Аннотация

В объяснительной записке к дипломному проекту охарактеризованы: минерально-сырьевая база, вещественный состав железосодержащих руд, готовая продукция предприятия, атак же рассмотрен опыт работы фабрик по обогащению исследуемых руд. В результате была выбрана технологическая схема, принятая за основу припроектировании обогатительной фабрики, а так же посчитаны основные технологические показатели и выбрано необходимое оборудование.

В специальной части дипломного проекта рассмотрены вопросы уменьшения содержания серы в готовом железорудном концентрате с целью повышения качества товарного концентрата. Так же рассмотрены вопросы техники безопасности, охраны окружающей среды, энергообеспечения, автоматизации, экономики и менеджмента проектируемой фабрики.

Пояснительная записка выполнена на 120 листах, содержит 50 таблиц и 8 рисунков. Графическая часть проекта выполнена на 6 листах формата А1 с помощью программы Компас версии 10 и содержит: совмещенную качественно-количественную и водно-шламовую схему; схему цепи аппаратов; генеральный план фабрики; план и разрез главного корпуса, а так же таблицу сравнения технико-экономических показателей.

ВВЕДЕНИЕ

Минерально-сырьевая база твердых полезных ископаемых Северо-Западного федерального округа, учитывая ее состав и степень освоения, продолжает играть существенную роль в экономике округа и в значительной мере определяет перспективы его развития. Округ обладает развитой горно-добывающей промышленностью, которая наращивает свою ресурсную базу, добычу и переработку важнейших видов твердых полезных ископаемых.

На территории Северо-Западного федерального округа действует более 20 крупных горно-добывающих предприятий. Все предприятия горнопромышленного комплекса области являются градообразующими, поэтому их финансовое положение в значительной мере определяет уровень и состояние производственной и социальной инфраструктуры, а также занятость, обустройство и благосостояние населения районов их расположения.

В данной пояснительной записке будут представлены данные по расчётам проектирования обогатительной фабрики по переработке комплексных руд ковдорского месторождения. За аналог предприятия взят АО «Ковдорский ГОК», разрабатывающее открытым способом месторождение комплексных бадделеит-апатит-магнетитовых руд. Ковдорский ГОК - крупное и градообразующее предприятие в городе Ковдоре Мурманской области.Второй по объёмам добычи производительапатитового концентрата в России и единственный в мире производительбадделеитовогоконцентрата, крупный производительжелезорудногоконцентрата.

Целью дипломного проектирования является на основе анализа существующей технологии и организации производства выявить возможности внедрения нового оборудования, которое позволит улучшить технико-экономические показатели.

1. Общая часть

1.1 Характеристика минерально-сырьевой базы

Ковдорское комплексное бадделеит-апатит-магнетитовое месторождениеоткрыто в 1933 году одновременно с самим массивом, а в 1962 году вступил в строй Ковдорский горно-обогатительный комбинат, выпускавший магнетитовый концентрат для Череповецкого металлургического завода. До 1975 года из его руд извлекался только магнетит, хотя параллельно велись исследования по разработке эффективной технологии попутного извлечения апатита и бадделеита. Эти исследования оказались успешными, и в настоящее время Ковдорский комбинат является крупным многопрофильным предприятием, на котором работают почти 5000 человек, выпуская, помимо магнетитового, ещё апатитовый и бадделеитовый концентраты.

1.1.1 Характеристика месторождений

Разработка комплексного магнетит-апатит-бадделеитового месторождения ведётся акционерным обществом "Ковдорский горно-обогатительный комбинат" открытым способом, так что за 40 лет на месте некогда возвышавшейся здесь горы образовался огромный карьер длиной 2300 метров и глубиной более 270 метров. АО "Ковдорский ГОК" производит магнетитовый концентрат с 64.0-64.2 процентным содержанием железа, бадделеитовый концентрат с 98.1-98.3 процентным содержанием ZrO₂и апатитовый концентрат с 38 и более процентным содержанием Р₂О₅.

Наконец, необходимо отметить, что Ковдорское железорудное месторождение необычайно богато редкими коллекционными минералами, по крайней мере 6 из которых: ковдорскит, гирвасит, римкорольгит, красновит, стронциовитлокит и ёнаит- являются минералами-эндемиками, то есть не встречаются больше нигде в мире.

Флогопитовое месторождениебыло открыто в 1960 г. В.И.Терновым при разведке вермикулитового месторождения. Его промышленная разработка началась в 1965 году, а к 1970 году вступили в строй эксплуатационная шахта, карьер и обогатительная фабрика, позволяющие ежегодно добывать около 5000 тоннфлогопита.Флогопитовое месторождение является крупнейшим в мире.

Ковдорское франколитовое месторождениепротянулось на 3 км вдоль южного и юго-западного экзоконтакта пород железорудного комплекса. Франколитовые руды заполняют глубокую впадину на поверхности карбонатитов, их запасы невелики, и поэтому они рассматриваются только как резервная база АО "Ковдорский ГОК". По вещественному составу эти руды подразделяются на существеннофранколитовыеи франколит-гидрослюдистые. Главным минералом является карбонат-фторапатит, в переменных количествах присутствуютмагнетит и вермикулит.

Месторождение апатит-карбонатных руди карбонатитов залегает в виде неполнокольцевой зоны в фенитах юго-западной части массива. Более чем 90% пород месторождения представлены апатит-кальцитовыми карбонатитами с магнетитом, зелёным флогопитом и форстеритом; кроме того присутствуют кальцитовые карбонатиты с флогопитом и акцессорным пирохлором, доломитовые и доломит-кальцитовые карбонатиты.

1.1.2 Геологическое строение Ковдорского месторождения

Ковдорское месторождение комплексных апатит-магнетитовых руд находится в Мурманской области, в 1,5 км к западу от ж.д. станции Ковдор.

Месторождение расположено на юго-западной окраине Ковдорского массива ультраосновных, щелочных пород и карбонатитов, рельеф поверхности которого представляет депрессию, окруженную возвышенностями с абсолютными отметками вершин до 430 м и с относительными превышениями до 200 м.

Запасы месторождения оконтурены геологоразведочными скважинами до глубины около 2 км от поверхности, без признаков уменьшения мощности вертикального рудного тела и снижения качества руды.

В главной рудной залежи сосредоточено 97 % балансовых запасов месторождения. Залежь тело вытянута на 1400 м, форма ее в плане неправильная. Морфологически залежь разделена на 2 части: южную и северную. Южная представляет собой изометричное в плане крутопадающее трубообразное тело шириной 700-800 м, северная – апофизу рудной трубы мощностью 200…250 м, вытянутую в субмеридиональном направлении на 500 м. Падение залежи в целом крутое, близкое к вертикальному, с незначительным склонением под углом 80-85 град. к югу. Внешние контуры залежи сложные, извилистые. Границы с вмещающими породами определяются опробованием с учетом бортовых содержаний компонентов.

Рудные образования месторождения образуют два резко отличающихся друг от друга количественным соотношением карбонатов (главным образом кальцита) и силикатов (форстерита, флогопита, редко пироксена) минеральных комплекса (в последовательности формирования): апатит-силикатно-магнетитовый (силикатные руды) и апатит-карбонатно-магнетитовый (карбонатные руды). Во всех типах руд присутствует бадделеит.

Руды подразделяются на два промышленных типа: бадделеит-апатит-магнетитовые (БАМР) и маложелезистые апатитовые руды (МЖАР). Каждый из этих типов подразделяется по преобладающему составу нерудных минералов на силикатный и карбонатный подтипы.

Природные типы ковдорских руд:

• АФМ (апатит-форстерит-магнетитовые), включающие отдельные участки форстерит-магнетитовых руд, пользуются господствующим положением по всей площади месторождения. Для них характерна окраска от светло-серых, до тёмных тонов в зависимости от концентрации магнетита. В наших пробах вариации вещественного состава следующие: магнетита от 19 до 68 процентов, апатита от 9 до 44 процентов, форстерита от 10 до 34 процентов. Руды характеризуются вкрапленно-полосчатыми, полосчато-гнездовидными, грубополосчатыми и брекчиевидными текстурами.

• КФМ (кальцит-форстерит-магнетитовые) руды занимают небольшие площади рудной залежи, группируясь вокруг её карбонатного ядра. Руды КФМ залегают совместно с рудами апатит-карбонат-магнетитового состава, и слагают ряд неправильных по форме участков с очень извилистыми краями. Для этих руд характерны: вкрапленно-гнездовидные, массивные текстуры в сочетании с крупнозернистыми структурами;

• АКМ (апатит-карбонат-магнетитовые) руды располагаются в центральной части месторождения, где слагают зону переменной ширины, окаймляющую карбонатное ядро. В северной части месторождения руды АКМ образуют небольшое столбообразное тело неправильной формы. Контакты рудных тел неровные, расплывчатые, с многочисленными изгибами. Руды АКМ, в зависимости от содержания и размещения в них составляющих компонентов (апатита, карбоната, магнетита), обладают полосчато-пятнистымми, шлировыми, гнездовидными текстурами. Для руд этого типа характерна крупнозернистая структура.;

• Кальцитовые карбонатиты и руды, связанные с их образованием, апатит-карбонатного свойства, расположены в центральной части месторождения и приурочены к кольцевой структуре. Границы крупных тел извилистые, неровные. Очень часто кальцитовые карбонатиты o6paзуют небольшие жильные тела среди АФМ-ых и АКМ-ых руд.

• Доломитовые карбонатиты образуют жильные тела, прорывающие АК (апатит-карбонатовые) руды. Окраска их отличается от кальцитовых карбонатитов желтоватым оттенками. Структура мелкозернистая на фоне массивных текстур.

Силикатный подтип БАМР включает в себя форстерит-магнетитовые сплошные и штокверковые (ФМ) и апатит-форстерит-магнетитовые (АФМ) природные разновидности руд, которые в совокупности составляют 77 % запасов МЖАР. Карбонатный подтип БАМР представлен апатит-кальцит-магнетитовыми (АКМ) и гумит-тетрафлогопит-апатит-кальцит-магнетитовыми рудами, а также карбонатно-форстерит-магнетитовыми (КФМ), в том числе кальцит-форстерит (флогопит)-магнетитовыми и доломит-форстерит (флогопит, тремолит) - магнетитовыми рудами (23% запасов МЖАР).

Относительные количества разновидностей руд в запасах промышленных типов руд в недрах и средние содержания основных компонентов в них приведены в табл.1.1.. Физико-механические свойства руд и пород представлены в табл. 1.2.

Таблица 1.1. Характеристика разновидностей руд

Тип руды	Доля в запасах пром. типа,	Содержание, %
	%	Feобщ.	Р2О5	СО2
1. Бадделеит-апатит-магнетитовые руды
ФМ сплошные	21	36,93	6,39	3,26
ФМ штокверковые	5	24,20	1,69	4,00
АФМ	51	25,04	8,77	4,83
АКМ	15	24,19	7,14	14,83
КФМ	8	32,31	1,65	12,03
2. Маложелезистые апатитовые руды
АС	27	11,50	6,31	4,7
АК	73	8,50	6,09	28,2

Таблица 1.2 Физико-механические свойства руд и пород

Наименование	Объемная масса, т/м3	Коэффициент крепости по Протодьяконову (f)	Естественная влажность, %
Руды:
БАМР	3,51…3,76 (среднее 3,58 сухая руда)	7…9	1,3
МЖАР	3,16 (то же)	7…9	1,3
Породы:
Карбонатиты и сильно
выветрелые породы	2,79	3…4	1,3
Прочие:
Скальные	2,99 (среднее)	8…19	1,3
Рыхлые	2 (то же)	0,5…1	10…25

Основными компонентами руд, имеющими промышленную ценность, являются Fe, P₂O₅ и ZrO₂; важное значение для обогащения руд имеет также CO₂. Вредные примеси – U и Th , а также MgO, S и TiO_2.

1.3 Добыча полезного ископаемого

Добыча и изучение полезных ископаемых Ковдорского месторождения производится в соответствии с лицензиями на право пользования недрами.

Горно-транспортный цикл является головным в составе основной технологии предприятия. Его предназначение и задача – разработка месторождений полезных ископаемых с целью добычи исходного рудного сырья, подготовка рудного сырья с заданными параметрами качества (шихтовка) и подача на последующие переделы (дробление и обогащение).

Основные объекты горных работ на комбинате:

-карьер по добыче комплексных бадделеит-апатит-магнетитовых руд;

-карьер по добыче лежалых отходов обогащения (хвостов), содержащих апатит и бадделеит.

Технологический процесс горно-транспортного цикла основной технологии ведут следующие подразделения комбината:

-рудник "Железный", численность работников 703 чел.;

-цех технологического транспорта (ЦТТ), численность работников 613 чел.;

-цех горно-дорожных и строительных машин (ЦГДиСМ), численность работников 175 чел.

Для основного производства устанавливается следующий режим работы: на добыче руды и на производстве вскрышных работ – 365 рабочих дней в 3 смены с продолжительностью одной смены 8 часов; для вспомогательного производства предусматривается несколько режимов: 365 дней в 3 смены по 8 часов, 301 день в 3 (или 2) смены по 8 часов, 249 дней в 1 смену по 8 часов и др.

1. 3.1 Способ добычи полезного ископаемого и система разработки

Способ разработки – открытые горные работы. Система разработки с углубкой карьера горизонтальными уступами, отработка уступов круговыми заходками, направление перемещения фронта работ многостороннее,отвалообразование внешнее с автомобильной и конвейерной транспортировкой вскрыши. В таблице 1.3 приведены параметры карьера.

