительно обогащены титаномагнетитом, который ассоциирует с пироксеном и оливином. Гусевогорский массив можно рассматривать как рудное тело с крупными запасами убогих руд. Вмещающие Качканарское и Гусевогорское тела габбро содержат в той или иной степени рудную вкрапленность, но меньшую по сравнению с пироксенитами и оливинитами. Характерно, что в габбро, наряду с титаномагнетитом, встречаются зёрна магнетита и ильменита.
Морфологические особенности оруднения заключаются в том, что титаномагнетит распространён, главным образом, в виде вкрапленности в пироксенитах и оливинитах, реже в габбро, а также в виде струек, сгустков, небольших прожилок и линз, редко достигающих по мощности одного или нескольких метров в длину. Титаномагнетитовое оруднение Гусевогорского месторождения приурочено преимущественно к безоливиновым пироксенитам. Рудные минералы представлены, главным образом, титаномагнетитом с низким содержанием титана, редкими зёрнами ильменита и очень редкими - халькопирита, пирита, пентландита и борнита. В крайне незначительном количестве из других рудных минералов присутствуют платина, золото, скандий.
Нерудные минералы представлены пироксеном, оливином, серпентином, эпидотом.
Качественный минеральный состав руды Гусевогорского месторождения представлен в таблице 1.1.
Таблица 1.1 - Минеральный состав руды Гусевогорского месторождения
Физические и физико-механические свойства основных рудных и породных минералов приведены в таблице 1.2.
Выделения титаномагнетита различны по форме и размеру. В основном это ксеноморфные зёрна или агрегаты зёрен, заполняющие промежутки между нерудными минералами, и создающие типичные сидеронитовые структуры вкрапленных руд.
Наибольшее распространение на Гусевогорском месторождении получил процесс распада твёрдого раствора ильменит-магнетита, продуктом которого являются пластинчатые и игольчатые выделения иьменита и магнетита, образующие сложный минеральный агрегат. Размер рудных включений титаномагнетита от нескольких мкм до 5 мм, нерудных от долей мм до 15 мм в поперечнике.
Чем меньше зерно магнетита, тем тоньше включения ильменита, тем труднее отделить ильменит от магнетита, даже при очень тонком измельчении.
Таблица 1.2 - Физические свойства минералов
Удельная магнитная восприимчивость, м 3 /кг
A 2-3 B 5 [(Si,Al) 4 O 11 ] 2 (OH) 2 , где А=Mg, Fe 2+ , Ca или Na; В=Mg, Fe 2+ , Fe 3+ или Al
NaCa 2 (Mg, Fe, Al) 3 [(SiAl 4 )O 11 ]O(OH) 2
Na[Al, Si 3 O 8 ], Ca[Al 2 Si 3 O 8 ]
Ca 2 (Al,Fe) 3 [SiO 4 ] [Si 2 O 7 ] O(OH) 2
На базе руд Гусевогорского месторождения в настоящее время работает Качканарский горно-обогатительный комбинат производитель-ностью почти 50 млн. т. в год с получением агломерата и окатышей.
Месторождение разрабатывается открытым способом. Руда на фабрику доставляется железнодорожным транспортом.
Технологическая схема обогащения представлена на рисунке 1.2 и включает в себя следующие циклы: цикл рудоподготовки, цикл сухой магнитной сепарации, цикл сортировки, цикл мокрой магнитной сепарации и цикл обезвоживания.
Цикл рудоподготовки включает в себя операции дробления и грохочения. Технологический процесс дробления показан на рисунке 1.1. Процесс дробления по 1 и 2 линиям включает в себя 4 стадии дробления, грохочение после третьей стадии, транспортировку и распределение готовой дроблёной руды по бункерам цеха обогащения. Процесс дробления по 3 линии включает в себя три стадии дробления, грохочение после второй стадии и те же операции транспортировки, что и у технологических линий 1 и 2.
Цикл сухой магнитной сепарации проводится на сухом магнитном сепараторе 2ПБС - 90/250. Верхний барабан служит для выделения большей магнитной части, а второй для доизвлечения железа. Наличие сухой магнитной сепарации выделяет Качканарскую фабрику из ряда других фабрик. Сухая магнитная сепарация обусловлена технологическими и экономическими соображениями. Из-за этого происходит потеря железа и уход его в хвосты. Напряжённость магнитного поля на верхнем барабане у сепаратора 2ПБС - 90/250 составляет 80 мА, а у нижнего - 110 мА.
