Добавил:

Upload Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.

Вуз:

Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС"

Предмет:

[НЕСОРТИРОВАННОЕ]

Файл:

DZ_obogaschenie.doc

Скачиваний:

Добавлен:

01.03.2025

Размер:

198.66 Кб

Скачать

☆

<<< < Предыдущая 1 2 34 / 54 5 > Следующая >>>

Выбор грохотов

Грохоты выбирают по каталогам с учетом производительности, максимального куска в питании и величины отверстий сита.

Колосниковые грохоты, устанавливаемы перед дробилками крупного дробления, изготавливаются в механических мастерских фабрики. Но в нашем случаем мы не используем такие грохоты.

На стадиях среднего и мелкого дробления устанавливаются полувибрационные или вибрационные грохоты, необходимая площадь сита находится по формуле:

, где

F – рабочая площадь сита, м²,

Q – производительность грохота, т/ч,

q – удельная производительность грохота, м³/(м²·ч),

δ=1,6 – насыпная масса материала, т/м³,

k, l m, n, p – поправочные коэффициенты, зависящие от свойств руды и условий грохота.

Соотношение между размерами отверстий грохота и шириной разгрузочного отверстия дробилки по практическим данным: при среднем дроблении – 1,5; при мелком дроблении – 3.

Если размер отверстий грохота принять равным 45 мм (1,5 · i₂), то удельная производительность грохота составит q=40 м³/(м²·ч), насыпная масса руды δ=1,6 т/м³ .

По ситовой характеристике определяем содержание в питании зерен меньше половины отверстий сита:

β^-22,5 = 11%, тогда k = 0,51,

β⁺⁴⁵ = 81%, тогда l = 2,136; для E₁=80%, m=1,35, p=1, n=1,25.

F = 1008 / (40 · 1,6 · 0,51 · 2,136 · 1,35 · 1 · 1,25) = 8,56 м²

Принимаем к установке 2 грохота ГИТ12Н (на каждую дробилку по одному грохоту).

Грохочение II:

Размер отверстий сита: (3 · i₃) 15 мм, тогда q = 23,7 м³/(м² · ч)

β^-7,5 = 11%, то k = 0,51

β⁺¹⁵ = 76%, то l = 1,82

Для Е₃ = 85%, m = 1,2, p=1, n=1,25.

F = 1008 / (23,7 · 1,6 · 0,51 · 1,82 · 1,2 · 1 · 1,25) = 19,09 м²

Принимаем к установке 6 грохотов ГИС42 (на каждую дробилку по одному грохоту).

Таким образом, для получения дробленной руды крупностью –12+0мм принимается трехстадиальная схема дробления.

Дробление осуществляется в дробилках:

I – стадия - ККД 1200/150 – 1 шт.

II – стадия - КСД 2200Т – 2 шт.

III – стадия - КМД 2200Т – 6 шт.

Грохочение:

I – стадия – ГИТ12Н – 2 шт.

II – стадия – ГИС42 – 6 шт.

Выбор схемы измельчения и расчет мельниц

Исходные данные: крупность максимального куска руды, направляемой в мельницу, равен 12мм; руда средней твердости; содержание влаги равно 3%. Необходимо обеспечить крупность измельчения, соответствующую 60% класса – 0,074мм.

Выбор схемы измельчения зависит от крупности исходного и измельченного продуктов, производительности обогатительной фабрики, физических свойств руды. По числу стадий измельчения различают схемы одностадиальные, двухстадиальные и трехстадиальные. Одностадиальные схемы измельчения применяются при относительной крупном конечном продукте измельчения (0,2-0,3мм, или 60-50% класса – 0,074мм). Для получения зерен крупностью – 0,15мм, что соответствует содержанию класса – 0,074мм более 70%, экономичнее двухстадиальное измельчение. Трехстадиальные схемы применяются на фабриках большой производительности при обогащении твердых, неравномерно- и тонковкрапленных руд, когда требуется получить 80-95% класса – 0,074мм в измельченном продукте.

Работа шаровой мельницы в замкнутом цикле с классифицирующим аппаратом (гидроциклоном) вызвана необходимостью контроля крупности измельченного продукта. При замкнутом цикле измельчения в мельнице материал поступает на классификацию в гидроциклон, где делится на готовый мелкий продукт (слив) и на крупный продукт (пески), возвращаемый в мельницу для доизмельчения. Пески непрерывно циркулируют из гидроциклона в мельницу и обратно и выходят из цикла после измельчения до требуемой крупности. Они проходят через мельницу много кратно и при установившемся режиме замкнутого цикла количество их стабилизируется. Пески, возвращаемые на измельчение, называются циркулирующей нагрузкой, которая может выражаться или абсолютной величиной – массой песков S или относительной величиной С – отношением массы песков к массе исходного материала (исходной нагрузке Q_н), т.е. С=S/Q_и и S=C*Q_и. Относительная величина циркулирующей нагрузки выражается в долях единицы или в процентах. Величина циркулирующей нагрузки зависит от свойств руды, условий измельчения и эффективности классификации и обычно составляет 250-350%. Производительность мельницы, работающей в замкнутом цикле с гидроциклоном, при постоянном давлении ее пульпой (смеси минеральных частиц и воды, в которой твердые частицы находятся во взвешенном состоянии) пропорциональна содержанию в ней зерен крупного класса. Следовательно, технологическое значение циркулирующей нагрузки заключается в том, что она позволяет увеличить содержание крупного класса в мельнице, снизить переизмельчение материала и повысить производительность мельницы.

