2. Расчет выхода продуктов.

Расчет качественно – количественной схемы заключается в определении выхода продуктов по выбранной схеме.

Вначале назначают эффективность операции грохочения в соответствии с типом грохота. В первой стадии устанавливают неподвижные колосниковые грохоты, эффективность (Е) которых принимают равной 0,6 – 0,7. Количество подрешетного продукта, образующегося при грохочении по крупности D, равно

Qп = Q·α·E, т/ч,

где Q – количество руды, поступающей на грохочение, т/ч; α – содержание в руде класса крупности – d; Е – эффективность грохочения.

Величина α определяется графическим методом по суммарной гранулометрической характеристике.

Рассчитаем количество подрешетного продукта, образующего при предварительном грохочении по крупности D1 = 260 мм. Содержание в руде класса крупности D1 находим из диаграммы 1 (α = 23 %). Скорость подачи питания на грохот рассчитаем исходя из производительности обогатительной фабрики: 15000 т/сут = 625 т/ч.

Q¹ _п = 625 ·0,23 · 0,6 = 86,25 т/ч

Рассчитаем выход подрешетного продукта, который определяется выражением:

γ = Qп/Q·100 %

γ_п1 = 86,25/625· 100 % = 13,8%

Количество руды (Qн) и выход продукта поступающего в операцию дробления составляют соответственно:

Qн = Q – Qп, т/ч;

γн = 100 - γ_п, %

Для первой стадии Q¹ _н и γ_н1 будут равны:

Q¹ _н = 625– 86,25 = 538,75 т/ч;

γ_н1 = 100 –13,8 = 86,2%.

Рассчитаем эти же показатели для третьей стадии. В третьей стадии устанавливают грохоты с подвижной поверхностью с эффективностью 0,8 – 0,85. Количество и выход продуктов в последней стадии дробления в замкнутом цикле определяется с учетом циркулирующей нагрузки. Величину α находим из диаграммы 3 (α = 12%).

Для третьей стадии будут равны:

Q³_п = 625 ·0,12·0,8 = 60 т/ч;

γ_п3 = 60/625·100 % = 9,6 %;

Q³ _н = 625 – 60= 565 т/ч;

γ_н3 = 100 – 12 = 88 %;

Нагрузка на грохоты в третьей определяется выражением:

Q_c = Q + Q _н ·C_,

где С – циркулирующая нагрузка в замкнутом цикле операции дробления.

γ = γ_н + γ∙С = 86,2 + 88∙1,9 = 253,4 %

Q_c = 625 + 565·1,9 = 1698,5 т/ч

1.3 Тип рекомендуемого оборудования.

В первой стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые решетки для предварительного грохочения, и дробилки ККД. Размер отверстий грохотов – 240 мм; размер разгрузочного отверстия дробилок – 171,4 мм.

Во второй стадии используют дробилки КСД. Размер разгрузочного отверстия этих дробилок равен 20 мм.

В третьей стадии устанавливают грохоты с подвижной поверхностью для контрольного грохочения, и дробилки КМД. Размер отверстий грохотов – 5 мм; размер разгрузочного отверстия дробилок – 4 мм.

2. Расчет качественно – количественных показателей обогащения.

Основным технологическими показателями процессов переработки полезных ископаемых являются выход и качество продуктов, извлечение ценных компонентов, эффективность обогащения.

Качество продуктов определяется гранулометрическим составом, содержанием ценных компонентов, примесей и должно отвечать требованиям, предъявляемыми к ним потребителями. Требование качеству концентратов называются кондициями, и регламентируется ГОСТами, техническими условиями (ТУ), временными нормами и разрабатываются с учетом технологии и экономики переработки данного сырья, его основных свойств возможностей технологии обогащения. Кондиции устанавливают среднее и минимально или максимально допустимое содержание различных компонентов в конечных продуктах обогащения и, если необходимо, их гранулометрический состав.

Содержание компонентов в исходном полезном ископаемом (α), концентратах (β) и хвостах (θ) обычно указывается в процентах.

