Если у вас возникли сложности с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой - мы готовы помочь.
Предоплата всего
Подписываем
PAGE \* MERGEFORMAT 43
Федеральное агенство по образованию
Государственное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
Петрозаводский Государственный Университет
Кольский филиал
Кафедра: Обогащение полезных ископаемых
Дисциплина: Проектирование обогатительных фабрик
Пояснительная записка к курсовой работе
«Проектирование обогатительных фабрик»
Курсовая работа студента 5 курса
очного отделения горного
факультета Акулова A.C.
Специальность:
Обогащение полезных ископаемых
Научный руководитель:
К.т.н, проф. Скороходов В.Ф.
Апатиты
2011
Федеральное агентство по образованию
Государственное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
«Петрозаводский государственный университет»
Кольский филиал
Кафедра: Обогащения полезных ископаемых
ЗАДАНИЕ НА КУРСОВОЕ ПРОЕКТИРОВАНИЕ
Студентке: Аркадьевой Алене Николаевне
Тема: Выполнить проект обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд.
Исходные данные: 1.Производительность по руде 35 млн.т/год
2.Содержание полезного компонента 0,54%
3. Размер максимального куска 1000 мм
Требования к графической части проекта и пояснительной записке содержатся в методических указаниях по проектированию.
Руководитель проекта: проф. к.т.н. Скороходов В. Ф. ...................
(ФИО) (подпись)
СОДЕРЖАНИЕ
Аннотация………………………………………………………………………..…………4
Введение…………………………………………………………………………………....6
1. Общая часть…………………………………………………………………………….8
1.1. Особенности вещественного состава вкрапленных медно-никелевых руд.
Промышленные руды Печенги…………………………………………………………...8
1.2. Характеристика медно-никелевых руд для обогащения………………………....11
1.3. Характеристика конечных продуктов обогащения……………………………..12
2. Специальная часть…………………………………………………………………....15
2.1. Выбор и обоснование технологической схемы обогащения………………….....15
2.2. Расчет схемы дробления…………………………………………………………....19
2.3. Выбор и расчет оборудования для грохочения……………………………………26
2.4.Расчет качественно-количественной схемы обогащения
медно-никелевых руд…………………………………………………………………....29
2.5. Расчет водно-шламовой схемы обогащения……………………………………....37
2.6. Выбор и расчет оборудования………………………………………………….…..47
2.6.1. Расчет I стадии измельчения……………………………………………………47
2.6.2. Расчет II стадии измельчения…………………………………………………..52
2.6.3 Расчет I стадии классификации …………………………………………..….....55
2.6.4. Расчет II стадии классификации. ……………………………………………....57
2.6.5 Расчет III стадии классификации ………………………………………………59
2.6.6 Выбор и расчет оборудования для флотации ....................................................61
2.6.7. Выбор и расчет оборудования для сгущения …………………………………64
2.6.8. Выбор и расчет оборудования для фильтрования ............................................65
26.9. Выбор и расчет оборудования для сушки……………………………………...66
3. Автоматизированная система управления технологическим процессом
обогащения………………………………………………………………………………...69
3.1. Автоматизированная система управления дробления…………………………….69
3.2.Автоматизированная система управления измельчения………………………….71
3.2.1. Контроль подачи руды в мельницы…………………………………………….71
3.2.2. Контроль подачи воды…………………………………………………………...71
3.2.3. Контроль протока масла…………………………………………………………72
3.3. Автоматизированная система управления флотации……………………………...72
3.4. Контроль параметров процессов сгущения и фильтрации………………………...73
3.5. Контроль параметров процесса сушки……………………………………………...74
4. Охрана окружающей среды……………………………………………………………75
4.1. Выбросы в атмосферу………………………………………………………………...75
4.2. Сточные воды…………………………………………………………………………76
4.3. Образование отходов…………………………………………………………………77
5. Мероприятия по охране труда и технике безопасности…………………………….78
5.1. Промышленная санитария……………………………………………………………79
5.2. Пожарная безопасность……………………………………………………………….79
5.3. Меры борьбы с пылеобразованием…………………………………………………..81
5.4. Электробезопасность………………………………………………………………….81
5.5. Борьба с вибрацией……………………………………………………………………82
5.6. Борьба с шумом………………………………………………………………………...82
5.7. Вентиляция……………………………………………………………………………..83
5.8. Освещенность…………………………………………………………………………..83
Заключение…………………………………………………………………………………...84
Список использованной литературы……………………………………………………..85
АННОТАЦИЯ
В данном курсовом проекте за аналог проектируемой обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд взят ГМК «Печенганикель».
По ходу работы был произведен выбор и расчет основного технологического оборудования, произведен расчет схемы дробления, качественно-количественной и водно-шламовой схемы, а также описаны основные сведения о фабрике.
К проектированию приняты трехстадиальная схема дробления и грохочени и двухстадиальная схема измельчения.
Принятая схема флотации позволила получить медно-никелевый концентрат со следующими характеристиками:
- содержание полезного компонента никеля 7,18%;
- выход полезного компонента никеля 5,59%;
- извлечение никеля 74,55%.
Данный курсовой проект содержит 83 страницы, 26 таблиц, 4 рисунка и 4 чертежа: совмещенная качественно-количественная и водно-шламовая схема обогащения, схема цепи аппаратов, план мельнично-флотационного отделения и разрез мельнично-флотационного отделения.
THE ANNOTATION
In the given academic year project for analogue of projected concentrating factory on processing of medno-nickel ores it is taken GMK « Pechenganikcel».
On an operation course the choice and calculation of the basic process equipment have been made, calculation of the scheme of crushing, is qualitative-quantitative and vodno-shlamovoj schemes is made, and also the basic data on factory are described.
To projection the ore benefication circuit design is accepted two stages
The accepted scheme of flotation has allowed to receive a medno-nickel concentrate with following characteristics:
- The maintenance of a useful component of nickel of 7,18 %;
- An exit of a useful component of nickel of 5,59 %;
- Extraction of nickel of 74,55 %.
The given academic year project contains 84 pages, 24 tables, 4 drawing and 4 drawings: combined is qualitative-quantitative and vodno-shlamovaja the enrichment scheme, the scheme of a chain of devices, the plan melnichno-flotatsionnogo branches and a cut melnichno-flotatsionnogo branches.
ВВЕДЕНИЕ
Сульфидные медно-никелевые руды являются главным источником производства никеля. На переработке этих руд основано около 90 % мирового производства никеля. Главный никелевый минерал — пентландит — (Fe, Ni)9S8.
В данном курсовом проекте за аналог проектируемой обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд взят ГМК «Печенганикель», который расположен в Печенгском районе Мурманской области в 3-4 км от Ждановского рудника. Обогатительная фабрика предназначена для переработки вкрапленных сульфидных медно-никелевых руд рудников «Центральный», «Северный», «Каула-Котсельваара». В результате переработки руды на фабрике получают коллективный медно-никелевый концентрат и отвальные хвосты. Коллективный концентрат после сгущения перекачивается в цех обжига для получения обожженных окатышей и далее в плавильный цех в плавку на файнштейн.
Сплавы никеля и меди, характеризующиеся высокой коррозийной стойкостью и легкой обрабатываемостью, используются в приборостроении, точном машиностроении и других отраслях [1].
Потребителем готовой продукции является цех обжига в городе Заполярном, где получают окатыши, которые направляются в плавильный цех комбината (г. Никель) для получения файнштейна с последующей переработкой его на готовый никель и медь на комбинате «Североникель».
При выполнении курсового проекта будут использованы данные и опыт в переработке данного вида руды полученного в комбинате «Печенганикель».
Целью курсового проекта является проектирование цехов дробления и грохочения, измельчения и флотационного обогащения, а также обезвоживания. Для этого необходимы следующие задачи:
1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ
1.1 Особенности вещественного состава вкрапленных медно-никелевых руд. Промышленные руды Печенги.
Сырьевая база медно-никелевых руд Кольского полуострова представлена богатыми (1% никеля) и бедными рудами. Последние составляют большую часть запасов и подвергаются обогащению.
Вкрапленные сульфидные медно-никелевые руды Кольского полуострова, в отличие, например, от норильских, характеризуются относительно стабильным составом рудных и силикатных минералов. Вместе с тем показатели обогащения в значительной мере предопределяются не только исходным содержанием сульфидов (минералов), но и соотношением рудных, силикатных минералов, их взаимосвязью, метасоматическими замещениями и другими минералого-технологическими параметрами.
Запасы промышленных вкрапленных медно-никелевых руд определены при содержании никеля 0,3% (открытая добыча) и 0,4% (подземная).
Основные рудные минералы: пентлантид – (Ni,Fe)9S8, халькопирит – CuFeS2, пирротин – FexSx-1, магнетит – Fe3O4.
Второстепенные: виоларит – (Ni,Fe)3S4, сфалерит – ZnS, борнит – Cu3FeS2, кубанит – CuFe2S3, макинавит – (Ni,Fe,Cu.Co)9S8, валлериит – Cu2Fe4S7(Cu3Fe4S7), пирит – FeS.
Встречаются: никелин – NiS, кобальтин – CoAsS, миллерит – NiS и др.
Обогатимость вкрапленных медно- никелевых руд зависит от количественного и качественного соотношения минеральных ассоциаций и разнообразия рудных минералов, большинство из которых представлены несколькими генерациями.
Пентлантид –главный никельсодржащий минерал вкрапленных медно-никелевых руд Печенги. Количество его в рудах, подвергающихся обогащению, составляет 1,5-2,5%. Характерен значительный изоморфизм (кобальт, платина, медь, мышьяк и др.)/6/. Имеются данные о наличии пентлантида двух генераций, которые существенно отличаются формой выделений. Пентлантид второй, более поздней генерации характеризуется чрезвычайно малыми размерами вкрапленников и сложным взаимопрорастанием как с силикатными минералами, так и с окислами (магнетитом).
Халькопирит, несмотря на разнообразие парагенетических ассоциаций, в которых он встречается во вкрапленных медно-никелевых рудах, и количественное соотношение халькопирита с другими сульфидами, состав этого минерала относительно постоянен /3/. Иногда в халькопирите могут содержаться никель и цинк за счет субмикроскопических включений пентлантида и сфалерита [1].
Величина зерен и агрегатов халькопирита редко превышает 100мкм, характерны тесные срастания с силикатами. Массовая доля халькопирита в рудах изменяется от 0,5 до 2%.
Пирротин представлен тремя разновидностями:
- гексагональный (не магнитен);
- моноклинный;
- троилит;
Полезность пирротина в медно-никелевых рудах определяется изоморфными примесями кобальта, серебра, платины и других редких элементов, а также наличием никеля.
Магнетит представлен несколькими генерациями. Магнетит ранней генерации находится в виде мономинеральных вкрапленников, а более позднего, чем сульфиды, происхождения замещает пирротин.
По измельчаемости руды подразделяются на:
- легкоизмельчаемые (высокое содержание талька, карбонатов, сульфидов);
- рядовой измельчаемости;
- трудноизмельчаемые;
Медно-никелевые руды подразделяются на 3 минералого-технологических типа: легкообогатимые (2 разновидности), рядовой обогатимости (3 разновидности) и труднообогатимые (3 разновидности).
Минералогический и химический состав медно-никелевых руд,а также их физическая характеристика представлены в таблице 1 и в таблице 2,и 3 [2].
Таблица 1 - Минералогический состав медно-никелевых руд
|
Наименование минералов |
Содержание, % |
||
|
Руда Центрального рудника |
Руда рудника Каула-Котсельваара |
Руда Северного рудника |
|
|
1. Пентландит |
0,5 – 2,0 |
1,5 – 2,0 |
5,0 – 10,0 |
|
2. Халькопирит |
0,5 – 1,0 |
1,5 – 2,0 |
не более 10,0 |
|
3. Пирротин |
0,5 – 5,0 |
12,0 – 16,0 |
не более 30,0 |
|
4. Магнетит |
3,0 – 15,0 |
4,0 – 5,0 |
|
|
5. Хромит |
0,0 – 1,5 |
ед. зерна |
|
|
6. Ильменит |
0,5 – 4,0 |
1,0 – 2,0 |
|
|
7. Серпентин |
30,0 – 55,0 |
20,0 – 25,0 |
|
|
8. Оливин |
0,5 – 25,0 |
||
|
9. Хлорит-алюмосиликаты |
2,0 – 16,0 |
8,0 – 10,0 |
|
|
10. Тальк |
1,0 – 20,0 |
10,0 – 13,0 |
|
|
11. Карбонаты (кальций) |
0,5 – 15,0 |
2,0 – 3,0 |
|
|
12. Полевой шпат алюмосиликаты |
0,0 – 5,0 |
||
|
13. Пироксен силикаты |
0,5 – 15,0 |
ед. зерна |
|
|
14. Роговая обманка - силикаты |
0,0 – 2,0 |
||
|
15. Хризотил асбест |
0,0 – 1,0 |
||
|
16. Сорен |
0,0 – 1,0 |
||
|
17. Виоларит |
ед. зерна |
||
|
18.Сперрилит |
ед. зерна |
||
|
19. Сфалерит |
ед. зерна |
||
|
20. Гидроокислы железа |
ед. зерна |
||
|
21. Апатит |
ед. зерна |
||
|
22. Биотит |
ед. зерна |
||
|
23. Гранат |
ед. зерна |
||
|
24. Амфиболсиликаты |
0,0 – 2,0 |
1,0 – 2,0 |
|
|
25. Полидимит |
0,0 – 2,0 |
||
|
26. Маухерит |
0,0 – 2,0 |
||
|
27. Кубанит |
0,0 – 2,0 |
||
|
28. Несульфидные |
0,0 – 2,0 |
40,0– 70,0 |
|
|
29. Пирит |
0,0 – 2,0 |
5,0 – 15,0 |
Таблица 2 - Химический состав медно-никелевых руд
|
Химический состав, % |
Руда Центрального рудника |
Руда рудника Каула-Котсельваара |
Руда Северного рудника |
|
1. Ni |
0,400-0,630 |
0,620-0,730 |
1,000 -1,460 |
|
2. Cu |
0,140-0,240 |
0,320-0,380 |
0,780 – 0,900 |
|
3. Co |
0,021-0,024 |
0,023-0,026 |
0,026 – 0,028 |
|
4. S |
1,140-1,950 |
4,000-5,200 |
4,800 - 6,700 |
|
5. Fe |
13,000-14,000 |
14,400-16,500 |
13,900 -14,900 |
|
6. SiO2 |
34,400-35,600 |
35,300-37,000 |
32,600 – 33,500 |
|
7. CaO |
1,900-3,450 |
4,200-4,600 |
4,800-5,300 |
|
8. Al2O3 |
2,770-3,960 |
4,000-5,200 |
4,500 - 5,500 |
|
9.МqO |
23,000-30,300 |
13,500-19,900 |
13,200 -15,300 |
Таблица 3 - Физическая характеристика медно-никелевых руд
|
Наименование рудников |
Уд. вес, т/м³ |
Насыпной вес дроб. руды, т/м³ |
Твердость по шкале Протодьяконова |
Влажность, % |
|
1. Руда Центрального рудника |
2,90 |
1,89 |
20,50 – 22,50 |
1,80 – 2,00 |
|
2. Руда рудника Каула-Котсельваара |
3,00 |
1,92 |
9,00 – 13,10 |
2,00 – 3,00 |
|
3. Руда Северного рудника |
3,20 |
2,09 |
11,00 –14,00 |
3,00 – 4,00 |
Исходным сырьем для фабрики являются вкрапленные медно-никелевые руды месторождений Печенгского района. Эти руды добываются открытым способом на руднике "Центральный" и подземным способом на рудниках "Северный", "Каула-Котсельваара".
