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
ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ
Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования
МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ОТКРЫТЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ГУБКИНСКИЙ ИНСТИТУТ (ФИЛИАЛ)
КУРСОВАЯ РАБОТА
по дисциплине
Дробление, измельчение, подготовка сырья к обогащению
Студентки горно-нефтяного факультета
Чуевой Е.И. Шифр 807890
Кафедра " Техника и технология
горного производства"
Специальность 130405
Руководитель Яровая Т.И.
Губкин 2011 г.
ЗАДАНИЕ на курсовую работу студента (ки) Чуевой Е.И. шифр 807890
.Тема проекта (работы):
Проектирование подготовительного отделения обогатительной фабрики
2.Срок сдачи студентом законченного проекта (работы)
3.Исходные данные к проекту ( работе):
Производительность фабрики Qj, =6,8 млн.т./год;
крупность руды D =750мм; вкрапленность минерала d-0,300мм;
крепость руды f = 10; плотность руды в монолите д=2,8 т/м
4.Содержание расчётно пояснительной записки ( перечень подлежащих разработке вопросов):
Введение
1. Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки
2. Расчет схемы рудоподготовки
3.Выбор и расчет основного технологического оборудования
3.1.Выбор и расчет дробилок
.2. Выбор и расчет мельниц
.3 Выбор и расчет грохотов
4 . Компоновочные решения
5 . Мероприятия по технике безопасности и промышленной санитарии при рудоподготовке
. Список используемой литературы
.Перечень графического материала ( с точным указанием обязательных чертежей):
Технологическая схема и схема цепи аппаратов
План и разрез корпуса мелкого и среднего дробления
Дата выдачи задания
Введение
Процессы дробления, измельчения и грохочения издавна широко применяются в производственной деятельности человека. Подсчитано, что в настоящее время одна двадцатая часть электроэнергии, производимой в мире, расходуется на дробление и измельчение твердых материалов.
Технологическое назначение операций дробления и измельчения заключается в том, чтобы раскрыть минералы при максимально возможной крупности, при минимальном переизмельчении, т.е. осуществить принцип «не дробить ничего лишнего».
Экономическое значение этих операций определяется тем, что на обогатительных фабриках на дробление и измельчение падает 50-70% общих капитальных затрат и такая же доля общих эксплуатационных расходов. При операциях дробления и измельчения расходуется много энергии и стали. Удельный расход энергии по фабрикам колеблется в пределах 7-20 кВт×ч/т руды, расход стали - от 1 до 3 кг/т руды.
1. Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки
Таблица 1 - Характеристика руд цветных металлов
|
Месторождение |
Прочность,f |
Размер зерен, мм |
Средний размер вкраплен., мм |
Плотность руды д,т/м3 |
Крупность руд, мм |
|
Тырныаузское |
10-12 |
0,1 |
0,01-1 |
3 |
1500 |
|
Чорух-Дайронское |
6-12 |
0,4 |
0,01-0,5 |
3,65 |
1500 |
|
Майхуринское |
7-12 |
0,1 |
0,1-1 |
2,68 |
1500 |
Месторождения руд редких металлов представлены месторождениями руд олова, вольфрама, молибдена, ртути, бериллия, лития. Наибольшие запасы в них достигают сотен тысяч тонн при содержании металла в руде обычно не выше 1%.Руды цветных металлов содержат, помимо основного, несколько сопутствующих элементов.
Значительное количество оловянной руды получается при разработке гидротермальных и кварцево-касситеритовых месторождений известных на Колыме, в Приморском крае, в Забайкалье.
Вольфрамовые руды сосредоточены в гидротермальных жильных и штокверковых вольфрамитовых (Забайкалье, Казахстан), а также в скарновых шеелитовых месторождениях (Тырныауз на Кавказе, в Средней Азии).
Молибденовая руда получается при эксплуатации штокверковых и жильных гидротермальных месторождений (Красноярский край, Забайкалье, Казахстан), а также скарновых месторождений типа Тырныауза на Кавказе.
Аналог - Тырныаузская фабрика. Запасы руд распределяются следующим образом: в скарнах примерно 44%, в скарнированных мраморах 30%, в роговиках и гранитоидах 26%. Плотность руд 3 т/м3, роговиков 2,6 т/м3, влажность руды 2,5-3%; коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова скарновых руд 16-18, роговиковых 12-14.