Таблица 1.3 Основные параметры карьера

Наименование	Ед. измерения	Показатель
Производственная мощность по руде Возможная максимальная производительность Глубина карьера по утвержденному проекту по замкнутому контуру на длительную перспективу Периметр карьера Длина карьера (север – юг) Ширина карьера (запад – восток) Ширина рабочих площадок Высота рабочих уступов до гор.+70 м ниже гор.+70 м Высота подъема груза (горной массы) автотранспортом за 9 мес. по руде по вскрыше по горной массе Протяженность автомобильных дорог, в том числе: карьерные дороги дороги на отвалах Руководящий уклон	млн. т/год млн. т/год м м м м м м м м м м м км км км	10 12,4 364 650–700 6216 2350 1680 26–30 12 15 174 244,8 222,9 44,8 25,4 19,4 0,06 не более 0,08

Процесс добычи и подготовки рудной шихты состоит из следующих последовательных, тесно связанных между собой и взаимозависимых технологий: а) буровые работы: бурение взрывных скважин осуществляется станками шарошечного бурения типа СБШ-250 МН с диаметрами породоразрушающего инструмента 244,5 и 250,8 мм.

Обуривание блоков производится в соответствии с планом горных работ по проектам, которые составляются работниками рудника «Железный» (маркшейдерской, геологической службами, ИТР бурового участка) и утверждаются зам. главного инженера по БВР.

Объемы и места бурения взрывных скважин определяются планами горных работ, исходя из необходимости своевременной подготовки запасов отбитой руды и вскрыши, ширины рабочих площадок.

Основными факторами, влияющими на производительность буровых станков, а также выбор оптимальных режимов бурения, типов и диаметров шарошечных долот являются высокая изменчивость физико-механических свойств (коэффициент крепости по Протодьяконову колеблется от 4-8 до 15-20), обводненность, абразивность, степень трещиноватости горных пород.

Организация буровых работ обеспечивается таким образом, чтобы выполнять своевременную сдачу части или всего блока под зарядку путем последовательного бурения скважин от первого ряда к последующему и от одного фланга блока к другому;

б) взрывные работы: специфика ведения взрывных работ на АО «Ковдорский ГОК» при подготовке горной массы к экскавации обусловлена сложными горно-геологическими условиями в карьере с одной стороны и близостью зданий и сооружений промплощадки и города с другой стороны.

Cложность горно-геологических условий обуславливается высокой обводнённостью месторождения (водоприток в карьер составляет 1500-2000 м³ воды в час) и высокой степенью перемежаемости руд и пород, различных по минеральному составу, крепости и трещиноватости с преобладанием трудно- и весьма трудновзрываемых пород и руд. Особые условия на производство взрывных работ накладывает близость зданий и сооружений промплощадки комбината (ТЭЦ, корпуса крупного и мелкого дробления дробильной фабрики), расположенные в карьере дробильно-перегрузочные узлы ЦПТ руды и вскрыши, стационарная станция главного водоотлива, проходческие станции водоотлива, ЛЭП глубоких вводов.

Всё вышеперечисленное предъявляет весьма жесткие требования к производству взрывов в карьере: при необходимости обеспечения высокого качества дробления горной массы, воздействие сейсмики и УВВ на здания и сооружения промплощадки и города должно быть минимальным.

При подготовке горной массы на руднике "Железный" применяется взрывная отбойка методом скважинных зарядов.

В настоящее время применяется отвечающая мировым стандартам технология производства массовых взрывов эмульсионными взрывчатыми веществами (ЭВВ) с системой инициирования скважинных зарядов «Нонель» (Дино Нобель). Приготовление компонентов ЭВВ, их доставка на взрываемые блоки смесительно-зарядными машинами (СЗМ) «Трейдстар» и размещение ЭВВ в скважины осуществляются сторонней организацией – филиалом фирмы ИМС, учрежденной в России совместно норвежской компанией Норск Гидро и американской – МСАЙ.

Для заряжания скважин применяются взрывчатые вещества (ВВ), допущенные к применению на открытых горных работах:

для заряжания сухих скважин - граммонит 79/21 заводского изготовления и эмульсионное ВВ - эмулит ВЭТ 300;

для заряжания обводненных скважин - гранулотол и эмульсионное ВВ - эмулит ВЭТ 700.

Эмулиты марок ВЭТ представляют собой механическую смесь эмульсии «ВЭТ 70С», гранулированной аммиачной селитры, дизельного топлива и газогенерирующей добавки (ГГД) и изготовляются на местах применения в процессе заряжания скважин смесительно-зарядной машиной (СЗМ) «Трейдстар».

СЗМ «Трейдстар» предназначена для раздельного транспортирования к местам производства взрывных работ невзрывчатых компонентов и изготовления, в процессе зарядки скважин, эмульсионных взрывчатых веществ эмулитов марок ВЭТ.

Эмульсия «ВЭТ 70С» и ГГД изготавливаются на стационарном пункте изготовления (СПИ) Ковдорского филиала ООО «ИМС». На СПИ производится также заправка СЗМ компонентами ЭВВ: эмульсией, ГГД, аммиачной селитрой и дизельным топливом.

Параметры взрывных работ установлены Технологической инструкцией "Организация и ведение взрывных работ на руднике "Железный" и дополнениями №1и №3 к этой инструкции.

Технологию и организацию ведения взрывных работ устанавливает инструкция и является основным регламентирующим документом для всех подразделений рудника «Железный», а также других цехов предприятия и сторонних организаций, связанных с подготовкой и проведением взрывных работ. Она разработана в связи с коренной модернизацией взрывных работ на комбинате: использованием при ведении ВР эмульсионных взрывчатых веществ (ЭВВ) и полного комплекта низкоэнергетической системы инициирования «Нонель».

Технология и организация взрывных работ на «АО Ковдорский ГОК» установлена с использованием взрывчатых веществ – эмулитов марки ВЭТ на основании технологической инструкции (ТИ 182-Р-01-94). Эмулиты марки ВЭТ представляют собой механическую смесь эмульсии «ВЭТ 70С», гранулированной аммиачной селитры, дизельного топлива и газогенерирующей добавки.

Эмулиты марки ВЭТ предназначены для производства взрывных работ при отбойке сухих и обводненных горных пород методом скважинных зарядов в температурном диапазоне окружающей среды от –50^ до +50^С. Для раздельного транспортирования к местам производства взрывных работ невзрывчатых компонентов и изготовления, в процессе зарядки скважин , эмульсионных взрывчатых веществ эмулитов марки ВЭТ, предназначена смесительно-зарядная машина «Трейдстар».

Производительность заряжания скважин, в зависимости от их обводненности и способа подачи ВВ в скважину , составляет :

для сухих скважин или сухой части обводненных скважин при подачи шнеком –450 кг/мин для эмулитов марки ВЭТ-300;

для полностью обводненных скважин при подаче ВВ насосом по шлангу под столб воды-230 кг/мин для змулитов марки ВЭТ-700 .

Для расчетов годового расхода ВВ применялся фактический удельный расход равный 1,374 кг/м³. При использовании эмулитов ВЭТ на карьере применяется конструкция скважинного заряда со сплошной колонкой заряда ВВ.

Проектом предусматривается многорядное короткозамедленное взрывание скважин. Массовые взрывы предусматривается производить один раз в неделю.

1.4 Требования к исходному сырью

1.4.1 Бадделеит-апатит-магнетитовые и маложелезистые апатитовые руды основного карьера

Содержание полезного компонента, ограничение по примесям и методы анализа регламентируются СТП 182 2-16.01-2001(с изм.№1). Регламентированные технические требования к руде указанны в таблице 1.4

Таблица 1.4 Технические требования к руде

Наименование показателей	Норма
	Среднечасовая по экспрессным измерениям	Среднесменная
1	2	3
1. Массовая доля железа общего, %	плановая ± отн. 10
2. Массовая доля железа в магнетите, %	-	не менее 65,2; не более 66,2
1	2	3
3. Массовая доля пентоксида фосфора, %	-	плановая ± отн. 12
4. Массовая доля диоксида циркония, %	-	не менее 0,14; не более 0,18
5. Карбонатность – массовая доля диоксида углерода (СО2), %	-	не менее 5; не более 10
6. Радиоактивность – гамма-активность, мкр/час	не более 19	16,5±1,0
7. Размер отдельных наибольших кусков по ребру, мм, не более	1300	1300

Примечание:

в течение смены, но не более 2-х часов, допускаются среднечасовые колебания содержания железа общего в руде ±12 относит.%;

содержание железа в магнетите в месячной партии рудной шихты, поданной на переработку, определяется и планируется в соответствии с геологическими расчетами по плану горных работ в пределах 65,4-65,8%;

в связи с требованиями потребителей по ограничению содержания ТiО₂и МqО в концентрате железорудном и радиоактивности в порошке бадделеитовом, в нормы технических требований по п.п. 2,5,6, по представлению главного геолога и согласованию с техническим директором, могут оперативно вноситься временные изменения;

содержание диоксида циркония в месячной партии рудной шихты, поданной на переработку, определяется и планируется в соответствии с геологическими расчетами по плану горных работ в пределах 0,14-0,16%;

справочно: в процессе проведения добычных работ, в зависимости от складывающихся условий производства и отгрузки концентратов, месячная плановая норма массовых долей железа общего и пентоксида фосфора в рудной шихте может изменяться в пределах 23,5-25,0% и 6,7-7,2% соответственно.

Физические свойства руды:

- удельный вес - 3.7 т/м³

- насыпной вес - 2.0 т/м³

- крепость по шкале Протодьяконова - 8-10

Минеральный и химический составы руды представлены в таблицах 1.5 и 1.6 соответственно.

Таблица 1.5 Минеральный состав руды

Массовая доля минералов, %
Магнетит	Апатит	Форстерит	Кальцит	Доломит	Слюды	Пироксен	Серпентин	Бадделеит
34,1	16,2	22,8	11,3	5,1	5,2	2,1	1,6	<0,2

Таблица 1.6 Химический состав руды

Массовая доля компонентов, %
Feмaгн.	SiO2	MqO	CaO	Al2O3	TiO2	P2O5	S	ZrO2	CO2	CO2/P2O5
22,3	13,0	15,1	18,3	1,92	0,52	6,8	0,29	0,16	7,5	1,10

1.5 Требования к качеству готовой продукции

1.5.1 Требования к железорудному концентрату

Содержание полезного компонента, ограничение по примесям и методы анализа регламентированы ТУ 0712-002-00186759-2002 (с изменением №1).

Регламентированные технические требования к качеству железорудного концентрата указаны в таблице 1.7

Таблица 1.7 Технические требования к качеству железорудного концентрата

Наименование показателей	Нормы
Массовая доля железа общего, %	64,0+1,0 -0,5
Массовая доля фосфора, % не более	0,10
Массовая доля влаги: Влажный концентрат, % не более Высушенный концентрат, %	8,5 1,0±0,5

Примечание:

по согласованию в каждом конкретном случае с предприятиями-потребителями, в отдельных партиях (маршрутах) железорудного концентрата допускается превышение верхнего предела по содержанию железа;

по согласованию с предприятиями-потребителями допускается отгрузка смеси влажного и высушенного концентратов с массовой долей влаги по согласованию сторон;

срок перехода на отгрузку высушенного железорудного концентрата устанавливается 1 ноября, срок перехода на отгрузку влажного концентрата - 1 апреля.

Физико-химические свойства железорудного концентрата:

удельный вес - 4,7 т/м³

насыпной вес при содержании влаги 9.8% - 3,1 т/м³

угол естественного откоса при влажности 8% - 38,5°

при влажности 0,7% - 35,7°

Железорудный концентрат хорошо растворяется в кислотах, особенно в соляной и серной. Нерастворимое железо составляет 0,1%.

Минеральный и химический составы железорудного концентрата представлены в таблицах 1.8 и 1.9 соответственно.

Таблица 1.8 Минеральный состав железорудного концентрата

Массовая доля минералов, %
Магнетит	Апатит	Форстерит	Карбонаты	Слюды	Сульфиды	Прочие
97,6	0,2	1,2	0,3	0,1	0,6	Ед.зн.

Таблица 1.9 Химический состав железорудного концентрата

Массовая доля компонентов, %
Fe	SiO2	CaO	MqO	Al2O3	TiO2	Р	ZrO2	СоО	МnO	ZnO	NiO	V2O5	S
63,9	0,75	0,37	6,0	2,0	1,09	0,055	0,015	0,024	0,56	0,041	0,011	0,13	0,31

1.5.2 Апатитовый концентрат

Содержание полезного компонента, ограничение по примесям и методы анализа регламентированы ТУ 2111-001-00186759-99.

Регламентированные технические требования к качеству апатитового концентрата указаны в таблице 1.10

Таблица 1.10 Технические требования к качеству апатитового концентрата

Наименование показателя	Норма
	КА-1	КА-2
1. Массовая доля пентоксида фосфора, %, не менее	38,0	37,0
2. Массовая доля оксида магния, %, не более	2,3	3,5
3. Массовая доля воды, %	1,0±0,6	1,0±0,6
4. Остаток на сите с сеткой № 0,2 (ГОСТ 6613), %, не более	13,5	13,5

Примечание:

нормы по показателям подпунктов 1, 2 и 4 таблицы 4 даны в пересчете на сухой продукт;

допускается, по согласованию с потребителями, отгружать апатитовый концентрат с влагой менее 0,4%.

Физические свойства апатитового концентрата:

насыпной вес - 1,8-1,9 т/м³

удельный вес - 3,13 т/м³

угол естественного откоса - от 27 до 35°

Минеральный и химический составы апатитового концентрата представлены в таблицах 1.11 и 1.12 соответственно.

Таблица 1.11 Минеральный состав апатитового концентрата

	Массовая доля минералов, %
Апатит		Форстерит	Кальцит	Доломит	Прочие
90,9		2,1	5,7	1,3	Ед.зн.

Таблица 1.12 Химический состав апатитового концентрата

Массовая доля компонентов, %
P2O5		SiO2		CaO		MgO		ZrO2		CO2		Fe2O3		F		S
38,2	0,98		53,9		1,6		0,025		3,2		0,28		1,00		0,01

1.5.3 Черновой бадделеитовый концентрат

Минеральный и химический составы чернового бадделеитового концентрата представлены в таблицах 1.13 и 1.14 соответственно.