Объемы руды с рудников характеризуются следующими значениями(1999 г.): рудник "Центральный" 89 %, рудник "Северный" 3,8 %, рудник "Каула-Котсельваара" – 7,2 %. Естественно, что эти объемы могут незначительно изменяться, исходя из производственной ситуации на комбинате.
Месторождение рудника "Центральный" преимущественно представлено вкрапленными рудами с небольшим количеством (в лежачем боку) брекчиевых и массивных руд.
Руды рудников "Северный", "Каула-Котсельваара" сложены из вкрапленных, брекчиевых и массивных руд. [1]
1.3. Характеристика конечных продуктов обогащения
При переработке руд на фабрике получают два конечных продукта – коллективный медно-никелевый концентрат и отвальные хвосты.
В таблицах 4, 5 приведены данные о химическом и минералогическом составах этих продуктов.
Крупность концентрата должна быть не менее 78% класса -0,044 мм и не менее 90% класса -0,074 мм [2].
Таблица 4 - Химический состав концентрата и отвальных хвостов
|
Наименование продуктов |
Содержание, % |
||||||||
|
Ni |
Cu |
Co |
S |
SiO2 |
CaO |
MqO |
Al203 |
Fe |
|
|
Коллективный медно-никелевый концентрат |
7,900-9,000 |
3,000-4,500 |
0,250-0,320 |
19,300-24,300 |
12,000-17,000 |
1,000-1,700 |
8,000-12,000 |
1,090-1,250 |
30,000-32,000 |
|
Отвальные хвосты |
0,150- 0,200 |
0,060-0,085 |
0,008 – 0,009 |
1,000-1,500 |
35,000-36,000 |
3,000-4,000 |
30,000-31,000 |
3,000-4,000 |
12,000-13,000 |
Таблица 5 - Состав рудной минерализации концентрата и отвальных хвостов
|
Наименование продуктов |
Массовая доля рудных минералов |
Состав сульфидной массы, % |
||||
|
% общее |
В том числе от массы |
пирротин |
пентландит |
халькопирит |
||
|
оксидов |
сульфидов |
|||||
|
Коллективный медно-никелевый концентрат |
52,9 |
19,0 |
81,0 |
41,0 |
42,0 |
17,0 |
|
Отвальные хвосты |
6,4 |
58,0 |
42,0 |
65,0 |
26,0 |
9,0 |
В отвальных хвостах количество рудных минералов невелико и составляет 6,4%. Основными видами потерь сульфидов с хвостами являются:
- сростки сульфидов с минералами пустой породы в классе +0,1 мм;
- сростки сульфидов с труднофлотируемым пирротином;
- сростки сульфидов с магнетитом;
- раскрытые зерна сульфидов в классах крупности – 0,02 мм
Потребителем готовой продукции является цех обжига в городе Заполярном, где получают окатыши, которые направляются в плавильный цех комбината (г. Никель) для получения файнштейна с последующей переработкой его на готовый никель и медь на комбинате «Североникель».
С целью получения качественных показателей по требованию металлургов выдвинуты жесткие требования к гранулометрическому составу флотационного концентрата (содержание класса –0,074 мм не < 85%).
Качество коллективного концентрата определяется ВТУ ГМК «Печенганикель».
Показателями, обязательными для проверки перед фильтрацией являются:
Содержание никеля в сменной пробе концентрата должно быть не менее 4,8%;
Среднемесячное содержание никеля в концентрате не ниже 5,3 %;
Содержание класса –0,044 мм должно быть не менее 80 %;
Содержание твердого в сгущенном продукт 60-70 %.
Стандарт предприятия – концентрат флотационный медно-никелевый.
Никель в виде сплавов применялся задолго до получения его в чистом виде и даже задолго до открытия его как химического элемента (как химический элемент никель был открыт в 1751 году и получен в чистом виде в 1804 году).
Никель относится к основным элементам улучшающим свойства стали. Добавка никеля повышает прочность стали (броня морских кораблей, танков). Сплавы никеля (8-80 % никеля) и железа известны под названием нержавеющие и жаропрочные стали. Некоторые никелевые сплавы (нихром, никелин, хромель) отличаются весьма ценными электрическими и магнитными свойствами, что обуславливает их применение в производстве термопар и реостатов.
Сплавы никеля и меди, характеризующиеся высокой коррозийной стойкостью и легкой обрабатываемостью, используются в приборостроении, точном машиностроении и других отраслях.
2. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ
2.1. Выбор и обоснование технологической схемы
При выполнении проекта учитывается опыт работы действующей фабрики «Печенганикель», принятой за аналог при проектировании, а также крупность начального и конечного продуктов измельчения, производительность обогатительной фабрики, физические свойства руды.
На проектируемой фабрике применяется трехстадиальное дробление с замкнутым циклом в третьей стадии. При работе КМД в замкнутом цикле производительность дробилки по питанию больше, так как возвращающийся дробленый оборотный продукт понижает среднюю крупность поступающего в дробилку материала. Замкнутый цикл позволит получить более мелкий дробленый продукт, который поступает в мельницы на измельчение.
В первой и второй стадиях предусматриваем предварительное грохочение, а в третьей - совмещенные операции предварительного и поверочного грохочения. Операции предварительного грохочения применяем для сокращения количества материала поступающего в дробление и увеличения подвижности материала. Последнее особенно важно при дроблении в конусных дробилках среднего и мелкого дробления, подверженных забиванию рудной мелочью особенно в зимний период из-за значительного количества снега в руде. Поверочное грохочение позволяет возвратить в дробилку избыточный по крупности материал.
Принимаем к проектированию двухстадиальную схему измельчения, принятую на действующей фабрике, которая позволяет получать коллективный концентрат, который соответствует международным стандартам качества.
Процесс измельчения применяется для доведения минерального сырья до необходимой крупности, обеспечивающей максимальное раскрытие сростков ценных минералов и минералов пустой породы перед флотацией.
Измельченная руда после мельницы является неоднородным по крупности продуктом. Кроме того, в крупных классах присутствует значительное количество нераскрытых сростков ценных минералов с пустой породой.
Измельченную руду направляют на гидравлическую классификацию, которая позволяет выделить сростки и крупные классы в пески, а раскрытые тонкие частицы в слив.
Гидравлическая классификация производится в гидравлических классификаторах и гидроциклонах. На показатели работы гидроциклонов влияют содержание твердого в питании и его гранулометрия, форма и геометрические размеры гидроциклона, а также питающий и разгрузочный насадок, давление на входе.
Концентрация ценных минералов никеля и меди достигаются на фабрике с использованием процесса флотации. Единым является разделение схем флотации на 2 крупных блока: рудный цикл флотации и перечистной цикл.
Рудный цикл флотации состоит из 3 операций: межцикловой флотации, основной флотации и контрольной флотации.
По схеме коллективной флотации измельчение руды в 1 стадии осуществляется до 40-50% класса -0,074 мм, после чего руда направляется на классификацию, а затем на межцикловую флотацию.
Собиратели (бутиловый, амиловый ксантогенаты, бутиловый дитиофосфат или их сочетания) лучше подавать в мельницы, где они могут взаимодействовать со свежеобнаженной поверхностью пирротина, способного к быстрому окислению. Последующая основная флотация проводится при доизмельчении хвостов межцикловой флотации до крупности 80% класса -0,074 мм.
Межцикловая и основная флотации проводятся, как правило, в открытом цикле, а получаемые промпродукты перерабатываются в отдельном цикле при до измельчении до 80% класса -0,074 мм. Получаемые в этом цикле концентраты объединяются с концентратами основной флотации.
Иногда для повышения технологических показателей обогащения применяется раздельная флотация песков и шламов с подачей дополнительного собирателя - аполярного масла (керосин, машинное масло и т. п.)
Коллективная флотация никеля и медьсодержащих сульфидов, как правило, осуществляется в щелочных средах (рН=9,5-9,8), создаваемых кальцинированной содой, а последующая селекция – при рН = 11,0-11,5 в присутствии извести /14/.
Снижение извлечения никеля тем интенсивней, чем выше качество концентрата и беднее исходная руда. В условиях действующего стандарта ОФ-1 при исходном содержании никеля 0,55% снижение качества концентрата на 0,1% против 5,7-5,8% соответствует повышению извлечения на 0,1%. Самый простой способ повысить извлечение цветных металлов из вкрапленных медно-никелевых руд – это снизить качество концентрата.
Чтобы в конечном концентрате не было влаги, на фабрике необходимы процессы обезвоживания.
На запроектированной фабрике предусматривается сгущение концентрата в сгустителях корпуса сгущения. Сливы сгустителей, а также вакуум-фильтров являются отвальными, разгрузка сгустителей направлялась в цех обжига.
Для сгущения концентрата применяем цилиндрические сгустители как наиболее производительное оборудование, дающее высокое содержание твердой фазы в сгущенном материале. Для повышения эффективности сгущения на фабрике используется флокулянт – Магнафлок 336.
Сгущенный продукт с высоким содержанием твердого подвергается фильтрованию, которое обычно проводится в вакуум-фильтрах непрерывного действия. Жидкая фаза проходит через перегородку и удаляется в виде слива, а твердые частички задерживаются на ее поверхности в виде слоя – кека, который и направляется на последнюю стадию обезвоживания – сушку, где влага испаряется и уходит в атмосферу. Конечным продуктом сушки является медно-никелевый концентрат.
Технологическая схема обогащения медно-никелевых руд проектируемой фабрике показана на рисунке 1.
2.2. Расчет схемы дробления
Исходные данные:
Q ф.г = 35 млн. т/г;
насыпная плотность руды ρн=1,9 т/м3;
Dmax = 1000 мм,
dmax = 12 мм.
α = 0,54
Схема дробления медно-никелевых руд представлена на рисунке 2.
Q к.д.ч = Qф.г / 340*3*8 = 35000000/ 340*3*8 = 4289,21 т/ч.
Q см.д.ч = Q ф. г / 365 * 24 К в = 35000000 / 365 * 24 * 0,83 = 4813,77 т/ч.
S = D1 / D11 = 1000 / 12 = 83,4
Средняя степень дробления:
S ср = 3S = 383,4 4,37
Принимаем в первых двух стадиях степени дробления S 1 = S2 = 4 и определяем степень дробления для замкнутого цикла:
S 3 = S / S1 * S2 = 83,4 / 4 * 4 = 5,2
Рис.2 Схема дробления медно – никелевых руд
D5 = D1/S1 = 1000 /4 = 250 мм;
D9 = D1/S1 S2= 1000 /4*4 = 62,5 65 мм;
D12 = D1/S1 S2 S3 = 1000/4*4*5,2 = 12 мм
iII = D5/ZII = 250/1,45 180 мм;
значение ZII снимаем с типовой характеристики крупности конусных дробилок для средних по крепости руд.
Для II стадии:
iIV = D9 / ZIV = 65 / 2,1 = 30 мм;
значение Z IV находим по таблице для дробилок КСД-2200.
а= 200 мм, EI = 70% ( неподвижный колосниковый грохот );
а= 60 мм, EIII = 85% ( вибрационный грохот ).
В замкнутом цикле предусмотрим вибрационные грохоты с размером отверстий сита 12 мм и эффективностью EV = 85 %.
Q1 = Qкдч = 4289,21 т/ч.
Таблица 6 – Перечет типовой характеристики в характеристики исходной руды
|
Суммарный выход класса по плюсу, % |
Крупность класса, мм |
|
|
5 |
1000 |
|
|
13 |
830 |
|
|
35 |
553 |
|
|
67 |
276 |
|
|
85 |
138 |
Таблица 7 – Перечет типовых характеристик для среднего и мелкого дробления
|
Суммарный выход класса по плюсу, % |
Крупность класса продукта среднего дробления, мм |
Крупность класса продукта мелкого дробления, мм |
||
|
5 |
64 |
27 |
||
|
11 |
51,2 |
21,6 |
||
|
22 |
38,4 |
16,2 |
||
|
40 |
25,6 |
10,8 |
||
|
66 |
12,5 |
5,4 |
||
|
80 |
6,4 |
2,7 |
Рис.3. Характеристика крупности исходной руды.
Рис.4. Характеристика крупности продуктов 7 и 11.
Q4 = Q1 * β1 * E1 = Q1 * β1-200 * E1-200 = 4289,21 * 0,23 * 0,70 = 590,56 т/ч;
Q2 = Q1 – Q4 = 4289,21 - 590,56 = 3698,65 т/ч;
Значение β1-200 берем с рисунка 3.
Q8 = Q1 β5-60 E-60 = 4289,21 *0,92*0,85 = 3354,16т/ч;
Q6 = Q1- Q8 = 4289,21 –3354,16= 985,05т/ч
Q10 = Q9 (1/Ev-12 + β9-12) = 1415 ( 1/0,85 + 0,60) = 2513,70т/ч;
Q11 = Q1 – Q10 = 4289,21 – 2513,70 = 1775,51т/ч;
Значения β VI-12 берем с рисунка 4.
Таблица 8. - Требования к дробилкам, полученные в результате расчета
|
Стадии дробления |
I |
II |
III |
|
Размер наибольшего куска в питании, мм |
1000 |
250 |
65 |
|
Ширина разгрузочной щели, мм |
180 |
30 |
7 |
|
Производительность: Q, т/ч Q, м3/ч |
3698,65 1849,32 |
985,05 518,44 |
1775,51 934,47 |
Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:
nдр = Qрасч / Qi
где Qрасч - требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м3/ч; Qi -производительность дробилки выбранного типоразмера при требуемом размере выходной щели i, м3/ч.
1 стадия дробления:
ККД -1500/180, Q= 1450 м3/ч.
nдр = Qрасч / Qi = 3698,65 / 1450 *1,9 = 1,3 => 2 дробилки ККД- 1500/180.
ККД- 1350/180, Q= 1200 м3/ч.
nдр = Qрасч / Qi = 3698,65 / 1200*1,9 = 1,6 => 2 дробилки ККД 1350/180.
2 стадия дробления:
КСД-2200Гр, Q = 360-610 м3/ч.
nдр = Qрасч / Qi = 985,05 / 360*1,9 =1,44 => 2 дробилки КСД-2200Гр
КСД- 3000Т , Q = 425 - 850 м3/ч.
nдр = Qрасч / Qi = 985,05/ 510*1,9 = 1,01=> 2дробилки КСД-2200Гр
3 стадия дробления:
КМД -2200Т1, Q = 160 – 220 м3/ч,
nдр = Qрасч / Qi * Кц =1775,51/ (338,2*1,3)= 4,03=> 4 дробилки КМД -2200Т1
где Кц- коэффициент крупности для замкнутого цикла (1,3 – 1,4)
КМД-3000Т , Q = 320 – 440 м3/ч,
nдр = Qрасч / Qi * Кц =1775,51/ (640,3*1,3)= 2,13 => 2 дробилки КМД -3000Т
ККД- 1350/180: K2 = Q3 / Qдр * n = 3698,65 / 1200*1,9*2 = 1,03;
КСД- 3000Т: K4 = Q7 / Qдр * n = 985,05/ 510*1,9*2 = 1,0;
КСД- 3000Т: K6 = Q12 / Qдр * n = 1775,51/ 640,3*2 = 1,38;
Для сравнивания вариантов дробилок составляем таблицу 9. Дробилки выбираем в результате технико–экономического сравнения нескольких возможных вариантов. Сравнение производится по установленной мощности, отражающей эксплуатационные расходы, по массе, пропорциональной стоимости капитальных затрат, и по коэффициенту загрузки.
