Обогащение полезных ископаемых. Учебное пособие для выполнения домашнего задания

Определяем производительность мельниц по руде по формуле (3.5). Объемы трех мельниц для сравнения берем из каталога, в данном учебном пособии из приложения 4:

1) МШР 3600×5000, V = 45 м3:

2) МШР 4000×5000, V = 55 м3:

3) МШР 4500×5000, V = 68 м3:

Определяем расчетное число мельниц для трех сравниваемых вариантов по формуле (3.6):

1) МШР 3600×5000:

n =104523 =5;

2) МШР 4000×5000:

n =135523 =3,8;

3) МШР 4500×5000:

n =177523 =3.

Полученное число мельниц округляем до целого числа в большую сторону и выбираем вариант с меньшим числом мельниц, но не меньше двух, хотя, может быть, вариант с большим числом мельниц по их суммарной массе, мощности и стоимости будет более выгодным. Но все же следует остановиться на меньшем числе мельниц наибольшего размера, потому что при этом будет большая экономия на объеме здания, других капитальных затратах на вспомогательное оборудование и эксплуатационных

51

расходах. В таблицу 3.6 заносим данные для сравнения вариантов установки мельниц.

Таблица 3.6 – Сравнение вариантов установки мельниц

Установка четырех мельниц МШР 4000×5000 более экономична, но с учетом тренда на установку большеобъемного оборудования, принимаем к установке три рабочие мельницы МШР 4500×5000.

Если схема измельчения принята двух-, трехстадиальная, а крупность промежуточных продуктов неизвестна, то после определения удельной производительности на проектируемой фабрике определяют общий объем мельниц первой и второй (третьей) стадии по формуле

где Q1 – заданная часовая производительность по исходной руде после дробления, т/ч;

bк – заданная конечная крупность измельчения руды по классу –0,074 + 0 мм, доли единицы;

bисх – содержание материала крупностью –0,074 мм в исходной руде, поступающей после дробления, доли единицы, из задания dмак далее см. по таблице 3.2;

qпр – удельная производительность мельницы на проектируемой фабрике.

Получив общий объем мельниц, необходимо каждый объем разделить пополам при двухстадиальном измельчении (на 3 при трехстадиальном измельчении) (см. рисунок 3.1), приняв, что объем измельчения первой и второй (третьей) стадии измельчения равны. По полученным значениям объема из каталога выбирают минимальное количество мельниц на первой и второй (третьей) стадиях измельчения, причем к установке необходимо принять на первой стадии измельчения мельницы МШР, а на

52

второй (третьей) стадии – мельницы МШЦ). На каждой стадии измельчения желательно принимать не менее двух мельниц.

3.4.2 Пример расчета гидроциклона для работы в замкнутом цикле с шаровой мельницей

Исходные данные. Одностадиальная схема измельчения (см. рисунок 3.1, а), требуемое заданием содержание контролируемого класса –0,074 мм в сливе составляет 60 %; плотность твердого r = 3 г/см3; циркулирующая нагрузка С = 200 %.

Сравниваем три типоразмера гидроциклонов: с диаметром

1400, 1000 и 750 мм. Из таблицы 3.5 принимаем dсл, dпит, dпес и давление пульпы на входе в гидроциклон.

1 Определяем объем пульпы, поступающий на классификацию в операцию:

= 523+2 523 +(523+2 523) 1,5 = 2877 м3/ч. 3

2 Определяем номинальную крупность слива и граничную крупность зерна, которое распределяется по продуктам, как вода.

По таблице 3.7 определяем номинальную крупность.

Таблица 3.7 – Зависимость между содержанием контролируемого класса –0,074 мм и номинальной крупностью в сливе мельниц и классификатора

Исходя из заданного содержания 60 % класса –0,074 мм, по таблице 3.7 dн = 0,24 мм, или 240 мкм.

Размер зерна в сливе составит

d =0,15dн =0,15 0,24 =0,036 мм, или 36 мкм.