Таблица 1.13 Минеральный состав чернового бадделеитового концентрата

Массовая доля минералов, %
Бадделеит	Рудные минералы	Сульфиды	Апатит	Пироксены	Форстерит	Перовскит	Циркон	прочие
91,4	3,0	0,9	0,4	0,4	1,8	1,6	0,5	Ед.зн.

Таблица 1.14 Химический состав чернового бадделеитового концентрата

Массовая доля компонентов, %
ZrO2	Fe	SiО2	MgO	СаО	TiO2	Р2О5	S	Feмагн
91,2	2,2	1,00	1,09	0,96	1,92	0,22	0,39	0,2

1.5.4 Питание флотации

Минеральный и химический составы питания флотации представлены в таблицах 1.15 и 1.16 соответственно.

Таблица 1.15 Минеральный состав питания флотации

Массовая доля минералов, %
Магнетит	Апатит	Форстерит	Кальцит	Доломит	Слюды	Пироксены	Серпентины	Сульфиды	Бадделеит	прочие
1,1	24,9	33,8	17,2	7,5	7,9	3,4	2,5	0,6	0,3	0,8

Таблица 1.16 Химический состав питания флотации

Массовая доля компонентов, %
Feобщ	Feмагн	SiО2	СаО	MgO	Al2O3	TiO2	Р2O5	S	ZrO2	СO2	СаО/P2O5
3,5	0,9	20,6	27,9	20,7	1,90	0,18	10,6	0,24	0,24	11,0	1,04

1.6 Сведения о площадке строительства обогатительной фабрики

1.6.1 Климатические условия

Ковдорский район характеризуется умеренно континентальным климатом с относительно мягкой, но продолжительной зимой (с октября по апрель) и прохладным летом, которое длится 2-2,5 месяца. Среднемесячная температура воздуха по многолетним наблюдениям изменяется от +13,6^оС в июле до -14,2^оС в феврале, а среднегодовая температура равна -1,7^оС. Район находится в зоне избыточного увлажнения и характеризуется значительным количеством осадков, составляющих в среднем 600мм в год. Снежный покров устанавливается к началу ноября, а исчезает к концу мая. Преобладающее направление ветра в районе - западное и юго-западное. Нелишне отметить, что с начала декабря до середины января здесь стоит полярная ночь, - не такая темная, как на крайнем севере, но солнце над горизонтом все же не показывается, а только окрашивает южную часть неба в красный цвет разнообразных оттенков. И, наоборот, с конца мая до середины июля солнце за горизонт не заходит - стоит полярный день.

Одним из основных элементов климата, влияющим на режим поверхностных и подземных вод, является температура воздуха.

Среднегодовая температура воздуха за период с 1994 по 2010 г. изменялась от -2.1^ С (1998 год) до +1.33^ С (2010 год). Для района работ, в основном, характерны отрицательные значения среднегодовых температур воздуха. Самый теплый месяц года - июль, со среднемесячной температурой +11.8 - + 14.1^ С, самые холодные месяцы - январь, февраль, со среднемесячной температурой -11.7 - -13.3^ С. Переходным месяцем от зимнего периода является апрель, от осени к зиме - октябрь. Средняя продолжительность безморозного периода - 76 дней, наибольшая - 114. Преобладающее направление ветра в районе - западное и юго-западное. Доля штилевых дней в среднем за год составляет 25 %.

Как и вся Мурманская область, рассматриваемый район находится в зоне избыточного увлажнения и для него характерно значительное количество осадков - в среднем 600 мм в год. Многолетняя среднегодовая норма осадков по метеостанции «Ковдор» составляет 466 мм.

За период с 1994 по 2010 год наблюдаются значительные отклонения от этой нормы от 111 до 157 %. В годовом цикле осадки выпадают неравномерно: наибольшее количество осадков выпадает (более 2/3) в виде дождя в теплый период года. Среднее число дней с осадками - 196. Максимальное суточное количество осадков приходится на июль и изменяется от 11.2 мм до 19.6 мм. В зимнее время осадки выпадают, главным образом, в виде снега. Максимальная высота снежного покрова наблюдается в марте и достигает 80 см. Максимальный запас воды в снежном покрове в конце марта – начале апреля составляет 116 мм. Наибольшая средняя многолетняя глубина промерзания почвы на открытых местах 116-120 см (март). Появление устойчивого снежного покрова происходит к началу ноября, его сход - к концу мая.

Среднегодовая влажность (ГМС «Ковдор») составляет 83-85 %. Испарение выпавших осадков незначительное и не превышает 200-230 мм.

1.6.2 Рельеф и источники воды

Гидрографическая сеть рассматриваемой территории принадлежит бассейну Белого моря. Благодаря избыточному увлажнению, сильно расчлененному рельефу и глубокому врезу речных долин, существуют благоприятные условия для питания поверхностными водами рек, ручьев и других водоемов.

Рельеф района низкогорный и холмистый. Долины ручьев и рек сменяются высотами с пологими склонами. Очертания мезорельефа плавные. Относительные превышения обычно составляют не более 70 м. Непосредственно в районе Ковдорского массива картину рельефа можно охарактеризовать как депрессию, совмещенную с выходом на поверхность щелочных пород массива, окруженную кольцом возвышенностей, приходящихся на контактовые зоны массива. Абсолютные отметки вершин в кольцевой зоне достигают 450 м, что на 240 м выше уровня оз. Ковдоро.

Территория характеризуется достаточно густой и хорошо развитой речной сетью, принадлежащей бассейну Белого моря. Главной рекой района является р. Ена, которая в качестве левых притоков принимает реки Ковдора и Лейпи, протекающие непосредственно по территории деятельности ОАО «Ковдорский ГОК». Реки района имеют горный или полугорный характер, отличаются быстрым течением, достигающим на порожистых участках русел скорости 2-3 м/сек. Река Ена служит источником хозяйственно-питьевого водоснабжения г. Ковдор. На ее левом берегу в 1,2 км выше впадения р. Ковдоры оборудован водозабор, соединяющийся с городом водоводом длиной около 20 км.

Наиболее крупным озером района является оз. Ковдоро, представляющее озеровидное расширение реки Ковдоры и делящее ее на два отрезка, известные под названиями Верхняя Ковдора (участок выше озера) и Нижняя Ковдора (участок ниже озера). Длина озера в нынешнем состоянии (после осушения западной части) 2,5 км, ширина - от 50 до 400 м. Характерной особенностью озера является повсеместное развитие на его дне диатомитовых илов, достигающих мощности 15-17 м. Озеро служит источником технического водоснабжения КГОКа. Остальные озера района имеют незначительную площадь зеркала и приурочены, в основном, к понижениям рельефа.

Гидрогеологические условия эксплуатации месторождения апатит-штаффелитовых руд несложные, что подтверждается вскрытием этих руд в железорудном карьере. Коэффициенты фильтрации пород иизменяются от тысячной долей до первых метров в сутки. Рассчитанные максимальные водопритоки в карьер на конец его отработки (глубина 155 м) оцениваются величиной порядка 650 куб.м/час. По заключению ГКЗ, указанная величина может рассматриваться лишь как ориентировочная, т.к. к моменту началаотработки значительная часть статических запасов подземных вод будет сдренирована. До начала проектирования необходимо провести дополнительные гидро-геологические исследования по программе и в сроки, согласованные с проектирующей организацией, с целью уточнения гидрогеологических параметров, необходимых для надежного расчета водопритоков в будущий карьер.

Вопросы водоснабжения предприятия питьевой и технической водой решены. Осуществляется оно из водозабора на р. Ена.

Контроль качества подземных и поверхностных вод проводится с периодичностью: один раз в месяц в трёх точках наблюдений - пруд-отстойник оборотной воды, зумпф проходческого водоотлива у дамбы № 1 и гидропост руч. Можель; один раз в квартал - в скважинах расширенной опорной наблюдательной сети.

Анализ воды включает определение 26-ти показателей: прозрачность (см), рН, щёлочность общая (мг-экв/л), взвешенные вещества сухие (мг/л), взвешенные вещества прокалённые (мг/л), плотный остаток сухой (мг/л), плотный остаток прокалённый (мг/л), СО₃ (мг/л), НСО₃ (мг/л), азот аммонийный (мг/л), азот нитратный (мг/л), азот нитритный (мг/л), ХПК (мг/л), БПК5 (мг/л), БПК20 (мг/л), хлорид-ион (мг/л), сульфат-ион (мг/л), железо общее (мг/л), жёсткость общая (мг-экв/л), кальций-ион (мг/л), магний-ион (мг/л), фосфаты (мг/л), нефтепродукты (мг/л), СПАВ анионоакт. (мг/л), марганец-ион (мг/л).

Пробы воды регистрируются в соответствующих журналах и снабжаются этикетками с указанием места отбора, условий взятия пробы, фактических свойств воды в момент взятия пробы и т.д.

Методика выполнения гидрогеологических наблюдений и замеров, инструментарий их производства регламентируются «Инструкцией по гидрогеологическому и инженерно-геологическому обслуживанию горнодобывающих предприятий» (ВИОГЕМ, 1983) и другими нормативными документами.

1.6.3 Электроснабжение

Энергообеспечение объектов предприятия производится от систем «Колэнерго», тепловую энергию объекты основной промплощадки получают от теплоэлектроцентрали, включающую в себя непосредственно ТЭЦ и котельную. Теплоэлектроцентраль обеспечивает тепловой энергией весь город Ковдор.

Теплоэлектроцентраль работает на мазуте М-100. Годовой расход мазута в 1999 году составил 96380 т.

Продукты сгорания мазута - мазутная зола (в пересчете на ванадий), диоксид азота, диоксид серы, оксид углерода, банз(а)пирен поступают в атмосферный воздух через 2 дымовые трубы:

- 1-я высотой 100м и диаметром 5,1м;

- 2-я высотой 150м и диаметром 4,8м.

Электроснабжение потребителей проектируемого карьера рудника «Железный» АО «Ковдорский ГОК» предусмотрено от двух источников энергосистемы. Кроме этого на ГОКе имеется автономный источник ТЭЦ с турбогенераторами мощностью 2х4 МВт, который обеспечит электроэнергией особо ответственных потребителей при погашении электроснабжения от энергосистемы.

При длительном перерыве электроснабжения от энергосистемы, электроснабжение насосных водоотлива карьера должно производиться от ТЭЦ. Учитывая большую возрастающую концентрацию горных работ при углубке карьера, для исключения при взрывах повреждения кабелей 6 кВ, питающих насосные, их прокладка предусмотрена в стальных трубах диаметром 1000 мм.

На карьере не предусмотрены электроустановки с маслонаполненным оборудованием, что исключит возможность взрыва, пожара и загрязнения окружающей среды.

Для обеспечения безопасности персонала обслуживающего запроектированные электроустановки проектом предусматриваются:

- величины напряжения электроустановок приняты не выше значений, регламентированных ЕПБ и ПУЭ;

- режим заземления нейтрали сети 6 кВ принят с заземленной нейтралью через высокоомное сопротивление обеспечивающее снижение перенапряжений и селективную работу устройств релейной защиты;

- блокировки от ошибочных действий персонала при переключениях;

- сеть заземления карьера не связана с заземлением ПС 150/35/6 кВ и ПС 150/6 кВ;

- предупредительная и аварийная сигнализация на подстанциях;

- электрооборудование и аппаратура предусмотрены в исполнении отвечающим условиям окружающей среды;

- средства защиты персонала при работе в электроустановках;

- противопожарные средства.

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Анализ работы предприятий, перерабатывающих аналогичное сырье

Основными направлениями развития народного хозяйства предусматривается дальнейшее повышение содержания железа в товарной железной руде главным образом за счет расширения и повышения эффективности обогащения магнетитовых руд. В настоящее время в широких масштабах обогащаются магнетитовые и гематитовые руды, в меньших - бурожелезняковые и сидеритовые. Содержание железа в магнетитовых рудах составляет 31 - 35 %, в гематитовых – 40-50 %, бурожелезняковых – 20 - 40 %, сидеритовых 28 - 33 %.

Магнетитовые руды представлены в основном рудным минералом магнетитом. Кроме магнетита в зонах выветривания имеются значительные содержания гематита, мартита и сидерита. Пустая порода представлена кварцем, полевыми шпатами, железистыми силикатами, карбонатами и др.

Наиболее широко распространенную группу магнетитовых руд составляют магнетитовые кварциты осадочно-метаморфического происхождения (район Курской магнитной аномалии, Оленегорское, Кировогорское и другие месторождения).

Вкрапленность и магнитная восприимчивость являются наиболее важными технологическими характеристиками магнетитовых кварцитов. Вкрапленность рудных минералов в магнетитовых кварцитах изменяется в широких пределах — от сплошной и крупнозернистой до пылевидной. Преобладающий размер вкрапленности в рудных слоях составляет 0,15 - 0,18 мм, в смешанных - 0,07 - 0,12 и в нерудных - 0,04 - 0,08 мм.

Технология обогащения магнетитовых кварцитов включает ряд последовательных операций: дробление, грохочение, измельчение, классификацию и магнитную сепарацию. В зависимости от применяемого метода измельчения магнетитовые кварциты подвергают дроблению до максимальной крупности 15-25 или 300мм. Дробление осуществляется по различным схемам: одно-, двух-, трехстадиальной с открытым или замкнутым циклами и четырехстадиальной с открытым циклом. Первичная переработка руды по всем схемам дробления производится в дробилках крупного дробления ККД-1500/180 с загрузочной щелью 200—220 или 170—180 мм. Среднее дробление магнетитовых кварцитов осуществляют в дробилках КСД-2200 как с предварительным грохочением так и без него. Для мелкого дробления применяют дробилки КМД-2200.

Для снижения крупности дробленой руды до 15—12 мм применяют замкнутые циклы дробления в последней стадии. Измельчение магнетитовых кварцитов осуществляется по двух-, трех- и четырехстадиальным схемам с применением барабанных мельниц со стальными мелющими телами, самоизмельчением, рудно-галечным измельчением, а также комбинированными методами. При измельчении стальными мелющими телами применяют шаровые и стержневые мельницы. Стержневые мельницы, как правило, работают в открытом цикле. Шаровое измельчение производится в замкнутом цикле со спиральными классификаторами или гидроциклонами. Доизмельчение промпродуктов по всем схемам производится в мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами.