Таблица 9 - Характеристика выбранных дробилок
|
Типоразмер, мм |
Чис ло |
Производи тельность, м3/ч |
Коэффициен т загрузки |
Масса, т |
Установленная мощность, кВт |
|||
|
одной |
всех |
одной |
всех |
одной |
всех |
|||
|
ККД 1500/180 |
1 |
1450 |
1450 |
1,05 |
404 |
404 |
400 |
400 |
|
ККД- 1350/180 |
2 |
1200 |
2400 |
1,03 |
320 |
640 |
400 |
800 |
|
КСД-2200Гр |
2 |
360 |
720 |
1,01 |
92 |
184 |
250 |
500 |
|
КСД- 3000Т |
2 |
510 |
1020 |
1,0 |
217 |
434 |
400 |
800 |
|
КМД -2200Т1 |
4 |
178 |
712 |
1,31 |
93 |
372 |
250 |
1000 |
|
КМД-3000Т |
2 |
337 |
674 |
1,38 |
86 |
172 |
400 |
800 |
В результате сравнения выбираем к установке следующие типы дробилок:
Для 1 стадии – 2 дробилки ККД- 1350/180, для второй стадии – 2 дробилки КСД-2200Гр, для третьей стадии – 2 дробилки КМД-3000Т.
2.3. Выбор и расчет оборудования для грохочения
Для удобства компоновки и снижения затрат при капитальном строительстве грохота должны работать в паре с дробилками.
1. Расчет грохотов для первой стадии дробления (операция I):
Рассчитаем требуемую площадь грохочения для сита с отверстием 200 мм
, м2;
где: Q= Q1 / n = 4289,21/ 2 = 2144,6 т/ч;
q= 50 м3/ч - удельная производительность на 1 м2 поверхности сита;
= 1,9 т/м3 - насыпная плотность руды;
k = 0,60 - коэффициент влияния мелочи;
l = 1,55 - коэффициент влияния крупных зерен ;
m = 1,65 - коэффициент эффективности грохочения при EI= 0,70;
n = 1 - коэффициент формы зерен;
o = 1 - коэффициент влажности;
p = 1 - коэффициент способа грохочения.
= 14,71м2.
Число грохотов определяем делением потребной площади грохочения на площадь сита одного выбранного грохота. Выбираем неподвижный колосниковый грохот с площадью грохочения 15 м2.
Тогда число грохотов составит:
NI =
Принимаем к установке 1 неподвижный колосниковый грохот (по 1 грохоту на дробилку).
2. Расчёт грохотов для второй стадии дробления (операция III):
Рассчитываем площадь грохочения для сита с отверстием 60 мм:
, м2
где: Q = Q5 / n = 4289,21 / 2 = 2144,60 т/ч – производительность одного грохота;
n – число дробилок;
q = 24,5 м3/ч – удельная производительность на 1 м2 поверхности сита;
k = 0,8 - коэффициент влияния мелочи;
l = 1,48 - коэффициент влияния крупных зерен;
m = 1,45 - коэффициент эффективности грохочения при EIII = 0,85;
м2
Выбираем инерционный грохот ГИТ-51 площадью грохочения 15,3 м2.
Тогда число грохотов составит:
NIII =
Принимаем к установке 2 инерционных грохота тяжелого типа ГИТ-51 (по 1 грохоту на дробилку)
3. Расчёт грохотов для третьей стадии дробления (операцияV):
Рассчитываем площадь грохочения для сита с отверстием 12 мм:
, м2
где: Q = Q10 / n = 2513,70/ 2 = 1256,84т/ч – производительность одного грохота;
n – число дробилок;
q = 31,00 м3/ч – удельная производительность на 1 м2 поверхности сита;
k = 1,9 - коэффициент влияния мелочи;
l = 0,97 - коэффициент влияния крупных зерен;
m = 1,45- коэффициент эффективности грохочения при EIII = 0,85;
м2
Выбираем односитный инерционный грохот ГИТ-71 с площадью грохочения 12,7 м2.
Тогда число грохотов составит:
NV =
Принимаем к установке 2 инерционных грохота ГИТ-71 (по 1 грохоту на дробилку).
Основные параметры выбранных грохотов представлены в таблице 10.
Таблица 10 – Основные параметры выбранных грохотов
|
ГИТ-51 |
ГИТ-71 |
|||
|
Размеры сита, мм: ширина длина |
1750 3500 |
2500 5000 |
||
|
Количество сит, шт |
1 |
1 |
||
|
Диаметр отверстий си, мм: верхнего нижнего |
12; 20;40; 50;80; - |
50-120 - |
||
|
Наибольший размер кусков в питании, мм |
350 |
800 |
||
|
Ориентировочная производительность, т/ч |
600 |
700-1200 |
2.4. Расчет качественно - количественной схемы обогащения медно-никелевых руд
Порядок расчета:
где np - число продуктов разделения; ap - число операций разделения; определяется необходимое и достаточное число исходных показателей для расчета схемы (включая и показатель 1, относящийся к исходной руде).
NП = с ( np - ap ) = 2 ( np - ap )
определяется число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки.
N max = np - ap
определяется максимальное число показателей извлечения, которое может быть принято для расчета схемы.
NП = N + N + N
определяем число исходных показателей содержания, принимая при этом, что N = 0 и N = N max.
5. По данным отчетов об испытаниях обогащения руды и практики обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье, назначаются численные значения исходных показателей (,) для обогащенных продуктов отдельных операций (концентратов).
6. По уравнениям, связывающим технологические показатели, находим значение n для всех продуктов схемы.
7. По формуле:
, %
определяются выходы для продуктов с известными значениями n.
8. Путем составления и решения уравнений баланса выходов вычисляются значения n для всех остальных продуктов схемы.
9. По формуле:
, %
определяются содержания для всех остальных продуктов схемы.
Расчет схемы в абсолютных показателях производится на основании рассчитанной схемы в относительных показателях. Для расчета схемы в абсолютных показателях нужно знать вес какого – либо продукта схемы, обычно исходного. При расчете пользуются формулой:
Qn = Q1n, т/час
1. Определяем число исходных показателей:
= 19,20,28,30,30,31,37,38,39,40,41,42=12 шт.
= 6 операций разделения
= 1+е, где е=1, следовательно с=2
2. Определяем число исходных показателей, относящихся к продуктам разделения:
3. Определяем максимально возможные показатели извлечения:
4. Задаемся показателями по содержанию и по извлечению:
Β28 = 2,57%; β30 = 7,20%; β31 = 0,90%; β43 = 0,26%; β44 = 2,51%; β45 = 0,20%;
Ε28 = 13,20%; ε30 = 75,00%; ε31 = 30,00%; ε43 = 4,90; ε44 = 7,50; ε45 = 4,00%;
5.Рассчитываем по уравнениям баланса недостающие извлечения:
β13=α = β17= 0,54%
Циркулирующая нагрузка = 200,00%
ε13 = ε16 = 100,00%
ε14 = ε13 + ε17 = 100,00+200,00= 300,00%
ε15 = ε16 + ε17 = 100,00+200,00= 300,00%
ε46 = 100 – ε30 = 100,00–75,00 = 25,00%
ε41 = ε46 – ε43 = 25,00-4,90= 20,10%
ε42 = ε44 + ε45 = 7,50+4,00= 11,50%
ε40 = ε42 + ε43 = 11,50+4,90 = 16,40%
ε39 = ε40 + ε41 = 16,40+ 20,10= 36,50%
ε29 = ε39 – ε45 = 36,50- 4,00 = 32,50%
ε16 = ε30 + ε31 – ε44 – ε30 = 75,00+ 30,00 – 7,50- 13,20 = 84,30%
ε22 = ε28 + ε29 = 13,20+ 32,50= 45,70%
ε18 = ε16 + ε31 = 100,00+ 30,00= 130,00%
ε20 = ε18 – ε19 = 130,00- 84,30= 45,70%
ε23 = 2* ε22 = 2*45,70 =91,40%
ε21 = ε22 + ε23 =45,70+91,40= 137,10%
ε26 = ε21 – ε20 = 137,10- 45,70= 91,40%
ε27 = 2* ε26 = 2*91,40= 182,80%
ε25 = ε24 = ε26 + ε27 =91,40+182,80= 274,20%
Проверка: ε30 + ε41 + ε43 = 75,00+20,10+ 4,90 = 100,00%
100,00% = 100,00%
6. Определяем показатели выходов продуктов схемы по формуле: п=1*п/п
Принимаем циркулирующую нагрузку в операциях измельчения, равную 200%.
γ13 = 0,54*100,00 / 0,54 = 100,00%
γ28 = 0,54*13,20 / 2,57 = 2,77%
γ30 = 0,54*75,00 / 7,20 = 5,62%
γ31 = 0,54*30,00 / 0,90 = 18,00%
γ43 = 0,54*4,90 / 0,26 = 10,17%
γ44 = 0,54*7,50 / 2,51 = 1,61%
γ45 = 0,54*4,00 / 0,2 = 10,8%
γ17 = 2* γ16 = 2*100,00= 200,00%
γ14 = γ16 + γ17 = 200,00+100,00=300,00%
γ14 = γ15 =300,00%
γ16 = γ13 =100,00%
γ46 =100,00- γ30 =100,00-5,62=94,38%
γ41 = γ46 – γ43 =94,38-10,17=84,21%
γ42 = γ44 + γ45 =1,61+10,4=12,01%
γ40 = γ42 + γ43 =12,01+10,17=22,18%
γ39 = γ40 + γ41 =22,18+84,21=106,39%
γ29 = γ39 – γ45 =106,39-10,8=95,59%
γ19 = γ30 + γ31 – γ44 – γ28 =5,62+18,00-1,61-2,77=19,24%
γ22 = γ28 + γ29 =2,77+95,59=98,76%
γ18= γ16 + γ31 =100,00+18,00=118,00%
γ20 = γ18 – γ19 =118,00-19,24=98,76%
γ23 =2* γ22 =2*98,76=197,52%
γ21 = γ22 + γ23 =98,76+197,52=296,28%
γ26 = γ21 – γ20 =296,28-98,76=197,52%
γ27 =2* γ26 =2*197,52=395,04%
γ25 = γ26 + γ27 =197,52+395,04=592,56%
γ24 = γ23 + γ27 =197,52+395,04=592,56%
Проверка: γ13 = γ30 + γ40 + γ42 = 100%
100%=100%
7. Определяем показатели содержания никеля в продуктах схемы по формуле:
п = 13 *п/п
β13 = 0,54*100,00 / 100,00=0,54%
β14 = 0,54*300,00 / 300,00=0,54%
β15 = 0,54%
β16 = 0,54%
β17 = 0,54*200,00 / 200,00=0,54%
β18 = 0,54*130,00 / 118,00=0,59%
β19 = 0,54*84,30 / 19,24=2,36%
β20 = 0,54*45,70 / 98,76=0,24%
β21 = 0,54*137,10 / 296,28=0,24%
β22 = 0,54*45,70 / 98,76=0,24%
β23 = 0,54*91,40 / 197,52=0,24%
β24 = 0,54*274,20 / 592,56=0,24%
β25 = 0,54*274,20 / 592,56=0,24%
β26 = 0,54*91,40 / 197,52=0,24%
β27 = 0,54*182,80 / 395,04=0,24%
β29 = 0,54*32,50 / 95,99=0,18%
β39 = 0,54*36,50 / 106,39=0,18%
β40 = 0,54*16,40 / 22,18=0,39%
β41 = 0,54*20,10 / 84,21=0,12%
β42 = 0,54*11,50 / 12,01=0,51%
β46 = 0,54*25,00 / 94,38=0,14%
8. Определяем вес остальных продуктов по формуле Qп = Q14 * γп :
Q13 = Q16 = 4289,21 т/час
Q15 = 4289,21 *300,00 / 100,00= 12867,63 т/час
Q17 = 4289,21 *200,00 / 100,00= 8578,42 т/час
Q18 = 4289,21 *118,00 / 100,00= 5061,26т/час
Q19 = 4289,21 *19,24 / 100,00= 825,24 т/час
Q20 = 4289,21 *98,76 / 100,00=4236,02 т/час
Q21 = 4289,21 *296,28 / 100,00= 12708,07 т/час
Q22 = 4289,21 *98,36 / 100,00=4218,86 т/час
Q23 = 4289,21 *197,52 / 100,00=8472,04 т/час
Q24 = 4289,21 *592,26 / 100,00= 25403,27 т/час
Q25 = 4289,21 *592,26 / 100,00=25403,27 т/час
Q26 = 4289,21 *197,52 / 100,00= 8472,04 т/час
Q27 = 4289,21 *395,04 / 100,00= 16944,09 т/час
Q28 = 4289,21 *2,77 / 100,00=118,81 т/час
Q29 =4289,21 *100,00 / 95,59= 4100,05т/час
Q30 = 4289,21 *5,62 / 100,00=241,05 т/час
Q31 = 4289,21 *18,00 / 100,00=772,05 т/час
Q39 = 4289,21 *106,39/ 100,00=4563,29 т/час
Q40 = 4289,21 *22,18/ 100,00= 951,34т/час
Q41 = 4289,21 *84,21 / 100,00= 3611,94 т/час
Q42 = 4289,21 *12,01/ 100,00= 515,13т/час
Q43 = 4289,21 *10,17 / 100,00= 436,21 т/час
Q44 = 4289,21 *1,61 / 100,00= 69,05 т/час
Q45 = 4289,21 *10,8/ 100,00= 463,23т/час
Q46 = 4289,21 *94,38 / 100,00= 4048,15 т/час
9. Результаты расчетов качественно-количественной схемы сводим в табл. 11.