Выходом продукта (γ) называют отношение его массы к массе исходной руды, выраженных в процентах или в долях единиц. Суммарный выход всех продуктов равен выходу исходной перерабатываемой руды, принимаемому за 100 %. При разделении руды на два конечных продукта – концентрат (с выходом γ_к ) и хвосты ( с выходом γ_х) – это условие записывается следующим образом:

γ_к + γ_хв =100 %

Считая, что количество ценного компонента в руде (100·α) равно его суммарному количеству в концентрате ( γ_к ·β) и отвальных хвостах (γ_х ·θ), можно составить с учетом равенства (1) уравнение баланса в руде и продуктах обогащения:

100·α = γ_к ·β + (100 - γ_х )θ

Решением уравнение (2) относительно γ_к (в %), получаем зависимость:

γ_к = (α – θ)/(β – θ)·100 %. (3)

Выражение (3) можно использовать и для определения выхода подрешетного продукта при грохочении, принимая, что α, β, и γ – соответственно содержание "мелочи", то есть класса крупностью α, в исходном, подрешётном и надрешетном продуктах .

Извлечение (ε) является показателям, выражающим, какая часть компонента, содержащегося в обогащаемой руде, перешла в концентрат или в долях единицы и вычисляются как отношение массы компонента в данном продукте (γ_i · β_i ) в обогащаемой руде (100·α_i ).

Извлечение компонента в концентрат составляет (в %):

ε=γ_к·β/(100·α)·100%=γ_к·β/α%. (4) Если выход концентрата неизвестен, извлечение компонента в концентрат можно рассчитать по уравнению:

Е = β/α·(α-θ)/(β– θ)·100 %, (5)

Полученное постановкой в уравнение (4) выражение для γ_к из уравнения (3).

Суммарное извлечение каждого компонента во все конечные продукты обогащения составляет 100 %.

Как известно, минералы, входящие в состав рассматриваемой руды, могут быть разделены методами магнитного, гравитационного и флотационного обогащения.

При этом возможны два принципиальных варианта технологической схемы:

1. Магнитное обогащение исходной руды (с получением гематитового концентрата) и последующее гравитационное обогащение хвостов магнитной сепарации (с получением гематитового концентрата и отвальных хвостах).

2. Флотационное обогащение исходной руды (с получением коллективного магнетит – гематитового концентрата и отвальных хвостов).

Условно принимаем:

1. Извлечение магнетита и гематита при флотации одинаково, то есть относительное количество магнетита и гематита, перешедшее в пенный продукт флотации, пропорционально их количеству в исходной руде.

2. при магнитном обогащении из железосодержащих минералов в концентрат переходит только магнетит.

3. при гравитационном обогащении из железосодержащих минералов в концентрат переходит только гематит, а оставшийся после магнитной сепарации магнетит полностью уходит в отвальные хвосты.

Результаты расчетов основных технологических показателей.

