Обогащение полезных ископаемых. Учебное пособие для выполнения домашнего задания

KТ – коэффициент, учитывающий разницу в типе мельницы, устанавливаемой на проектируемой фабрике по отношению к типу мельниц на действующей фабрике.

Если на действующей и проектируемой фабриках устанавливаются мельницы одного типа – с центральной разгрузкой, то KТ = 1,0. При переходе от мельниц с центральной разгрузкой к мельницам с разгрузкой через решетку KТ = 1,15, при обратном переходе KТ = 0,85. Мельницы с разгрузкой через решетку имеют производительность на 10…15 % выше, чем мельница с центральной разгрузкой, поэтому происходит изменение коэффици-

ента KТ.

Коэффициент Kк, учитывающий разницу в крупности руды, поступающей на измельчение на действующей фабрике и на проектируемой, определяется по формуле

где mпроект – значение относительной производительности мельницы по вновь образуемому классу –0,074 мм для проектируемой фабрики;

mэт – значение относительной производительности мельницы по исходной крупности материала.

Значения относительной производительности мельницы по вновь образуемому классу –0,074 мм зависят от крупностей исходного материала и конечного продукта.

Показатели (m) определяются по таблице 3.3, где учитывается разница в крупности руды на эталонной фабрике и проектируемой, поступающей после дробления. Если данные задания попадают между приведенных значений, то проводят интерполяцию.

Коэффициент KD определяется по формуле

где Dпр и Dэт соответственно диаметры барабанов мельниц, проектируемых к установке, и работающих (эталонных) мельниц, м;

0,15 – толщина футеровки внутреннего барабана, м.

41

Таблица 3.3 – Значение относительной производительности мельниц m по вновь образуемому классу –0,074 мм

в зависимости от крупности исходного и конечного продуктов для средних (типа медных порфировых) руд

По технико-экономическим условиям к установке принимают минимальное число мельниц, и поэтому коэффициент KD подсчитывается для трех мельниц наибольшего диаметра. Минимальное число мельниц требует меньших производственных площадей, т.е. сокращаются капитальные затраты, меньшего количества вспомогательного оборудования, вспомогательных материалов, что обеспечивает сокращение капитальных и эксплуатационных затрат.

Зная удельную производительность эталонной мельницы и значение коэффициентов, можно определить удельную производительность мельниц на проектируемой фабрике. Так как сравниваются три мельницы, то получаем три значения удельной производительности.

Определяем производительность мельниц по руде по фор-

где q – удельная производительность мельницы на проектируемой фабрике, т/(м3·ч);

V – объем мельницы, м3;

bк – содержание класса –0,074 мм в готовом продукте (слив гидроциклона), доли единицы;

bн – содержание класса –0,074 мм в исходной руде, доли единицы.

Определяем расчетное число мельниц для трех сравниваемых вариантов по формуле

42

где Qз.п – требуемая производительность мельниц главного корпуса по руде, т/ч;

Qм – производительность проектируемой мельницы, т/ч.

3.3 Выбор и расчет оборудования для классификации

3.3.1 Оборудование для классификации

Основные аппараты, которые применяют для мокрой классификации – спиральные классификаторы, напорные гидроциклоны, вибрационные грохоты мокрого тонкого грохочения.

Спиральные классификаторы, которые по сравнению с гидроциклонами расходуют меньше электроэнергии, могут классифицировать более крупный материал, имеют более длительные межремонтные периоды, используют в компоновке с мельницами самоизмельчения (ММС) либо полусамоизмельчения с добавкой шаров 4…8 (15) %. Основные недостатки механических классификаторов – высокая стоимость и большие габаритные размеры, их установка увеличивает капитальные затраты на оборудование и строительство зданий обогатительной фабрики. По этой причине спиральные классификаторы вытесняются грохотами и гидроциклонами.

При малой производительности обогатительной фабрики на первой стадии измельчения применяют стержневые мельницы в открытом цикле, которые препятствуют переизмельчению руды и принимают кусок руды 40…18 мм. Слив стержневой мельницы первой стадии на ряде фабрик поступает в гидроциклон. На горловине мельницы устанавливается бутара для выделения крупного материала в питании, направляемом в гидроциклоны.

Однако при сочетании ряда условий установка спиральных классификаторов может оказаться более экономичной. К этим условиям относятся умеренные размеры мельницы, позволяющие сопрягать с мельницей один спиральный классификатор, необходимость классификации крупного и абразивного

43

материала: высокая стоимость электроэнергии, ограниченные возможности применения износоустойчивых материалов для сменных частей центробежных насосов и гидроциклонов.