Цикл сортировки мелкодробленой руды проходит на двухситных грохотах ГИТ - 72 с получением фракционированного товарного щебня.
Цикл мокрой магнитной сепарации включает в себя три стадии. Схема построена по выделению в хвосты немагнитной фракции в наиболее крупном виде. Первая стадия включает в себя операцию мокрой магнитной операции. Промежуточная стадия мокрой магнитной сепарации находится внутри цикла измельчения. Третья стадия может включать основную мокрую магнитную сепарацию, для повышения качества - очистную операцию. Особенностью схемы является наличие операции размагничивания, ввиду наличия основных магнито-жёстких минералов. Недостатком схемы является то, что процесс регулируется по наличию общего железа, когда нужно регулировать процесс по магнитному железу и чистому магнетиту.
Цикл обезвоживания проводится путём предварительного сгущения концентрата в сгустителях и фильтровании на дисковых вакуум-фильтрах. В цехе установлены два сгустителя П - 24 и четыре П - 30.
Установка, замена, ремонт оборудования производится по плану, установленному руководством фабрики.
Рисунок 1.1 - Схема дробления технологических линий 1, 2 и 3:
Рисунок 1.2 - Технологическая схема обогащения Качканарского ГОКа
Из обзора свойств минералов (таблица 1.3) следует:
1) имеется существенная разница в плотности между двумя группами минералов: магнетит и ильменит - тяжёлые, а все остальные минералы - лёгкие;
2) по твёрдости минералы практически не различаются;
3) по электрическим свойствам выделяются ильменит и магнетит, являющиеся проводниками, все остальные минералы - непроводники;
4) по магнитным свойствам имеются три группы минералов: магнетит - сильномагнитный, ильменит обладает слабомагнитными свойствами все остальные минералы немагнитные.
Таким образом, исходя из контрастности свойств минералов руды, возможно использовать разницу в плотности, электропроводности и магнитных свойствах.
Железный концентрат возможно получить двумя способами:
- гравитационное обогащение в голове технологической схемы с получением титаномагнетито-ильменитового концентрата с последующим разделением указанных минералов в слабом магнитном поле;
- метод магнитной сепарации в слабом магнитном поле с получением железного концентрата и направлением остальных минералов в хвосты.
Выделение из руды железного концентрата методом электросепарации невозможно, так как в этом случае будет получен железо-ильменитовый концентрат. Если обратить внимание на характер вкрапленности, поведение минералов при измельчении и необходимость тонкого измельчения руды в соответствии с требованиями, предъявляемыми к гранулометрическому составу железного концентрата для агломерата (81 - 85 % класса - 0,071 мм), то становится очевидным, что метод гравитационного обогащения в данном случае непригоден, так как при этом основное количество рудной массы перейдет в шламы и будет потеряно при обогащении.
Таким образом, для обогащения титаномагнетитовых руд Гусевогорского месторождения принят метод магнитной сепарации в слабом магнитном поле.
Используя исходные данные и формулы 2.1, 2.2, и 2.3, рассчитываем технологический баланс и заносим его в таблицу 2.1.
Таблица 2.1 - Технологический баланс продуктов обогащения
Исходными данными для выбора и расчёта цикла рудоподготовки является крупность исходного материала: D max = 1050мм.
Крупность руды после цикла рудоподготовки не должна превышать 25мм. Для получения материала такой крупности применяется трёхстадиальная схема дробления.
Гранулометрический состав исходной руды представлен в таблице 2.2 и на рисунке 2.1.
Рисунок 2.1 Гранулометрическая характеристика исходной руды.
Крепость руды - средняя, ѓ =8-15 (по Протодьяконову);
крупность питания мельниц d = 25мм;
1) Определение режима работы и производительности отделения крупного дробления.
Режим работы, обуславливающий величину производительности оборудования для крупного дробления, зависит от:
- графика доставки руды на фабрику.
Способ добычи руды - открытый. При открытой добыче график определяется категорией предприятия, исходя из годовой производительности по горной массе и районам расположения фабрики.