2. Расчет схемы рудоподготовки
1. Определим производительность отделения крупного дробления. Режим работы примем по режиму работы рудника. Рабочая семидневная непрерывная неделя, три смены в сутки. Чистое время работы оборудования 340 дней в году, 3 смены по 7 ч. Часовая производительность оборудования отделения крупного дробления
Qк.д.ч. = Qф.г./ 340×3×7=6,8×106/340×3×7=952т/ч.
. Определим производительность отделения среднего и мелкого дробления. Режим работы отделения среднего и мелкого дробления примем с выходным днем, т.е. 305 дней в году в три смены по 7 ч. Годовой фонд машинного времени
305×3×7=6405 ч.
Часовая производительность оборудования отделения среднего и мелкого дробления
Qс.м.д.ч.=Qф.г./6405=6,8×106/6405=1062т/ч.
. Принимаем к рассмотрению вариант измельчения руды в шаровых мельницах, поскольку физические свойства руды таковы, что возможно мелкое дробление руды. Назначаем крупность руды для питания мельниц 13мм. Эта крупность может быть достигнута при конусных дробилках мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле с грохотами.
1
Дробление ------------- I
II ---------------------------- Предварит. 2 грохочение 4
---------------- III
3 дробление
5
IV -------- ------------------- Предварит. 6 грохоч. 7
9
8 дробление --- -------------------- V
10
Определяем общую степень дробления
S= 750/13=57,6.
4. Выбираем степень дробления в отдельных стадиях
S=s1s2s3, если s1=s2=s3, то S = s3 и Sср=3√s =3√57,6=3,8
При замкнутом цикле в третьей стадии степени дробления в первой и во второй стадиях должны быть несколько меньше Sср, а степень дробления в третьей стадии - больше Sср. Поэтому для первой и второй стадий дробления ориентировочно принимаем s1=s2=3,5. Тогда s3=S/s1s2= 57,6/3,5×3,5=4,7.
5. Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления: D2=D1/S1=750/3,5=214мм;
D6=D1/s1s2=750/12,25=61,2мм;8=D1/s1s2s3=750/57,6=13мм.
6. Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в первой и второй стадиях дробления
II=D2/zI=214/1,5=150мм, при iI=150мм, D2=iIzI=150×1,5=225мм;
iIII=D6/zIII=61,2/2,1=30мм, значение Z находим по типовым характеристикам конусных дробилок крупного дробления и для дробилок КСД-2200 по табл.6.
. Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность грохочения для первой и второй стадий дробления. Для рассчитываемой схемы принимаем аI=iI=150мм, Е-аI=60%;
аI II=1,8iIII=1,8×29=52,2мм; аIII=58мм, Е-аIII=85%/
. Выбираем режим работы грохотов и дробилок третьей стадии дробления. Размер щели, в нашем случае, должен быть 13:2=6,5 или даже 13:3=5мм. Минимальный размер щели дробилки КМД-2200 равен 5мм, принимаем
iIII=7мм, аIV=13мм, Е-аIV=85%.
9. Проверяем соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробления выпускаемому оборудованию.
А) Определяем приближенные значения масс продуктов 1,4,9, поступающих в операцию дробления. По табл. 8 находим ориентировочные выходы продуктов: у1=75%; у4=75%; у9=135%. По формуле Qn=Q1yn определяем массы продуктов:
Q1=952×0,75=714т/ч; Q4=1062×0,75=800т/ч; Q9=1063×1,35=1435т/ч.
. A) Расчет первой стадии дробления. Определяем Q2 и Q3:
Q2=Q1β1-140EI-140=952×0,18×0,6=103 т/ч;
Q3=Q4=Q1-Q2=952-103=849 т/ч или 849:1,6=530 м3/ч.