Таблица 11 - Результаты расчетов качественно-количественной схемы
|
№ |
ОПЕРАЦИЯ |
Q,т/ч |
γ,% |
β,% |
βγ,% |
ε,% |
|
VII |
Измельчение |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
13 |
исходная руда |
4289,21 |
100,00 |
0,54 |
54,00 |
100,00 |
|
17 |
пески классификации I |
8578,42 |
200,00 |
0,54 |
108,00 |
200,00 |
|
|
итого |
12867,63 |
300,00 |
0,54 |
162,00 |
300,00 |
|
|
выходит |
|||||
|
15 |
измельченный продукт |
12867,63 |
300,00 |
0,54 |
162,00 |
300,00 |
|
|
итого |
12867,63 |
300,00 |
0,54 |
162,00 |
300,00 |
|
VIII |
Классификация |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
15 |
измельченный продукт |
12867,63 |
300,00 |
0,54 |
162,00 |
300,00 |
|
|
итого |
12867,63 |
300,00 |
0,54 |
162,00 |
300,00 |
|
|
выходит |
|||||
|
16 |
слив |
4289,21 |
100,00 |
0,54 |
54,00 |
100,00 |
|
17 |
пески |
8578,42 |
200,00 |
0,54 |
108,00 |
200,00 |
|
|
итого |
12867,63 |
300,00 |
0,54 |
162,00 |
300,00 |
|
IX |
Межцикловая флотация |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
16 |
слив |
4289,21 |
100,00 |
0,54 |
54,00 |
100,00 |
|
31 |
кам. прод. осн. перечистки |
772,05 |
18,00 |
0,90 |
16,20 |
30,00 |
|
|
итого |
5061,26 |
118,00 |
0,59 |
69,62 |
130,00 |
|
|
выходит |
|||||
|
19 |
пенный продукт |
825,24 |
19,24 |
2,36 |
45,40 |
84,30 |
|
20 |
камерный продукт |
4236,02 |
98,76 |
0,24 |
23,70 |
45,70 |
|
|
итого |
5061,26 |
118,00 |
0,59 |
69,62 |
130,00 |
|
X |
Классификация |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
20 |
кам. прод. межцикл. флотации |
4236,02 |
98,76 |
0,24 |
23,70 |
45,70 |
|
26 |
слив классификации |
8472,04 |
197,52 |
0,24 |
47,40 |
91,40 |
|
|
итого |
12708,06 |
296,28 |
0,24 |
71,10 |
137,10 |
|
|
выходит |
|||||
|
22 |
слив |
4218,86 |
98,76 |
0,24 |
23,70 |
45,70 |
|
23 |
пески |
8472,04 |
197,52 |
0,24 |
47,40 |
91,40 |
|
|
итого |
12708,06 |
296,28 |
0,24 |
71,10 |
137,10 |
|
XI |
Основная флотация |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
22 |
слив |
4218,86 |
98,76 |
0,24 |
23,70 |
45,70 |
|
|
итого |
4218,86 |
98,76 |
0,24 |
23,70 |
45,70 |
|
|
выходит |
|||||
|
28 |
пенный продукт |
118,81 |
2,77 |
2,57 |
8,42 |
13,20 |
|
29 |
камерный продукт |
4100,05 |
95,59 |
0,18 |
17,27 |
32,50 |
|
|
итого |
4218,86 |
98,76 |
0,24 |
23,70 |
45,70 |
|
XII |
Измельчение |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
23 |
пески |
8472,04 |
197,52 |
0,24 |
47,40 |
91,40 |
|
27 |
пески |
16944,09 |
395,04 |
0,24 |
94,80 |
182,80 |
|
|
итого |
25403,27 |
592,56 |
0,24 |
142,20 |
274,20 |
|
|
выходит |
|||||
|
25 |
измельченный продукт |
25403,27 |
592,56 |
0,24 |
142,20 |
274,20 |
|
|
итого |
25403,27 |
592,56 |
0,24 |
142,20 |
274,20 |
|
XIII |
Основная перечистка |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
19 |
пенный продукт |
825,24 |
19,24 |
2,36 |
45,40 |
84,30 |
|
28 |
пенный продукт |
118,81 |
2,77 |
2,57 |
7,11 |
13,20 |
|
41 |
пенный продукт |
69,05 |
1,61 |
2,57 |
4,04 |
7,50 |
|
|
итого |
1013,10 |
23,62 |
2,40 |
56,66 |
105,00 |
|
|
выходит |
|||||
|
30 |
пенный продукт |
241,05 |
5,62 |
7,20 |
40,46 |
75,00 |
|
31 |
камерный продукт |
772,05 |
18,00 |
0,90 |
16,20 |
30,00 |
|
|
итого |
1013,10 |
23,62 |
2,40 |
56,66 |
105,00 |
|
XIV |
Сгущение |
|||||
|
поступает |
||||||
|
30 |
пенный продукт |
241,05 |
5,62 |
7,20 |
40,46 |
75,00 |
|
итого |
241,05 |
5,62 |
7,20 |
40,46 |
75,00 |
|
|
выходит |
||||||
|
32 |
слив |
0,42 |
0,01 |
10,8 |
0,108 |
0,2 |
|
33 |
пески |
240,62 |
5,61 |
7,19 |
40,33 |
74,8 |
|
итого |
241,05 |
6,62 |
7,20 |
40,46 |
75.00 |
|
|
XV |
Фильтрование |
|||||
|
поступает |
||||||
|
33 |
пески |
240,62 |
5,61 |
7,19 |
40,33 |
74,8 |
|
итого |
240,62 |
5,61 |
7,19 |
40,33 |
74,8 |
|
|
выходит |
||||||
|
34 |
слив |
0,01 |
0,01 |
5,4 |
0,054 |
0,1 |
|
36 |
кек |
240,61 |
5,61 |
7,19 |
40,33 |
74,7 |
|
итого |
240,62 |
5,61 |
7,19 |
40,33 |
74,8 |
|
|
XVI |
Cушка |
|||||
|
поступает |
||||||
|
36 |
кек |
240,62 |
5,61 |
7,19 |
40,33 |
74,8 |
|
итого |
240,62 |
5,61 |
7,19 |
40,33 |
74,8 |
|
|
выходит |
||||||
|
37 |
газы в атмосферу |
0,85 |
0,02 |
4,05 |
0,081 |
0,15 |
|
38 |
медно-никелевый концентрат |
239,76 |
5,59 |
7,18 |
40,13 |
74,55 |
|
итого |
240,61 |
5,61 |
7,19 |
40,33 |
74,70 |
|
|
35 |
общий слив |
0,43 |
0,02 |
8,10 |
0,162 |
0,3 |
|
итого |
0,43 |
0,02 |
8,10 |
0,162 |
0,3 |
|
|
XVII |
Классификация |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
25 |
измельченный продукт |
25403,27 |
592,56 |
0,24 |
142,20 |
274,20 |
|
|
итого |
25403,27 |
592,56 |
0,24 |
142,20 |
274,20 |
|
|
выходит |
|||||
|
26 |
слив |
8472,04 |
197,52 |
0,24 |
47,40 |
91,40 |
|
27 |
пески |
16944,09 |
395,04 |
0,24 |
94,80 |
182,80 |
|
|
итого |
25403,27 |
592,56 |
0,24 |
142,20 |
274,20 |
|
XVII |
Контрольная флотация |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
29 |
кам. прод. осн. флот. |
4100,05 |
95,59 |
0,18 |
17,27 |
32,50 |
|
45 |
кам. прод. II перечистки |
463,23 |
10,8 |
0,20 |
2,16 |
4,00 |
|
|
итого |
4563,28 |
106,39 |
0,18 |
19,15 |
36,50 |
|
выходит |
||||||
|
40 |
пенный продукт |
951,34 |
22,18 |
0,39 |
8,65 |
16,40 |
|
41 |
хвосты |
3611,94 |
84,21 |
0,12 |
10,10 |
20,10 |
|
|
итого |
4563,28 |
106,39 |
0,18 |
19,15 |
36,50 |
|
XIX |
I перечистка |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
40 |
пенный продукт |
951,34 |
22,18 |
0,39 |
8,65 |
16,40 |
|
|
итого |
951,34 |
22,18 |
0,39 |
8,65 |
16,40 |
|
|
выходит |
|||||
|
42 |
пенный продукт |
515,13 |
12,01 |
0,51 |
6,12 |
11,50 |
|
43 |
хвосты |
436,21 |
10,17 |
0,26 |
2,64 |
4,90 |
|
|
итого |
951,34 |
22,18 |
0,39 |
8,65 |
16,40 |
|
XX |
II перечистка |
|||||
|
|
поступает |
|||||
|
42 |
пенный продукт |
515,13 |
12,01 |
0,51 |
6,12 |
11,50 |
|
|
итого |
515,13 |
12,01 |
0,51 |
6,12 |
11,50 |
|
|
выходит |
|||||
|
44 |
пенный продукт |
69,05 |
1,61 |
2,51 |
4,04 |
7,50 |
|
45 |
камерный продукт |
463,23 |
10,8 |
0,20 |
2,16 |
4,00 |
|
|
итого |
515,13 |
12,01 |
0,51 |
6,12 |
11,50 |
|
46 |
Общие хвосты (41+43) |
4048,15 |
94,38 |
0,14 |
13,20 |
25,00 |
|
итого |
4048,15 |
94,38 |
0,14 |
13,20 |
25,00 |
Таблица 12 – Баланс продуктов обогащения
|
Поступает |
Q,т/ч |
γ,% |
β,% |
βγ,% |
ε,% |
|
13. исходное питание |
4289,21 |
100,00 |
0,54 |
54,00 |
100,00 |
|
итого: |
4289,21 |
100,00 |
0,54 |
54,00 |
100,00 |
|
Выходит |
|||||
|
38. концентрат |
239,76 |
5,59 |
7,19 |
40,19 |
74,55 |
|
46. хвосты (39+41) |
4048,15 |
94,38 |
0.14 |
13,20 |
25,00 |
|
35. слив (30+32) |
0,43 |
0,02 |
8,10 |
0,162 |
0,30 |
|
37. газы в атмосферу |
0,85 |
0,02 |
4,05 |
0,081 |
0,15 |
|
Итого: |
4289,21 |
100,00 |
0,54 |
54,00 |
100,00 |
2.5. Расчет водно-шламовой схемы обогащения медно-никелевых руд
1. Устанавливаем численные значения исходных показателей :
R13 = 0,03
R17 = 0,65
R19 = 1,70
R22 = 2,60
R23 = 0,80
R27 = 0,65
R28 = 1,30
R30 = 1,50
R33 = 1,0
R36 = 0,11
R38 = 0,01
R40 = 1,00
R42 = 1,20
R44 = 1,00
RVII = 0,45
RVIII = 1,00
RIX = 1,80
RX = 1,82
RXI = 2,80
RXIII = 2,00
RXIV = 1,50
RXV = 1,0
RXVI = 0,11
RXVII = 1,00
RXVIII =2,80
RXIX =1,00
RXX =2,80
2. По формуле Wn = Rn *Qn подсчитываем количество воды для тех продуктов и операций, для которых известны по исходным показателям значения R:
W13 = 0,03*4289,21 = 128,67 м3/час
W17 = 0,65 * 8578,42= 5575,97 м3/час
W19 = 1,70*825,24 = 1402,90 м3/час
W22 = 2,60*4218,86 = 10969,03 м3/час
W23 = 0,80*8472,04 = 6777,63 м3/час
W27 = 0,65*16944,09 = 10013,65 м3/час
W28 = 1,30*118,81 = 154,45 м3/час
W30 = 1,50*241,05 = 361,57 м3/час
W33 = 1,0*240,62= 240,62м3/час
W36 = 0,11*240,62= 26,46м3/час
W38 = 0,01*239,76= 2,40м3/час
W40 = 1,00*951,34 = 951,34 м3/час
W42 = 1,20*515,13 = 618,15 м3/час
W44 = 1,00*69,05 = 69,05 м3/час
WVII = 0,45*12867,63 = 5790,43 м3/час
WVIII = 1,00*12867,63 = 12867,63 м3/час
WIX = 1,80*5061,26 = 9110,26 м3/час
WX = 1,82*12708,06 = 23128,66 м3/час
WXI = 2,80*4218,86 = 11812,80 м3/час
WXIII = 2,00*1013,10 = 2026,20 м3/час
WXIV= 1,50*241,05= 361,57м3/час
WXV = 1,00*233,76= 233,76 м3/час
WXVI = 0,11*240,62= 26,46м3/час
WXVII = 1,00*25403,27 = 25404,27 м3/час
WXVIII =2,80*4563,28 = 11077,18 м3/час
WXIX = 1,00*951,34 = 951,34м3/час
WXX = 2,80*515,13 = 1442,36 м3/час
3. По формуле Rn = Wn /Qn подсчитываем значения Rn:
W15 = WVII =5790,43 м3/час
R15 = 0,45
W16 = WVIII – W17 =12867,63 –5575,97 = 7291,66 м3/час
R16 = 7291,66 / 4289,21= 1,70
W20 = WIX – W19 =9110,26–1402,90= 7707,36 м3/час
R20 = 7707,36 / 4236,02= 1,81
W25 = WXII = 17791,28м3/час
R25 = 0,70
W26 = WXVII – W27 =25404,27–10013,65= 15390,62 м3/час
R26 =15390,62 / 8472,04= 1,81
W29 = WXI – W28 =11812,80 –154,45= 11658,35 м3/час
R29 = 11658,35 / 4100,05= 2,84
W31 = WXIII – W30 =2026,20–361,57= 1664,63 м3/час
R31 = 1664,63 / 772,05= 2,15
W32 = WXIV – W33 =361,57–240,62= 120,95 м3/час
R32 = 120,95 / 0,42= 287,97
W34 = WXV – W36 =233,76–26,46= 208,67 м3/час
R34 = 208,67 / 0,01= 2086,7
W37 = WXVI – W38 =26,46 –2,4= 24,06 м3/час
R37 = 24,06 / 0,85= 28,30
W41 = WXVIII – W40 =11077,18–951,34= 10125,84 м3/час
R41 = 10125,84 / 3611,94= 2,8
W43 = WXIX – W42 =951,34–618,15= 333,19 м3/час
R43 = 333,19 / 436,21= 0,71
W45 = WXX – W44 =1442,36–69,05= 1373,31 м3/час
R45 = 1373,31 / 463,23= 2,96
W46 = W41 + W43 = 12738,50+ 332,19= 14784,10 м3/час
R46 = 14784,10 / 4048,15= 3,65
WXII = W23 + W27 = 7367,01 + 11971,40 = 19338,41 м3/час
RXII = 19338,41 / 27612,34 = 0,70
4. По уравнениям баланса определяем количество воды, которое необходимо добавить в отдельные операции:
LVII = WVII – W13 – W17 =5790,43–128,67–5575,97= 85,79 м3/час
LVIII = WVIII – W15 =11077,18 –5790,43= 5006,75 м3/час;
LIX = WIX – W16 – W31 =9110,26–7291,66 –1664,63= 153,97м3/час;
LX = WX – W20 - W26=23128,66 –7707,36 –15390,62 = 30,68 м3/час
LXI = WXI – W22 =11812,80 –10969,03 = 743,77 м3/час;
LXIII = WXIII – W19 – W28 – W44 – L44 =2026,20 –1402,90 –154,45 –69,05–1-3,57= 296,23 м3/час;
L44 = l44Q44 = 1,5 69,05 = 103,57 м3/час;
LXVII = WXVII – W25 =25404,27 –17791,28 = 7486,43 м3/час;
LXVIII = WXVIII – W29 – W45 =13689,84 –11658,35 –1373,31 = 658,18м3/час;
LXX = WXX – W42 =1442,36 –618,15= 824,21м3/час;
5. По формуле:
подсчитываем объём пульпы для всех продуктов и операций, (плотность продуктов) принимаем равной 3,8 г/см3.
V13= 4289,21(0,03+1/3,8)= 1257,41м3
V15= 12867,63(0,45+1/3,8)= 9176,65м3
V16= 4289,21(1,70+1/3,8)= 8420,39м3
V17=8578,42 (0,65+1/3,8)= 7833,45 м3
V19= 825,24(1,70+1/3,8)= 1620,07м3
V20= 4236,02(1,81+1/3,8)= 8781,93 м3
V22= 4218,36(2,60+1/3,8)= 17465,78 м3
V23=8472,04 (0,80+1/3,8)= 9007,11 м3
V25= 25403,27(0,70+1/3,8)= 24467,36 м3
V26=8472,04 (1,81+1/3,8)= 17563,87 м3
V27= 16944,09(0,65+1/3,8)= 15472,62 м3
V28= 118,81(1,30+1/3,8)= 185,71 м3
V29= 4100,05(2,84+1/3,8)= 12723,10 м3
V30= 241,05(1,50+1/3,8)= 425,00 м3
V31= 772,05(2,15+1/3,8)= 1863,07 м3
V32= 0,42(287,97+1/3,8)= 121,05м3
V33= 240,62(1,00+1/3,8)= 303,94 м3
V34= 0,01(2086,7+1/3,8)= 114,16 м3
V36= 240,62(0,11+1/3,8)= 189,78 м3
V37= 0,85(2830,58+1/3,8)= 2406,21 м3
V38= 239,78(0,01+1/3,8)= 65,49 м3
V40= 951,34(2,8+1/3,8)= 11063,94 м3
V41= 3611,94 (3,30+1/3,8)= 13989,06м3
V42=515,13 (1,20+1/3,8)= 753,71 м3
V43= 436,21(0,71+1/3,8)= 447,98 м3
V44=69,05 (1,00+1/3,8)= 87,22 м3
V45=463,23 (2,96+1/3,8)= 1493,06 м3
V46= 4048,15(3,65+1/3,8)= 15841,05 м3
VVII= 12867,63(0,45+1/3,8)= 9176,65 м3
VVIII= 12867,63(1,00+1/3,8)= 16253,84 м3
VIX= 5061,26(1,80+1/3,8)= 10442,17 м3
VX= 12708,06(1,82+1/3,8)= 26472,89 м3
VXI= 4218,86(2,80+1/3,8)= 12923,03 м3
VXII= 25403,27(0,70+1/3,8)= 24467,36 м3
VXIII = 1013,10(2,00+1/3,8)= 2292,80 м3
VXIV = 241,05(1,5+1/3,8)= 425,00 м3
VXV = 240,62(1,0+1/3,8)= 303,94 м3
VXVI = 240,62 (0,11+1/3,8)= 89,78 м3
VXVII = 25403,27 (1,00+1/3,8)= 32088,34 м3
VXVIII= 4563,28 (2,8+1/3,8)= 13978,04 м3
VXIX= 951,34 (1,00+1/3,8)= 1201,69 м3
VXX= 515,13 (2,80+1/3,8)= 1577,92 м3
6. Для рассчитанной водно-шламовой схемы баланс воды приведен в таблице 13.