Суточная и часовая производительности отделения крупного дробления рассчитываются по формулам 2.5 и 2.6:
где Q ф.год - годовая производительность фабрики, млн. т/год;
K н - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств руды, которые влияют на производительность оборудования, K н = 1,0;
n сут - количество рабочих дней в году;
n см - количество смен в сутки, n см = 2;
t см - продолжительность смены, ч, t см = 12;
K - поправочный коэффициент, K = 0,95.
где k - коэффициент использования оборудования.
По данным практики, принимаем k = 0,8;
Q сут. ц. др. = 11000000/(292•0,95)=39653,93 т/сут;
Q час. ц. др. = (1,0 • 11000000) / (292 • 2 • 12 • 0,95) = 1652,24 т/ч.
2) Определение режима работы и производительности отделения среднего и мелкого дробления.
Режим работы отделения средне-мелкого дробления (КСМД) определяется наличием складирования крупнодроблёной руды. В данном случае складирование не предусмотрено. При отсутствии складирования крупнодроблёной руды режим работы КСМД совпадает с режимом работы отделения крупного дробления.
3) Определение режима работы и производительности главного корпуса.
Qсут. гл. = 11000000 / (303 • 0,98) = 37044,52т/сут;
Qчас. гл. = 11000000 • 1,0 / (303 • 2 • 12 • 0,98) = 1543,52 т/ч.
Схема рудоподготовки приведена на рисунке 2.2.
Выбор степеней дробления по стадиям
Общая степень дробления определена по формуле:
средняя степень дробления определена по формуле:
Принимая степени дробления по стадиям, необходимо учитывать величины i ср и D max .
i I = 3,5; i II = 3,7; i III = 3,2.
Определение крупности продуктов по стадиям дробления
Максимальная крупность по стадиям дробления (крупность разгрузки дробилок) d j определена по формуле:
D j - максимальная крупность питания, мм;
i - степень дробления в j-ой стадии.
Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления
Ширина загрузочных отверстий (B j ) должна на 10 % превышать размер максимального куска, поступающего в дробилку.
Определение ширины разгрузочных щелей дробилок
В соответствии с характером руды и производительностью намечаются типы дробилок по стадиям дробления. Определение ширины разгрузочных щелей дробилок (S j ) ККД, КСД и КМД производится через максимальную относительную крупность (Z max ) по формуле:
S j =d j / (Z max ) j , мм; (2.12)
Определение отверстий сит для грохочения
В проекте приняты размеры отверстий сит а II = 65 мм, а III = 25 мм, но с учётом наклона грохотов под углом 10є к горизонту, отверстия сит будут следующими:
Расчёт схемы дробления заключается в определении выходов продуктов и их качества, построение гранулометрических характеристик продуктов дробления. Гранулометрические характеристики разгрузки дробилок первой (продукт 2) , второй (продукт 5) и третьей (продукт 9) стадий дробления представлены на рисунках 2.3, 2.4, 2.5 соответственно.
В связи с необходимостью для дальнейших вычислений, был рассчитан гранулометрический состав объединенного продукта шесть. Для этого использовалось правило “золотого сечения” по Леонардо Да Винчи и формула:
'' - либо класс «+ s » при d k ? ? s , либо класс «+ d k » при d k ? > s .
После построения характеристики были рассчитаны выхода и количество продуктов по формулам:
Рисунок 2.3 - Гранулометрический состав разгрузки дробилки первой стадии дробления
Рисунок 2.4 - Гранулометрический состав разгрузки дробилки второй стадии дробления
Рисунок 2.5 - Гранулометрический состав разгрузки дробилки третьей стадии дробления
Рисунок 2.6 - Гранулометрический состав продукта №6
Рисунок 2.7 - Гранулометрический состав продукта №10
Расчёт схемы дробления приведён в таблице 2.3.
Таблица 2.3 - Расчёт качественно-количественной схемы дробления
Проектом приняты три стадии дробления. Во всех стадиях выбраны конусные дробилки. Один вид дробилок позволяет лучше эксплуатировать оборудование. Исходные данные для выбора и расчёта типоразмеров дробилок приведены в таблице 2.3.