Б) Расчет второй и третьей стадии дробления. В операции грохочения II отсеивается класс 52-0 мм, а в операции IV- класс 13-0 мм, размер выходной щели дробилки второй стадии дробления iIII=30 мм.Позтому для расчета второй стадии дробления необходимо определить содержание в продукте 2 класса-52мм, а для расчета третьей стадии дробления необходимо знать содержание в этом же продукте классов -30 мм и -13 мм. Кроме того, для выбора грохотов необходимо знать содержания в питании грохота классов с зернами, размером, меньшим размера отверстий сит и меньшим половины размера отверстий сит, т.е. необходимо определить значения β2-30, β7-13,β7-6,5. Таким образом, для продукта 2 необходимо определить значения β2-52, β2-30, β2-13, для продукта 6 - β6-13 и для продукта 7 - β7-13 и β7-6,5.
Определение β2-52. Так как максимальная крупность зерен в классе 52-0 мм меньше iII, то
Β2-52=β1-52+ β1+140×bI-52=0,06+0,82×0,24=0,25=25%.
Определение β2-30 и β2-13.
Β2-30=30/52×β2-52=30/52×25=14,4%;
Β2-13=13/52×β2-52=13/52×25=6,3%.
Определение Q3, Q4, и Q5.
Q3=Q1×β2-52×E-52IV=1062×0,25×0,85=225 т/ч;
Q4=Q5=Q1-Q8=1062-225=837 т/ч или 837:1,6=523 м3/ч.
Определение β6-13=β2-13+ β2+30×bIII-13=0,063+0,856×0,25=0,277=27,7%.
Определение Q7 , Q9 и Q10.
Q7=Q6(1/Е-аIV +β6+a/bV-a)=1062(1/0,85+0,723/0,68)=2368 т/ч;9=Q10=Q7-Q6=2368-1062=1306 т/ч или 1306:1,6=816 м3/ч.
Определение β7-13 и β7-6,5.
Β7-а=1/у7ЕIV-a;
Β7-13=1/2,22×0,85=0,529=52,9%;
Β7-6,5=0,5×0,529=0,264=26,4%.
Определение коэффициентов загрузки дробилок по результатам расчета:
K1=Q1/Qдр=530/630=0,8;
К2=Q4/Qдр=523/580=0,9; К3=Q9/Qдр=816/4×223=0,9.
3. Выбор и расчет оборудования
.1. Выбор и расчет дробилок
|
Показатели |
Стадии дробления |
|
первая |
вторая |
третья |
|
|
Крупность наибольших кусков в питании, мм |
750 |
225 |
60 |
|
Ширина разгрузочной щели, мм |
150 |
30 |
7 |
|
Требуемая производительность, т/ч |
714/446 |
800/500 |
1435/896 |
Этим требованиям удовлетворяют: для первой стадии дробления- конусная дробилка крупного дробления размером 1200мм; для второй стадии- конусная дробилка среднего дробления размером 2200мм; для третьей стадии - конусная дробилка мелкого дробления размером 2200мм.
Табл.3 Технологическая характеристика выбранных дробилок
|
Стадия дробления |
Тип и размер дробилок |
Ширина приемного отверстия,мм |
Пределы регулирования разгрузочной щели,мм |
Производительность при запроектированных щелях,м3/ч |
|
Первая |
Конусная крупного дробления, 1200мм |
1200 |
130, 150, 180 |
800 |
|
Вторая |
Конусная среднего дробления, 2200мм |
350 |
30-60 |
580 |
|
Третья |
Конусная мелкого дробления, 2200мм |
130 |
5-15 |
260 |
Производительность дробилки крупного дробления при щели 150мм принята 680 т/ч; дробилки среднего дробления КСД-2200 при щели 30мм- 580т/ч; производительность дробилки КМД-2200 при работе в замкнутом цикле рассчитывается: Qзц=kцQ=1,3×200=260 м3/ч, где kц- коэффициент на замкнутый цикл, равный 1,3; Q- производительность дробилки в открытом цикле, м3/ч, определяется по табл. 28.
Коэффициенты загрузки дробилок
K1=446/800=0,56; K2=500/580=0,86; К3=896/4×260=0,86.