1. Выход магнетитового концентрата

γ^к_м = ε_м α_м /β % = 85·19/61 = 26,4 %

2. Выход хвостов при магнитном обогащении

γ^хв_м = γ_исх - γ^к_м = 100 – 26,4 = 73,6 %

3. Извлечение магнетита в хвосты при магнитном обогащении

ε^хв_м = ε_исх - ε^к_м = 100 – 85 = 15 %

4. Содержание магнетитового железа в хвостах при магнитном обогащении

θ^хв_м = (100· α_м - γ^к_м · β_м )/γ^хв_м = (100·19 – 26,4·61)/73,6 = 3.9 %

5. Количество магнетитового концентрата

Q^к_м = Q_исх · γ^к_м /100 = 625· 26,4/100 = 165 т/ч

6. Количество хвостов при магнитном обогащении

Q^хв_м = Q_исх - Q^к_м =791,7–308,7=483 т/ч

7. Выход гематитового концентрата

γ^к_г = ε^к_г · α_г/ β_г = 81·5/64 = 6,4%

8. Выход суммарного концентрата

γ_сум = γ^к_м + γ^к_г = 26,4+ 6,4= 32,8 %

9. Содержание железа в суммарном концентрате

β_сум = (γ^к_м · β_м + γ^к_г β_г)/ γ_сум = (26,4·61 + 6,4·64)/32,8=61,5%

10. Выход хвостов гравитационного обогащения

γ_хв = 100 - γ_сум = 100 – 32,8 = 67,2 %

11. Содержание железа в хвостов при гравитационном обогащении

θ_хв=(100· α_сум - γ_сум ·β_сум)/γ_хв =(100·24 – 32,8·61,5)/67,2=25,2

α_сум = α_м + α_г = 19+5 = 24 %

12. Извлечение железа в суммарном концентрате

ε_сум = γ_сум ·β_сум/ α_сум = 32,8·61,5/24 = 84,05 %

13. Извлечение железа в хвосты при гравитационном обогащении

ε_хв = γ_хв ·θ_хв/ α_сум = 67,2·5,6/24 = 15,68 %

14. Количество гематитового концентрата

Q^к_г = Q_исх · γ^к_г/100 = 625·6,4/100 = 40 т/ч

15. Количество суммарного концентрата

Q_сум = Q^к_м + Q^к_г = 165 + 40= 205 т/ч

16. Количество хвостов при гравитационном обогащении

Q_хв = Q_исх - Q_сум = 625- 205 = 420 т/ч

17.Содержание магнетитового железа в суммарном концентрате

β^сум_м = ε^к_м ·α_м/ γ_сум = 85·19/32,8 = 49,2 %

18. Содержание гематитового железа в суммарном концентрате

β^сум_г = ε^к_г ·α_г/ γ_сум = 81·5/32,8= 12,3%

19.Содержание магнетитового железа в хвостов при гравитационном обогащении

θ^хв_м = (100· α_м - γ_сум ·β_м )/ γ_хв =(100·19 – 32,8·61)/67,2= 1,5

20.Содержание гематитового железа в хвостов при гравитационном обогащении

θ^хв_г = (100· α_г - γ_сум ·β_г )/ γ_хв = (100·5 – 32,8·64)/67,2 = 23,7%

21. Извлечение общего железа из магнетитового концентрата

ε^общ _м = γ^к_м · β_м /α_сум = 26,4·61/24 = 67,1 %

22. Извлечение общего железа из гематитового концентрата

ε^общ _г = γ^к_г · β_г /α_сум = 6,4·64/24 = 17%

23. Содержание общего железа в гематитовом концентрате

θ^хв_г = α_г ·Q_исх/ Q^хв_м

θ_м = θ^хв_м + θ^хв _г

θ_м = θ^хв_м + α_г ·Q_исх/ Q^хв_м = 1,5 + 5·625/483= 6,4 %

24.Извлечение общего железа из хвостов при магнитном обогащении

ε_хв = γ^м_хв ·θ_м/ α_сум = 73,6·6,4/24 = 19,6 %

25. Содержание общего железа при флотационном обогащении

θ_хв=(100· α_сум – γ_ф ·β_ф)/γ_хв = (100·24 –36,4 ·60)/67,2 = 3,3 %

26. Количество коллективного концентрата

Q_ф = Q_исх · γ_ф/100 = 625·36,4/100 = 227,5 т/ч

27. Количество хвостов при флотационном обогащении

Q^от_хв = Q_исх – Q_ф = 625 – 227,5 = 397,5 т/ч

28. Содержание магнетитового и гематитового железа при флотационном обогащении

β^кол.к_м = ε_ф · α_м / γ_ф = 91·19/36,4 = 47,5 %

β^кол.к_г = ε_ф · α_г / γ_ф = 91·5/36,4 = 12,5 %

29. Содержание общего магнетитового железа при флотационном обогащении

θ^отв_м = ε_хв · α_м / γ_{хв =} 15,68·19/67,2 = 4,4 %

30. Содержание общего гематитового железа при флотационном обогащении

θ^отв_г = ε_хв · α_г / γ_хв = 15,68·5/67,2 = 1,16 %

31. Выход коллективного концентрата при флотационном обогащении

γ_ф = ε_ф · α_сум / β_ф = 91·24/60 = 36,4 %

Таблица 4

Результаты расчетов основных технологических показателей можно представить в виде следующей таблицы:

Продукты обогащения

В ыход продуктов т %

С одержание железа, % В сего в т. ч. маг- гема- нети- тито- тово- вого го

И звлечение железа, % Всего маг- гема- нети- тито- тово- вого го

1-ый вариант

Магнетито-вый концен-трат	165	26,4	61	61	--	67,1	85	--
Гематитовый концентрат	40	6,4	64	-	64	17	-	81
Суммарный концентрат	205	32,8	61,5	49,2	12,3	84,05	85	81
Отвальные хвосты	420	67,2	25,2	1,5	23,7	19,6	15	17
Исходная руда	625	100	24	19	5	100	100	100

Коллективный концентрат	227,5	26,4	60	47,5	12,5	84	85	81
Отвальные хвосты	397,5	73,6	5,56	1.5	4.4	16	15	19
Исходная руда	625	100	24	19	5	100	100	100

2-ой вариант