Роль спирального классификатора в этом случае должна сводиться лишь к выделению из питания гидроциклона наиболее крупных песков, направленных непосредственно в шаровую мельницу. Чтобы уменьшить размеры механического классификатора, слив следует получать по возможности грубым (–0,6…–0,8 мм, что соответствует менее 35 % класса –0,074 мм) при плотности, соответствующей максимальной производительности классификатора.

Во всех других случаях нужно отдать предпочтение гидроциклонам. Спиральные классификаторы, установленные для выделения самых крупных классов перед гидроциклонами, называют скальпирующими.

3.3.2 Выбор и расчет гидроциклонов

Гидроциклоны – основные аппараты для гидравлической классификации, используемые на обогатительных фабриках. На ряде обогатительных фабрик по обогащению железистых кварцитов, редкометальных руд устанавливают грохоты тонкого грохочения, в частности «Дерикк», которые более четко классифицируют зерна по размеру. Наиболее часто классификацию измельченного материала осуществляют в гидроциклонах, которые по сравнению с механическими классификаторами обладают рядом преимуществ: занимают во много раз меньшую площадь и имеют большую производительность, так как классификация происходит в центробежном поле, которое создается в результате вращения пульпы благодаря тангенциальной подаче пульпы под давлением и осевой разгрузке продуктов. Недостатки гидроциклонов – большой расход электроэнергии и склонность к забиванию.

В таблице 3.4 приведены ориентировочные данные для выбора гидроциклонов.

Гидроциклоны имеют угол конусности 20°, при малых типоразмерах угол конусности – 10°. Из-за высокой абразивности твердой фазы пульпы гидроциклоны изнутри имеют футеровку. Гидроциклоны выпускают со спиральным вводом питания (допускается тангенциальный) с левым расположением ввода питания и сливом через патрубок или камеру.

44

Объемная производительность гидроциклонов определяется по эмпирической формуле

где Q – объемная производительность гидроциклона с учетом циркулирующих песков (при работе гидроциклона в замкнутом цикле с мельницей), м3/ч;

Kα – поправочный коэффициент на угол конусности,

Kα20град = 1;

KD – поправочный коэффициент на диаметр гидроциклона (таблица 3.5);

dпит и dсл – диаметры патрубков, соответственно эквивалентного питающего и сливного, м;

P – давление на входе в гидроциклон, МПа (0,1 МПа).

Таблица 3.5 – Значение поправочного коэффициента (KD) на диаметр гидроциклона

Число гидроциклонов определяется, исходя из требуемой производительности, т.е. объема пульпы, выходящей из мельницы с учетом циркулирующей нагрузки.

Объем пульпы в единицу времени, поступающей из мельницы на классификацию, определяется по формуле

где Q – производительность по исходной руде, т/ч; C – циркулирующая нагрузка, доля единицы;

r – плотность руды, т/м3; Wводы – объем воды, м3.

Расход воды определяется по формуле

где R – разжижение.

Разжижение показывает удельный расход воды в операции, связано с содержанием твердого соотношением

46

При расчете принять разжижение на первой стадии классификации 1,5 (40 % твердого), на второй стадии – 2 (33% твердого), на третьей – 2,5 (29 % твердого).

Число гидроциклонов определяется по формуле

где Vпульпы – исходное количество руды, поступающее на классификацию, м3/ч;

Vг/ц – производительность гидроциклона, м3/ч.

Необходимо стремиться к установке меньшего числа гидроциклонов. Причем на первую стадию классификации ставят гидроциклоны большего диаметра, на вторую стадию классификации – гидроциклоны меньшего диаметра, так как гидроциклоны меньшего диаметра дают более тонкий слив. Каждая мельница на любой стадии измельчения работает со своими гидроциклонами, поэтому расчетное число гидроциклонов делят на число мельниц; обязательно предусматривают запасные гидроциклоны (25…40 % от рабочих аппаратов).

Выбранный по расчету гидроциклон проверяют на номинальную крупность в сливе, а также на пропускную способность песковой насадки.

Выбранный по расчету гидроциклон проверяют на номинальную крупность в сливе, под номинальной крупностью слива понимается, что 95 % частиц слива будут иметь крупность меньше заданной, которая определяется по таблице 3.7:

где D, dсл, dпес – диаметр соответственно гидроциклона, сливного и пескового патрубков, см;

47

bтвисх – содержание твердого в питании гидроциклона, %;

KD – поправочный коэффициент (см. таблицу 3.5); Р0 – давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

r, r0 – объемная плотность твердой и жидкой фаз соответственно, г/см3.