Таблица 13. – Баланс воды водно-шламовой схемы
|
Входит |
Уходит |
||
|
С исходной рудой W13 |
128,67 |
С концентратом W30 |
2,40 |
|
В измельчение LVII |
85,79 |
С хвостами W46 |
14784,10 |
|
В классификацию LVIII |
5006,75 |
Слив сгущения W32 |
489,39 |
|
В межцикловую флотацию LIX |
153,97 |
Слив фильтрования W34 |
208,67 |
|
В классификацию LX |
30,68 |
Газы в атмосферу W37 |
33,69 |
|
В основную флотацию LXI |
743,77 |
||
|
В основную перечистку LXIII |
296,23 |
||
|
В классификацию LXVII |
7486,43 |
||
|
В контрольную флотацию LXVIII |
658,18 |
||
|
Во II перечистку LXX |
824,21 |
||
|
Транспортная вода в пенный продукт II перечистки L44 |
103,57 |
||
|
итого: |
15518,25 |
итого: |
15518,25 |
Баланс общей воды выражается равенством:
,
где - количество воды, поступающее с исходным сырьем;
- суммарное количество воды, добавляемой в процесс;
- суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами.
Расход общей воды будет:
∑ L =15518,25–128,67= 15389,58 м³/час
7. Удельный расход воды на 1 тонну руды:
q = ΣW / Q1 = 15518,25 / 4289,21= 3,61 м3 / т руды
8. Результаты расчетов водно-шламовой схемы заносим в таблицу 14.
Таблица 14. – Результаты расчетов водно-шламовой схемы обогащения медно-никелевых руд
|
№ |
ОПЕРАЦИЯ |
Q,т/ч |
R |
W, м3 /ч |
V, м3 |
|
1 |
2 |
3 |
4 |
5 |
6 |
|
VII |
Измельчение |
||||
|
|
поступает |
||||
|
13 |
исходная руда |
4289,21 |
0,03 |
128,67 |
1257,41 |
|
17 |
пески классификации I |
8578,42 |
0,65 |
5575,97 |
7833,45 |
|
|
свежая вода LVII |
85,79 |
85,79 |
||
|
|
итого |
12867,63 |
0.45 |
5790,43 |
9176,65 |
|
|
выходит |
||||
|
15 |
измельченный продукт |
12867,63 |
0,45 |
5790,43 |
9176,65 |
|
|
итого |
12867,63 |
0,45 |
5790,43 |
9176,65 |
|
VIII |
Классификация |
||||
|
|
поступает |
||||
|
15 |
измельченный продукт |
12867,63 |
0,45 |
5790,43 |
9176,65 |
|
|
свежая вода LVIII |
5006,75 |
5006,75 |
||
|
|
итого |
12867,63 |
1,00 |
10797,18 |
16253,84 |
|
|
выходит |
||||
|
16 |
слив |
4289,21 |
1,70 |
7291,66 |
8420,39 |
|
17 |
пески |
8578,42 |
0,65 |
5575,97 |
7833,45 |
|
|
итого |
12867,63 |
1,00 |
10797,18 |
16253,84 |
|
IX |
Межцикловая флотация |
||||
|
|
поступает |
||||
|
16 |
слив |
4289,21 |
1,70 |
7291,66 |
8420,39 |
|
31 |
кам. прод. осн. перечистки |
772,05 |
2,15 |
1664,63 |
1863,07 |
|
|
свежая вода LIX |
153,97 |
153,97 |
||
|
|
итого |
5061,26 |
1,80 |
9110,26 |
10442,17 |
|
|
выходит |
||||
|
19 |
пенный продукт |
825,24 |
1,70 |
1402,90 |
1620,07 |
|
20 |
камерный продукт |
4236,02 |
1,80 |
7707,36 |
8781,93 |
|
|
итого |
5061,26 |
1,80 |
9110,26 |
10442,17 |
|
X |
Классификация |
||||
|
|
поступает |
||||
|
20 |
кам. прод. межцикл. флотации |
4236,02 |
1,80 |
7707,36 |
8781,93 |
|
26 |
слив классификации |
8472,04 |
1,80 |
15390,62 |
17563,87 |
|
|
свежая вода LX |
30,68 |
30,68 |
||
|
|
итого |
12708,06 |
1,82 |
17746,66 |
26472,89 |
|
|
выходит |
||||
|
22 |
слив |
4218,86 |
2,60 |
10969,03 |
17465,78 |
|
23 |
пески |
8472,04 |
0,80 |
6777,63 |
9007,11 |
|
|
итого |
12708,06 |
1,82 |
17746,66 |
26472,89 |
|
XI |
Основная флотация |
||||
|
|
поступает |
||||
|
22 |
слив |
4218,86 |
2,60 |
10969,03 |
17465,78 |
|
|
свежая вода LXI |
743,77 |
743,77 |
||
|
|
итого |
4218,86 |
2,80 |
1171,28 |
12923,03 |
|
|
выходит |
||||
|
28 |
пенный продукт |
118,81 |
1,30 |
154,45 |
185,71 |
|
29 |
камерный продукт |
4100,05 |
2,84 |
11658,35 |
12723,10 |
|
|
итого |
4218,86 |
2,80 |
1171,28 |
12923,03 |
|
XII |
Измельчение |
||||
|
|
поступает |
||||
|
23 |
пески |
8472,04 |
0,80 |
6777,63 |
9007,11 |
|
27 |
пески |
16944,09 |
0,65 |
10013,65 |
15472,62 |
|
итого |
25403,27 |
0.70 |
17791,28 |
24467,36 |
|
|
|
выходит |
||||
|
25 |
измельченный продукт |
25403,27 |
0,70 |
17791,28 |
24467,36 |
|
|
итого |
25403,27 |
0,70 |
17791,28 |
24467,36 |
|
XIII |
Основная перечистка |
||||
|
|
поступает |
||||
|
19 |
пенный продукт |
825,24 |
1,70 |
1402,90 |
1620,07 |
|
28 |
пенный продукт |
118,81 |
1,30 |
154,45 |
185,71 |
|
44 |
пенный продукт |
69,05 |
1,00 |
69,05 |
87,22 |
|
44 |
транспортная вода |
103,57 |
103,57 |
||
|
|
свежая вода LXIII |
296,23 |
296,23 |
||
|
|
итого |
1013,10 |
2,00 |
2026,20 |
2292,80 |
|
|
выходит |
||||
|
30 |
пенный продукт |
241,05 |
1,50 |
361,57 |
425,00 |
|
31 |
камерный продукт |
772,05 |
2,15 |
1664.63 |
1863,07 |
|
|
итого |
1013,10 |
2,00 |
2026,20 |
2292,80 |
|
XIV |
Сгущение |
||||
|
поступает |
|||||
|
30 |
пенный продукт |
241,05 |
1,50 |
361,57 |
425,00 |
|
итого |
241,05 |
1,50 |
361,57 |
425,00 |
|
|
выходит |
|||||
|
32 |
слив |
0,42 |
287,97 |
129,95 |
121,05 |
|
33 |
пески |
240,62 |
1,00 |
240,62 |
303,94 |
|
итого |
241,05 |
1,50 |
361,57 |
425,00 |
|
|
XV |
Фильтрование |
||||
|
поступает |
|||||
|
33 |
пески |
240,62 |
1,00 |
240,62 |
303,94 |
|
итого |
240,62 |
1,00 |
240,62 |
303,94 |
|
|
выходит |
|||||
|
34 |
слив |
0,01 |
2086,7 |
208,67 |
114,16 |
|
36 |
кек |
240.62 |
0,11 |
26,46 |
189,78 |
|
итого |
240,62 |
1,00 |
240,62 |
303,94 |
|
|
XVI |
Сушка |
||||
|
поступает |
|||||
|
36 |
кек |
240.62 |
0,11 |
26,46 |
189,78 |
|
итого |
240.62 |
0,11 |
26,46 |
189,78 |
|
|
выходит |
|||||
|
37 |
газы в атмосферу |
0,85 |
28,30 |
24,06 |
2406,21 |
|
38 |
медно-никелевый концентрат |
239,76 |
0,01 |
2,40 |
65,49 |
|
итого |
240,62 |
0,11 |
26,46 |
189,78 |
|
|
35 |
общий слив (30+32) |
0,43 |
1662,04 |
698,06 |
235,21 |
|
итого |
0,43 |
1662,04 |
698,06 |
235,21 |
|
|
XVII |
Классификация |
||||
|
|
поступает |
||||
|
25 |
измельченный продукт |
25403,27 |
0,70 |
17791,28 |
24467,36 |
|
|
свежая вода LXVII |
7486,43 |
7486,43 |
||
|
|
итого |
25403,27 |
1,00 |
25277,71 |
32088,34 |
|
|
выходит |
||||
|
26 |
слив |
8472,04 |
1,81 |
15390,62 |
17563,87 |
|
27 |
пески |
16944,09 |
0,65 |
10013,65 |
15472,62 |
|
|
итого |
25403,27 |
1,00 |
25277,71 |
32088,34 |
|
XVIII |
Контрольная флотация |
||||
|
|
поступает |
||||
|
29 |
кам. прод. осн. флот. |
4100 |
2,84 |
11658,35 |
12723,10 |
|
45 |
кам. прод. II перечистки |
463,23 |
2,96 |
1373,31 |
1493,06 |
|
|
свежая вода LXVIII |
658,18 |
658,18 |
||
|
|
итого |
4563,28 |
2,80 |
11077,18 |
13978,04 |
|
|
выходит |
||||
|
40 |
пенный продукт |
951,34 |
1,00 |
951,34 |
1201,69 |
|
41 |
хвосты |
3611,94 |
2,80 |
10125,84 |
11063,94 |
|
|
итого |
4563,28 |
2,80 |
11077,18 |
13978,04 |
|
XIX |
I перечистка |
||||
|
|
поступает |
||||
|
40 |
пенный продукт |
951,34 |
1,00 |
951,34 |
1201,69 |
|
|
итого |
951,34 |
1,00 |
951,34 |
1201,69 |
|
|
выходит |
||||
|
42 |
пенный продукт |
515,13 |
1,20 |
618,15 |
753,71 |
|
43 |
хвосты |
436,21 |
0,71 |
333,19 |
447,98 |
|
|
итого |
951,34 |
1,00 |
951,34 |
1201,69 |
|
XX |
II перечистка |
||||
|
|
поступает |
||||
|
42 |
пенный продукт |
515,13 |
1,20 |
618,15 |
753,71 |
|
|
свежая вода LXI |
824,21 |
824,21 |
||
|
итого |
515,13 |
2,80 |
1442,36 |
1577,92 |
|
|
выходит |
|||||
|
44 |
пенный продукт |
69,05 |
1,00 |
69,05 |
87,22 |
|
45 |
камерный продукт |
463,23 |
2,96 |
1373,31 |
1493,06 |
|
|
итого |
515,13 |
2,80 |
1442,36 |
1577,92 |
|
46 |
Общие хвосты (41+43) |
1577,92 |
3,65 |
14784,10 |
15841,05 |
|
итого |
1577,92 |
3,65 |
14784,10 |
15841,05 |
2.6. Выбор и расчет оборудования
При выборе обогатительного оборудования приходится решать три основные задачи - выбор типа аппарата, определение его производительности, выбор оптимального в технико-экономическом отношении размера аппарата и в связи с этим потребного количества устанавливаемых аппаратов.
2.6.1. Расчет первой стадии измельчения
Принимаем к проектированию шаровые мельницы с центральной разгрузкой. По сравнению с мельницами с разгрузкой через решетку, меньшая сложность в конструкции и, поэтому, более низкая стоимость на единицу массы и полезного объема. Эксплуатация данного типа мельниц более проста и дешевле, так как в разгрузке мельниц МШЦ меньше самых крупных классов по сравнению с мельницами МШР. Поэтому износ насосов и гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле с мельницами, уменьшается.
Для проектирования цеха необходимо сравнить варианты с установкой:
МШЦ 5500х6500
МШЦ 5800х6900
МШЦ 5500х8000
МШЦ 6500х9700
Расчет мельниц ведем по удельной нагрузке вновь образованного расчетного класса. За эталонную принимаем мельницу МШЦ 3,6´5,0.
Рассчитаем объем барабана эталонной мельницы:
м3,
где D и L – диаметр и длина барабана мельницы, м; 0,15 – двойная толщина футеровки в рабочем состоянии, м.
Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -74 мкм:
,
где и – содержание класса -74 мкм соответственно в исходном и конечном продуктах, доли единицы; – производительность мельницы, т/ч (по данным практики %, %, ).
Проверяем возможные установки мельниц (табл. 15). Так как на проектируемой фабрике руда измельчатся более тонко, то мельницы надо выбирать большего объема.
Таблица 15 - ориентировочные данные для выбора мельниц
|
№ |
Типоразмер, мм |
D, мм |
L, мм |
V, м3 |
|
1 |
МШЦ 5500х6500 |
5500 |
6500 |
140 |
|
2 |
МШЦ 5800х6900 |
5800 |
6900 |
160 |
|
3 |
МШЦ 5500х8000 |
5500 |
8340 |
173 |
|
4 |
МШЦ 6500х9700 |
6500 |
9650 |
300 |
Находим рабочие объемы барабанов мельниц:
м3,
м3,
м3,
м3.
Переходим от эталонной нагрузки к удельной производительности мельницы данного типоразмера по расчетному классу -74 мкм следующим образом:
,
где – эталонная нагрузка, т/(м3×ч); – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке руды и эталонной, принимаем ; – коэффициент, учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения по сравнению с эталонными условиями; – коэффициент, учитывающий различие диаметров рассчитываемой и эталонной мельниц; – коэффициент, учитывающий различие в типе мельницы, выбранной для расчета, и эталонной, принимаем = 0,85.
Определяем значение коэффициента kk:
,
где m1 – относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей фабрике, при той же крупности исходного и конечного продуктов которые имеют место на фабрике; m2 – то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов. Определяем значения m1 и m2.
.
Определяем значение коэффициента для сравниваемых мельниц:
,
где D и – соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей (эталонной) мельниц.
;
;
;
.
Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 мм:
т/(м3∙ч);
т/(м3∙ч);
т/(м3∙ч);
т/(м3∙ч)
Определяем производительность мельниц по руде:
т/ч; т/ч;
т/ч; т/ч.
Определяем расчетное число мельниц:
n1 = 4289,21 / 194 =22,10 ~23;
n2 = 4289,21 / 233 = 18,40 ~19 ;
n3 = 4289,21 / 239 = 17,94 ~ 18;
n4 =4289,21 / 447= 9,59 ~10;
Сравнение вариантов установки мельниц приведено в табл.16.
Таблица 16 - Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
|
№ |
Типоразмер, мм |
Число мельниц |
Масса, т |
Установленная мощность, кВт одной |
К-т запаса |
||
|
одной |
всех |
одной |
всех |
||||
|
1 |
МШЦ 5500х6500 |
23 |
557 |
12811 |
4000 |
92000 |
23:22,10= =1,04 |
|
2 |
МШЦ 5800х6900 |
19 |
559 |
10621 |
4000 |
76000 |
19:18,40= =1,03 |
|
3 |
МШЦ 5500х8000 |
18 |
650 |
11700 |
6300 |
113400 |
18:17,94= =1,02 |
|
4 |
МШЦ 6500х9700 |
10 |
1035 |
10350 |
8400 |
84000 |
10:9,59= =1,04 |
Из сравнения следует, что наиболее экономичным является вариант установки мельниц МШЦ 6500х9700. Принимаем к установке 10 мельниц этого типа.