Основные отечественные и зарубежные горно-обогатительные комбинаты перерабатывают бедные магнетитовые руды и получают концентраты высокого качества (65—66% железа). На рис. 2.1 приведена типовая схема обогащения железных (магнетитовых) руд.

В.М. Авдохин «Технологии обогащения полезных ископаемых», том 2, Москва, изд. МГГУ, 2006 год. Рис. 2.1Типовая схема обогащения железных (магнетитовых) руд.

Гематитовые крупновкрапленные руды в больших объемах обогащаются только гравитационным методом. Обогащение тонковкрапленных гематитовых руд осуществляется в ограниченных объемах флотационным (США) и обжигмагнитным (Россия) методами. Объем обогащения бурожелезняковых и сидеритовых руд ограничен и сокращается в связи низким качеством получаемых из них концентратов.

Технология обогащения магнетитовых кварцитов характеризуется применением большого числа стадий магнитной сепарации, что позволяет выводить пустую породу из процесса по мере ее раскрытия.

Практика мокрого обогащения руд и промпродуктов после тонкого измельчения показывает, что на всех обогатительных фабриках схемы обогащения магнетитовых кварцитов имеют не менее трех стадий и 10 приемов мокрой магнитной сепарации, а наиболее тонковкрапленные руды Ингулийского и Михайловского ГОКов обогащаются по пятистадиальным схемам. По таким же схемам работают обогатительные фабрики Южного и Полтавского ГОКов, которые при переработке более крупно-вкрапленных кварцитов производят концентраты повышенного качества с содержанием железа более 65 % .

Основными путями совершенствования технологии обогащения магнетитовых кварцитов являются: повышение степени раскрытия рудных и нерудных минералов, увеличение стадиальности обогащения, применение доводочных операций (тонкое грохочение, селективная флокуляция, обратная флотация), совершенствование конструкции сепараторов. В первой стадии обогащения применяются обычно сепараторы с прямоточными ваннами типа 209-СЭ и ПБМ-120/300; во второй - с противоточными, в третьей, четвертой и пятой - с полупротивоточными.

Напряженность магнитного поля во всех стадиях одинакова и находится в пределах 63,7-87,6 кА/м на поверхности барабана.

Обогащение магнетитовых руд скарнового типа производится также магнитными методами в слабом магнитном поле. В нашей стране широкое применение получили многостадиальные комбинированные схемы сухой и мокрой магнитной сепарации.

Одностадиальные схемы мокрого магнитного обогащения применяются при обогащении крупновкрапленных и мелковкрапленных руд. Развитие одностадиальной схемы обогащения промпродуктов сухой сепарации идет по пути включения в замкнутые циклы измельчения мокрой магнитной сепарации (Гороблагодатская и Абагурская обогатительные фабрики), что дает повышение содержания железа в концентрате на 1-2%. (К.А. Разумов, В.А. Перов «Проектирование обогатительных фабрик»,Москва, «Недра», 1982 год.)

Двухстадиальные схемы мокрой сепарации промпродуктов сухой сепарации применяются для обогащения мелко- и тонковкрапленных руд.

Трехстадиальная схема мокрой сепарации промпродуктов сухой сепарации применена на Соколовско-Сарбайском ГОКе для тонковкрапленных и весьма тонковкрапленных руд. Развитием этой схемы является четырехстадиальная схема обогащения с тремя стадиями измельчения. Магнитная сепарация осуществляется на барабанных сепараторах 168-СЭА и 209-СЭ. При одно- и двухстадиальных схемах обогащения сепарация производится в прямоточных сепараторах, а при трех- и четырехстадиальных - сливы гидроциклонов поступают в полупрямоточные, а сливы мельниц - в противоточные сепараторы.

Технологические схемы мокрого магнитного обогащения магнетитовых и титаномагнетитовых руд отличаются большим разнообразием.

Одностадиальные схемы обогащения применяют для легкообогатимых руд. Например, на двух секциях Ковдорской обогатительной фабрики технологическая схема включает измельчение в замкнутом цикле и магнитную сепарацию с двойной перечисткой магнитного продукта. На остальных четырех секциях применяется одна стадия измельчения и две стадии магнитной сепарации.

Двухстадиальные схемы мокрого магнитного обогащения применяются на Абагурской обогатительной фабрике при обогащении промпродуктов. Крупность измельчения промпродуктов до 70% класса -0,074 мм.

Для переработки мелко- и тонковкрапленных руд на Качканарском, Ковдорском и Коршуновском ГОКах применяются трехстадиальные схемы обогащения. Для снижения крупности концентрата на Качканарском ГОКе внедрены трехстадиальные схемы измельчения с четырьмя стадиями мокрой сепарации. Повышение стадиальности обогащения обеспечивает рост содержания железа в концентрате на 0,1-0,3%. Магнитную сепарацию производят на барабанных сепараторах типа 209-СЭ и др.

В зависимости от вкрапленности рудных и нерудных минералов по магнитно-гравитационным или магнитно-флотационным схемам. Например, на Оленегорском ГОКе технологическая схема включает двухстадиальное измельчение руды до крупности 40-50% класса -0,074 мм, магнитную сепарацию руды с выделением готового концентрата и гравитационное обогащение продуктов немагнитной сепарации на винтовых сепараторах. Гематитомагнетитовьге руды Магнитогорского металлургического комбината обогащаются по схеме, включающей промывку исходной руды, стадиальное магнитное и гравитационное обогащение.

Для народного хозяйства не менее важна и достигаемая в этом случае экономия земель и пресной воды при рекультивации поверхности, отчужденной под хранилища (отвалы и пруды). Приведенные сведения доказывают важность создания комплексных высокопроизводительных дробильно-технологических линий (КТЛ) и сухих магнитных сепараторов для обработки мелкодробленых руд, отходов и вторичного сырья.

Отметим, что на зарубежных фабриках для обогащения магнетитовых кварцитов (таконитов) также применяется предобогащение мелкодробленой руды. Например, на фабрике «Батлер» (США) при предобогащении выход сухих хвостов достигает 37 %.

Известно, что концентраты магнитного обогащения в основном состоят из свободных рудных зерен магнетита и разубожены небольшим количеством сростков и шламов. Поэтому для повышения их качества целесообразно не подвергать измельчению весь концентрат, а применить такие методы обогащения, при которых можно выделить в конечный концентрат основную массу свободных рудных зерен. В США и Канаде в последнее время применяют для этой цели методы флотации и тонкого грохочения. Метод флотации применяется для доводки магнетитовых концентратов с целью повышения содержания железа в них с 64 до 68%. В США он применяется на фабриках «Эмпайр» и «Пайлот Ноб», в Канаде - на фабриках «Адамс», «Шерман», «Гриффит» и «Мус-Маунтон», в Норвегии - на фабриках «Сидварангер», «Киркенес». Концентраты этих фабрик в основном используют для приготовления окатышей, а концентраты фабрики «Сидварангер» - для специальных целей. На зарубежных фабриках для доводки олаг-петитовых концентратов используют катионные собиратели.

Дообогащение магнетитовых концентратов может быть осуществлено без дополнительного измельчения путем флотации анионными собирателями в щелочной среде.

Зарубежные магнетитовые руды (Швеция, США, Канада) являются крупновкрапленными, что предопределяет возможность применения сухой магнитной сепарации руды крупностью 50-70мм с выделением отвальных хвостов. Таконитовые магнетитовые руды являются труднообогатимыми (США), они имеют сходство с магнетитовыми кварцитами месторождений России. Обогащение магнетитовых руд за рубежом производят в основном магнитной сепарацией в слабом поле и обратной флотацией. В зависимости от обогатимости руд применяются одностадиальные, двухстадиальные, трехстадиальные и комбини-рованные схемы.

Одностадиальные схемы обогащения предусматривают дробление руды примерно до 50мм, сухую для крупных классов и мокрую для мелких классов магнитную сепарацию или дробление, грубое измельчение и мокрую магнитную сепарацию.

Двухстадиальные схемы включают две стадии измельчения дробленой исходной руды и промпродукта сухой магнитной сепарации и две или три стадии мокрой магнитной сепарации.

Трехстадиальные схемы измельчения и обогащения включают до четырех стадий мокрой магнитной сепарации. Третья стадия является обычно доводочной. Комбинированные схемы включают две стадии магнитной сепарации и обратную флотационную доводку.

При обогащении магнетитовых таконитов широкое применение получили двухстадиальные схемы измельчения с двумя или тремя стадиями магнитной сепарации; обогащение скарновых магнетитовых руд - трехстадиальное с одной стадией магнитного обогащения в цикле крупного или среднего дробления.

Основными направлениями повышения качества концентратов на зарубежных фабриках являются: повышение тонкости помола, применение тонкого грохочения, флотационная доводка концентратов; глубокое обесшламливание. Содержание железа в концентрате находится в пределах 67-71%. Извлечение общего железа в концентрат колеблется в пределах 70-97%, а магнитного – 91-98%.

Особенностью схем магнитного обогащения на некоторых зарубежных фабриках является наличие магнитных сепараторов с различной напряженностью магнитного поля, разным числом полюсов и ваннами различных конструкций.

В.М. Авдохин «Технологии обогащения полезных ископаемых», том 2, Москва, изд. МГГУ, 2006 год.

2.2 Выбор и обоснование технологической схемы получения железорудного концентрата.

Производительность проектируемой фабрики по руде 20 млн. тонн руды в год. Исходная руда с карьера подается автосамосвалами на фабрику. Технологическая схема проектируемой фабрики будет включать три стадии дробления, двухстадиальное измельчение в шаровых до крупности 90 % класса –0,074 и стержневых мельницах до крупности 55% класса –0,074 мм, три стадии мокрой магнитной сепарации, фильтрование железного концентрата и сушку. Размещение оборудования предусматривается в корпусах крупного, среднего и мелкого дробления, обогащения, сопряженном со складом обезвоживания, и в корпусе сушки. Дробление осуществляется в три стадии с предварительной операцией грохочения перед третьей стадией дробления и перед складированием. Максимальная крупность кусков в исходной руде 1200 мм (на действующей фабрике максимальный размер куска 1600 мм). Крупное дробление производится в конусной дробилке. Руда в дробилки подает из приемного бункера пластинчатыми питателями. После крупного дробления она двумя конвейерами транспортируется в корпус среднего и мелкого дробления, в котором установлены дробилки КСД и КМД. После дробилок КМД установлены грохоты для выделения готового продукта. Дробленая руда системой конвейеров подается либо в корпус обогащения, либо на усреднительный склад дробленой руды напольного типа емкостью 60 тыс.т. В принятую схему включены две стадии измельчения для получения кондиционной крупности, учитывая, что руды Ковдорского месторождения являются комплексными и из них выделяется кроме железного еще апатитовый и бадделеитовый концентраты,. Измельчение принимаем мокрое. Руда с усреднительного склада конвейером подается в стержневую мельницу. Разгрузкой мельницы является пульпа, самотеком стекающая на барабанный сепаратор для магнитной сепарации. Немагнитная фракция сепаратора сбрасывается в хвостовой лоток, а магнитная через стадию грохочения грохотов в зумпф шаровой мельницы. Мельницы установлены последовательно в Iстадии для более крупного измельчения, воIIстадии – для доизмельчения крупного продуктаIстадии до кондиционной крупности. МельницыIстадии работают в открытом цикле, а мельницыIIстадии – в замкнутом цикле с гидроциклонами, слив которого через пульподелитель и насос питает сепараторы ПБМ второй и третьей стадии. Немагнитная фракция сепараторов сбрасывается в хвостовой лоток и объединяется с немагнитной фракцией сепаратора первой стадии. Магнитная фракция сепараторов является готовым концентратом и через дисковый вакуум – фильтр желобом поступает на склад. Из склада обезвоживания концентрат грейферными кранами подается в погрузочные бункеры, затем системой конвейеров, в зимнее время, в корпус сушки, а в летнее – непосредственно на погрузку. В корпусе сушки установлены три сушильных барабана диаметром 3,5 м и длиной 27 м. Высушенный концентрат системой конвейеров может направляться либо на склад сухого концентрата емкостью 60 тыс.тонн или через перегрузочный узел на погрузку. Проектная технологическая схема представлена на рисунке 1 и предусматривает получение концентрата, удовлетворяющего требованиям потребителей.

Концентрат фабрики отгружается потребителям железнодорожным транспортом. Хвосты мокрой магнитной сепарации являются исходным сырьем апатито-бадделеитовой обогатительной фабрики (АБОФ) поступают туда по пульпопроводу.

+_

+_

Исходная руда крупностью 1200 мм

Грохочение V

-_

-_

+_

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

12

11

-_

13

14

15

16

Пески

17

18

Слив

19

20

21

22

Хвосты

23

24

Кек

Складирование и сушка

Крупное дробление I

Среднее дробление II

Грохочение III

Мелкое дробление IV

Складирование и усреднение

Измельчение 1-ая стадия VI

до крупности 50% -0.074

ММС 1-ая стадия VII

Грохочение VIII

Классификация IX

Измельчение 2-ая стадия X

до крупности 85% -0.074

ММС 2-ая стадия XI

ММС 3-ая стадия XII

Фильтрация XIII

Фильтрат и перелив

Рис.2.2 - Проектная технологическая схема

2.3 Расчет схемы дробления (согласно рисунка 2.2)

Исходные данные к расчету схемы дробления:

Q _ф.г = 20 млн. т/г;

Dmax = 1200 мм;

α = 22.5 %;

dmin = 15мм;

насыпная вес руды ρ_н= 2.0 т/м³.

Определяем часовую производительность отделения дробления, принимая режим работы исходя из данных практики работы АО “Ковдорского ГОК”.

Q_.д.ч = Q_ф.г / (365-13)x24 = 20000000 / 352x24= 2367.4 т/ч,

где Q_ф.г- годовая производительность фабрики по исходному сырью, т/год; общее количество ней для проведения ППР равно 13 суткам.