Содержание твердого в питании гидроциклона bтвисх принимают по расчету водно-шламовой схемы либо на основе принятой в задании R.

Затем необходимо определить удельную производительность гидроциклона по пескам q, проходящим через песковую насадку выбранного диаметра dпес:

Нормируемая удельная производительность гидроциклона составляет 5 103…2,5 104 т/(ч·м2), или 0,5…2,5 т/ч на 1 см2 его площади.

Необходимо отметить, что через песковую насадку проходит не вся пульпа, а только принятая циркулирующая нагрузка. Если удельная производительность по пескам не входит в указанный интервал значений, следует принять новую насадку и проверить номинальную крупность слива при новом диаметре песковой насадки dпес.

3.4 Примеры расчета мельниц и гидроциклонов

3.4.1 Пример расчета мельниц по удельной производительности по вновь образуемому классу

Задание. Выполнить расчет мельниц для измельчения руды: крупность руды в питании –15 мм; содержание класса –0,074 мм в сливе мельницы принять 60 %.

Данная крупность в сливе достигается при одностадиальной схеме измельчения (см. рисунок 3.1), к установке принимаются шаровые мельницы с разгрузкой через решетку (МШР).

48

В качестве эталонной мельницы следует принять мельницу МШР 3600×4000, Q = 80 т/ч, максимальный размер куска руды, поступающий в мельницу – 20 мм (bи = 0,06, таблица 3.2), крупность измельченного продукта – 60 % класса –0,074 мм (эталонная мельница принимается одна для всех вариантов заданий).

1 Производительность главного корпуса по измельчительному оборудованию рассчитываем по формуле (1.5) с данными таблицы 1.4 при диаметре барабана мельниц 3600…4500 мм.

2 Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу –0,074 мм мельниц на действующей фабрике (все варианты заданий используют одну эталонную мельницу) (см. формулу (3.2)):

Удельная производительность эталонной мельницы или мельницы, работающей на действующей фабрике, составляет 1,16 т/(м3·ч).

3 Определяем удельную производительность проектируемых мельниц по вновь образуемому классу –0,074 мм на проектируемой фабрике (см. формулу (3.2)).

Принимаем, что тип руды тот же, тогда Kн = 1. Коэффициент Kк, учитывающий разницу в крупности руды, поступающей на измельчение на действующей фабрике и на проектируемой, рассчитывается по формуле (3.3).

Определяем значение mпроект для проектируемых условий: крупность исходного продукта – d = 15…0 мм, содержание класса –0,074 мм в конечном продукте составляет 60 %.

Для крупности исходного продукта 10…0 мм в таблице 3.3 указаны значения m при измельчении до 60 % класса –0,074 мм (m10_60% = 1), для крупности исходного материала 20…0 мм соответственно указаны m20_60% = 0,92. Интерполируем для крупности исходного материала d = 15…0 мм, так как это значение попадает в середину интервала 10…0 мм и 20…0 мм, следовательно, для m можно взять среднее и таким образом:

49

= 0,92+1 =

mпроект 2 0,96.

В случае когда в задании значение содержания класса –0,074 мм в конечном продукте попадает между указанными в таблице значениями, проводят интерполяцию.

Определяем значение mэт для условий измельчения действующей мельницы: крупность исходного продукта 20…0 мм, содержание класса –0,074 мм в конечном продукте – 60 %, тогда mэт = 0,92 (так как эталонная мельница во всех вариантах одна, то данный показатель одинаковый для всех вариантов).

Получаем для примера: Kк = mпроект = 0,96 =1,04 . mэт 0,92

Поскольку тип мельницы не меняется, то Kт = 1.

Для расчета KD выбираем из каталога три мельницы (приложение 4):

1)МШР 3600×5000;

2)МШР 4000×5000;

3)МШР 4500×5000.

Эталонная мельница – МШР 3600×4000. По формуле (3.4):

Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу по формуле (3.2):

1)qпр1 =qэт Kн Kк KD KT =1,16 1 1,04 1 1=1,2 т/(м3·ч);

2)qпр2 =qэт Kн Kк KD KT =1,16 1 1,04 1,06 1=1,28т/(м3·ч);

3)qпр3 =qэт Kн Kк KD KT =1,16 1 1,04 1,12 1=1,35 т/(м3·ч).

50