Техническая характеристика шаровой мельницы с центральной разгрузкой МШЦ – 65009700 приведена ниже.
Шаровая мельница с центральной разгрузкой МШЦ – 65009700
Назначение – мельница предназначена для мокрого измельчения руд в двух стадиях.
Внутренние размеры барабана:
диаметр, мм 6500
ширина, мм 9700
Критическая скорость вращения, об/мин 17,0
Номинальная скорость, об/мин 12,5
Вес шаровой загрузки, т 300-400
Степень загрузки, % 35…40
Мощность, кВт 6000
Установлены разгрузочные бутары (барабанный грохот) на разгрузках мельниц.
Размеры:
длина, м: 3,5
диаметр, м 2,0
Ситочные отверстия, мм 10×25
Количество единиц 10
2.6.2. Расчет II стадии измельчения
1. Расчет мельниц ведем по удельной нагрузке. За эталонную принимаем мельницу МШЦ 3,6´5,5.
Рассчитаем объем барабана эталонной мельницы:
м3,
где D и L – диаметр и длина барабана мельницы, м; 0,15 – двойная толщина футеровки в рабочем состоянии, м.
Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -74 мкм:
,
где и – содержание класса -74 мкм соответственно в исходном и конечном продуктах, доли единицы; – производительность мельницы, т/ч (по данным практики %, %, ).
Проверяем возможные установки мельниц (табл.17).
Таблица 17. - Ориентировочные данные для выбора мельниц
|
№ |
Типоразмер, мм |
D, мм |
L, мм |
V, м3 |
|
1 |
МШЦ 5500х6500 |
5500 |
6500 |
140 |
|
2 |
МШЦ 5800х6900 |
5800 |
6900 |
160 |
|
3 |
МШЦ 5500х8000 |
5500 |
8340 |
173 |
|
4 |
МШЦ 6500х9700 |
6500 |
9700 |
300 |
Находим рабочие объемы барабанов мельниц:
м3,
м3,
м3,
м3.
Переходим от эталонной нагрузки к удельной производительности мельницы данного типоразмера по расчетному классу -74 мкм следующим образом:
,
где – эталонная нагрузка, т/(м3×ч); – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке руды и эталонной, принимаем ; – коэффициент, учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения по сравнению с эталонными условиями; – коэффициент, учитывающий различие диаметров рассчитываемой и эталонной мельниц; – коэффициент, учитывающий различие в типе мельницы, выбранной для расчета, и эталонной, принимаем = 1.
Определяем значение коэффициента :
,
где m1 – относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей фабрике, при той же крупности исходного и конечного продуктов которые имеют место на фабрике; m2 – то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов. Определяем значения m1 и m2 по.
.
Определяем значение коэффициента для сравниваемых мельниц:
,
где D и – соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей (эталонной) мельниц.
;
;
;
.
Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 мм:
т/(м3∙ч);
т/(м3∙ч);
т/(м3∙ч);
т/(м3∙ч).
Определяем производительность мельниц по руде:
т/ч; т/ч;
т/ч; т/ч.
Определяем расчетное число мельниц:
n1 = 8472,04 / 187 =45,30 ~ 46;
n2 =8472,04 / 228 = 37,15 ~38;
n3 = 8472,04 / 230 =36,83 ~ 37;
n4 = 8472,04 / 442=19,16 ~ 20;
Сравнение вариантов установки мельниц приведено в табл.18.
Таблица 18 - Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
|
№ |
Типоразмер, мм |
Число мельниц |
Масса, т |
Установленная мощность, кВт одной |
К-т запаса |
||
|
одной |
всех |
всех |
|||||
|
1 |
МШЦ 5500х6500 |
46 |
557 |
25622 |
4000 |
184000 |
46:45,30=1,01 |
|
2 |
МШЦ 5800х6900 |
38 |
559 |
21242 |
4000 |
152000 |
38:37,15=1,02 |
|
3 |
МШЦ 5500х8000 |
37 |
650 |
24050 |
6300 |
233100 |
37:36,83= =1,004 |
|
4 |
МШЦ 6500х9700 |
20 |
1035 |
20700 |
8400 |
1168000 |
20:19,16=1,04 |
Из сравнения следует, что наиболее экономичным является вариант установки мельниц типа МШЦ 6500х9700. К установке принимаем 20 мельницы этого типа.
Техническая характеристика шаровой мельницы с центральной разгрузкой МШЦ – 65009700 приведена ниже.
Шаровая мельница с центральной разгрузкой МШЦ – 65009700
Назначение – мельница предназначена для мокрого измельчения руд в двух стадиях.
Внутренние размеры барабана:
диаметр, мм 6500
ширина, мм 9700
Критическая скорость вращения, об/мин 17,0
Номинальная скорость, об/мин 12,5
Вес шаровой загрузки, т 300-400
Степень загрузки, % 35…40
Мощность, кВт 6000
Установлены разгрузочные бутары (барабанный грохот) на разгрузках мельниц.
Размеры:
длина, м: 3,5
диаметр, м 2,0
Ситочные отверстия, мм 10×25
Количество единиц 20
2.6.3. Выбор и расчет оборудования для I стадии классификации
Для операции классификации применяем гидроциклоны, так как они неэнергоемкие, занимают малую площадь, имеют простую конструкцию.
Производительность по исходному питанию 12867,63 (308823,12 т/сутки), по пескам 8578,42 (205882,08 т/сутки).
Н – давление пульпы на входе в гидроциклон;
а) для Н=1,0 кг/см2
см;
б) для Н=1,5 кг/см2
см.
Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 710, 1000 мм.
2. Определяем ориентировочно производительность одного гидроциклона D=710 мм, приняв условно давление на входе 1,0 кг/см2и стандартные диаметры dП=150 мм, d=200 мм.
– поправка на угол конусности гидроциклона; – поправка на диаметр гидроциклона; – диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см; d – диаметр шламового отверстия, см.
2.1. Определяем необходимое количество гидроциклонов:
n=Q15 /Q*nм= 12867,63 / 855*10 = 1,52
Следовательно, для заданной производительности необходимо 2 гидроциклона ГЦ-710 на одну мельницу.
2.2. Определяем ориентировочно производительность одного гидроциклона D = 1000 мм. Примем стандартные размеры: dП = 210 мм, d = 250 мм, давлении входе 1,5 кг/см2
.
Следовательно, для заданной производительности необходимо
n=Q15/Q* nм = 12867,63 / 1755,36* 10 = 0,73 1
q= 4*Qп / * dП 2*nм*nгц = 4*8578,42 / 3,14*152*10*2 = 2,42 т/(см2*ч)
где QП – масса песков, принимается по расчету, т/ч; nГЦ – число гидроциклонов, принятых к установке на одну мельницу; nМ – число мельниц.
Эта нагрузка находится в пределах нормы 0,5-2,5 т/(ч∙см2) и можно принять насадок диаметром около 15 см.
q= 4*Qп / * dП 2*nм*nгц = 4*8578,42 / 3,14*202*10*1 = 2,33 т/(см2*ч)
где QП – масса песков, принимается по расчету, т/ч; nГЦ – число гидроциклонов, принятых к установке на одну мельницу; nМ – число мельниц.
Эта нагрузка находится в пределах нормы 0,5-2,5 т/(ч∙см2) и можно принять насадок диаметром около 20 см.
К установке целесообразно применить 1 гидроциклон ГЦ-1000 на одну секцию, вместо 2 гидроциклонов ГЦ-710, так как будет экономия в капитальных затратах.
Техническая характеристика ГЦ-1000 приведена в таблице 19.
|
Показатели |
ГЦ-1000 |
|
|
Диаметр гидроциклона, мм |
1000 |
|
|
Угол конусности циклонов, град |
20 |
|
|
Диаметры отверстий, мм |
||
|
сливного пескового |
200-400 80-250 |
|
|
Производительность, м3/ч при напоре 1 кгс/см2 |
280-1000 |
|
|
Габаритные размеры: длина ширина высота |
1500 1600 4500 |
|
|
Масса, кг |
3000 |
|
Табл.19. - Техническая характеристика ГЦ-1000
2.6.4. Расчет II стадии классификации
Производительность по исходному питанию 4236,02 (101664,48 т/сутки), по пескам 8472,04 (203376,96 т/сутки).
Н – давление пульпы на входе в гидроциклон;
а) для Н=0,5 кг/см2
см;
б) для Н=1,0 кг/см2
см;
Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 500, 710, мм.
2. Определяем ориентировочно производительность одного гидроциклона D=500 мм, приняв условно давление на входе 0,5 кг/см2и стандартные диаметры dП = 85 мм, d=150 мм.
– поправка на угол конусности гидроциклона; – поправка на диаметр гидроциклона; – диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см; d – диаметр шламового отверстия, см.
2.1. Определяем необходимое количество гидроциклонов:
n=Q20 / Q*nм= 4236,02 / 256,9*20 = 1,822
Следовательно, для заданной производительности необходимо 2 гидроциклона ГЦ-500 на одну мельницу.
2.2. Определяем ориентировочно производительность одного гидроциклона D=710 мм, приняв условно давление на входе 1,0 кг/см2и стандартные диаметры dП=150 мм, d=200 мм.
– поправка на угол конусности гидроциклона; – поправка на диаметр гидроциклона; – диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см; d – диаметр шламового отверстия, см.
2.1. Определяем необходимое количество гидроциклонов:
n=Q20 /Q*nм= 4236,02 / 855*20 = 0,541
dП = 85 мм
q= 4*Qп / * dП 2*nм*nгц = 4*4236,02 / 3,14*8,52*20*2 = 1,86 т/(см2*ч)
3.2. Проверим нагрузку гидроциклона ГЦ-710 по пескам при диаметре пескового насадка dП = 150 мм
q= 4*Qп / * dП 2*nм*nгц = 4*4236,02 / 3,14*152*20*1 = 1,19 т/(см2*ч)
где QП – масса песков, принимается по расчету, т/ч; nГЦ – число гидроциклонов, принятых к установке на одну мельницу; nМ – число мельниц.
Эта нагрузка находится в пределах нормы 0,5-2,5 т/(ч∙см2) и можно принять насадок диаметром около 15 см.
К установке целесообразно применить 1 гидроциклон ГЦ-710 на одну секцию, вместо 2 гидроциклонов ГЦ-500, так как будет экономия в капитальных затратах.
Техническая характеристика ГЦ-710 приведена в таблице 19.
|
Показатели |
ГЦ-710 |
|
Диаметр гидроциклона, мм |
710 |
|
Угол конусности циклонов, град |
20 |
|
Диаметры отверстий, мм сливного пескового |
200-400 80-200 |
|
Производительность, м3/ч при напоре 1 кгс/см2 |
250-900 |
|
Габаритные размеры: длина ширина высота |
1300 1550 4500 |
|
Масса, кг |
3000 |
Табл.19. - Техническая характеристика ГЦ-710
2.6.5. Расчет III стадии классификации
Производительность по исходному питанию 25404,27(609702,48т/сутки), по пескам 16944,09(406658,16 т/сутки).
Н – давление пульпы на входе в гидроциклон;
а) для Н=1,0 кг/см2
см;
б) для Н=1,5 кг/см2
см.
Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 710, 1000 мм.
2. Определяем ориентировочно производительность одного гидроциклона D=710 мм, приняв условно давление на входе 1,0 кг/см2и стандартные диаметры dП=150 мм, d=200 мм.
– поправка на угол конусности гидроциклона; – поправка на диаметр гидроциклона; – диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см; d – диаметр шламового отверстия, см.
2.1. Определяем необходимое количество гидроциклонов:
n=Q25 /Q*nм= 25404,27/ 855*20 = 1,482
Следовательно, для заданной производительности необходимо 2 гидроциклона ГЦ-710 на одну мельницу.
2.2. Определяем ориентировочно производительность одного гидроциклона D = 1000 мм. Примем по табл.45 [5] стандартные размеры: dП = 210 мм, d = 250 мм, давлении входе 1,5 кг/см2
.
Следовательно, для заданной производительности необходимо
n=Q25 /Q* nм = 25404,27 / 1755,36* 20 = 0,72 1
q= 4*Qп / *2*nм*nгц = 4* 16944,09/ 3,14*152*20*2 = 2,39 т/(см2*ч)
где QП – масса песков, принимается по расчету, т/ч; nГЦ – число гидроциклонов, принятых к установке на одну мельницу; nМ – число мельниц.
Эта нагрузка находится в пределах нормы 0,5-2,5 т/(ч∙см2) и можно принять насадок диаметром около 15 см.
q= 4*Qп / *2*nм*nгц = 4* 16944,09/ 3,14*202*20*1 = 2,49 т/(см2*ч)
где QП – масса песков, принимается по расчету, т/ч; nГЦ – число гидроциклонов, принятых к установке на одну мельницу; nМ – число мельниц.
Эта нагрузка находится в пределах нормы 0,5-2,5 т/(ч∙см2) и можно принять насадок диаметром около 20 см.
К установке целесообразно применить 1 гидроциклон ГЦ-1000 на одну секцию, вместо 2 гидроциклонов ГЦ-710, так как будет экономия в капитальных затратах.
Техническая характеристика ГЦ-1000 приведена в таблице 20.
|
Показатели |
ГЦ-1000 |
|
|
Диаметр гидроциклона, мм |
1000 |
|
|
Угол конусности циклонов, град |
20 |
|
|
Диаметры отверстий, мм сливного пескового |
200-400 80-250 |
|
|
Производительность, м3/ч при напоре 1 кгс/см2 |
280-1000 |
|
|
Габаритные размеры: длина ширина высота |
1500 1600 4500 |
|
|
Масса, кг |
3000 |
Табл.20. - Техническая характеристика ГЦ-1000
Проектируем к установке пневмомеханические машины типа «ОК», предназначенные для обогащения руд методом пенной флотации. Для удобства обслуживания оборудования компонуем флотомашины по принципу: секция измельчения – секция флотации, что позволяет уменьшить длину трубопроводов, проводить посекционную регулировку и контроль процесса, использовать наиболее целесообразно наклонный рельеф площадки, обеспечивающего самотек пульпы на флотацию.
Для расчета всех операций принимаем флотомашины ОК-38.
Необходимое число камер определяется по формуле:
n = V*t / 1440*Vk* k*nm,
где n – требуемое для операции число камер;
V – суточный объем флотируемой пульпы, м3/сутки;
t – продолжительность флотации в рассматриваемой операции, мин;
vк – геометрический объем камеры, м3;
k – отношение объема пульпы в камере при работе флотационной машины к геометрическому объему камеры, k = 0,7 – 0,8.
nm – число мельниц, шт.
Подсчитываем необходимое число камер в каждой операции флотации для одной секции, принимая продолжительность флотации по практическим данным действующей обогатительной фабрики:
Для межцикловой флотации
Время флотации -7,5 минут.
V = 10442,27 м³/ч = 250614,48 м³/сутки
n = 250614,48 * 7,5 / 1440*38*0,8*10 = 4 камеры на одну мельницу.
Общее число камер: N = n* nm = 4*10= 40;
Для основной флотации.
Время флотации – 7 минут.
V= 12923,03 м3/ч = 310152,72 м3/сутки
n =310152,72 * 7 / 1440*38*0,8*10 = 5 камер на одну мельницу.
Общее число камер: N = n* nm = 5*10= 50;
Для основной перечистки.
Время флотации -10 минут.
V = 2292,80 м3/ч = 55027,20 м3/сутки
n = 55027,20 *10 / 1440*38*0,8*10 = 2 камеры на одну мельницу.