Здесь в числителе- требуемая производительность дробилок (см.табл.1), в знаменателе- производительность по технологической характеристике (см.табл.2)
Расчет показал, что дробилка первой стадии ККД-1200/500 имеет большой запас производительности. Заменим ее на щековую дробилку ЩДП-15×21. Производительность этой дробилки при щели 150мм равна 550м3/ч, т.е. возьмем две дробилки К1=446/550=0,81. Предварительный расчет схемы показал, что в первой стадии следует поставить щековую дробилку, а не конусную. Для третьей стадии нужно установить четыре дробилки КМД-2200.
.2 Выбор и расчет мельниц
Выбор схемы измельчения.
Измельчение
Поверочная классификация
Слив
Пески
Расчет мельниц по удельной производительности.
. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0,074 мм
q1 =
2. Определяем значение коэффициента Кк по формуле Кк=m2/m1
При крупности продукта 85% и исходном 50-0 мм
M= 0,80-(0,85-0,80)=0,79,
При крупности 13-0 мм имеем
М= 0,90-(0,85-0,80)=0,875.
М2=
М1=0,80-(40-13)=0,638;
Кк=м2/м1=0,83/0,638=1,3.
3. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых мельниц:
Для мельницы 4000×5000мм
КD==1,06
Для мельницы 4500×5000мм
КD==1,12
Для мельницы 3600×4000мм
КD==1
4. Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 по формуле
Q=q1КиКкКDКт;
Для мельницы 3600×4000 мм
Q= 1,16×0,80×1,3×1×1=1,21т/(м3×ч);
Для мельницы 4000×5000 мм
Q=1,16×0,80×1,3×1,06×1=1,28 т/(м3×ч);
Для мельницы 4500×5000 мм
Q=1,16×0,80×1,3×1,12×1=1,35 т/(м3×ч).
. Находим рабочие объемы барабанов мельниц:
V=
Для мельницы 3600×4000 мм V= 46,8 м3
4000×5000 мм V=58,1 м3
4500×5000 мм V=72,0 м3
6. Определяем производительность мельниц по руде:
Qм=
Для мельницы 3600×4000 мм
Qм=
Для мельницы 4000×5000 мм
Qм=
Для мельницы 4500×5000 мм
Qм=
7. Определяем расчетное число мельниц:
А) N1= 714/96=7,4; n1=8;
Б) N2= 714/116=6,1; n2=7;
В) N3=714/151,5=4,7; n3=5.
Табл. 4. Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
|
Вариант |
Размеры барабанов мельниц D×L, мм |
Число мельниц |
Масса мельниц, т Одной всей |
Установочная мощность, кВт Одной всех |
Коэффициент запаса |
|
а |
3600×4000 |
8 |
166 1660 |
1250 12500 |
8:7,4=1,08 |
|
б |
4000×5000 |
7 |
265 1855 |
2000 14000 |
7:6,1=1,1 |
|
в |
4500×5000 |
5 |
300 1800 |
2500 15000 |
5:4,7=1,06 |
3.3. Выбор и расчет грохотов
Расчет колосникового грохота Iстадии дробления.
Принимаем два грохота, т.к количество грохотов (в первой стадии) должно совпадать с количеством дробилок.
Размеры колосникового грохота должны удовлетворять двум условиям:
а) обеспечение требуемой производительности;
б) обеспечение продвижения руды по грохоту самотеком.
Первое условие требует, чтобы площадь каждого колосникового грохота была не меньше определяемой по формуле
где а - ширина щели между колосниками грохота, мм
n - количество дробилок, а следовательно грохотов, шт1 - производительность цеха дробления, т/ч
F - площадь просеивающей поверхности колосникового грохота, м2
Второе условие требует, чтобы ширина грохота превышала диаметр максимального куска в 2-3 раза:
В = (2÷3) Dmax,
В = 3 × 750 = 2250 (мм)
Длина грохота:
L = 2 × B = 2 × 2250 = 4500
Площадь грохота:
F = B × L = 2,25 × 4,5 = 10,13
К установке принимаем грохот ГИТ 61А (185-Гр).
Расчет грохота второй стадии дробления
Общая площадь грохочения:
где q - производительность грохота, м3/чм
q, b, k, m, n, o, p - поправочные коэффициенты
где d1 и d2 - ближайшее меньшее и большее значение размера отверстий сита;
q1 и q2 - соответствующее значение производительности;
qрасч - расчетная удельная производительность;
dрасч - расчет размер отверстий.
