Дробление, измельчение, подготовка сырья к обогащению

федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное  учреждение высшего  профессионального  образования

МОСКОВСКИЙ  ГОСУДАРСТВЕННЫЙ  ОТКРЫТЫЙ УНИВЕРСИТЕТ  ГУБКИНСКИЙ ИНСТИТУТ (ФИЛИАЛ)

Курсовая  работа

по дисциплине

Дробление, измельчение, подготовка сырья к  обогащению

 
 
 
 
 
                                Студентки горно-нефтяного факультета

                                Чуевой Е.И.                       Шифр 807890

                                   Кафедра " Техника и технология 

                                   горного производства"

                                    Специальность 130405

                                     Руководитель  Яровая Т.И. 

Губкин     2011   г. 

Московский  государственный открытый университет

ГУБКИНСКИЙ  ИНСТИТУТ (ФИЛИАЛ)

Кафедра "Техники и технологии горного производства "

Специальность 130405 - Обогащение полезных ископаемых 

УТВЕРЖДАЮ:

Зав. Кафедрой 

«___»__________200   г

ЗАДАНИЕ 
на курсовую работу 
студента (ки) Чуевой Е.И.     шифр 807890______

(фамилия, имя,  отчество)

1.Тема проекта (работы):

Проектирование  подготовительного  отделения обогатительной фабрики

(цеха  дробления, измельчения)  на базе руд цветных металлов 

( по заданию  в методических указаниях, по  индивидуальному заданию)

2.Срок сдачи студентом законченного проекта (работы) 

3.Исходные данные к проекту ( работе):

Производительность  фабрики      Qj, =6,8 млн.т./год; 

крупность руды   D =750мм;     вкрапленность минерала   d-0,300мм;

крепость руды f = 10; плотность руды в монолите д=2,8 т/м 

4.Содержание   расчётно - пояснительной   записки ( перечень   подлежащих разработке вопросов):

Введение

1. Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки 

2. Расчет схемы рудоподготовки__________________________

3.Выбор и расчет основного технологического оборудования

3.1.Выбор и расчет дробилок

3.2. Выбор и расчет мельниц

3.3 Выбор и расчет грохотов

4. . Компоновочные решения 
5. . Мероприятия по технике безопасности и промышленной санитарии при рудоподготовке
6. . Список используемой литературы

7.Перечень графического материала ( с   точным   указанием обязательных чертежей):

1. Технологическая схема и схема цепи аппаратов
2. План и разрез корпуса мелкого и среднего дробления

 

6. Дата выдачи  задания  
 
 
 
 
 
 

Введение

Процессы дробления, измельчения и грохочения издавна широко применяются в производственной деятельности человека. Подсчитано, что в настоящее время одна двадцатая часть электроэнергии, производимой в мире, расходуется на дробление и измельчение твердых материалов.

Технологическое назначение операций дробления и  измельчения заключается в том, чтобы раскрыть минералы при максимально  возможной крупности, при минимальном переизмельчении, т.е. осуществить принцип «не дробить ничего лишнего».

Экономическое значение этих операций определяется тем, что на обогатительных фабриках на дробление и измельчение падает 50-70% общих капитальных затрат и  такая же доля общих эксплуатационных расходов. При операциях дробления  и измельчения расходуется много  энергии и стали. Удельный расход энергии по фабрикам колеблется в  пределах 7-20 кВт×ч/т руды, расход стали – от 1 до 3 кг/т руды. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

1. Выбор и обоснование  технологической  схемы рудоподготовки 

Таблица 1 -   Характеристика руд цветных металлов

 

Месторождения руд редких металлов представлены месторождениями  руд олова, вольфрама, молибдена, ртути, бериллия, лития. Наибольшие запасы в  них достигают сотен тысяч  тонн при содержании металла в  руде обычно не выше 1%.Руды цветных  металлов содержат, помимо  основного, несколько сопутствующих элементов.

Значительное  количество оловянной руды получается при разработке гидротермальных  и кварцево-касситеритовых месторождений  известных на Колыме, в Приморском крае, в Забайкалье.

Вольфрамовые  руды сосредоточены в гидротермальных  жильных и штокверковых вольфрамитовых (Забайкалье, Казахстан), а также  в скарновых шеелитовых месторождениях (Тырныауз на Кавказе, в Средней Азии).

Молибденовая  руда получается при эксплуатации штокверковых и жильных гидротермальных месторождений (Красноярский край, Забайкалье, Казахстан), а также скарновых месторождений типа Тырныауза на Кавказе.

Аналог - Тырныаузская фабрика. Запасы руд распределяются следующим образом: в скарнах примерно 44%, в скарнированных мраморах 30%, в роговиках и гранитоидах 26%. Плотность руд 3 т/м³, роговиков 2,6 т/м³, влажность руды 2,5-3%; коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова скарновых руд 16-18, роговиковых 12-14.