Общее число камер: N = n* nm = 2*10= 20;
Для контрольной флотации
Время флотации – 6,2 минуты.
V = 13978,04 м3/ч = 335472,96 м3/сутки
n = 335472,96 *6,2 / 1440*38*0,8*10 = 5 камер на одну мельницу.
Общее число камер: N = n* nm = 5*10= 50;
Для I перечистки
Время флотации –10 минут.
V = 1201,69 м3/ч = 28840,56 м3/сутки
n = 28840,56 *10 / 1440*38*0,8*10 = 1 камера на одну мельницу.
Общее число камер: N = n* nm = 1*10= 10;
Для II перечистки
Время флотации – 10 минут.
V = 1577,92 м3/ч = 37870,08 м3/сутки
n =37870,08 *10 / 1440*38*0,8*10 = 1;
Общее число камер: N = n* nm = 1*10= 10;
Техническая характеристика машин ОК-38 представлена в таблице 21.
Таблица 21. - Техническая характеристика флотомашин ОК-38
|
Объем камеры,м |
38 |
|
Длина камеры,м |
3,49 |
|
Ширина камеры,м |
3,59 |
|
Глубина камеры,м |
3,23 |
|
Диаметр импеллера, м |
0,90 |
|
Мощность электродвигателя, кВт |
55 |
|
Удельная энергоемкость, кВт/м3 |
1,4 |
|
Удельный расход воздуха, м3/(м3*мин) |
0,3-0,75 |
Установка однотипных флотомашин во всех операциях флотации упростит строительство предприятия, обслуживание, ремонт и автоматизацию машин.
Устанавливаемое оборудование по операциям флотации приведено в таблице 22.
Таблица 22. - Устанавливаемое оборудование по операциям флотации
|
Операция |
Флотомашина |
Кол-во камер в одной секции |
Общее кол-во камер |
|
Межцикловая флотация |
ОК-38 |
4 |
44 |
|
Основная флотация |
ОК-38 |
5 |
50 |
|
Основная перечистка |
ОК-38 |
2 |
20 |
|
Контрольная флотация |
ОК-38 |
5 |
50 |
|
I перечистка |
ОК-38 |
1 |
10 |
|
II перечистка |
ОК-38 |
1 |
10 |
|
Всего |
18 |
184 |
2.6.7. Выбор и расчет оборудования для сгущения
Для сгущения концентрата применяем цилиндрические сгустители как наиболее производительное оборудование, дающее высокое содержание твердой фазы в сгущенном материале.
Определяем необходимую площадь сгущения, м2:
,
где: Q =241,05 т/ч — производительность исходного питания;
q = 0,11 т/(м2.ч) —удельная нагрузка сгустителя по твёрдому
S=241,05 / 0,11=2191,36 м2.
Для установки сравним 3 типоразмера сгустителей: Ц-18, Ц-25, П-30
Определим требуемое количество сгустителей:
где Sс – площадь осаждения сгустителя, м2;
К - коэффициент использования площади сгустителя, К=0,8
Для Ц-18,
Для Ц-25,
Для Ц-30,
Принимаем к установке 4 цилиндрических сгустителя с центральным приводом Ц-30. Его технические характеристики представлены в таблице 23.
Таблица 23. - Техническая характеристика сгустителя Ц-30
|
Технические параметры |
Ц-30 |
|
Глубина чана, м |
4,0 |
|
Площадь осаждения, м2 |
700 |
|
Период вращения гребкового устройства, мин-1 |
21; 30; 42 |
|
Время одного оборота грабли, мин |
11-45 |
|
Мощность двигателя, кВт |
7,5 |
2.6.8. Выбор и расчет оборудования для фильтрации
Выбор типа вакуум-фильтра определяется в основном характеристикой крупности твердой фазы, ее плотностью, требуемой производительностью и кондициями на влажность.
Определяем требующуюся площадь фильтрования на концентрате, м2:
,
где: Q =240,62 / 10 = 24,062 т/ч — питание вакуум-фильтров 1 секции;
q = 0,2 т/(м2.ч) — суточная удельная производительность вакуум-фильтра по медно-никелевому концентрату;
Тогда площадь фильтрования равна:
S=24,062 / 0,2=120,31м2.
Определяем требующееся число вакуум-фильтров:
,
где Sф— каталожная площадь фильтрующей поверхности.
Для выбора оптимального варианта установки рассмотрим три типоразмера вакуум-фильтров: ДУ 27-1,8, ДУ 51-2,5, ДУ 68-2,5.
Определяем число вакуум-фильтров:
ДУ 27-1,8 : n = 120,31 / 37 = 4,45 = 5шт;
ДУ 51-2,5: n = 120,31 / 51 = 2,35 = 3шт;
ДУ 68-2,5: n = 120,31 / 68 = 1,76 = 2шт;
Варианты установки вакуум-фильтров приведены в таблице 24.
Табл.24 - Варианты установки вакуум-фильтров
|
Типоразмер вакуум-фильтров |
Площадь фильтрующей поверхности,S м2 |
Количество, шт |
Установочная мощность, кВт |
Мощность всех фильтров |
|
ДУ 27-1,8 |
27 |
5 |
3,0 |
15,0 |
|
ДУ 51-2,5 |
51 |
3 |
3,0 |
9,0 |
|
ДУ 68-2,5 |
68 |
2 |
3,0 |
6,0 |
Окончательно принимаем к установке 2 вакуум-фильтра ДУ 68-2,5 на секцию по сравнительным характеристикам и удобства компоновки. Вакуум-фильтры комплектуются вакуум-насосами и воздуходувками, а также ресиверами и ловушками.
Технические характеристики выбранного к установке вакуум-фильтра представлены в табл.25.
Табл.25. - Технические характеристики вакуум-фильтра ДУ 68-2,5
|
Показатели |
ДУ 68-2,5 |
|
Поверхность фильтрования, м2 |
68 |
|
Число дисков |
8 |
|
Установочная мощность эл.двигателя, кВт |
3,0 |
|
Габариты: длина, м ширина, м высота, |
7,7 4,5 5,2 |
|
Масса, т |
12,0 |
2.6.9. Выбор и расчет оборудования для сушки. Расчет сушильных барабанов
Для сушки концентрата применяем барабанные сушилки. Они отличаются большой производительностью, высоким тепловым коэффициентом полезного действия, малым потреблением энергии, сравнительно низкими эксплуатационными расходами и надежностью в работе.
Для расчета сушильных барабанов определим необходимый объем сушки:
где: Q = 240,62 т/ч – исходное питание;
ω = 140 т/м3ч – напряжение объема сушилки по испаренной влаге;
R1 = 0,11 – разжиженность поступающего кека;
R2 = 0,01 – разжиженность конечного продукта.
Для установки сравним три типоразмера сушильных барабанов:
СБ-2,5-14; СБ-2,8-14; СБ-3,0-20.
Определим требуемое число сушильных барабанов:
- для СБ-2,5-14
- для СБ-2,8-14
- для СБ-3,0-20
Принимаем к установке 5 сушильных барабанов СБ-2,5-14. Технические характеристики представлены в таблице 26.
Табл.26. - Технические характеристики барабанной сушилки
|
Показатель |
СБ-2,5-14 |
|
Размеры барабана,м: диаметр длина Угол наклона барабана, град Скорость вращения барабана, об/мин Мощность электродвигателя, кВт Объем барабана, м3 Масса, т Габариты: длина, м ширина, м высота, м |
2,5 13 3 320 86 86 102 6,5 5,9 |
3. АВТОМАТИЗИРОВАННАЯ СИСТЕМА УПРАВЛЕНИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИМ ПРОЦЕССОМ ОБОГАЩЕНИЯ
Оптимальные технологические показатели обогащения могут быть достигнуты при условии бесперебойной работы обогатительного оборудования, а также контроля и управления процессами измельчения и флотации.
Контроль технологических параметров осуществляется в основном с помощью серийной аппаратуры. Для контроля предусмотренных параметров, автоматического управления и регулирования процессами применяются приборы и средства автоматизации, отвечающие специфическим особенностям продуктов обогащения и соответствующие современному уровню развития технических средств.
3.1. Автоматизированная система управления дробления
Для автоматизации и контроля процесса дробления предусматривается:
- контроль производительности, крупности дробленого продукта, заполнения бункеров, состояния оборудования, предохранение от порывов конвейерных лент, защиту дробилок от попадания металлических предметов;
- стабилизацию и регулирование материального потока при помощи систем автоматического регулирования, недопущение переполнения и недогрузки дробилок, грохотов и промежуточных емкостей;
- централизацию контроля и управления с диспетчерских пунктов, оснащенных мнемосхемами, щитами дистанционного управления и связи;
- управление поточно-транспортными системами.
Контроль количества руды, поступающей в думпкарах, осуществляется при помощи вагонных весов и счетчиков вагонов. Потоки сыпучих материалов на конвейерах измеряем конвейерными весами.
Для контроля крупности дробленой руды используем автоматический ситовой гранулометр.
Контроль верхнего уровня заполнения бункеров и нижнего уровня, забивания перегрузочных узлов, а также наличия руды на лентах, осуществляем при помощи изотопных гамма-реле.
Контроль пробуксовки ленты осуществляем измерением и сравнением линейной скорости ленты и окружной скорости ведущего барабана датчиком скорости ленты.
Для предотвращения поломок дробилок при попадании посторонних металлических предметов применяем автоматические металлоискатели и железоотделители — подвесные электромагниты.
Методы регулирования подачи руды в дробилки основаны на автоматической стабилизации производительности, степени заполнения рудой приемной воронки, мощности электродвигателя дробилки и удельного расхода электроэнергии. Стабилизацию производительности дробилок осуществляем при помощи конвейерных весов, связанного с ними регулятора и регулируемой системы рудных питателей.
Безаварийность работы дробильного отделения обеспечивается блокировкой технологического и транспортного оборудования всего дробильного комплекса. При запуске технологической линии включается звуковая и световая сигнализация. Управление оборудованием дробильного отделения осуществляется оператором с операторского пункта, возможно также местное управление.
Предусматриваем систему автоматического управления аспирацией и гидрообеспылеванием.
В отделении дробления проектируем автоматическую систему управления процессом, включающую:
Устройство управления поточно-транспортной системой (ПТС) — запуск оборудования с операторского пункта с соблюдением очередности и выдержек времени.
Систему управления дробилками КСД и КМД — стабилизация питания дробилок осуществляется через контроль заполнения приемных воронок дробилок, вибрационный датчик вмонтирован в стенку приемной воронки и связан через исполнительный механизм с питателем дробилки.
Проектируем контроль дробилок по следующим параметрам:
- нижний уровень масла в маслобаке;
- верхний уровень масла в маслобаке;
- температура масла в маслобаке;
- давление масла до фильтра;
- давление масла после фильтра;
- роток масла на сливе дробилки;
- температура переднего и заднего подшипников двигателя;
- температура подшипников приводного вала;
- температура опорного подшипника;
- температура слива масла.
При повышении температуры в любой из точек выше 70 С дробилка отключается.
3.2. Автоматизированная система управления измельчением
Автоматизированная система управления оборудованием цикла измельчения охватывает следующее оборудование:
- конвейеры главного корпуса;
- насосы измельчения мельниц, насосы секций флотации, насосы охлаждающей воды;
- систему контроля за работой основного и вспомогательного оборудования, с помощью которой оператор получает информацию: какое оборудование работает, стоит, в том числе, сигналы об аварийной остановке оборудования, о температуре и давлении масла в системе смазки подшипников мельниц, температуре, по объемам воды в системе охлаждения электродвигателей этих мельниц, величине шаровой нагрузки, числе оборотов и потребляемой мощности мельницами и насосами;
- контроль подачи руды в мельницы, протока масла;
- система аварийной защиты работы мельниц;
- система автоматического регулирования давления в распределителе гидроциклонов;
3.2.1. Контроль подачи руды в мельницу
Аварийная остановка рудных мельниц осуществляется при нарушении подачи руды в мельницу в течение длительного времени.
Нарушение подачи руды диагностируется при выходе значения количества руды, подаваемой в мельницу, за установленные пределы сигнализации по нижней границе в течение заданного времени.
Оператор имеет возможность задавать указанную границу по руде и изменять время срабатывания в пределах от 10 до 30 минут. Оператор имеет возможность полного отключения блока, контролирующего подачу руды, по каждой мельнице. Это необходимо для исключения всех некорректных срабатываний, по аналогии с отключением защит по температуре подшипников и протоку масла в подшипниках мельниц.
3.2.2. Контроль подачи воды
Подача руды в рудную мельницу прекращается при нарушении подачи воды в мельницу в течение длительного времени. Под прекращением подачи руды в рудную мельницу подразумевается снижение скорости конвейеров до заданного минимально допустимого значения.
Нарушение подачи воды диагностируется при выходе количества воды, подаваемой в мельницу, за установленные пределы сигнализации по нижней границе в течение заданного времени.
Оператор имеет возможность установить границу по воде и изменять время срабатывания. Кроме того, оператор имеет возможность полного отключения блока контроля подачи воды по каждой мельнице.
3.2.3. Контроль протока масла
Непрерывно контролируется наличие масла в подшипниках мельниц. (Датчик протока масла в каждом из подшипников мельниц). Датчики обоих подшипников соединены последовательно. Если в одном из подшипников пропадает масло или обрывается датчик в системе, пропадает сигнал о наличии масла в мельнице.
При этом срабатывает система аварийной защиты по маслу. В случае пропадания сигнала по маслу оператору выдается визуальное предупреждение о пропадании масла, а так же формируется сигнал в систему аварийной сигнализации (для мельника). Если через заданное время масло не появилось - система аварийной защиты блокирует работу мельницы, при этом формируется электрический сигнал в схему аварийного останова мельницы, для аварийного останова мельницы по маслу.
Работа мельницы блокируется до тех пор, пока сигнал о наличии масла по мельнице не восстановится.
3.3. Автоматизированная система управления флотацией
Управление технологическим процессом флотации производится с операторского пункта с использованием системы «Ириус», включающей:
- систему контроля за работой основного и вспомогательного оборудования, с помощью которой оператор получает информацию: какое оборудование работает, стоит, в том числе сигналы об аварийной остановке оборудования, о температуре и давлении масла в системе смазки подшипников мельниц, температуре по объемам воды в системе охлаждения электродвигателей этих мельниц, величине шаровой нагрузки, числе оборотов и потребляемой мощности мельницами и насосами, расходу воздуха и уровнем в флотомашинах;
- систему управления основными технологическими потоками, в т.ч.: ручное управление величиной основных потоков пульпы в технологии, автоматическое поддержание потоков, заданных оператором, автоматическое подержание уровня пульпы и расходов воздуха в флотомашинах, уровня пульпы в зумпфах;
- систему контроля и регулирования пены;
- систему управления расхода реагентов;
- систему высшего уровня управления флотацией, обеспечивающую получение концентратов с заданным содержанием.
Системы обеспечивают операторов следующей информацией:
- текущие крупности измельчения руды перед основной флотацией, содержание твердого в пульпе;
- текущее содержание никеля, меди в основных продуктах обогащения, включая конечные и промежуточные продукты схемы флотации;
- текущие объемы основных технологических потоков;
- толщину слоя пены, уровни и расход воздуха во флотомашинах;
- уровень пульпы в зумпфах;
- текущие расходы реагентов по операциям схемы;
- общие расходы по секциям;
- величину извлечения никеля в концентрат по данным анализа продуктов флотации.
Система «Ириус» также позволяет получить информацию о прошлых значениях всех этих параметров в десятиминутном, часовом, сменном, недельном и месячном интервалах. Технологи могут проанализировать влияние своих управляющих действий на показатели флотации. Исследование технологической схемы обогащения вкрапленных медно-никелевых руд показало, что в условиях обеспечения процесса флотации требуемыми величинами по помолу руды, плотности, расходами реагентов конечные показатели флотации зависят от величины объемов питания ряда операций схемы и содержания никеля в некоторых промежуточных и конечных продуктах флотации.
