Обогащение полезных ископаемых. Учебное пособие для выполнения домашнего задания

2.4.3 Пример расчета и выбора грохотов

На предварительное грохочение I перед средней дробилкой поступает следующая масса руды в единицу времени:

Qисх2 = 797 т/ч.

На предварительное и поверочное грохочение II перед стадией мелкого дробления поступает Qисх2 и циркулирующая нагрузка С = 135 %. Таким образом, на грохочение II перед мелким

дроблением поступает Q10 = Qисх2 + 1,35Qисх2 = 797 + 1,35 · 797 = = 1873 т/ч.

Для определения требуемых для расчета площади грохочения коэффициентов применяют ранее построенные гранулометрические характеристики. В формуле (2.2) коэффициенты K4…K6 имеют значение 1; K3 для грохочения I равен ЕI = 80 %, а для грохочения II EII = 85 %.

Удельная производительность на 1 м2 (q) определяется, исходя из размера ячейки по таблице 2.2. В примере aI = 60 мм,

aII = 15 мм, тогда qI = 46 м3/(м2·ч) и qII = 24 м3/(м2·ч). Коэффициенты K1 и K2 определяются по построенным гра-

нулометрическим характеристикам и таблицам 2.3 и 2.4.

В рассматриваемом примере на гранулометрической характеристике продукта разгрузки дробилки крупного дробления проводим перпендикуляр из точки на оси абсцисс, равной половине размера ячейки грохота до гранулометрической характеристики (см. рисунок 2.5, 2), по оси ординат определяем выход надрешетного продукта. Для грохочения I с размером ячейки грохота 60 мм, ½aI = 30 мм получаем выход надрешетного продукта 87 %, тогда содержание мелкого продукта составляет 13 %, применяя интерполяцию, для K1, учитывающего влияние мелочи в питании: β–30 = 13 % и K1 = 0,53 (см. таблицу 2.3). Для K2, учитывающего содержание в исходном материале крупных зерен, при ½aI = 30 мм получаем содержание крупного продукта 87 %, следовательно, K2 = 3 (см. таблицу 2.4).

Требуемая площадь грохочения I:

Так как установлены две дробилки среднего дробления, то принимаем к установке два грохота; требуемая площадь каждого грохота – 3,9 м2. Поскольку в приложении 3 грохота, удовлетворяющего всем условиям, с такой площадью нет, то принима-

32

ем к установке два грохота ГИТ51М (приложение 3) с площадью грохочения 7 м2, размер ячейки – 60 мм и максимальный размер куска руды в питании – 400 мм, в примере расчета D2 = 237 мм. При наличии технико-экономического сравнения схем дробления необходимо вернуться к расчету для корректировки размера отверстий в сетке грохота перед средним дроблением.

Для грохочения II с aII = 15 мм соответственно ½aII = 7,7 мм по гранулометрической характеристике разгрузки средней дробилки выход крупного продукта составит γ+ = 75% и мелочи γ– = 25 % (см. рисунок 2.6, 1), тогда, применяя интерполяцию, K1, учитывающий влияние содержания мелочи в исходном питании, равен 0,7 (см. таблицу 2.3); содержание крупного класса в исходном материале определяют по гранулометрической характеристике разгрузки среднего дробления, при ½aII = 7,7 мм оно составляет 75 % (см. рисунок 2.6, 1), после интерполяции получаем K2 = 1,88 (см. таблицу 2.4).

Требуемая площадь грохочения II:

Поскольку установлено четыре дробилки мелкого дробления, то площадь грохочения одного грохота составляет

9,96 м2. Принимаем четыре грохота ГСМТ62Б (приложение 3);

S = 9,9 м2; aII = 15 мм; Dисхмак = 120 мм (D5 = 62 мм).

Толщина слоя надрешетного продукта в разгрузочном конце грохота рассчитывается по формуле

где h – толщина слоя руды, мм;

P – масса надрешетного продукта на один грохот, т/ч; r – насыпная плотность материала, т/м3;

B – рабочая ширина грохота, м; номинальная ширина – 0,15 м;

vм – скорость движения материала по грохоту, м/с.