2.  Расчет схемы   рудоподготовки

1. Определим производительность отделения крупного дробления. Режим работы примем по режиму работы рудника. Рабочая семидневная непрерывная неделя, три смены в сутки. Чистое время работы оборудования 340 дней в году, 3 смены по 7 ч. Часовая производительность оборудования отделения крупного дробления

Q_к.д.ч. = Q_ф.г./ 340×3×7=6,8×10⁶/340×3×7=952т/ч.

2. Определим производительность отделения среднего и мелкого дробления. Режим работы отделения среднего и мелкого дробления примем с выходным днем, т.е. 305 дней в году в три смены по 7 ч. Годовой фонд машинного времени

305×3×7=6405 ч.

Часовая производительность оборудования отделения среднего и  мелкого дробления

Q_с.м.д.ч.=Q_ф.г./6405=6,8×10⁶/6405=1062т/ч.

3. Принимаем к рассмотрению вариант измельчения руды в шаровых мельницах, поскольку физические свойства руды таковы, что возможно мелкое дробление руды. Назначаем крупность руды для питания мельниц 13мм. Эта крупность может быть достигнута при конусных дробилках мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле с грохотами.

 
 
 
 

            1 

     Дробление ------------- I

II ----------------------------  Предварит. 2  грохочение 4

      ---------------- III 

      3       дробление

 5

IV -------- ------------------- Предварит. 6 грохоч. 7

      9

      8        дробление --- -------------------- V

      10 

4. Определяем  общую степень дробления

S= 750/13=57,6.

5. Выбираем степень дробления в отдельных стадиях

S=s₁s₂s₃, если s₁=s₂=s₃, то S = s³  и S_ср=³√s  =³√57,6=3,8

При замкнутом  цикле в третьей стадии степени  дробления в первой и во второй стадиях должны быть несколько меньше S_ср, а степень дробления в третьей стадии – больше S_ср. Поэтому для первой и второй стадий дробления ориентировочно принимаем s₁=s₂=3,5. Тогда s₃=S/s₁s₂= 57,6/3,5×3,5=4,7.

6. Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления: D₂=D₁/S₁=750/3,5=214мм;

                       D₆=D₁/s₁s₂=750/12,25=61,2мм;

                       D₈=D₁/s₁s₂s₃=750/57,6=13мм.

7. Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в первой и второй  стадиях дробления

I_I=D₂/z_I=214/1,5=150мм, при i_I=150мм, D₂=i_Iz_I=150×1,5=225мм;

i_III=D₆/z_III=61,2/2,1=30мм, значение Z находим по типовым характеристикам конусных дробилок крупного дробления и для дробилок КСД-2200 по табл.6.

8. Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность грохочения для первой и второй стадий дробления. Для рассчитываемой схемы принимаем а_I=i_I=150мм, Е^-а_I=60%;

а_{I II}=1,8i_III=1,8×29=52,2мм; а_III=58мм, Е^-а_III=85%/

9. Выбираем режим работы грохотов и дробилок третьей стадии дробления. Размер щели, в нашем случае, должен быть 13:2=6,5 или даже 13:3=5мм. Минимальный размер щели дробилки КМД-2200 равен 5мм, принимаем i_III=7мм, а_IV=13мм, Е^-а_IV=85%.
10. Проверяем соответствие выбранной схемы дробления и степеней дробления выпускаемому оборудованию.

А) Определяем приближенные значения масс продуктов 1,4,9, поступающих в операцию дробления. По табл. 8 находим ориентировочные  выходы продуктов: у₁=75%; у₄=75%; у₉=135%. По формуле Q_n=Q₁y_n определяем массы продуктов: Q₁=952×0,75=714т/ч; Q₄=1062×0,75=800т/ч; Q₉=1063×1,35=1435т/ч.

11. A) Расчет первой стадии дробления. Определяем Q₂ и Q₃:

Q₂=Q₁β₁^-140E_I^-140=952×0,18×0,6=103 т/ч;

Q₃=Q₄=Q₁-Q₂=952-103=849 т/ч или 849:1,6=530 м³/ч.

Б) Расчет второй и третьей стадии дробления. В  операции грохочения II отсеивается класс 52-0 мм, а в операции IV- класс 13-0 мм, размер выходной щели дробилки второй стадии дробления i_III=30 мм.Позтому для расчета второй стадии дробления необходимо определить содержание в продукте 2 класса-52мм, а для расчета третьей стадии дробления необходимо знать содержание в этом же продукте классов -30 мм и -13 мм. Кроме того, для выбора грохотов необходимо знать содержания в питании грохота классов с зернами, размером, меньшим размера отверстий сит и меньшим половины размера отверстий сит, т.е. необходимо определить значения β₂^-30, β₇^-13,β₇^-6,5. Таким образом, для продукта 2 необходимо определить значения β₂^-52, β₂^-30, β₂^-13, для продукта 6 – β₆^-13 и для продукта 7 – β₇^-13 и β₇^-6,5.