Таблица 2.3 - Исходные данные для выбора и расчета дробилок
Размер максимального куска в питании, мм
Производительность дробилки в проектных условиях рассчитывается по формуле:
Q др. = Q кат. прив. . с н . k f . k кр . k вл . k ц ; (2.22)
где Q к - производительность дробилки по каталогу, т/ч, м 3 /ч;
с н - насыпная плотность руды, т/м 3 ;
K f , K кр , K вл - поправочные коэффициенты на крепость, крупность и влажность руды соответственно;
K ц - коэффициент учёта цикла дробления.
В литературе значения Q к даются либо при номинальной ширине выходной щели, либо при максимальной и минимальной разгрузочных щелях. Если проектная щель не совпадает с указанными в каталоге значениями, то каталожная производительность для формулы (2.22) рассчитывается по следующим формулам:
Q кат.прив . = Q макс. - ( Q макс . - Q мин . )·( s макс . - s проект . ) / ( s макс . - s мин . ); (2.23)
Q кат. прив . = Q ном . · s проект . / s ном . (2.24)
где Q max , Q min , Q ном - максимальная, минимальная и номинальная производительность дробилки по каталогу;
s max , s min , s ном , s пр - максимальная, минимальная, номинальная и проектная разгрузочная щель, мм.
Для нахождения коэффициента K кр необходим график грансостава питания дробилок.
Количество дробилок для j-той стадии дробления рассчитывается по формуле:
n = Q j / (Q др j • k н. пит ). (2.25)
Пример расчёта дробилки ККД-1500/180 для первой стадии дробления:
Q max = 1500 м 3 /ч , Q min = 1200 м 3 /ч;
Q кат.прив. = 1500 - (1500 - 1200) · (200 - 190) / (200 - 160) = 1425 м 3 /ч;
Q др = 1425*2,04*1*1,042*1,0*1 = 3029 т/ч,
n расч. = 1652,24 / (3029*0,95) = 0,57;
Расчёты приведены в таблицах 2,4 и 2,5.
- для I стадии дробления одна дробилка ККД 1500/180;
- для II стадии дробления две дробилки КСД 2200Гр-Да 1 ;
- для III стадии дробления четыре дробилки КМД 2200Т;
Таблица 2.5 - Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок
Установленная мощность электродвигателя, кВт
Исходя из крупности и насыпной плотности, проектом принимаются вибрационные (инерционные) грохота с практически круговым движением короба в вертикальной плоскости. Исполнение грохотов - тяжёлое (ГИТ), т.к с =2,04 т/м 3 .
Необходимая площадь для грохочения рассчитана по формуле:
где Q- производительность операции грохочения, т/ч;
q - удельная производительность, м 3 /(м 2 • ч);
с н - насыпная плотность руды, т/м 3 ;
k - коэффициент, учитывающий влияние мелочи;
l - коэффициент, учитывающий влияние крупных зёрен;
m - коэффициент, учитывающий эффективность грохочения;
n - коэффициент, учитывающий форму зёрен;
o - коэффициент, учитывающий влияние влажности;
p - коэффициент, учитывающий способ грохочения;
k ` ж.с. - коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности.
где k ж.с . - коэффициент живого сечения принимаемой просеивающей поверхности, %.
Количество грохотов рассчитано по формуле:
Проверка на толщину слоя произведена по формуле:
h = P + / (3,6 • с н • B р • х), (2.29)
где P + - производительность грохота по надрешётному продукту, т/ч;
х - скорость движения материала по грохоту, м/с.
Расчёты грохотов закончен определением номера сетки (размера отверстия просеивающей поверхности), которую необходимо установить на грохот с учётом угла наклона грохота (б, град):
где k - поправочный коэффициент на угол наклона грохотов.
Пример расчёта грохотов для второй стадии дробления:
- удельная производительность определяется в зависимости от размера отверстия сита: а = 65 мм,
q = 46 + (50 - 46)*(65 - 60)/(70 - 60) = 48 м 3 /(м 2 • ч);
- коэффициент, учитывающий влияние мелочи зависит от содержания в питании зёрен размером меньше половины размера отверстия сита -а/2:
k = 0,5 + (0,6 - 0,5)*(14 - 10)/(20 - 10)= 0,55 д.е.;
- коэффициент, учитывающий влияние крупных зёрен зависит от содержания в питании зёрен +а:
- коэффициент, учитывающий эффективность грохочения определя-ется в зависимости от эффективности грохочения:
- коэффициент, учитывающий форму зёрен зависит от материала и его формы, так как руда дроблёная, то n = 1,0 д.е.;
- коэффициент, учитывающий влияние влажности зависит от характера сетки и материала, так как размер сетки больше 25 мм, а руда малой влажности, o = 0,98 д.е.;
- коэффициент, учитывающий способ грохочения р = 1,0 д.е.;
- коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности:
k ` ж.с. = k ж.с. /50 = 70/50 = 1,4 д.е.