3 Подберем размер гидроциклона по номинальной крупности слива 0,24 мм (240 мкм). Это гидроциклон либо с Dг/ц = 710 мм, либо с Dг/ц = 1000 мм, либо с Dг/ц = 1400 мм (см.

53

таблицу 3.4). Каждая мельница работает со своими гидроциклонами.

Определяем ориентировочную производительность одного гидроциклона с Dг/ц = 710 мм, приняв условно давление на входе 0,1 МПа (1 кгс/см2) и из таблицы 3.4 принимаем стандартные диаметры: dпит = 150 мм; dсл = 200 мм. Производительность гидроциклона с Dг/ц = 710 мм:

Qг/ц =3KL KD dпит dсл P0 =3 1 0,95 15 20 0,1 =270 , м3/ч.

Следовательно, для заданной производительности необходимое число гидроциклонов определяют по формуле

Dг/ц = 1000 мм. Примем по таблице 3.4 стандартные размеры: dпит = 210 мм; dсл = 250 мм;

Qг/ц =3KL KD dпит dсл P0 =3 1 0,91 21 25 0,1 =454 , м3/ч.

Для заданной производительности находим необходимое число гидроциклонов:

n = 2877454 =6,3 6.

Принимаем к установке по два рабочих гидроциклона с Dг/ц = 1000 мм на каждую мельницу, если ранее по расчету выбрано три мельницы.

Определим сколько потребуется гидроциклонов с Dг/ц = 1400 мм. Примем по таблице 3.4 стандартные размеры: dпит = 300 мм; dсл = 380 мм:

Qг/ц =3KL KD dпит dсл P0 =3 1 0,91 30 38 0,1 =984 , м3/ч.

54

Для заданной производительности находим необходимое число гидроциклонов:

n = 2877984 =2,3 3 .

Таким образом, необходимо к установке принять по одному рабочему гидроциклону с Dг/ц = 1400 мм на каждую мельницу, если ранее по расчету выбрано три мельницы. Поскольку необходимо принять по одному запасному гидроциклону к каждому работающему в цикле с мельницей, что приведет к удвоению числа гидроциклонов, то от этого варианта следует отказаться.

4 Проверяем нагрузку гидроциклона с Dг/ц = 710 мм по пескам при диаметре песковой насадки dпес = 150 мм, значит, площадь сечения насадки Н = 177 см2. Требуемая производительность по пескам – 1046 т/ч; число гидроциклонов – 10 шт., производительность на один гидроциклон – 104,6 т/ч.

Удельная нагрузка составит

qпес = QHпес =104,6177 =0,59 , т/(см2·ч).

Производительность по пескам соответствует рекомендуемому диапазону 0,5…2,5 т/(см2·ч).

Проверяем нагрузку гидроциклона с Dг/ц = 1000 мм по пескам при диаметре песковой насадки dпес = 210 мм и сечении Н = 346 см2. Если принято шесть рабочих гидроциклонов, удельная нагрузка по пескам на один гидроциклон составит

=174,3 =

qпес 346 0,5 т/(см2·ч).

Входит в рекомендуемый диапазон.

5 Определяем достаточное давление на входе гидроциклона Dг/ц = 1000 мм из формулы (3.14), объемная производительность в правой части корректируется на количество гидроциклонов, принятых к установке:

3 1 0,91 21 25 Р0 =479.

Следовательно, Р0 = 0,112 МПа (1,12 кгс/см2).

55

6 Определяем номинальную крупность слива, которую может обеспечить выбранный гидроциклон, по формуле (3.5).

6.1 Определяем выход слива (частный):

6.2 Определяем содержание твердого в сливе по формуле

По таблице 3.8 находим содержание твердого в песках по содержанию контролируемого класса (–0,074 мм) в сливе.