По заданию крупность слива классификации, идущего на флотацию, должна быть равной 60% класса – 0,074 мм. Для получения материала данной крупности с учетом крупности начального продукта, равной 12 мм, применяется одностадиальная схема измельчения. Расчет мельниц ведется по удельной производительности по вновь образованному расчетному классу (обычно – 0.074 мм). Производительность мельницы определяется по формуле:

Q=(V*q)/ (β_k-β_и),

Где Q – производительность мельницы, т/ч; V – объем мельницы, м³; q – удельная производительность мельниц по классу – 0.074 мм, т/м³*ч; β_к – содержание класс – 0.074 мм в продукте измельчения, в соответствии с заданием β_к =60%; β_н – содержание класса -0.074 мм в исходном продукте принимается равным 6%.

Удельная производительность проектируемой мельницы (шаровой) по вновь образованному классу определяется по формуле:

q = q₁ · K_U · K_T · K_K · K_D

q, q₁ – удельная производительность соответственно проектируемой и действующей (работающей) мельницы по классу – 0,074 мм.

K_U, K_T, K_K, K_D – коэффициенты, учитывающие различие в измельчаемости руды, типе мельницы, крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и проектируемой обогатительных фабриках, а также различие в диаметре барабанов мельниц.

K_U = K_T = 1

Во избежание получения большого количества шламов в первой стации измельчения устанавливается стержневая с разгрузкой через решетку

За работающую мельницу принимается мельница МШР–3,2–3,1, у которой удельная производительность по вновь образованному классу равна q₁ = 1,03 т/м³ч.

1вариант:

Принимаются к установке мельницы типа МШЦ – 4,0 – 5,5 с объемом 60 м³.

Определяются значения коэффициента К_к.

К_К = m_пр / m_р,

где m_пр – относительная производительность мельницы по расчетному классу руды, проектируемой к обработке, при заданной крупности исходного и конечного продуктов; m_р – то же для руды, перерабатываемой на действующей фабрике при той крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике.

По таблицам находим: m_пр = 0,92; m_р = 0,92

К_К = 0,92 / 0,92 = 1

Значение коэффициента К_д подсчитываем по формуле:

К_D = ((D_пр – 0,15) / (D_Р – 0,15)) ^ 0,5,

где D_пр, D_Р – диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельницы.

К_D = ((4,0 – 0,15) / (3,2 – 0,15)) ^ 0,5 = 1,12

q = 1,03 · 1 · 1 · 1 · 1,12 = 1,15 т/м³ч

Часовая производительность отделения измельчения:

Q = 16500 / 24 = 678.5 т/ч

Общий объем мельницы, необходимый для измельчения руды от начальной крупности 12 мм до конечной крупности 60 % класса – 0,074 мм:

V = Q · (β_K – β_И) / q

β_K – содержание класса – 0,074 мм в продукте измельчения, в соответствии с заданием β_K=60%.

Β_И – содержание класса – 0,074 мм в исходном продукте. По таблице, β_И = 6%

V = 318.6 м³

Определяем количество мельниц, необходимое для измельчения руды:

V_I = 318,6 / 60 = 5,31 (МШЦ – 4,0 – 5,5 имеет объем 60 м³)

2 вариант:

Принимаются к установке мельницы типа МШЦ – 3,2 – 4,5 с объемом 32 м³.

Определяются значения коэффициента К_к.

К_К = m_пр / m_р,

По таблицам находим: m_пр = 0,92; m_р = 0,92

К_К = 0,92 / 0,92 = 1

Значение коэффициента К_д подсчитываем по формуле:

К_D = ((D_пр – 0,15) / (D_Р – 0,15)) ^ 0,5,

где D_пр, D_Р – диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельницы.

К_D = ((3,2 – 0,15) / (3,2 – 0,15)) ^ 0,5 = 1

q = 1,03 · 1 · 1 · 1 · 1 = 1,03 т/м³ч

Часовая производительность отделения измельчения:

Q = 16500 / 24 = 678.5 т/ч

V = Q · (β_K – β_И) / q

β_K – содержание класса – 0,074 мм в продукте измельчения, в соответствии с заданием β_K=60%.