Необходимая площадь для грохочения:
F = 1652,24 / (48*2,04*0,75*3,36*1*0,98*1*1,4) = 4,88 м 2 .
Для ГИТ-41 количество грохотов равно:
F грохота = 0,85*B*L = 0,85*1,5*3,5 = 4,46м 2 ;
Результаты расчёта сведены в таблице 2.6.
Таблица 2.6 - Расчёт грохотов для среднего и мелкого дробления
Типоразмер грохота и его площадь, м 2
h = 1230,92/ (3,6*2,04*1,5*0,6*2) = 93 < 100мм, что удовлетворяет условию;
Аналогично рассчитываются грохота для третьей стадии.
- для II стадии грохочения два грохота ГИТ-41;
- для III стадии грохочения четыре грохота ГИТ-41;
Качественно-количественная схема обогащения является одной из основных схем обогащения. Она отражает всю совокупность технологических операций обогащения.
При разработке схемы обогащения в проекте было обращено особое внимание на вкрапленности основного рудного минерала - магнетита, что привело к принятию операций измельчения, позволяющих максимально раскрыть сростки; операций классификации, позволяющих выводить из процесса разномерные агрегаты.
При магнитном обогащении, для которого характерна низкая селективность разделения, магнитные продукты содержат свободные зёрна и сростки, имеющие магнитные свойства. Содержание железа в магнитном продукте определяется количеством перечистных операций.
Сравнение закономерностей различных методов разделения железорудных продуктов показывает, что механизм перечистных операций носит общий характер и, очевидно, не зависит от применяемых методов разделения, а является следствием их несовершенства.
Применение стадиальных схем обогащения преследует цель периодического вывода из процесса готового продукта в виде рудных или не рудных минералов по мере их вскрытия. Этим достигается экономия затрат на обогащение, так как количество материала, требующего доработки в следующих стадиях, уменьшается.
Наиболее высокий рост содержания железа в концентрате наблюдается при трёх-, четырёх-, пятистадиальных схемах обогащения.
Схема обогащения включает в себя три стадии измельчения, вторая и третья стадии в замкнутых циклах с операциями размагничивания и классификации. Первая стадия мокрой магнитной сепарации позволяет отделять в большом количестве магнитный продукт от хвостов. Вторая стадия находится внутри второй стадии измельчения. Третья и четвёртая стадии работают с операциями размагничивания и классификации. После четвёртой стадии мокрой магнитной сепарации пульпа идёт на сгущение, а потом направляется на фильтрование. Решено направлять фильтрат и перелив в операцию сгущения. Фильтрование позволяет получить концентрат с заданной влажностью. Качественно-количественная схема обогащения представлена на рисунке 2.7.
Для расчёта качественно-количественной схемы обогащения определено содержание железа в продуктах обогащения по всей схеме, затем методом составления систем балансовых уравнений по каждой операции и решением этих систем найдены выхода продуктов обогащения и их извлечение.
Расчёт схемы обогащения был произведён, начиная с последних операций - от последней стадии мокрой магнитной сепарации до первой стадии мокрой магнитной сепарации и первого цикла измельчения.
Расчёт цикла измельчения был произведён также методом составления систем балансовых уравнений, но уже по расчётному классу -71 мкм (-0,071мм).
Рисунок 2.7 - Качественно-количественная схема обогащения
Для нахождения , был построен график гранулометрической характеристики объединённого продукта 10 (рисунок 2.8), используя правило “золотого сечения” по Леонардо Да Винчи и формула:
'' - либо класс «+ s » при d k ? ? s , либо класс «+ d k » при d k ? > s .
По результатам испытаний сепаратора 2ПБС-90/250А, было принято:
Расчёт качественно-количественной схемы приведён в таблице 2.7.