Определяем общую степень дробления S_общпо формуле:

S_общ = D_max / D_min = D₁ / D₁₀ = 1200 / 15 = 80.

Тогда средняя степень дробления равна:

S _ср = ³S_общ=³804.31.

Дробилки крупного, среднего и мелкого дробления позволяют получить за один прием следующие степени дробления:

- дробилки крупного дробления – до 5;

- конусные дробилки для среднего дробления при работе с поверочным грохочением – до 8-10;

- конусные дробилки для мелкого дробления при работе в замкнутом цикле – до 3-5; [Разумов]

Принимаем степени дробления по стадиям:

S_I = 4.0;S_II = 4.3;

S_III =S_общ / (S_I · S_II)= 80 / (4.0 · 4.3) = 4.65.

Находим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:

D₂ = D₁ / S_I = 1200 / 4.0 = 300 мм;

D₃ = D₁ / S_I · S_II = 1200 / 4.0 · 4.3 = 70 мм;

D₇ = D₁ / S_I · S_II · S_III = 1200 / 4.0 · 4.3 · 4.65 = 15 мм.

Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в I,IIиIIIстадиях дробления:

для I стадии (операция I):

i_I = D₂ / Z₁ = 300 / 1.5 = 200 мм,

где значение Z₁ снимаем с типовой для конусных дробилок крупного дробления (средние по крепости руды).

для II стадии (операция II):

i_II = D₃ / Z₂= 70 / 1.8 = 40 мм,

где значение Z₂ снимаем с типовой для конусных дробилок среднего и мелкого дробления (средние по крепости руд).

Учитывая крупность конечного продукта -15 мм, желательно для IIIстадии (операцияIV) дробилку мелкого дробления устанавливать на минимальную выпускную щель, т.е. 5-6 мм, но дробилки больших размеров при таких малых щелях трудно устойчиво эксплуатировать. Практика показывает, что возможный размер щели 7-8 мм. Примемi_IV= 8мм.[Разумов]

Определим необходимую минимальную ширину B_minприемных отверстий дробилок в каждой стадии по формулам (ширина приемных отверстий дробилок примерно на 10-20 процентов больше размера максимального куска, поступающего в дробилку):

В_I= (1,11,2) ·D₁= (1,11,2) · 1200 = 1320-1440 мм;

В_II= (1,11,2) ·D₂= (1,11,2) · 300 = 330-384 мм;

В_III= (1,11,2) ·D₉= (1,11,2) · 70= 77-84 мм.

Намечаем размеры отверстий грохотов для IIиIIIстадий дробления (операцииIIIиV). В операции предварительного грохочения размеры отверстий сита грохотовa принимают в пределах: ; в операции поверочного грохочения размеры отверстий сита немного большими условной максимальной крупности дробленого продукта. Исходя из этого:

• для предварительного грохочения перед мелким дроблением: а_III= 17 мм;

• для поверочного грохочения после мелкого дробления: a_V = 17 мм.

Эффективности грохочения для этих двух операций берем следующие:

E_III^-a = E_V^-a = 85 %.

Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию. Приближенные значения масс продуктов, поступающих в дробилки, принимаем по ориентировочным выходам продуктов (по средним данным практики для средних руд). [Разумов]

Определяем ориентировочно выходы и объемные производительности продуктов, поступающих в каждую стадию дробления:

₁ = ₃ = 100 %;Q₁ = Q₃ = 2367.4 т/ч.

С учетом циркулирующей нагрузки: ₇ = 85 %;из ТИ КГОК

Q₅₊₆ = 0,85 ·Q_д..ч = 0.85 · 2367.4 = 2012.3 т/ч.

Объемную производительность находим, деля массовую производительность на насыпную плотность, которая по данным практики составляет - 2,0 т/м³.

Q₁ = Q₃ = 2367.4 / 2 = 1183.7 м³/ч,

Q₅ = 2012.3 / 2 = 1006.2 м³/ч.

Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводим в таблицу 2.1

Таблица 2.1 - Требования, предъявляемые к дробилкам

Стадии дробления	I	II	III
Размер наибольшего куска в питании, мм	1200	300	70
Ширина приемного отверстия, мм	1320-1440	330-384	77-84
Ширина разгрузочной щели, мм	200	40	8
Производительность: Q, т/ч Q, м3/ч	2367.4 1183.7	2367.4 1183.7	2012.3 1006.2

Выше перечисленным требованиям удовлетворяют дробилки, технические данные которых приведены в таблице 2.2

Таблица 2.2 - Технические характеристики выбранных к сравнению дробилок

Стадия дробления	Тип дробилки	Ширина приемного отверстия, мм	Предел регулирования вых. щели, мм	Производительность, м3/ч.
1	2	3	4	5
I I	ЩДП 15*21 ККД 1500/200	1500 1500	200 200	550 1450
II	КСД-2200Гр КСД-3000Т	350 475	30-60 25-50	360-610 425-850
III	КМД-2200Т КМД-3000Т	100 95	5-15 6-20	160-220 320-440

С учетом требований к дробилкам на основании их технических характеристик выбираем типоразмер для каждой стадии дробления и определяем потребное количество дробилок для обеспечения заданной производительности. Перов В.А., Келли М.Н. Проектирование обогатительных фабрик: задачник. Ленинград, 1985. - 120с.

Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:

N_др = Q_расч / Q_i ,

где Q_расч - требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м³/ч;Q_i - производительность дробилки выбранного типоразмера при требуемом размере выходной щелиi, м³/ч.

Также определим коэффициенты загрузки дробилок k_i по формуле:

K_i = Q_об / Q_др · n ,

где Q_об, Q_др- общая производительность цеха и производительность одной дробилки соответственно, м³/ч,n- число дробилок.

Для I стадии:N_др = 1183.7 / 1450 = 0.82 = 1 дробилка ККД-1500/200.

k_I = 1183.7 / (1450 · 1) = 0.82.

Для I стадии:N_др = 1183.7 / 550 = 2.2 необходимо 3 дробилка ЩДП 15*21.

k_I = 1183.7/ (550 · 3) = 0.72.

Для требуемой щели i производительность дробилки Q_i находят прямолинейной интерполяцией:

где Q_i, Q_min, Q_max- производительность дробилки при щелях соответственноi,i_min,i_maxберем из таблицы 2.

Производим перерасчет производительностей дробилок на новую щель.

Перерасчет 2-й стадии дробления (среднее дробление - операция II):

КСД-2200Гр: м³/ч,

Для II стадии:N_др = 1183.7 / 443.3 = 2.73 дробилки КСД-2200Гр.

k_II = 1183.7 / (443.3 · 3) = 0.89.

КСД-3000Т: м³/ч,

Для II стадии:N_др = 1183.7 / 637.5 = 1.92 дробилки КСД-3000Т.

k_II = 1183.7 / (637.5 · 2) = 0.93.

Для конусных дробилок мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле с грохотом, потребное число дробилок рассчитывается по формуле:

N_др = Q_расч / (Q_i · К_ц),

где К_ц - коэффициент цикла = 1.3-1.4.

Перерасчет 3-й стадии (операция IV):

КМД-2200Т: м³/ч,

N_др = 1006.2 / (178 · 1.3) = 4.35 дробилок КМД-2200T.

k_III = 1006.2 / (178· 1.3 · 5) = 0.89.

КМД-3000Т: м³/ч,

N_др=1006.2 / (336.8 · 1.3) = 2.33 дробилки КМД-3000Т.

k_III = 1006.2 / (471.52 · 3) = 0.71.

Для сравнивания вариантов дробилок составляем таблицу 2.3. Сравнение производится по установленной мощности, отражающей эксплуатационные расходы.

Таблица 2.3 - Варианты установки дробилок различных стадиях дробления

Стадия дробле-ния	Тип дробилки	Производительность, м3/ч.		Ширина выходн. щели, мм.	Треб. число дробилок	Мощность двиг., кВт.
		требуемая	Одной дробилки			Одной	Всех
I	ЩДП 15*21	1183.7	550	200	3	250	750
	ККД1500/200	1183.7	1450	200	1	400	400
II	КСД-2200Гр	1183.7	443.34	40	3	250	750
	КСД-3000Т	1183.7	637.5	40	2	400	800
III	КМД-2200Т	1006.2	178	8	5	250	1250
	КМД-3000Т	1006.2	336.8	8	3	400	1200

По предварительному расчету выбираем к установке следующие типы дробильных аппаратов:

• для первой стадии дробления одну дробилки ККД-1500/200

• для второй стадии дробления две дробилки КСД-3000Т

• для третьей стадии дробления три дробилки КМД-3000Т

Таблица 2.4 - Параметры принятых к установке дробилок

Ста- дия дро- бле-ния	Типоразмер дробилки	Производительно- сть, м3/ч		N	kз	Установочная мощность, кВт		Масса, т
		Требуе-мая	Расчет-ная			Одной	Всех	Одной	Всех
I	ККД-1500/200	1183.7	1350	1	0.82	400	400	406	406
II	КСД-3000Т	1183.7	637.5	2	0.93	400	800	230	660
III	КМД-3000Т	1006.2	336.8	3	0.71	400	1200	230	690

Для проведения уточненного расчета схемы дробления строим гранулометрические характеристики для:

• разгрузки дробилки среднего дробления;

• разгрузки дробилки мелкого дробления. из ТИ КГОК

Ситовая характеристика крупности продуктов разгрузки дробилки для среднего дробления представлена в таблице 2.5

Таблица 2.5 - Ситовая характеристика продукта дробилки среднего дробления

Классы крупности , мм	Выход, %
-150,0+100,0	1,1
-100,0+70,0	8,2
-70,0+50,0	18,1
-50,0+15,0	41,4
-15,0+10,0	2,4
-10,0+5,0	4,3
-5,0+2,0	4,1
-2,0	20,4
Всего:	100,0

Суммарная гранулометрическая характеристика разгрузки конусной дробилки среднего дробления приведена на рис. 2.3

Рис. 2.3 - Суммарная гранулометрическая характеристика разгрузки конусной дробилки среднего дробления

Находим массы продуктов по формуле и из уравнений баланса:

Q₅ = Q₃ ·,

где - содержание класса - a_III мм. в разгрузке дробилки среднего дробления КСД, находим из рисунка 2 - ;- эффективность классификации на сите a_IIIмм, а_III = 17 мм,

Q₄= 2367.4·0.35·0.85 = 704.3 т/ч;₄ = Q₄ · 100 /Q₁= 70430 / 2367.4 = 29.7 %.

Из уравнения баланса:

Q₅ = Q₃ – Q₄ = 2367.4 - 704.3 = 1663.1 т/ч;₅ =₁ - ₅ = 100 - 29.7 = 70.3 %.

Ситовая характеристика крупности представлена в таблице 2.6.

Таблица 2.6 - Ситовая характеристика продукта дробилки мелкого дробления

Классы крупности , мм	Выход, %
+20,0	9,3
-20,0+15,0	19,5
-15,0+10,0	8,3
-10,0+5,0	20,8
-5,0+2,0	9,4
-2,0+1,0	6,8
-1,0+0,8	0,9
-0,8+0,56	4,5
-0,56+0,4	3,4
-0,4+0,28	4,5
-0,28+0,2	5,5
-0,2+0,14	3,2
-0,14+0,1	4,5
-0,1+0,071	3,1
-0,071+0,044	2,3
-0,044	3,3
Всего:	100,0

Гранулометрическая характеристика крупности продуктов разгрузки дробилки для мелкого дробления приведена на рис. 2.4

Рис. 2.4 - Гранулометрическая характеристика продукта дробилки мелкого дробления

Находим массы продуктов:

Q₅ + Q₈ = Q₅ · [1/(E_V^-a_V) + ₅^+a_III /b_V^-)] = 1663.1 · (1 / 0.85 + 0.65 / 0.84) =

= 3249.4 т/ч; ₅₊₈ = 3249.4 · 100 /Q₁ = 135.3 %

Q₈= 3249.4– Q₅ = 3249.4 - 1663.1 = 1586.3 т/ч;₈ = Q₈ · 100 /Q₁ = 65 %;

Q₅ = Q₇ = 1663.1 т/ч;₅ =₇ = 70.3 %;

Q₉ = Q₄+ Q₇ = 704.3 + 1663.1 =2367.4 т/ч;

Q₁ = Q₉= 2367.4 т/ч.

Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию. Определим требуемое количество принятых к установке дробилок и коэффициенты их загрузки, используя полученные при расчетах значения масс продуктов, полученных по уточным расчетам. Данные вносим в таблицу 2.7.

Q₁ = 2367.4 / 2.0 = 1183.7 м³/ч;Q₃ = 2367.4 / 2.0 = 1183.7 м³/ч;

Q₆ = 3249.4 / 2.0 = 1624.7 м³/ч.

Окончательно, устанавливаем:

• в крупном дроблении - N_др = 1183.7 / 1350 = 0.87;k_I = 1183.7 / (1350· 1) = 0.87;

• в среднем дроблении - N_др = 1183.7 / 637.5 = 1.85;k_II = 1183.7 / (637.5· 2) = 0.92;

• в мелком дроблении - N_др = 1624.7 / (336.8· 1.4) = 3.4; k_IV = 1624.7 / (471.52· 4) =

= 0.86.

По предварительному расчету было: k_I = 0.82;k_II = 0.93;k_III =0.71.

Значения k_i по предварительному расчетам приблизительно равны, поэтому окончательно принимаем к установке следующие типы дробилок:

• для первой стадии дробления одну дробилки ККД-1500/200- 1 дробилка;

• для второй стадии дробления две дробилки КСД-3000Т- 2 дробилки;

• для третьей стадии дробления три дробилки КМД-3000Т - 4 дробилки.