Β_И – содержание класса – 0,074 мм в исходном продукте. По таблице, β_И = 6%

V = 355,7 м³

Определяем количество мельниц, необходимое для измельчения руды:

V_I = 355,7 / 32 = 11,12 (МШЦ – 43,2 – 4,5 имеет объем 32 м³)

3 вариант :

Принимаются к установке мельницы типа МШЦ – 3,6 – 5,5 с объемом 49 м³.

К_К = 0,92 / 0,92 = 1

Значение коэффициента К_д подсчитываем по формуле:

К_D = ((D_пр – 0,15) / (D_Р – 0,15)) ^ 0,5,

где D_пр, D_Р – диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельницы.

К_D = ((3,6 – 0,15) / (3,2 – 0,15)) ^ 0,5 = 1,06

q = 1,03 · 1 · 1 · 1 · 1,06 = 1,09 т/м³ч

Часовая производительность отделения измельчения:

Q = 16500 / 24 = 678.5 т/ч

V = Q · (β_K – β_И) / q

β_K – содержание класса – 0,074 мм в продукте измельчения, в соответствии с заданием β_K=60%.

Β_И – содержание класса – 0,074 мм в исходном продукте. По таблице, β_И = 6%

V =336,14 м³

Определяем количество мельниц, необходимое для измельчения руды:

V_I = 336,14 / 49 = 6,86 (МШЦ – 3,6 – 5,5 имеет объем 49 м³)

4 вариант:

Принимаются к установке мельницы типа МШЦ – 4,5 – 6,0 с объемом 82 м³.

К_К = 0,92 / 0,92 = 1

Значение коэффициента К_д подсчитываем по формуле:

К_D = ((D_пр – 0,15) / (D_Р – 0,15)) ^ 0,5,

где D_пр, D_Р – диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельницы.

К_D = ((4,5 – 0,15) / (3,2 – 0,15)) ^ 0,5 = 1,19

q = 1,03 · 1 · 1 · 1 · 1,19 = 1,23 т/м³ч

Часовая производительность отделения измельчения:

Q = 16500 / 24 = 678.5 т/ч

V = Q · (β_K – β_И) / q

β_K – содержание класса – 0,074 мм в продукте измельчения, в соответствии с заданием β_K=60%.

Β_И – содержание класса – 0,074 мм в исходном продукте. По таблице, β_И = 6%

V =297,9 м³

Определяем количество мельниц, необходимое для измельчения руды:

V_I = 297,9 / 82 = 3,63 (МШЦ – 4,5 – 6,0 имеет объем 82 м³)

Тип мельницы	Кол-во, шт	Диаметр/ Длина, м	Мощность, кВт	Рабочий Объем,м³	Масса, т	Цена, тыс.руб.
МШЦ-4,0-5,5	6	4/5,5	2000*6= 12000	60	248*6= 1488	168,2*6= 1009,2
МШЦ-3,2-4,0	12	3,2/4,0	900*12= 10800	32	137*12= 1644	102*12= 1224
МШЦ-3,6-5,5	7	3,6/5,5	1250*7= 8750	49	159*7= 1113	108,4*7= 758,8
МШЦ-4,5-6,0	4	4,5/6,0	2500*4= 1000	82	310*4= 1240	215,5*4= 862

По данным из таблицы видно, что наиболее выгодным выбором является семь мельниц типа МШЦ-3,6-5,5 с рабочим объемом 49 м³

Выбор и расчет гидроциклонов

На обогатительных фабриках в последние годы классификацию измельченного продукта осуществляют в гидроциклонах, которые по сравнению с механическими классификаторами обладают рядом преимущества: занимают во много раз меньшую площадь, имеют большую производительность, так как классификация происходит в центробежном поле, создаваемом в результате вращения пульпы благодаря тангенциальной подаче питания и осевой разгрузке продуктов.

Определяем минутный дебит пульпы, т.е. объем пульпы, проходящий через гидроциклон в минуту:

V_м=Q*(R+1/δ)/1440,

где V_м – минутный дебит пульпы, м³/мин; δ –плотность руды, принимается равной 2,7 т/м³; Q – производительность гидроциклона, т/сут.; R – отношение Ж:Т в питании гидроциклона .

В измельчении содержание твердого в питании гидроциклонов 60%

Производительность отделения измельчения –678,5 т/ч

Циркулирующая нагрузка в классификации – 300%

На операцию классификации в первой стадии измельчения поступает:

Q = (400 · 678,5) / 100 = 2714 т/ч = 65136 т/сут

Минутный дебит пульпы:

V_M = (Q · (R + 1/δ)) / 1440

Q – производительность гидроциклона, т/сут.

δ – плотность пульпы (2,7 т/м³).

R – отношение Ж:Т в питании гидроциклона

V_M = (65136 · (1,5 + 1 / 2,7)) / 1440 = 45,23 м³/мин = 2714,1 м³/ч

Минутный дебит пульпы для одной мельницы составит 45,23 / 7 = 6,46 м³/мин, или 387,6 м³/ч.