Таблица 2.7 - Расчёт технологической схемы
Расчёт водно-шламовой схемы осуществляется с целью определения общего расхода воды для осуществления технологического процесса обогащения руды, для расчёта объёмов пульпы различных продуктов, протекающих через машины и аппараты. Последние данные используются при расчёте количества машин и аппаратов, необходимых для осуществления принятой схемы обогащения.
Водно-шламовую схему рассчитывают на основании выбранных исходных данных, приведённых в таблице 2.8.
Исходные данные по содержанию твёрдого в руде и продуктах обогащения приняты на основании данных действующей обогатительной фабрики Качканарского ГОКа.
Таблица 2.8 - Исходные данные для расчёта водно-шламовой схемы
Расчёт водно-шламовой схемы начинают с „головы” процесса от операции измельчения I к операции мокрой магнитной сепарации IV.
Сухая магнитная сепарация не рассчитывается.
Для расчёта были использованы формулы:
% ж = • 100, %; % тв = • 100, %; (2.40)
где % ж , % тв - процентное содержание жидкого, твёрдого в продукте, %;
Q,W,L - масса твёрдого, объём жидкого, общая масса продукта, т/ч, м 3 /ч.
Таблица 2.10 - Баланс воды на фабрике
Определены удельные расходы воды на 1 т руды и на 1 т концентрата:
q руды = W / Q руды = 5306,12/1652,24=3,21м 3 /т;
q к - та = W / Q к - та = 5306,12/283,19=18,74м 3 /т.
Отделение измельчения входит в состав корпуса обогащения. Так как складирование измельчённых продуктов затруднено, отделение измельчения напрямую связано с процессами обогащения. Чтобы обеспечить бесперебойную работу главного корпуса и усреднить руду, предусматрено складирование мелкодроблёной руды. Для этого проектом приняты бункера, ёмкость которых должна обеспечивать 24 - 48 часов бесперебойной работы цеха обогащения.
V = (24 ч 48) · Q час. изм. / с н . (2.41)
V = 36 • 1652,24/ 2,04 = 29157,176?30000м 3 .
Для первой стадии измельчения принимаем стержневые мельницы с центральной разгрузкой, а для второй и третьей стадии - шаровые с центральной разгрузкой.
Расчёт мельниц, работающих в замкнутом цикле, производится по питанию цикла измельчения.
Для расчёта мельниц используются следующие формулы:
- производительность цикла по классу -71 мкм, т/ч:
Q- 71 = Q цикла • (в- 71 - б- 71 ) / 100, (2.42)
где б- 71 , в- 71 - массовая доля класса -71 мкм на входе в цикл и на выходе из цикла, %;
- удельная производительность i-ого типоразмера мельницы для проектных условий равна в т/(ч•м 3 ):
q i = q эт • k изм • k т • k кр • k Д i , (2.43)
где q эт - удельная производительность по руде эталонной мельницы, т/(ч•м 3 );
q эт = Q эт • (в эт - 71 - б эт - 71 ) / (х эт • 100), (2.44)
где Q эт - производительность по руде эталонной мельницы, т/ч;
в эт - 71 , б эт - 71 - массовая доля класса -71 мкм в эталонной руде до и после измельчения, %;
х эт - объём эталонной мельницы, м 3 ;
k изм - коэффициент сравнительной измельчаемости руды, заложенной в проект и эталонной руды;
k т - коэффициент, который учитывает разницу в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке;
k кр - коэффициент, учитывающий разницу в крупности руды и конечного продукта для мельниц эталонной и проектной. Определяется по формуле:
где m 1 и m 2 -относительная производительность (д. е.) по расчётному классу -71 мкм для эталонных и проектных условий соответственно;
k Д i - коэффициент, которым учитывается разница в диаметрах барабанов мельниц проектируемой и эталонной. Находится по формуле:
где D проект. , D эт. - диаметр (в свету) барабана мельниц проектируемой и эталонной, м;
Д проект. , Д эт. - толщина футеровки, м.
Результаты расчётов сведены в таблицу 2.11.
Необходимый объём мельниц для измельчения рассчитывается в м 3 повариантно по формуле:
V i = Q- 71 / (q i • k н. пит ) (2.47)
Число мельниц в i-том варианте равно:
Пример расчёта мельниц для I стадии измельчения.