Основные технологические параметры выбранных к установке дробилок указаны в таблице 2.7

Таблица 2.7 - Параметры принятых к установке дробилок

Ста- дия дро- бле-ния	Типоразмер дробилки	Производительно- сть, м3/ч		N	kз	Установочная мощность, кВт		Масса, т
		Требуе-мая	Расчет-ная			Одной	Всех	Одной	Всех
I	ККД-1500/180	1260.51	1350	1	0.82	400	400	406	406
II	КСД-3000Т	1260.51	637.5	2	0.93	400	800	230	660
III	КМД-3000Т	1510.97	336.8	4	0.71	400	1200	230	690

2.4. Выбор и расчет оборудования для операций грохочения

В подверженном дроблению материале всегда есть куски руды мельче того размера, до которого дробится руда. Для выведения таких кусков руды из материала, который идет на дробление, с получением готового по крупности продукта применяют классификацию - процесс разделения рудного сырья по крупности.

Грохочение - процесс разделения рудного сырья на классы по крупности, осуществляемый на просеивающей поверхности (решетах, ситах и др.). Аппараты, на которых осуществляется процесс грохочения, называются грохотами.

Для удобства компоновки и снижения затрат при капитальном строительстве грохота должны работать в паре с дробилками, следовательно, перед второй стадией дробления необходимо установить три грохота, а перед третьей стадией дробления требуется установка двух грохотов. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы / под ред. О.С. Богданова, В.А. Олевского. 2-е изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1982. - 365с.

Требуемую площадь грохочения Fрассчитываем по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов на условия грохочения по формуле:

где - производительность по исходному питанию, т/ч;k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, определяемые по справочным данным;q- удельная производительность грохота по насыпному объёму при заданном отверстии сита, м/ч;ρ_н - насыпная плотность руды, т/м;Разумов

При определении рабочей площади сита Fдля выбора коэффициентов (k) и (l) необходимо знать содержание в питании зерен размером меньше половины отверстий сита и избыточных зерен размером больше отверстий сита.

Расчет грохотов для предварительного грохочения перед мелким дроблением (III операция): Q_исх = 2367.4 т/ч;

Q= 26.5 м³/м³·ч - удельная производительность на 1 м²поверхности сита при отверстиях сита 17 мм;

ρ_н = 2.0 т/м³- насыпная плотность руды; = 0.7 - коэффициент влияния мелочи;

 = 2.0 - коэффициент влияния крупных зерен; = 1.2 - коэффициент эффективности грохочения при _ = 85%; = 1 - коэффициент формы зерен;= 1 - коэффициент влажности;= 1 - коэффициент способа грохочения.Разумов

Находим необходимую площадь сита:

F= 2367.4 / (26.5 · 2 · 0.7 · 2 · 1.2 · 1 · 1 · 1) = 2367.4 / 89.04 = 26.6 м².

Определяем потребную площадь на одну дробилку: N_F = 26.6 / 2 = 13.3 м².

К установке принимаем 2 самобалансных грохота типа ГСТ 71М(на каждую дробилку по одному), с площадью просеивающей поверхности F = 15.5 м².

Расчет грохотов для поверочного грохочения в операции мелкого дробления (V операция): Q_исх = 2012.3 т/ч;

Q= 26.5 м³/м³·ч - удельная производительность на 1 м²поверхности сита при отверстиях сита 17 мм;

ρ_н= 2.0 т/м³- насыпная плотность руды; = 0.8 - коэффициент влияния мелочи;

 = 1.07 - коэффициент влияния крупных зерен; = 1.2 - коэффициент эффективности грохочения при _ = 85%, = 1 - коэффициент формы зерен;= 1 - коэффициент влажности;= 1 - коэффициент способа грохочения.Разумов

Находим необходимую площадь сита:

F= 2012.3 / (26.5 · 2 · 0.8 · 1.07 · 1.2 · 1 · 1 · 1) = 2012.3 / 54.44 = 36.9 м².

Определяем потребную площадь на одну дробилку: N_F = 36.9 / 4 = 9.2м².

К установке принимаем 4 самобалансных грохота тяжелого типа ГСТ 71М (на каждую дробилку по одному), с площадью просеивающей поверхности F = 15.5 м². Грохот односитный ГИСТ 71 предназначен для разделения по крупности сыпучих материалов объемной массой насыпного груза до 2,8т/м3 при угле наклона просеивающей поверхности 0-5 градусов на операциях обезвоживания, обесшламливания, мокрого и сухого грохочения (с поверхностной влагой материала не более 5%) , а также отмыва суспензии от продуктов обогащения. Грохот изготавливается в опорном исполнении с приводом через гибкую (лепестковую) муфту. Основные технические параметры выбранных грохотов приведены в таблице 2.8

Таблица 2.8 - Основные технические параметры выбранных грохотов

Параметры	ГСТ-71М
Производительность по питанию (регулируемая), т/ч, не более	1500
Размеры просевающей поверхности, мм	25006200; 25004000
Количество сит	1
Угол наклона короба, град	0 … 5
Амплитуда колебаний (полуразмах), мм	4,1 … 8,1
Мощность привода, кВт	2 ·22
Габаритные размеры, мм длина ширина высота	6950 4040 2275
Масса грохота, кг	17300

2.5 Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схем обогащения

.Используя рис. 2.5, данные практики обогащения аналогичных руд, а также информацию справочников Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики / под ред. О.С. Богданова, Ю.Ф. Ненарокомова, 2-е изд. перераб. и доп. М.: Недра, 1984. - 355с. Разумов К.А., Петров В.А. Проектирование обогатительных фабрик: учебник для вузов. 2-е изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1982. - 497с. Справочник по обогащению руд. Основные процессы / под ред. О.С. Богданова, 2-е изд., перераб. и доп. М.: Недра, 1983. - 379с.

:

Складирование и усреднение

:

+_

9

ММС 1-ая стадия VII

10

12

11

-_

13

14

Классификация IX

15

16

Пески

17

18

Слив

19

20

21

22

Хвосты

23

24

Кек

Складирование и сушка

ВОДА

Измельчение 1-ая стадия VI

до крупности 50% -0.074

Грохочение VIII

Измельчение 2-ая стадия X

до крупности 85% -0.074

ММС 2-ая стадия XI

ММС 3-ая стадия XII

Фильтрация XIII

Фильтрат и перелив

Рис. 2.5 - Совмещенная качественно-количественная и водно-шламовая схема обогащения

Найдём число исходных показателей по формуле: N = C · (n_p - a_p + 1) - 1,

где С = 1 +е, е - число определяемых компонентов, по которым рассчитывается схемаС = 1 + 1 = 2;n_p - число продуктов разделения = 12;a_p- число операций разделения = 6;

N = 2 · (12 - 6 + 1) - 1 = (2 · 7) - 1 = 14 - 1 = 13.

Найдём число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки по формуле: N_п = С ·(n_p - a_p) = 2 · (12 - 6) = 12.

Найдём число исходных показателей, относящихся к руде по формуле:N_р = N_п - N = 13 - 12 = 1.

Найдём максимальное возможное число извлечений, задаваемых по схеме для продуктов обработки по формуле: N _{ε max} = n_p - a_p = 12 - 6 = 6

Найдем число показателей содержания в продуктах обработки по формуле:

N_β = N - N _{ε max} = 13 - 6 = 7

Задаёмся исходными показателями ε и β для следующих продуктов:

по извлечению: _15,_,_,_,_

по содержанию__, _, _,_,_.

_.₁₈_235.94_91.4._=0.25 %;

_, _, __, _,_

Исходные показатели для расчета схемы

___

Находим недостающие показатели по уравнениям баланса.

Рассчитываем выхода продуктов. для которых имеются содержания по формуле:

__n_n

Рассчитываем недостающие показатели содержания по формуле: 

_n_n__n ,_

Рассчитываем абсолютные массы продуктов по формуле:

Q_n = Q₁*_n ,

Исходя из рассчитанной ранее производительности корпуса дробления, принимаем часовую производительность главного корпуса равную Q_ч =Q _к.д.ч = 2367.4 т/ч.

Результаты расчёта качественно-количественной схемы приведены в таблице 2.9.

Таблица 2.9 - Результаты расчёта качественно-количественной схемы обогащения

№	Наименование операций и продуктов	Q,т/ч			
1	2	3	4	5	6
VI 9	Измельчение 1 стадия поступает: Дробленая руда Вода	2367.4 -	100 -	22.5 -	100 -
	Итого	2367.4	100	22.5	100
10	выходит: Слив мельницы	2367.4	100	22.5	100
	Итого	2367.4	100	22.5	100
VII 10	ММС- 1-ая стадия поступает: Слив мельницы Вода	2367.4 -	100 -	22.5 -	100 -
	Итого	2367.4	100	22.5	100
11 12	выходит: Концентрат ММС-I Хвосты ММС-I	1091.4 1276.0	46.1 53.9	45.8 2.6	93.8 6.2
	Итого	2367.4	100	22.5	100
VIII 11	Грохочение поступает: Концентрат ММС-I Вода	1091.4 -	46.1 -	45.8 -	93.8 -
	Итого	1091.4	46.1	45.8	93.8
13 14	выходит: Надрешетный продукт Подрешетный продукт	778.9 312.5	32.9 13.2	44.6 48.4	65.3 28.5
	Итого	1091.4	46.1	45.8	93.8
IX 13 18	Классификация поступает: Надрешетный продукт Слив мельницы 2-ст. Вода	778.9 2083.3 -	32.9 88.0 -	44.6 58.8 -	65.3 230.0 -
	Итого	2862.2	120.9	54.9	295.3
16 17	выходит: Пески классификации Слив классификации	2083.3 778.9	88.0 32.9	58.8 44.6	230.0 65.3
	Итого	2862.2	120.9	54.9	295.3

Продолжение таблицы 2.9

1	2	3	4	5	6
X 16	Измельчение 2 стадия поступает: Пески классификации Вода	2083.3 -	88.0 -	58.8 -	230 -
	Итого	2083.3	88.0	58.8	230
18	выходит: Слив мельницы 2-ст.	2083.3	88.0	58.8	230
	Итого	2083.3	88.0	58.8	230
XI 14 17	ММС- 2-ая стадия поступает: Подрешетный продукт Слив классификации Вода	312.5 778.9 -	13.2 32.9 -	48.4 44.6 -	28.5 65.3 -
	Итого	1081.4	46.1	45.8	93.8
19 20	выходит: Концентрат ММС-2 ст. Хвосты ММС-2 ст.	794.8 286.6	34.0 12.1	60.7 3.9	91.7 2.1
	Итого	1081.4	46.1	45.8	93.8
XII 19	ММС- 3-ая стадия поступает: Концентрат ММС-2 ст.	794.8	34.0	60.7	91.7
	Итого	797.8	34.0	60.7	91.7
21 22	выходит: Концентрат ММС-3 ст. Хвосты ММС-3 ст.	752.9 44.9	32.1 1.9	64.1 3.5	91.4 0.3
	Итого	797.8	34.0	60.7	91.7
XIII 21	Фильтрация поступает: Концентрат ММС-3 ст.	752.9	32.1	64.1	91.4
	Итого	752.9	32.1	64.1	91.4
23 24	выходит: Кек в/фильтров Фильтрат + перелив в/ф	748.1 11.8	31.6 0.5	64.0 63.0	90.0 1.4
	Итого	752.9	32.1	64.1	91.4

Баланс основных технологических показателей приведен в таблице 2.10

Таблица 2.10- Баланс основных технологических показателей

№ Проду-ктов	Наименование продуктов	Q,т/ч			Вода, м3/ч
1	Поступает: Исходное питание	2367.4	100	100	Поступает -7383.6
12 20 22 23 24	выходит: Хвосты ММС-1стадия Хвосты ММС-2 стадия Хвосты ММС-3 стадия Кек в/фильтров Фильтрат и перелив в/ф	1276.0 286.6 44.9 748.1 11.8	6.2 2.1 0.3 90.0 1.4	53.9 12.1 1.9 31.6 0.5	Уходит из процесса 1111.6 1741.6 3991.1 67.3 472.0
	Итого	2367.4	100	100	7383.6

Согласно заданной технологической схеме (рисунок 2.2) рассчитывается водно-шламовая схема, целью расчета которой является: обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж:Т в продуктах схемы; определение объемов пульпы для всех продуктов и операций схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.

Принятые обозначения: R_n - весовое отношение жидкого к твердому в операции или в продукте, численно равное отношению м³ воды /1 т твердого (этот параметр задаем);Т– процентное содержание твердого;W_n - количество воды в операции или в продукте, м³ в единицу времени;L_n - количество воды, добавляемой в операцию или к продукту, м³ в единицу времени;S_n - влажность продукта в долях единицы; V_n - объем пульпы в продукте, м³ в единицу времени; ln - удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные операции, м³/т твердого.

Согласно заданной схеме, представленной на рисунке 2.5, рассчитываем водно-шламовую схему, используя при расчете следующие основные соотношения:

Расчет потребного количества воды для продукта или операции:

м³/ч.

Количество свежей воды, которое необходимо добавить в операцию для обеспечения заданного разжижения:

L_оп =W_оп-W_исх , м ³/ч.

Влажности продукта, т.е. отношение массы воды в продукте к массе воды и твердого в нем, доли ед.:

Расчет потребного количества воды для операции по содержанию твёрдого в пульпе:

W_оп = (Q_исх(100 -_тв)) /_тв ,

где _тв - содержание твердого в пульпе, %.