Определение β₂^-52. Так как максимальная крупность зерен в классе 52-0 мм меньше i_II, то

Β₂^-52=β₁^-52+ β₁⁺¹⁴⁰×b_I^-52=0,06+0,82×0,24=0,25=25%.

Определение β₂^-30 и β₂^-13.

Β₂^-30=30/52×β₂^-52=30/52×25=14,4%;

Β₂^-13=13/52×β₂^-52=13/52×25=6,3%.

Определение Q₃, Q₄, и Q₅.

Q₃=Q₁×β₂^-52×E^-52_IV=1062×0,25×0,85=225 т/ч;

Q₄=Q₅=Q₁-Q₈=1062-225=837 т/ч или 837:1,6=523 м³/ч.

Определение β₆^-13=β₂^-13+ β₂⁺³⁰×b_III^-13=0,063+0,856×0,25=0,277=27,7%.

Определение Q₇ , Q₉ и Q₁₀.

Q₇=Q₆(1/Е^-а_IV +β₆^+a/b_V^-a)=1062(1/0,85+0,723/0,68)=2368 т/ч;

Q₉=Q₁₀=Q₇-Q₆=2368-1062=1306 т/ч или 1306:1,6=816 м³/ч.

Определение β₇^-13 и β₇^-6,5.

Β₇^-а=1/у₇Е_IV^-a;

Β₇^-13=1/2,22×0,85=0,529=52,9%;

Β₇^-6,5=0,5×0,529=0,264=26,4%.

Определение коэффициентов  загрузки дробилок по результатам расчета:

K₁=Q₁/Q_др=530/630=0,8; К₂=Q₄/Q_др=523/580=0,9; К₃=Q₉/Q_др=816/4×223=0,9.

3. Выбор и расчет  оборудования

3.1. Выбор и расчет  дробилок 

Табл. 2

                                                              Стадии дробления

 Показатели первая вторая третья

Крупность наибольших кусков в питании, мм 750 225 60

Ширина разгрузочной щели, мм                     150 30 7

Требуемая производительность, т/ч                    714/446 800/500 1435/896 

Этим требованиям  удовлетворяют: для первой стадии дробления- конусная дробилка крупного дробления размером 1200мм; для второй стадии- конусная дробилка среднего дробления размером 2200мм; для третьей стадии – конусная дробилка мелкого дробления размером 2200мм.

Табл.3 Технологическая характеристика выбранных дробилок

 

Производительность  дробилки крупного дробления при  щели 150мм принята 680 т/ч; дробилки среднего дробления КСД-2200 при щели 30мм- 580т/ч; производительность дробилки КМД-2200 при работе в замкнутом цикле рассчитывается: Q_зц=k_цQ=1,3×200=260 м³/ч, где k_ц- коэффициент на замкнутый цикл, равный 1,3; Q- производительность дробилки в открытом цикле, м³/ч, определяется по табл. 28.

Коэффициенты  загрузки дробилок

K₁=446/800=0,56; K₂=500/580=0,86; К₃=896/4×260=0,86.

Здесь в числителе- требуемая производительность дробилок (см.табл.1), в знаменателе- производительность по технологической характеристике (см.табл.2)

Расчет показал, что дробилка первой стадии ККД-1200/500 имеет большой запас производительности. Заменим ее на щековую дробилку ЩДП-15×21. Производительность этой дробилки при щели 150мм равна 550м³/ч, т.е. возьмем две дробилки К₁=446/550=0,81. Предварительный расчет схемы показал, что в первой стадии следует поставить щековую дробилку, а не конусную. Для третьей стадии нужно установить четыре дробилки КМД-2200.

3.2.   Выбор и расчет мельниц

 
Выбор схемы  измельчения.

         Измельчение 

                                                  Поверочная классификация

                             Слив

      Пески 
 
 

Расчет мельниц  по удельной производительности.

1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0,074 мм

q₁ =

2. Определяем значение коэффициента К_к по формуле К_к=m₂/m₁

При крупности  продукта 85% и исходном 50-0 мм

M= 0,80- (0,85-0,80)=0,79,

При крупности 13-0 мм имеем

М= 0,90- (0,85-0,80)=0,875.

М₂=

М₁=0,80- (40-13)=0,638;

К_к=м₂/м₁=0,83/0,638=1,3.