Для грохота с прямолинейными колебаниями (самобалансного с частотой колебаний 850…900 в минуту, с амплитудой

33

колебания рамы грохота, где крепится сетка, равной до 16 мм) скорость движения принимаем 0,20…0,23 м/с. Толщина надрешетного продукта должна быть менее 100 мм.

Для грохочения I толщина надрешетного продукта в разгрузочном конце грохота будет

Для грохочения II толщина надрешетного продукта в разгрузочном конце грохота будет

Таким образом, к установке принимаем:

-- первая стадия (крупное дробление) – одна дробилка ККД-1200;

-- вторая стадия (среднее дробление) – две дробилки КСД2200 и два грохота ГИТ51М;

-- третья стадия (мелкое дробление) – четыре дробилки КМД-2200 и четыре грохота ГСМТ62Б.

34

3 Выбор и расчет схемы измельчения

3.1 Процесс измельчения руды

Технологическое назначение операции измельчения: в наибольшей степени раскрыть минеральные ассоциации, отделить рудные минералы от нерудных и разделить рудные между собой. Наиболее часто применяют мокрое измельчение, когда на первой стадии измельчения в рудную мельницу поступает дробленая руда и вода, а выходит пульпа – механическая смесь минералов с водой. После первой стадии измельчения пульпа из мельницы поступает в зумпф, а затем в классифицирующий аппарат. Классификация позволяет выделить в слив готовый по крупности продукт, провести обезвоживание песков, которые могут быть возвращены в мельницу для измельчения (замкнутый режим) либо направлены на следующую стадию измельчения (открытый режим), пески могут поступать на гравитационное обогащение. Слив классифицирующего аппарата, содержащий раскрытые минералы и сростки минералов заданной крупности, поступают на обогащение для получения мономинеральных концентратов.

Выбор схемы измельчения зависит от крупности исходной руды, требований к крупности измельченного продукта, производительности обогатительной фабрики, физико-механических свойств руды: ее крепости, размера и вкрапленности рудных зерен.

По числу стадий измельчения различают схемы одностадиальные, двухстадиальные и трехстадиальные. Одностадиальные схемы измельчения применяют при относительно крупном конечном продукте измельчения – до 0,4…0,2 мм, что соответствует 40…60 (65) % класса –0,074 мм. При необходимости получения зерен крупностью –0,15 мм, что соответствует содержанию класса –0,074 мм более 70 %, используют двухстадиальное измельчение. Трехстадиальные схемы измельчения применяют при обогащении твердых, неравномерно и тонковкрапленных руд, когда требуется получить крупность измельченного продукта менее 0,074 мм, или 95 % и более класса –0,074 мм.

Наиболее часто применяется двухстадиальная схема измельчения. Измельчение на первой стадии обычно проводится в шаровых мельницах с разгрузкой через решетку, что дает более

35

грубый слив – 40…60 % класса –0,074 мм. Измельчение на второй стадии осуществляется в шаровых мельницах с центральной разгрузкой, что позволяет получить слив крупностью 70…85 % класса –0,074 мм.

На обогатительных фабриках при переработке алмазных или золотосодержащих руд, железорудного сырья, медно-пор- фировых руд применяются мельницы самоизмельчения или полусамоизмельчения, в которые поступает руда (–350 (500) мм) после крупного дробления, это заменяет среднее и мелкое дробление. Пульпа после ММС поступает на классификацию, пески с которой направляются в барабанные мельницы МШЦ; класс критической крупности, получаемый при ММС, направляется в дробилки, рудно-галечные или стержневые мельницы.

Операции классификации для вывода готового материала позволяют избежать переизмельчения (ошламования) руды.