Расчёт объёма пульпы в продукте:

где δn - плотность твердого в продукте и равная 2.9 т/м³;

Результаты расчёта водно-шламовой схемы приведены в таблице 2.11

Таблица 2.11 - Результаты расчёта водно-шламовой схемы обогащения

№	Наименование операций и продуктов	Q,т/ч	R	W, м3/ч	V, м3/ч
1	2	3	4	5	6
VI 9	Измельчение 1 стадия поступает: Дробленая руда Вода	2367.4 -	0.01 -	23.7 686.7	804.9 686.7
	Итого	2367.4	0.3	710.4	1491.6
10	выходит: Слив мельницы	2367.4	0.3	710.4	1491.6
	Итого	2367.4	0.3	710.4	1491.6
VII 10	ММС- 1-ая стадия поступает: Слив мельницы Вода	2367.4 -	0.3 -	710.4 946.9	1491.6 946.9
	Итого	2367.4	0.7	1657.3	2438.5
11 12	выходит: Концентрат ММС-I Хвосты ММС-I	1091.4 1276.0	0.5 0.9	545.7 1111.6	916.8 1521.7
	Итого	2367.4	0.7	1657.3	2438.5
VIII 11	Грохочение поступает: Концентрат ММС-I Вода	1091.4 -	0.5 -	545.7 545.7	916.8 545.7
	Итого	1091.4	1.0	1091.4	1462.5
13 14	выходит: Надрешетный продукт Подрешетный продукт	778.9 312.5	0.8 1.5	622.6 468.8	887.5 575.0
	Итого	1091.4	1.0	1091.4	1462.5
IX 13 18	Классификация поступает: Надрешетный продукт Слив мельницы 2-ст. Вода	778.9 2083.3 -	0.8 0.6	622.6 1249.9 3279.4	887.5 1958.2 3279.4
	Итого	2862.2	1.8	5151.9	6125.1
16 17	выходит: Пески классификации Слив классификации	2083.3 778.9	0.5 5.3	1041.7 4110.2	1750.0 4375.1

Баланс общей воды выражается равенством:

где - количество воды, поступающее с исходным сырьем;- суммарное количество воды, добавляемой в процесс;- суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами.

Из уравнения следует, что расход общей воды будет:

• Определим расход воды на 1 тонну руды:

Q = / 2367.4 = 3.11 м³/ч.

Все приведенные выше подсчеты относятся к воде, потребляемой для технологических целей. Чтобы определить общую потребность воды для обогатительной фабрики, необходимо учесть еще расход ее на смыв, промывку аппаратов (в случае их остановки) и на другие нужды. Обычно при проектировании принимают, что общее потребление воды фабрикой на 10-15 процентов превышает потребление воды для технологических целей. РАЗУМОВ

В результате расчета качественно - количественной схемы получаем железорудный концентрат со следующими технологическими показателями:

₂₃ = 31.6 %;₂₃ =₂₃ =

2.6. Выбор и расчет технологического оборудования

При выборе обогатительного оборудования приходится решать три основные задачи - выбор типа аппарата, определение его производительности, выбор оптимального в технико-экономическом отношении размера аппарата и в связи с этим потребного количества устанавливаемых аппаратов.

В ряде случаев для проектируемых условий может быть применен только один тип аппарата. Однако часто для осуществления одной и той же операции могут быть применены аппараты разных типов. Правильный выбор в этом случае может быть сделан только на основании технико-экономического сравнения отдельных типов аппаратов. Решающую роль в процессе выбора типа аппарата играет учет накопленных практических данных по эксплуатации подобных аппаратов, работающих в условиях, аналогичных условиям проектируемой обогатительной фабрики.

2.6.1 Выбор и расчет оборудования для измельчения

Наиболее часто применяются два метода расчета производитель­ности мельницы - по удельной производительности и по эффектив­ности измельчения. Удельную производительность определяют по исходной руде или чаще - по вновь образуемому расчетному классу (обычно - 0,074 мм) на единицу объема барабана мельницы, а за­тем подсчитывают общую производительность мельницы.

Эффективность измельчения определяют в тоннах готового про­дукта или чаще в тоннах вновь образуемого расчетного класса на 1 кВт·ч затраченной энергии, а затем, с учетом потребляемой мель­ницей мощности, подсчитывают общую производительность мель­ницы. При определении удельной производительности и эффектив­ности измельчения проектируемой мельницы основываются на данные практики, полученные на какой-либо действующей обогатительной фабрике, где мельницы работают в условиях, близких к оптимальным, а свойства руды и процесс измельчения в достаточ­ной мере стабильны.

Исходя из технологии обогащения, принятой при проектировании фабрики, процесс измельчения производится по двухстадиальной схеме. В первой стадии используются стержневые мельницы для подготовки руды к последующему измельчению в шаровых мельницах. Шаровые мельницы используются во второй стадии для получения более тонкого помола.

В данном случае расчет ведем по удельной производительности. РАЗУМОВ

• Расчет I- стадии измельчения – операция VI:

Q_исх = 2367.4 т/ч

Необходимо выбрать размер мельниц и подсчитать необходимое их число для измельчения руды от 15 мм до крупности 50 % класса - 0,074 мм. Содержание класса - 0,074 мм в исходной руде - 10 %. На действующей фабрике руда перерабатывается мельницами МСЦ 36004500.

Для проектируемой фабрики необходимо сравнить варианты установки мельниц для первой стадии измельчения:

МСЦ 36004500 - принята за эталонную;

МСЦ 40005500;

МСЦ 45006000.

Поскольку удельная производительность мельницы по проектируемой руде, как правило, не известна, ее определение выполняется сравнением с удельной производительностью мельницы, принятой за эталон. В этом случае расчетная удельная производительность проектируемой мельницы находится по формуле:

q= q_Э· K_И · K_К· K_Т · K_D, т/(м³·ч),

где q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу -0.074 мм, т/(м³ · ч);

q_Э - удельная производительность мельницы, принятой за эталон и работающей на эталонной руде, по вновь образованному классу - 0.074 мм, т/(м³ · ч);

K_И - коэффициент измельчаемости, численно равный отношению удельных производительностей мельницы на проектируемой руде к эталонной (определяется в промышленных или лабораторных условиях). При отсутствии таких данных берётся по справочным данным.

K_К - коэффициент, учитывающий различие в крупностях питания и измельчения для руды, проектируемой к переработке и эталонной руды. Численное значение коэффициента находят по формуле: K_К = m₂ / m₁ ,

где m₂ - относительная удельная производительность мельницы, принятой к проектированию, по расчетному классу при запроектированной крупности питания и измельчения; m₁ - относительная удельная производительность эталонной мельницы по расчетному классу при запроектированной крупности питания и измельчения.

K_Т - коэффициент, учитывающий различие в типах мельниц. Значение коэффициента принимается в зависимости от типа проектируемой и эталонной мельниц.

K_D - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабана проектируемой и эталонной мельниц. Численное значение K_D находят по формуле:

где D_пр - диаметр барабана проектируемой мельницы, м; D_эт - диаметр барабана эталонной мельницы, м;

Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0.074 мм действующей мельницы:

т/м³.

По справочным данным определяем значение коэффициента К_И для сравниваемых мельниц:

К_И = 1.1.

Определяем значение коэффициента К_Кдля сравниваемых мельниц по формуле

K_К = m₂ / m₁

Тогда:

К_К = 0.959 / 0.914 = 1.05.

Определяем значение коэффициента К_Тдля сравниваемых мельниц. Так как разницы в типах мельниц нет (эталонная и проектируемые мельницы МСЦ), то значение коэффициентаК_Т принимаем:

К_Т = 1.

Определяем значение коэффициента К_Dпо формуле (2.16):

Для МСЦ 40005500:

Для МСЦ 45006000:

Определяем удельную производительность мельниц, выбранных для сравнения, используя найденные значения коэффициентов и удельную производительность эталонной мельницы:

Для МСЦ 40005500: q = 2.33· 1.1 · 1.05 · 1 · 1,05 = 2.83 т/(м³·ч);

Для МСЦ 45006000: q = 2.33· 1.1 · 1.05 · 1 · 1,12 = 3.01 т/(м³·ч).

Рабочие объемы барабанов мельниц берем по справочным данным:

МСЦ 3,64,5:V = 40 м³;

МСЦ 4,05,5:V = 60 м³;

МСЦ 4,56,0:V = 85 м³.

Определяем производительность мельниц по руде по следующей формуле:

где: V- рабочий объем мельницы.

МСЦ 3.64.5:

т/ч;

МСЦ 4,05,5:

т/ч;

МСЦ 4,56,0:

т/ч.

Определяем расчетное число мельниц по формуле:

МСЦ 3,64,5:

МСЦ 4,05,5:

МСЦ 4,56,0:

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по установочной мощности, суммарной массе. При сравнении вариантов необходимо учитывать и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц, такие как: потребный объем здания, требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования. В таблице 2.12 приведены основные параметры необходимые для сравнения.

Таблица 2.12 - Сравнение вариантов мельниц по основным показателям

Размеры мельниц, DL, мм	Коли- чество	Масса мельниц, т		Установочная мощность, кВт		Коэффициент запаса
		Одной	Всех	Одной	Всех
МСЦ 36004500	11	159	1749	1000	11000	11:10.2=1.07
МСЦ 40005500	6	250	1500	2000	12000	6:5.6=1.07
МСЦ 45006000	4	310	1240	2500	10000	4:3.7=1.08

При сравнении мельниц по основным техническим характеристикам вариант установки 4 мельницы МСЦ 4.56.0м оказался более выгодным по следующим причинам:

• количество мельниц: необходимо 4 мельниц МСЦ 4.56.0 м, тогда как мельниц типа МСЦ 3,64,5 м; МСЦ 4,05,5 м требуется 11, 6 соответственно. Это говорит о том, что при установке мельниц МСЦ 4.56.0 м удастся сэкономить в объеме здания и на всем вспомогательном оборудо­вании (конвейеров, насосов и т.д.).

• капитальные затраты (транспортировка, установка и др.) будут ниже, чем у других вариантов.

- коэффициент запаса 1,08. Это говорит о том, что при использовании данного типа мельниц создастся резерв по оборудованию, поэтому не придется устанавливать дополнительную резервную мельницу.

- масса мельницы МСЦ 4.56.0м больше, чем у других сравниваемых типов мельниц и поэтому нам потребуется большая грузоподъемность крана и транспортирующего оборудования.

• Расчет II- стадии измельчения (оп.VI) производим аналогично расчету I - стадии.

Q_исх = 2083.3 т/ч.

Содержание класса -0.074мм в исходном питании и конечном продуктах - 50 процента и 85 процентов соответственно.На действующей фабрике для измельчения второй стадии применяются мельницы МШР 36005000.

Для проектируемой фабрики необходимо сравнить варианты установки мельниц для первой стадии измельчения:

МШР 36005000 - принята за эталонную;

МШР 45005000;

МШР 45006000.

Удельную производительность по вновь образуемому классу -0.074 мм действующей мельницы берем по данным практики:

т/м³.

По справочным данным определяем значение коэффициента К_Идля сравниваемых мельниц:

К_И = 1.07.

Определяем значение коэффициента К_Кдля сравниваемых мельниц :

К_К = 1 / 0.914 = 1.05.

Определяем значение коэффициента К_Тдля сравниваемых мельниц. Так как разницы в типах мельниц нет (эталонная и проектируемые мельницы МШР), то значение коэффициентаК_Т принимаем:

К_Т = 1.

Определяем значение коэффициента К_Dпо формуле

Для МШР 45005000 и МШР 45006000:

Определяем удельную производительность мельниц, выбранных для сравнения, используя найденные значения коэффициентов и удельную производительность эталонной мельницы:

Для МШР 45005000 и МШР 45006000: q = 2.02·1.07·1.05·1·1.12 = 1.38 т/(м³·ч);

Рабочие объемы барабанов мельниц берем по справочным данным:

МШР 3,65,0:V = 45 м³;

МШР 4,55,0:V = 68 м³;

МШР 4,56,0:V = 85 м³.

Определяем производительность мельниц по руде по формуле:

МШР 3,65,0: т/ч;

МШР 4,55,0: т/ч;

МШР 4,56,0:т/ч.

Определяем расчетное число мельниц по формуле:

МШР 3,65,0:

МШР 4,55,0:

МШР 4,56,0:

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине, требующейся для каждого варианта установочной мощности, суммарной массе. В таблице 2.13 приведены основные параметры необходимые для сравнения.

Таблица 2.13 - Сравнение вариантов мельниц по основным показателям

Размеры мельниц, DL, мм	Коли- чество	Масса мельниц, т		Установочная мощность, кВт		Коэффициент запаса
		Одной	Всех	Одной	Всех
МШР 36005000	7	160	1120	1250	8750	7:6.99=1.00
МШР 45005000	8	275	2200	2500	20000	8:7.95=1.01
МШР 45006000	7	312	2184	2500	17500	7:6.2=1.13

Из сравнения мельниц по основным техническим характеристикам видно, что вариант установки 7 мельниц МШР 4,5 6,0 м оказался более выгодным по следующим причинам:

• Количество мельниц: необходимо 7 мельниц МШР 4,5 6,0 м, тогда как мельниц типаМШР 3,65,0 м; МШР 4,55,0 м требуется 7, 8. Это говорит о том, что при установке мельниц МШР 4,56,0 м удастся сэкономить в объеме здания и на всем вспомогательном оборудо­вании (потребуется меньшее количество гидроциклонов, насосов и т.д.), а так же на расходных материалах необходимых для оптимальной и бесперебойной работы мельничного отделения.

• Установочная мощность больше, поэтому применение именно таких мельниц не уменьшит энергопотребление цеха в целом, но коэффициент запаса больше, чем у других вариантов, а значит не потребуется установка резервной мельницы, сто уменьшит затраты капитальном строительстве, что сейчас является очень важным с точки зрения экономии денежных средств.

- Капитальные затраты (транспортировка, установка и др.) будут ниже, чем у других вариантов.

Также нужно отметить, что масса мельницы МШЦ 4,5 6,0 м больше, чем у других сравниваемых типов мельници поэтому нам потребуетсябольшая грузоподъемность крана и транспортирующего оборудования.

В первой стадии измельчения установлены мельницы аналогичного типоразмера, что позволит облегчить общий ремонтный процесс измельчительного оборудования.

Техническая характеристика мельниц, выбранных для первой и второй стадии измельчения, приведена в таблице 2.14.