3. Определяем значение коэффициента К_D для сравниваемых мельниц:

Для мельницы 4000×5000мм

К_D= =1,06

Для мельницы 4500×5000мм

К_D= =1,12

Для мельницы 3600×4000мм

К_D= =1

4. Определяем удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу -0,074 по формуле

Q=q₁К_иК_кК_DК_т;

Для мельницы 3600×4000 мм

Q= 1,16×0,80×1,3×1×1=1,21т/(м³×ч);

Для мельницы 4000×5000 мм

Q=1,16×0,80×1,3×1,06×1=1,28 т/(м³×ч);

Для мельницы 4500×5000 мм

Q=1,16×0,80×1,3×1,12×1=1,35 т/(м³×ч).

5. Находим рабочие объемы барабанов мельниц:

V=

_{Для мельницы 3600×4000 мм V= 46,8 м³}

      4000×5000 мм V=58,1 м³

      4500×5000 мм V=72,0 м³

6. Определяем производительность мельниц по руде:

Q_м=

_{Для мельницы 3600×4000 мм}

Q_м=

_{Для мельницы 4000×5000 мм}

Q_м=

_{Для мельницы 4500×5000 мм}

Q_м=

7. _{Определяем расчетное число мельниц:}

_{А) N1= 714/96=7,4; n1=8;}

_{Б) N2= 714/116=6,1; n2=7;}

_{В) N3=714/151,5=4,7; n3=5.}

_{Табл. 4. Сравнение вариантов  установки мельниц  по основным показателям}

 
 
 

3.3.    Выбор и расчет грохотов

Расчет  колосникового грохота Iстадии дробления.

Принимаем два грохота, т.к количество грохотов (в первой стадии) должно совпадать с количеством дробилок.

Размеры колосникового грохота должны удовлетворять  двум условиям:

а) обеспечение  требуемой производительности;

б) обеспечение  продвижения руды по грохоту самотеком.

Первое  условие требует, чтобы площадь  каждого колосникового грохота  была не меньше определяемой по формуле 

где а  – ширина щели  между колосниками  грохота, мм

      n – количество дробилок, а следовательно грохотов, шт

      Q₁ – производительность цеха дробления, т/ч

      F – площадь просеивающей поверхности колосникового грохота, м² 

 

Второе  условие требует, чтобы ширина грохота  превышала диаметр максимального куска в 2-3 раза:

                                              В = (2÷3) Dmax,

В = 3 × 750 = 2250 (мм)

Длина грохота:

L = 2 × B = 2 × 2250 = 4500

Площадь грохота:

F = B × L = 2,25 × 4,5 = 10,13

К установке  принимаем грохот ГИТ 61А (185-Гр).

Расчет  грохота второй стадии дробления

Общая площадь грохочения:

где q – производительность грохота, м³/чм

q, b, k, m, n, o, p – поправочные коэффициенты 

 где  d₁ и d₂ – ближайшее меньшее и большее значение размера отверстий сита;

      q₁ и    q₂ – соответствующее значение производительности;

     q_расч – расчетная удельная производительность;    

    d_расч – расчет размер отверстий. 

Принимаем грохот ГИТ 12

Количество  грохотов во второй стадии:

n = F/f ,

где  f – площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м²

n = 2,3/1,28=1,8

Принимаем 2 грохота , для облегчения конструктивного решения

Расчет  грохота третьей стадии дробления

Общая площадь грохочения:

 
 

где q – производительность грохота, м³ /чм

q, b, k, l, m, n, o, p – поправочные коэффициенты 

 

где d₁ и   d₂ – ближайшее меньшее и большее значения размера отверстий сита;

q₁ и q₂ – соответствующие значения производительности;

q_расч – расчетная удельная производительность;

d_расч – расчетный размер отверстий. 

 
 

Принимаем грохот ГСТ 61 – 253 Гр

Количество  грохотов в третьей стадии:

n = F /f ,

где f – площадь просеивающей поверхности выбранного грохота, м²

n = 29,6 / 10 = 2,96

 Принимаем  3 грохота, для облегчения конструктивного  решения 

4. Компоновочные решения

Крупногабаритное  и тяжелое оборудование желательно располагать на нулевых отметках.

      Корпуса (здания) должны иметь наиболее простую  форму в плане с минимальным  числом типоразмеров пролетов по длине  и высоте. Обычно в пролетах размещают  однотипное оборудование и рекомендуется принимать унифицированные пролеты размером 18,24,30,36 м. При установке в пролете мостового крана, следует обращать внимание на взаимосвязь грузоподъемности крана, габаритов его тележки с шириной и высотой пролета.

Расположение  аппаратов должно обеспечить доступность  и безопасность их обслуживания, а  также транспортировку материала  по ходу технологического процесса с  минимальными энергетическими затратами.