Таблица 3.8 – Содержание контролируемого класса в сливе и содержание твердого в песках гидроциклона

Определяем содержание твердого в исходном продукте, исходя из баланса по твердому в операции классификации. Выход слива – 33 %, выход песков 100 – 33 = 67 %. Из баланса содержания твердого в продуктах определяем содержание твердого в исходном продукте:

γисх·bтвисх = γсл·bтвсл + γпес·bтвпес ;

56

Затем рассчитываем номинальную крупность зерна в сливе:

Полученное значение крупности меньше, чем заданное dн = 0,24 мм (240 мкм), гидроциклон Dг/ц = 1000 мм обеспечит нужную крупность слива.

К установке принимаются по два рабочих гидроциклона Dг/ц = 1000 мм, работающих в замкнутом режиме с мельницами МШР 4500×5000 (к установке принято три мельницы), и по одному запасному гидроциклону. Результаты расчета представляют в табличной форме (таблица 3.9).

Таблица 3.9 – Гидроциклоны, принятые к установке

57

4 Расчет баланса металлов и качественно-количественной схемы флотации

Из задания известны технологические показатели – исходное содержание целевого компонента (α), содержание целевого компонента в концентратах (β) и извлечение целевого компонента в концентраты (ε) и схема.

Качественно-количественная схема рассчитывается по первому компоненту, но баланс металла определяется в зависимости от задания по одному либо двум компонентам.

Производительность главного корпуса принимают по измельчительному оборудованию. В задании производительность обогатительной фабрики – 4 млн т/г. Производительность главного корпуса по измельчительному оборудованию рассчитываем по формуле (1.5) с данными таблицы 1.4 при диаметре барабана мельниц 3600…4500 мм:

58

Рассчитать баланс меди при обогащении медно-порфиро- вой руды. Исходное содержание меди – 0,5 % (αCu = 0,5 %). В результате флотационного обогащения по схеме, представленной на рисунке 4.1, получен медный концентрат с содержанием меди 18 % (β3 = 18 %) при извлечении меди в медный концентрат ε3 = 92 %.

Расчет баланса выполняется в табличной форме, заданные содержания меди в медном концентрате, в исходной руде и извлечение меди в медный концентрат выделены жирным шрифтом. Исходные данные вносят в таблицу 4.1.

Таблица 4.1 – Баланс металла

Определим потери меди с хвостами:

εисх = εк-т + εхв-ты, или 100 = 92 + εхв-ты, следовательно, εхв-ты = 100 – 92 = 8 %.

Определяется выход медного концентрата (γк-т):

γк т = eкbт a = 92 0,5 =2,56%.

к т 18

Тогда из баланса массы продуктов:

γисх = γк-т + γхв-ты, или 100 = 2,56 + γхв-ты,

следовательно, γхв-ты = 100 – 2,56 = 97,44 %.

Содержание меди в хвостах рассчитаем, исходя из выражения ε·α = γ·β:

bхв ты (ϑ) = eхвγ ты a = 8 0,5 =0,04%. хв ты 97,44

Проверим баланс по ценному компоненту:

γисх · α = γк-т · βк-т + γхв-ты · βхв-ты;

100 · 0,5 = 2,56 · 18 + 97,44 · 0,04.

59

После округления чисел до целых:

50 = 50.

Затем определяем часовую производительность по полученным продуктам – медному концентрату и хвостам.

Производительность по медному концентрату:

Производительность по хвостам:

Qхв = 416,7 – 10,7 = 406 т/ч.

Расчет качественно-количественной схемы флотации монометаллической руды. Технологические показатели по исходному и конечному продуктам из рассчитанного баланса металла (см. таблицу 4.1) переносятся на схему (рисунок 4.2).

Рисунок 4.2 – Схема с расчетными и назначенными технологическими показателями

Назначаются содержания в продуктах флотации. При назначении содержания металла в продуктах разделения следует пользоваться допустимыми значениями степени обогащения

(степени концентрации K = β/α или K = βвых/βвх), которые могут быть достигнуты на различных операциях флотации. Сте-

пень обогащения в основных операциях флотации составляет 5…20 (при расчете принципиальных схем флотации руд редких

60