Принимаем грохот ГИТ 12
Количество грохотов во второй стадии:
n = F/f ,
где f - площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м2
n = 2,3/1,28=1,8
Принимаем 2 грохота , для облегчения конструктивного решения
Расчет грохота третьей стадии дробления
Общая площадь грохочения:
где q - производительность грохота, м3 /чм
q, b, k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты
обогатительная фабрика рудоподготовка дробилка
где d1 и d2 - ближайшее меньшее и большее значения размера отверстий сита;
q1 и q2 - соответствующие значения производительности;
qрасч - расчетная удельная производительность;
dрасч - расчетный размер отверстий.
Принимаем грохот ГСТ 61 - 253 Гр
Количество грохотов в третьей стадии:
n = F /f ,
где f - площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м2
n = 29,6 / 10 = 2,96
Принимаем 3 грохота, для облегчения конструктивного решения
4. Компоновочные решения
Крупногабаритное и тяжелое оборудование желательно располагать на нулевых отметках.
Корпуса (здания) должны иметь наиболее простую форму в плане с минимальным числом типоразмеров пролетов по длине и высоте. Обычно в пролетах размещают однотипное оборудование и рекомендуется принимать унифицированные пролеты размером 18,24,30,36 м. При установке в пролете мостового крана, следует обращать внимание на взаимосвязь грузоподъемности крана, габаритов его тележки с шириной и высотой пролета.
Расположение аппаратов должно обеспечить доступность и безопасность их обслуживания, а также транспортировку материала по ходу технологического процесса с минимальными энергетическими затратами.
По условиям удобства и безопасности технологического и ремонтного обслуживания оборудования размеры проходов между аппаратами следует принимать в соответствии с «Единых правил безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окускования руд и концентратов» или по СНиП П-М2 -72.
5. Мероприятия по технике безопасности и промышленной санитарии при рудоподготовке
Существуют общие и специальные требования техники безопасности. Общие требования должны соблюдаться на всех предприятиях, во всех цехах. Специальные требования дополняют общие правила, т.е. они учитывают особенности технологии данного цеха и данной машины.
К общим требованиям техники безопасности при рудоподготовке относятся следующие требования: машины должны быть надежно закреплены, инструмент и материалы должны хранится в специальных местах, а в производственных помещениях- только в металлических ящиках с крышками; рабочие должны быть одеты в исправную, соответствующую данному рабочему месту спецодежду. У дробилок основную опасность представляют вращающиеся части, которые необходимо ограждать. Грохоты подвижные должны ограждаться и эксплуатироваться в соответствии с общими требованиями техники безопасности. Внутренний осмотр и ремонт мельниц после остановки должны производится только после проветривания ее рабочего пространства.
Санитарно-гигиеническое благоустройство предприятий- важная составная часть мероприятий по обеспечению здоровых и безопасных условий труда.
Для холодных цехов ,к которым относятся цехи дробления и измельчения обогатительных фабрик, санитарные нормы требуют температуру не ниже 14оС, влажность около 80% и скорость движения воздуха не более 0,2 м/с в холодные периоды года и не более 0,3 м/с в теплое время.
Концентрацию пыли допускают: нетоксичная с содержанием кварца менее 2%-10мг/м3; пыль нетоксичная, содержащая кварц от 2 до 10%-4 мг/м3;пыль, содержащая кварц от 10 до 70%-2 мг/м3; пыль, содержащая кварц более 70%-1 мг/м3.
Для того, чтобы выдержать нормы запыленности места загрузки и выгрузки дробленого продукта из дробилок герметизируются и из укрытий отсасывается пыльный воздух, который затем, после очистки от пыли, по трубопроводам выбрасывается в атмосферу.
Список используемой литературы
1. Перов,В.А. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: учебник для вузов. / В.А. Перов, Е.Е Андреев, Л.Ф. Биленко . - М.: Недра, 1990.
2. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики: 3изд.перераб. дополн. / Под ред. О.С. Богданова, В.А. Олевского. - М.: Недра. 1982.
3. Разумов, К. А. Проектирование обогатительных фабрик.: учебник для вузов / К. А. Разумов. - М.: Недра, 1982.