Каждая шаровая мельница работает в замкнутом цикле, т.е. измельченная в мельнице руда поступает на классификацию

вгидроциклон, где делится на готовый мелкий продукт – слив и на крупный продукт – пески, возвращаемые в мельницу для доизмельчения. Пески непрерывно циркулируют из гидроциклона

вмельницу и обратно и выходят из цикла только после измельчения до требуемой крупности. Они проходят через мельницу многократно, 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. Относительная величина циркулирующей нагрузки выражается в долях единицы или процентах. На рисунке 3.1 приведены схемы измельчения в замкнутом цикле.

Циркулирующая нагрузка определяется по формуле

Величина циркулирующей нагрузки зависит от свойств руды, условий измельчения и эффективности классификации и обычно составляет 250…350 %, возможно до 500 %.

Технологическое значение циркулирующей нагрузки заключается в том, что она позволяет увеличить содержание крупного класса в мельнице, снизить переизмельчение материала и повысить производительность мельницы на 10…15 %.

36

Классификация III в г/ц

Измельчение III

вслив 85...95 % кл.–74 мкм

Рисунок 3.1 – Схемы измельчения: а – одностадиальная; б – двухстадиальная; в – трехсталиальная

Максимальная производительность мельницы достигается при заполнении ее объема на 20…25 %, поэтому при непрерывном процессе очень большие циркулирующие нагрузки приводят к уменьшению производительности мельницы вследствие переполнения мельницы пульпой.

На основании практики действующих обогатительных фабрик на первой стадии измельчения за оптимальную циркулирующую нагрузку можно принять С = 200…250 %, на второй стадии – С = 300…350 %.

Расчет мельниц проводят по удельной производительности по готовому или контрольному классу. Таким классом является класс крупности: –0,074 + 0 мм. Удельная производительность мельницы, т/(м3·ч) – количество готового класса, которое можно получить с 1 м3 объема внутреннего объема барабана мельницы в час.

В последнее время расчет и выбор мельниц проводят по Бонду, многие инжиниринговые центры имеют испытательные стенды и методики для прямого экспериментального определения индекса Бонда для руд.

3.2 Выбор и расчет оборудования для измельчения

В схемах рудоподготовки применяют барабанные мельницы. По измельчающей среде, кускам руды, поступающим на измельчение, барабанные мельницы классифицируют следующим образом (таблица 3.1).

Существует две основные методики расчета мельниц: по удельной производительности по вновь образуемому классу и по Бонду. Мельницы рассчитываются на основной рудный поток без учета циркулирующей нагрузки.

Удельная производительность по вновь образуемому классу может быть определена для руды месторождения на основании технологических исследований, а также на основании работы эталонной мельницы на обогатительной фабрике, перерабатывающей подобный тип руды.

38

Удельную производительность мельницы по вновь образуемому классу –0,074 мм мельниц (q) на действующей фабрике определяют по формуле

где Q – производительность мельницы по руде на действующей фабрике, т/ч;

bк – содержание готового класса –0,074 мм в продукте разгрузки, доли единицы;

bи – содержание готового класса –0,074 мм в исходной руде, доли единицы;

D – диаметр эталонной мельницы (работающей на действующей фабрике), м;

L – длина эталонной мельницы, м.

Содержание готового класса в исходной руде и продукте измельчения определяют по таблице 3.2. В рассматриваемом примере содержание готового класса –0,074 мм в продукте разгрузки следует принять равным содержанию в сливе гидроциклона (по заданию).

Удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу –0,074 мм на проектируемой фабрике рассчитывают по формуле

где qэт – удельная производительность эталонной мельницы по вновь образуемому классу –0,074 мм, т/(м3·ч);

Kн – коэффициент измельчаемости руды на проектируемой фабрике по отношению к руде на действующей фабрике, так как перерабатывается руда одного и того месторождения, принимаем его равным 1;

Kк – коэффициент, учитывающий разницу в крупности руды, поступающей на измельчение на действующей и проектируемой фабриках;

KD – коэффициент, учитывающий разницу в диаметре мельниц, устанавливаемых на проектируемой и действующей фабриках;

40