Принимаем эталонную мельницу МСЦ 3600Ч4500.
Производительность цикла измельчения по классу -71 мкм:
Q- 71 = 1554,26 • (15,75-5) / 100 = 145,25 т/ч.
На основании данных практики, удельная производительность эталонной мельницы по классу -71 мкм равна 0,75 т/(ч•м 3 ).
Удельная производительность мельницы МСЦ 3200Ч4500:
q i = q эт • k изм • k т • k кр • k Д i ,
q i = 0,75 • 1,0 • 1,0 • 1,0 • 0,94 = 0,705 т/(ч•м 3 ).
Необходимый объём мельниц для измельчения равен:
V i = 145,25/ 0,705 • 0,98 = 210,24м 3 .
Проверка на пропускную способность:
q допустимая = 8 • с / 1,6 = 8 • 2,04 = 16,32 т/м 3 ,
q проектируемая = Q пит /( n i прин. ·н i ) = 1554,26/ (8• 32) = 6,07т/м 3 .
Так как 6,07 < 16,32, то принятая мельница удовлетворяет условию пропуска всего потока руды.
Аналогично рассчитываются мельницы для II и III стадий измельчения. Расчёт мельниц приведён в таблице 2.11.
Таблица 2.12 - Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц
- I стадия 8 мельниц МСЦ 3600Ч4500;
- II стадия 8 мельниц МШЦ 3600Ч4500;
- III стадия 4 мельниц МШЦ 3600Ч4500
При этом учитывались технологическая совместимость, ремонто-способность и технико-экономические показатели.
В качестве классифицирующего оборудования на фабрике принимаем гидроциклоны, позволяющие хорошо разделять тонкоизмельчённые материалы. Для расчёта гидроциклонов применены следующие формулы:
D max = 1,2 • (d п / d сл ) 2 • (d ном ) 2 • (с - с 0 ) • / в тв. пит , (2.49)
где D max - максимальный диаметр, см;
d п , d сл - диаметр пескового и сливного насадков, см;
d ном - номинальная крупность зёрен в сливе гидроциклона, мкм;
с, с 0 - плотность твёрдой и жидкой фаз, т/м 3 ;
H - рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;
в тв. пит - массовая доля твёрдого в питании гидроциклона, %.
Соотношение (d п /d сл ) обычно принимается равным (0,5 ч 0,6); в дальнейшем оно учитывается при выборе размеров насадков. При выборе величины этого соотношения нужно учитывать частный выход песков г п ':
если г п ' > 70 %, то (d п / d сл ) = 0,7 ч 0,8;
если г п ' < 30 %, то (d п / d сл ) = 0,2 ч 0,3.
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 [21
Обогатительная фабрика производительностью 11,0 млн.т./год на базе Гусевогорского месторождения дипломная работа. Производство и технологии.
Реферат: Экологические проблемы на пищевых производствах
Реферат по теме Olympic summer kinds of sports
Курсовая Работа На Тему Корекція Заїкання У Школярів
Книга: Основи інформаційного права (Цимбалюк)
Практическая Работа По Оказанию Первой Помощи Обж
Реферат: Планирование
Ценностные Характеристики Педагогической Деятельности Готовый Реферат
Реферат по теме Социология конфликтов
Контрольная работа по теме Описание методов ab initio
Контрольная работа: Статистические показатели сферы услуг. Скачать бесплатно и без регистрации
Хруцкий Натюрморт Сочинение По Картинки
Контрольная работа по теме Виды хлеба. Организация хранения лука. Характеристика кондитерских изделий и кофе
Сочинение Толстого Цветы Бабочка И Птичка
Дворцовые Перевороты В России Реферат
Прокурорский Надзор Темы Рефератов
Дневник Практики Машинист
Дипломная Работа На Тему Производство
Эссе Бизнес Идея И Оценка Ее Перспективности
Курсовая Работа На Тему Проблемы Современной Инфляции
Сочиняшка Ру Итоговое Сочинение 2022
Происхождение и судьба славян - История и исторические личности контрольная работа
Стандарт MRP II и управление производством на его основе - Менеджмент и трудовые отношения курсовая работа
Автоматизированное рабочее место - Программирование, компьютеры и кибернетика презентация