
- •I. Задание:
- •II. Расчетно-пояснительная записка:
- •Расчет схемы дробления, грохочения и выбор оборудования. Выбор схемы дробления
- •. Определение производительности цеха дробления.
- •1.2 Производительность цеха измельчения
- •1.3. Выбор степеней дробления по стадиям дробления.
- •1.5. Размер разгрузочных щелей дробилок.
- •1.9. Определение выхода продуктов после 1-ой и 2-ой стадий дробления.
- •1.10. Выбор и расчет дробилки крупного дробления
- •1.11. Выбор и расчет оборудования для грохочения.
- •1.12. Выбор конусной дробилки для второй стадии дробления.
- •1.14. Выбор конусной дробилки для мелкого дробления
- •1.15. Оборудование для дробления.
- •2. Расчет схемы измельчения, классификации и выбор оборудования.
- •2.1. Расчет схемы.
- •2.2. Расчет мельницы по удельной производительности.
- •2.3. Расчет мшц для второй стадии измельчения.
- •2.4. Выбор классификаторов.
- •2.5. Выбор гидроциклонов.
- •2.5. Выбор винтового сепаратора.
- •3. Расчет схемы обогащения (флотации) и выбор оборудования.
- •3.2. Расчет медного цикла.
- •3.3. Расчет цинкового цикла.
- •3.4. Расчет пиритного цикла.
- •3.5. Выбор и расчет флотационных машин.
- •Основная медная флотация:
- •I медная перечистка:
- •II медная перечистка:
- •Контрольная медная флотация:
- •4. Расчет водно-шламовой схемы измельчения, классификации, флотации и сгущения.
- •II Перечистка
- •I Перечистка
- •III.Список литературы:
2.5. Выбор винтового сепаратора.
СВ2-1500
K=0,7 ; ρр=1,75; D=1,5 м; n=2; dmax=0,5; ρm =19,8 ρn=5
м3/ч
n = Qисх//Q = 839/5,63 = 150 шт.
Дробленая
руда
Q7’=1348,05
т/ч γ7’=100%
Q11=5392,16
т/ч γ11=400%
Измельчение
I
Q12=5392,16
т/ч γ12=400%
Классификация
I
Q14=1348,05
т/ч γ14=100%
Q13=4044,12
т/ч γ13=300%
Q18=5392,17
т/ч γ18=400%
Классификация
II
Q15=1348,05
т/ч γ15=100%
Гравитация
Q16=4044,12
т/ч γ16=300%
Измельчение
II
Q17=4044,12
т/ч γ17=300%
Концентрат
Аu
AFAAAAA
Рис.3. Качественно-количественная схема измельчения и классификации.
3. Расчет схемы обогащения (флотации) и выбор оборудования.
Таблица 9. Общий баланс флотации.
№ |
Продукт |
Q, т/ч |
, % |
, % |
, % |
||||
Cu |
Zn |
S |
Cu |
Zn |
S |
||||
1 |
Исходный |
1348,06 |
100,00 |
0,80 |
2,40 |
25,00 |
100,00 |
100,00 |
100,00 |
2 |
Cu-концентрат |
42,20 |
3,13 |
23,00 |
1,50 |
1,00 |
90,00 |
1,96 |
0,13 |
3 |
Хвосты Cu фл. |
1305,86 |
96,87 |
0,08 |
2,43 |
25,78 |
10,00 |
98,04 |
99,87 |
4 |
Zn-концентрат |
51,28 |
3,93 |
1,00 |
55,00 |
1,50 |
4,91 |
90,00 |
0,24 |
5 |
Хвосты Zn фл. |
1254,58 |
96,07 |
0,79 |
0,25 |
25,96 |
95,09 |
10,00 |
99,76 |
6 |
Py-концентрат |
672,08 |
59,21 |
0,50 |
0,50 |
38,00 |
29,02 |
9,67 |
90,00 |
7 |
Отвальные хвосты |
582,50 |
46,43 |
1,22 |
4,67 |
5,38 |
70,98 |
90,33 |
10,00 |
Руда с измельчения
Рис.4. Прямая селективная флотация полиметаллических руд.
3.2. Расчет медного цикла.
Исходные данные:
αCuисх = 1,1 %
αZnисх = 3,1 %
αSисх = 25,0 %
Выход концентрата: γ = α * ε / β, %
Выход хвостов: γ хв = 100 - γ к-т , %
Извлечение металла в концентрат и хвосты: ε Ме к-т = γ * β / α и ε Ме хв =100-ε Ме в к-т
Содержание металла в хвостах: β = ε * α / γ, %
ε6=ε8/E8=0,90/0,92=0,978=97,8 %; ε9=ε6-ε8=7,8 %;
ε5=ε6/E6=108,7 % ; ε3=ε5-ε9=100,9 %;
ε7=ε5-ε6= 10,9 %; ε2=ε3/E3=118,7 %;
ε11=ε2-ε1=18,7 %; ε4=ε2-ε3=17,8 %;
ε10=ε11-ε7=7,8 %; ε12=ε4-ε10=10 %;
β1=0,8 %
γ1=100 %
β8=23,0 %
γ8 = 0,8*90 / 23 = 3,13 %
γ12=100-γ8=96,87 %
β12 = 0,8*10 / 96,87 = 0,08 %
β6= 15,6 %
β3= 20,4 %
β4=0,145 %
γ3 = 0,8*100,9/20,4 = 3,96 %
γ4 = 0,8*17,8/0,145 = 98,21 %
γ6 = 0,8*97,8/15,6 = 5,02%
γ9=γ6- γ8=5,02-3,96=1,88 %
γ5=γ3+γ9=3,96+1,88=5,84 %
γ7=γ5- γ6=5,84-5,02=0,83 %
γ2=γ4+γ3=98,21+3,96=102,16 %
γ11=γ2- γ1=102,16-100=2,16 %
γ10=γ4- γ12=98,21-96,87= 1,34%
β2=0,8*118,7/102,16=0,93 % β5=0,8*108,7/5,84=14,89 %
β7=0,8*10,9/0,83 =10,55 % β9=0,8*7,8/1,88=3,31 %
β10=0,8*7,8/1,34=4,67 % β11=0,8*18,7/2,16=5,19%
Измельченная
руда
Рис.6. Цикл медной флотации.