3.4. Контроль параметров процессов сгущения и фильтрации
- плотность пульпы — ПР-1025М;
- объемный расход сгущеного продукта — ИР;
- плотность сгущеного продукта — ПР-1025М;
- количество твердого в сливе;
- контроль мутности слива сгустителя — датчик мутности;
- давление в зоне отдувки вакуум-фильтров — первичный преобразователь “Сапфир”-22ДИ, - вторичный влагомер ТН-МП-100;
- вакуум в зоне фильтрации — “Сапфир”-22ДВ;
- влажность кека на сушильный барабан — первичный — фотометрический анализатор, вторичный — блок управления с выходным сигналом 0-5 mА;
- контроль уровня пульпы в вакуум-фильтрах — ЭРСЦ;
- плотность пульпы в секционном пульподелителе — ПР-1025М;
- уровень в ресиверах — ЭРСУ.
3.5. Контроль параметров процесса сушки
- расход мазута в топке — диафрагма ДК-6-200, нормирующий преобразователь НП-П3;
- расход воздуха вторичного дутья — диафрагма бескамерная 0.25 МПа, преобразователь разности давлений “Сапфир”-22ДД;
- расход воздуха первичного дутья — диафрагма бескамерная 0.25 МПа, преобразователь разности давлений “Сапфир”-22ДД;
- температура дымовых газов в топке — термоэлектрический преобразователь ТПП-КСМ;
- содержание кислорода — автоматический газоанализатор МН-5130;
- температура газов перед барабаном — ТПП-КСП;
- температура газов на 1/3 барабана — ТХК-КСП-2;
- влагосодержание отходящих газов — прибор первичного контроля температуры точки росы — АТРР;
- температура сухого концентрата — ТХК-КСП;
- разрежение в разгрузочной камере — преобразователь “Сапфир”-22ДД;
- влажность сухого концентрата — влагомер ПГИ;
- производительность сушильного барабана по сухому концентрату — весы конвейерные 1954 АВ-630;
- давление мазута на входе в топку — сосуд разделительный СРС, преобразователь избыточного давления “Сапфир”-22ДИ.
4. ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ
Влияние производственной деятельности обогатительной фабрики на окружающую среду характеризуется следующими факторами:
1. Выбросами в атмосферу через свечи аспирационных систем дробильного и реагентного отделений, пылением пляжей хвостохранилища.
2. Сбросами сточных вод в виде фильтрации через хвостохранилище ОФ, бытовых сточных вод, поступающих в систему канализации и далее на станцию биологической очистки сточных вод г. Заполярный.
3. Образованием отходов в виде промышленных (хвосты обогащения) и отходов производства, образующихся в процессе обслуживания и ремонта оборудования.
4.1. Выбросы в атмосферу
Аспирационная установка, предназначенная для улавливания пыли, является устройством локализующей вытяжной вентиляции.
Очистка воздуха от пыли осуществляется в полом центробежном скруббере. Принцип работы скруббера заключается в прохождении запыленного воздуха за счет разрежения, создаваемого вентилятором, через распыляемую воду. Пыль вместе с частицами воды образует обогащенную частицами пыли жидкость, которая стекает по стенкам скруббера в ванночку гидрозатвора, находящуюся ниже конуса, откуда водой, подаваемой в гидрозатвор, смывается в дренаж.
Применяемые на ОФ реагенты поступают в сыпучем (кальцинированная сода, КМЦ, ксантогенат, медный купорос) и желеобразном (аэрофлот) виде. При загрузке в растворные чаны образуется мельчайшая пыль реагента, которую необходимо уловить в месте загрузки. В процессе растворения таких реагентов, как ксантогенат и аэрофлот, образуются ядовитые пары, вредные для здоровья людей. В целях очистки воздуха рабочей зоны при растворении реагентов, в отделении приготовления реагентов установлено 6 аспирационных систем.
Хвосты обогащения, представляющие жидкие промышленные отходы, складируются в хвостохранилище ОФ зенитным способом с возведением намывных дамб и образованием пляжной зоны, необходимой для обеспечения безопасной эксплуатации ГТС хвостохранилища. На участке хвостового хозяйства ведется мониторинг безопасности гидротехнических сооружений, включающий организацию ряда работ по охране окружающей среды. Одним из вредных факторов воздействия на природную среду может являться пыление пляжа хвостохранилища. В связи с тем, что поверхности пляжей практически постоянно находятся во влажном состоянии, и с учетом розы ветров сверхнормативной запыленности не наблюдается, нет необходимости проводить регулярные наблюдения за состоянием воздушного бассейна. Контроль за содержанием взвешенных частиц в воздухе вблизи хвостохранилища производится стационарным пунктом Мурманского управления по гидрометеорологии.
Состояние воздушной среды на рабочих местах контролируется лабораторией КАЦ комбината в соответствии с графиком замеров, утвержденным главным инженером ОАО «Кольская ГМК». При проведении замеров определяется содержание никелевой пыли при дроблении, измельчении и флотации, реагентов при их растворении, а также температура, влажность, шум, вибрация и освещенность на рабочих местах. Помимо этого, также один раз в квартал, производятся замеры эффективности работы аспирационных установок с определением степени очистки воздуха, выбрасываемого в атмосферу. По результатам замеров разрабатываются мероприятия по улучшению условий труда и снижению запыленности рабочих мест.
4.2. Сточные воды
Промышленные сточные воды образуются в процессе обогащения руды в виде оборотной воды, используемой в процессах и продуктов дренажа (гидросмыв, стоки аспирационных установок, охлаждение оборудования, гидроуплотнение сальников насосов), собирающихся в энергопролете ОФ и направляемых в технологические операции измельчения и флотации.
Хвосты обогащения, являющиеся отходами процесса обогащения медно-никелевых руд, собираются в хвостовом зумпфе ОФ и посредством системы гидротранспорта складируются в хвостохранилище. В процессе складирования хвостов происходит отстаивание хвостовой пульпы и осветление воды, используемой в процессах обогащения. Эта вода, называемая оборотной, повторно используется в технологическом процессе.
Хвостохранилище ОФ представляет собой комплексную систему гидротехнических сооружений, включающих в себя сооружения по охране окружающей среды.
По результатам химического анализа в случае превышения ПДК в отобранных пробах проводятся срочные мероприятия по устранению причин загрязнения до приведения содержания вредных веществ до норматива.
Бытовые сточные воды, сочетающие в себе стоки от хозяйственно-питьевых нужд, душевых, прачечной, пункта профилактики простудных заболеваний, мытья полов поступают в систему бытовой канализации и далее на станцию биологической очистки сточных вод г. Заполярного.
4.3. Образование отходов
Промышленными отходами обогатительной фабрики являются хвосты обогащения медно-никелевых руд, а также отходы производства, образующиеся в процессе обслуживания и ремонта технологического оборудования.
Хвосты обогащения складируются в емкости хвостохранилища и одновременно являются материалом для возведения намывных дамб, пляжей хвостохранилища.
5. МЕРОПРИЯТИЯ ПО ОХРАНЕ ТРУДА И ТЕХНИКЕ БЕЗОПАСНОСТИ
При проектировании обогатительной фабрики должны соблюдаться следующие нормы и требования:
- Санитарные нормы проектирования (СН 245-71);
- Противопожарные требования строительного проектирования (СНиП II-A.5-70, M.1-71, M.2-72);
- Правила выпуска газов и запыленного воздуха. Загрязненные вредными примесями газы и запыленный воздух перед выпуском их в атмосферу должны обязательно очищаться (СН – 245-71);
- Нормы естественно и искусственного освещения. При проектировании естественного и искусственного освещения в производственных и вспомогательных зданиях и помещениях, а также искусственного освещения на территории фабрики следует руководствоваться требованиями СНиП II.А..71;
- Нормы и требования гражданской обороны;
- Единые правила безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов. Эти правила распространяются на проектирование, строительство, реконструкцию и эксплуатацию обогатительных фабрик. Должностные лица, осуществляющие проектирование и нарушающие правила безопасности, несут личную ответственность независимо от того, привело или не привело это нарушение к аварии или несчастному случаю. В зависимости от характера нарушений и их последствий указанные лица несут ответственность в дисциплинарном, административном или судебном порядке.
При производстве медно-никелевого концентрата на ОФ применяются следующие вредные (токсичные) вещества – флотореагенты: бутиловый ксантогенат, бутиловый аэрофлот, медный купорос, КМЦ, кальцинированная сода. Характеристики данных веществ, меры профилактики, защиты и оказание первой помощи приведены в инструкциях по охране труда для растворщиков реагентов, дозировщиков реагентов, флотаторов.
5.1. Промышленная санитария
На территории фабрики имеется бытовой корпус, в котором размещены душевые, сауна, гардероб, сушка, уборные, курительные и медпункт, а также отдельное здание рабочей столовой. В административно-бытовом корпусе фабрики находится кабинет техники безопасности. Все цеха снабжены кипяченой и газированной водой, аптечками первой медицинской помощи. На фабрике регламентируется выдача спецодежды и спецобуви, которая выдаётся на определённый срок и должна поддерживаться в порядке (сдаётся в стирку, ремонт).
Каждый участок имеет свою аптечку, где хранятся все необходимые медикаменты для оказания первой медицинской помощи.
Средняя температура в цехах и отделениях +15°С зимой. Летом температура повышается до 26°С, что усложняет работу персонала и оборудования. В этот период повышается скорость движения воздуха за счёт естественной и искусственной вентиляции. Влажность воздуха в отделении флотации 75%. В холодный период года необходима работа воздушных отсечек холодного воздуха во всех отделениях. Вентиляция должна осуществляться через калорифер. Предусмотрено сезонное паровое отопление.
Ежегодно проводится медицинский осмотр и, при необходимости, рабочие направляются на лечение.
5.2. Пожарная безопасность
Руда и готовая продукция обогатительной фабрики не токсичны и не пожаробезопасны. Производственные процессы в отделениях фабрики относятся к категориям:
"Г" - участки сушки концентрата
"В" - ремонтно-строительный участок, участок внутрифабричного транспорта, склады жидкого топлива, маслостанции в отделениях;
"Д" - все остальные отделения и участки.
К сгораемым материалам относятся: транспортёрные ленты деревянные конструкции зданий (двери, оконные переплёты, на отдельных участках полы).
Причинами возможных возгорания могут быть:
Внутри корпусов спроектировано достаточное количества лестниц, соединяющих между собой все этажи и рабочие площадки и обеспечивающих свободную эвакуацию рабочих в случае пожара. Здание высотой более 10м снабжено наружными лестницами, имеющими выход на кровлю. Разрывы между зданиями составляют не менее 20 метров. К каждому зданию с двух длинных сторон примыкают бетонные проезды. В производственных помещениях по проекту устанавливаются локальные средства пожаротушения и пожарный водопровод.
Наружный пожарный трубопровод – кольцевой, с диаметром труб 100 мм, трубопровод прокладывается ниже глубины промерзания почвы (2-3м), оборудован гидрантами, расположенными вдоль дорог и переездов на расстоянии не более 150м
друг от друга, не ближе 5м от стены здания. Расход воды для наружного водопровода 15 л/с.
Вызов пожарной команды осуществляется пожарной сигнализацией.
Предусмотрены автоматические извещатели, срабатывающие при наличии в помещении дыма или огня.
Предусматривается установка на фабрике пожарного резервуара, обеспечивающего тушение пожара в течении 3 часов.
Пожарные краны с пожарными рукавами (с длиной ствола более 10 м) установлены у выходов из помещений или на площадках отапливаемых лестничных клеток на высоте 1,35 м от пола. Наружный водопровод заглубляется для предотвращения замерзания воды.
В проекте также предусмотрены:
5.3. Меры борьбы с пылеобразованием
На фабрике особо важными санитарно-гигиеническими мероприятиями является борьбы с пылью. Для этого предлагаются следующие меры:
5.4. Электробезопасность
По степени опасности поражения электрическим током к наиболее опасным помещениям фабрики относятся: мельнично-флотационное отделение, отделение фильтрации, сгущение, - где влажность превышает 75%.
Пусковые устройства монтируются в зоне обслуживания, на самых видных местах. Кнопки управления монтируются на специальных заземленных щитах, под которыми подстилаются резиновые коврики, укладываются на параллельных деревянных решетках с изоляторами.
Для защиты электрических двигателей, установок, приборов и сетей от токов короткого замыкания, перегрузки и перегрева используют автоматические тепловые реле, которые обычно встраивают в магнитные пускатели.
Для борьбы с электротравмами приняты следующие мероприятия:
5.5. Борьба с вибрацией
Тщательная сборка движущихся частей; систематическая смазка частей машин; своевременный ремонт оборудования; применение амортизационных покрытий на рабочих местах; оборудование, являющееся источником вибрации, устанавливаются 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, специальной обувью на толстой резиновой подошве и специальными "виброгасящими" рукавицами.
5.6. 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 мельниц 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 мельницы, использование шумопоглощающих прокладок между корпусом и кожухом из резины, войлока или других шумопоглощающих материалов.
5.7. Вентиляция
Предусматривается вытяжная вентиляция в зонах пылеобразования (измельчение), 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.
5.8. 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 [4].
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
В результате курсовой работы мною была спроектирована фабрика по обогащению медно-никелевых руд. За аналог было выбрано действующее предприятие ГМК «Печенганикель». По ходу работы был произведен выбор и расчет основного технологического оборудования, произведен расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы, а также описаны основные сведения о фабрике.
К проектированию приняты трехстадиальная схема дробления. С помощью трехстадиальной схемы дробления и предварительного грохочения перед первой и второй стадий, а также предварительного и поверочного грохочения перед третьей стадией позволили сократить крупность исходного материала до -12 мм. Руда такой крупности поступает на измельчение.
В первой стадии измельчение в "голове" процесса дает значительное преимущество, так как позволяет существенно сократить крупность руды, поступающей на дальнейшее обогащение. Во второй стадии обогащения производится доизмельчение полезных минералов в мельницах и затем применятся несколько перечисток и стадий флотации после предварительной классификации материала на узкие классы. Принятая схема флотации позволила получить 7,18% полезного минерала никеля при выходе 5,59% и извлечении 74,55%.
На проектируемой фабрике было установлено следующее оборудование:
- дробилки ККД-1350/180 в первой стадии дробления, дробилки КСД-2200Гр о второй стадии и дробилки КМД-3000Т в третьей стадии дробления;
- неподвижный колосниковый грохот перед первой стадией дробления, инерционные грохота ГИТ-51 перед второй стадией дробления, инерционные грохота ГИТ-71 перед третьей стадией;
- шаровые мельницы с центральной разгрузкой МШЦ 6500x9700 в двух стадиях измельчения;
- гидроциклоны ГЦ1000 в первой и третьей стадиях классификации соответственно, ГЦ710 – во второй стадии;
- флотационные машины пневмомеханического типа ОК-38 во всех операциях флотации;
- цилиндрические сгустителя с центральным приводом Ц-30;
- вакуум-фильтры ДУ 68-2,5 в операции фильтрования;
- сушильные барабаны типа СБ-2,5-14 в операции сушки.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ
1. Блатов И. А. Обогащение медно-никелевых руд. - М.: Издательский дом «Руда и металлы», 1998, 224 с.
2. Полькин С. И., Адамов Э. В. Обогащение руд цветных металлов. - М.: Недра, 1983, 400 с.
3. Справочник по обогащению руд. - т. II, ч.2. М.: Недра, 1974
4. Технологический регламент ГМК «Печенганикель», 2006 г.
5. Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик. - М.:Недра, 1970, 592 с
6. Разумов КА., Петров В.А. Проектирование обогатительных фабрик. Учебник для вузов. 4-е изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1982, 518 с.