Таблица 2.14- Техническая характеристика выбранных мельниц

Параметры	Показатели
	МСЦ 4,5 6,0	МШР 4,5 6,0
Толщина футеровки, мм	120	120
Внутренние размеры барабана (без футеровки), мм: Диаметр Длина	4500 6000	4500 6000
Рабочий объем, м3	85	85
Масса стержневой (шаровой) загрузки,т	196	177
Мощность привода, кВт	2500	2500
Масса мельницы, т	312	312

2.6.2 Выбор и расчет оборудования для классификации

В практике работы фабрик для классификации продуктов применяют классификаторы и гидроциклоны. Но в связи с тем, что гидроциклоны по сравнению с классификаторами имеют следующие преимущества: дают возможность получения более плотных сливов, обеспечивают меньшую влажность песков, более высокую эффективность классификации; они более компактны, следовательно, требуют меньше площадей под их установку, более просты в обслуживании, не имеют вращающихся и движущихся частей; гидроциклоны не требуют расхода электроэнергии. Исходя из этого, к установке принимаем гидроциклоны. разумов

I стадия классификации (операция IX):

Максимальная крупность зерен в сливе 0.5 мм, производительность по исходному питанию 2862.2(68692.8), по пескам 2083/3(49999.2)/

Определяем максимальный диаметр гидроциклонов при отношении по формуле:

где - содержание твердого в исходной питании, равное 35 процентов;и₀ -плотность твердой и жидкой фазы, т/м³ (2.9 т/м³и 1.0 т/м³соответственно);- максимальная крупность зерен в сливе;Н -давление пульпы на входе в гидроциклон.

• для Н=0.5 кГ/см²:

см;

• для Н=1.0 кГ/см²:

см;

• для Н=1.5 кГ/см²:

см.

Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 710, 1000, 1400 мм.

Определяем производительность гидроциклонов по формуле:

для гидроциклона D=710 мм:V₁=;

• для гидроциклона D=1000 мм:V₂=;

• для гидроциклона D=1400 мм:V₃=.

Значения иприняты из средних пределов, указанных в справочнике Разумов.

Минутный дебит пульпы:

(2.20)

Число гидроциклонов:

• для гидроциклона D=710 мм:;

• для гидроциклона D=1000 мм:;

• для гидроциклона D=1400 мм:.

Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам.

В соответствии с принятым отношением , расчетные диаметры отверстий песковых насадок будут:

Удельные нагрузки по пескам:

• для гидроциклона D=710мм:

;

• для гидроциклона D=1000 мм:

;

• для гидроциклона D=1400 мм:

.

Удельная нагрузка должна быть в пределах 0.5-2 площади живого сечения пескового насадка. Для ГЦ-71 и ГЦ 1000 удельная нагрузка лежит в пределах нормы, следовательно необходимо выбирать из этих двух вариантов.

В результате расчета выявлено, что следует установить 14 гидроциклонов D=1000 мм (на каждую мельницу по два - один рабочий, один резервный), так как при меньшем количестве они не будут обеспечивать требуемую производительность. Технические характеристики выбранного гидроциклона представлены в таблице 2.15.

Таблица 2.15 - Техническая характеристика гидроциклона1000 мм

Параметр	Гидроциклон 1000 мм
1	2
Диаметр гидроциклона, мм	1000
Угол конусности, град	20
Диаметр сливного отверстия, мм	200-400
Диаметр пескового отверстия, мм	80-250
Габаритные размеры: длина ширина высота	1500 1600 4500
Производительность, м3/ч при напоре 1 кгс/см2	280-1000

2.6.3 Выбор и расчет оборудования для мокрой магнитной сепарации

Для мокрого обогащения сильномагнитных руд применяются барабанные магнитные сепараторы со слабым полем с нижним пита­нием, прямоточной, противоточной и полупротивоточной ваннами.

У прямоточных сепараторов через зону извлечения проходит весь объем питания, тогда как у противоточных и полупротивоточных - в основном немагнитная его часть. При низком содержании магнитной фракции в питании, т. е. при большом выходе хвостов (>50 процентов), технологические показа­тели работы сепараторов с тремя типами ванн близки между собой. При высоком же содер­жании магнитной фракции в питании, т. е. при малом выходе хвостов (<30 процентов), техноло­гические показатели работы прямоточных сепараторов значительно уступают показа­телям работы противоточных и полупротивоточных сепараторов.

Прямоточные сепараторы пригодны для руды крупностью 6 мм, и менее, противоточные - для руды крупностью 2 (3) мм, и менее, полупротивоточные - для руды крупностью 0.3мм и менее. Полупротивоточные сепара­торы можно применять и на более крупном материале - на сливе классификаторов или гидроциклонов крупностью минус 0.5 плюс 0мм (60-70 процентов класса -0.074 мм). Однако в этом слу­чае для обеспечения их надежной работы необходимо полностью исключить возмож­ность попадания в сепаратор случайных крупных кусков руды.

Сепараторы с различными типами ванн при прочих равных условиях обеспечивают за один прием обогащения примерно одинаковое качество магнитного продукта. Для последо­вательного осуществления нескольких прие­мов обогащения с перечисткой магнитного продукта необходимо учитывать удобство компоновки сепараторов с различными ван­нами. Конструктивные особенности прямо­точных и полупротивоточных сепараторов позволяют компоновать их горизонтально. Компоновка противоточных сепараторов тре­бует значительного перепада высот (600 - 1000 мм) между соседними сепараторами.

Прямоточные сепараторы при прочих рав­ных условиях потребляют мощность, мень­шую в 1.5-2 раза, чем противоточные. Полупротивоточные сепараторы по потребляемой мощности занимают промежуточное положе­ние. Противоточные сепараторы по сравнению с прямоточными и полупротивоточными имеют наибольший износ барабана и ванны.

• Расчет сепараторов для операции VII.

Для I ста­дии обогащения на разгрузке стержневой мель­ницы, работающей в замкнутом цикле с гидроциклонами, реко­мендуются противоточные сепараторы.

Производительность сепаратора для мокрой сепарации сильномагнитных руд подсчитывается по нормам удельной нагрузки на 1м² ширины питания по формуле:

где Q - производительность по исходному питанию, т/ч; n - число барабанов для основной сепарации; n=1; L - длина барабана, м; L= 3.0 м; q - удельная нагрузка; т/м∙ч.

Расчёт необходимого количества аппаратов производится по формуле:

,

Примем для VII операции: q= 52 т/м²∙ч:

К установке в первой стадии магнитной сепарации (ММС-I) принимаем 16 противоточных сепараторов марки ПБМ-П-120/300.

• Расчет сепараторов для операций - XI, XII.

Для магнитной сепарации II - ой и III - ей стадий принимаем полупротивоточные магнитные барабанные сепараторы типа ПБМ-ПП-120/300, предназначенные для обогащения сливов гидро­циклонов, классификаторов или песков дешламаторов.

Примем для операции XI: q= 18 т/м²·ч:

К установке в третьей стадии магнитной сепарации (ММС 2-ая стадия) принимаем 21 полупротивоточных сепаратора марки ПБМ-ПП-120/300.

Примем для операции XII: q= 13 т/м²·ч:

К установке в третьей стадии магнитной сепарации (ММС 3-ая стадия) принимаем 21 полупротивоточных сепаратора марки ПБМ-ПП-120/300.

Технические характеристикисепараторов ПБМ-П-120/300 и ПБМ-ПП-120/300 приведены в таблице 2.16.

Таблица 2.16- Технические характеристики ПБМ-П-120/300 и ПБМ-П-120/300

Параметр	Значение
	ПБМ-П-120/300	ПБМ-ПП-120/300
Длина рабочей части, мм	1200	1200
Длина барабана,мм	3000	3000
Напряжение магнитного поля на поверхности барабана, кА/м (Э),не менее	125 (1570) 118 (1480)	105 (1320) 125 (1570)
Крупность кусков питания, мм, не более	2.0	0.2
Мощность электропроводов,кВт	7.5	7.5
Габаритные размеры, мм: длина ширина высота	4000 2700 2700	4000 2700 2700
Масса не более, кг	7400	7400

2.6.4 Выбор и расчет оборудования для грохочения

За основу при проектировании было взято предприятие АО «Ковдорский ГОК», где успешно в течение многих лет перерабатывают аналогичные руды и получают железорудный концентрат качества. Для операции тонкого грохочения применяются грохота «Деррик Стэк Сайзер» с мультипитанием.

Исходя из данных практики примем нагрузку на грохот равную 110.0 т/ч. Исходное питание в операцию грохочения равно 1091.4 т/ч.

Тогда потребное число грохотов:

n = 1091.4 / 110.0 = 10.

К установке примем 10 грохота «Стэк Сайзер» фирмы Деррик. Технические характеристики выбранных грохотов приведены в таблице 2.17.

Таблица 2.17 - Техническая характеристика грохотов «Стэк Сайзер»

Параметр	Значение
Размер ячейки, мм	0.23÷0.35
Площадь просеивающей поверхности, м2	0.704
Угол наклона, град	17
Плотность питания, %	30÷55
Частота, Гц	41÷47
Эл.двигатель Мощность привода, кBт Число оборотов, об/мин	SG-380/400-50 2 ·1.83 1500
Масса, кг	4914

2.6.5 Выбор и расчет оборудования для фильтрации

При поступлении на фильтрование тонкоизмельченных продуктов применяются дисковые вакуум-фильтры. Они хорошо зарекомендовали себя на действующих производствах и отличаются надежностью и достаточной производительностью. Смена фильтрующей ткани в этих фильтрах производится установкой заранее заготовленных секторов и не требует длительных остановок фильтра.

Выбор типа вакуум-фильтра определяется в основном характеристикой крупности твердой фазы, ее плотностью, требуемой производительностью и кондициями на влажность. [5,9]

Определяем требующуюся площадь фильтрования для операции XIXпо формуле:

S = Q_исх / q,

где Q_исх= 752.9 т/ч - питание вакуум-фильтров.

q=0.5 т/(м²·ч)-удельная производительность вакуум-фильтра по концентрату.Разумов

Тогда площадь фильтрования равна:

S = 752.9 / 0.5 = 1505.8 м².

Определяем требующееся число вакуум-фильтров:

n = S / S_ф ,

где S_ф - площадь фильтрующей поверхности, указанная в каталогах производителей.

Для выбора оптимального варианта установки рассмотрим три типоразмера вакуум-фильтров:

• для ДОО 100-3,75: n = 1505.8 / 100 = 15.1 = 16 шт;

• для ДОО 160-3,75:n= 1505.8 / 160 = 9.4 =10 шт;

• для ДОО 250-3,75: n= 1505.8 / 250 = 6,02= 7 шт.

В таблице 2.18 представлены параметры сравнения, исходя из которых производится выбор необходимого оборудования.

Таблица 2.18 - Сравнение вариантов установки вакуум-фильтров

Типоразмер в/ф	S фильтрующей поверсности, м2	Количество, шт	Установочная мощность, кВт	Мощность всех фильтров
ДОО 100-3,75	100	16	3	48
ДОО 160-3,75	160	10	8	80
ДОО 250-3,75	250	7	11	77

Принимаем к установке 7 вакуум-фильтров типа ДОО 250-3,75 и 3 берём в резерв. Вакуум-фильтры комплектуются вакуум-насосами и воздуходувками, а также ресиверами и ловушкам. Технические характеристики выбранных к установке вакуум-фильтров представлены в таблице 2.19.

Таблица 2.19 - Технические характеристики вакуум-фильтра ДОО 250-3,75

Параметры	ДОО 250-3,75
Поверхность фильтрования, м2	250
Диаметр диска, м	3.75
Число дисков	14
Установочная мощность эл.двигателя, кВт	11
Частота вращения дисков, мин-1	0.2-1.1
Масса, т	33.4

2.6.6 Выбор оборудования для сушки, расчет сушильных барабанов

Операция сушки осуществляется в зависимости от климатических условий и близости завода потребителя.

Срок перехода на отгрузку высушенного железорудного концентрата устанавливается 1 ноября, срок перехода на отгрузку влажного концентрата - 1 апреля.

Для сушки концентратов применяют барабанные прямоточные и противоточные сушилки. Чаще используют прямоточные сушилки, в которых направление движения горячего сушильного агента совпадает с направлением движения продукта.

Сушка железорудного концентрата по проекту производится в сушильных барабанах прямого действия. В качестве агента сушки используются дымовые газы, представляющие собой продукты сгорания смеси мазута и воздуха. Воздух подается в камеру сгорания вентиляторами, подогретый мазут под давлением поступает в форсунки топки.

Определим общий объем сушилок на очереди сгущенного и фильтрованного концентрата при известном напряжении объема сушилки по испаренной влаге:

V_общ/ ω, м³,

где Q= 748.1т/ч - производительность сушильного отделения;

R_И= 0,11 - разжижение исходного продукта сушки;

R_К= 0,01 - разжижение конечного продукта сушки;

ω= 70 кг/(м^3.ч) - напряжение объема сушилки по испаренной влаге.

V_общ= 10³· 748.1 · (0.11 - 0.01) / 70 = 1068.7 м³.

К установке принимаем барабанную сушилку с объемом барабана - V_б = 260 м³, значит расчетное число аппаратов будет:

n = V_общ / V_б .

n = 1068.7/ 260 = 4.1 = 5.

К установке - 5 сушильных барабанов прямого действия и один в резерв.

В таблице 2.20 и 2.21 представлены технические характеристики топок и сушильных барабанов.

Таблица 2.20 - Технические характеристики топок

Наименование параметров	Ед. изм.	Значение
Объем топки	м3	50
Количество мазутных форсунок	шт.	3
Давление в мазутопроводе	кг/см2	5-6
Сжигаемое топливо (мазут)	-	М-100
Температура мазута	°С	105±5
Температура вспышки при поднесении пламени	°С	80-112
Температура самовоспламенения	°С	500-600
Содержание серы	%	3.5
Температура застывания	°С	25
Тип форсунки	-	ОЭН-500
Производительность форсунки по мазуту	кг/ч	500

Таблица 2.21 - Технические характеристики установленных сушильных барабанов

Показатель	СБ 3.5×27
Размеры барабана, м: диаметр длина	3.5 27
Угол наклона барабана, град	3
Скорость вращения барабана, об/мин	2;3;4;6
Мощность электродвигателя, кВт	250
Объем барабана, м3	260