Проект отделения измельчения свинцово- цинковых руд на базе Благодатской обогатительной фабрики, производительностью 900т/сут

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РФ

ФИЛИАЛ ЗАБАЙКАЛЬСКОГО ГОРНОГО КОЛЛЕДЖА

ИМЕНИ М.И. АГОШКОГО

 

 

 

 

 

 

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

К КУРСОВОМУ ПРОЕКТУ НА ТЕМУ:

 

 

 

Проект отделения измельчения свинцово- цинковых руд на базе

 Благодатской обогатительной фабрики, производительностью   900т/сут

 

 

 

 

Специальность КП 130405-10 - «Обогащение полезных ископаемых»

                                               шифр,  наименование

 

студент Сытина А.А.

                                                                       Ф.И.О.

 

 

группа ОП-07-2з

«    »                      2010г.

 

 

 

 

Руководитель проекта       Черный К.Г.

                                                Ф.И.О.                          подпись                      дата

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Г. Чита 2010

 

 

КАЛЕНДАРНЫЙ ПЛАН

Выполнение курсового проекта

студентки Сытина А.А. группы ОП – 07-2з

 

 

 

 

 

 

 

 

№ п/п

Наименование разделов

Месяцы и недели

Сентябрь

Октябрь

Ноябрь

Декабрь

1

2

3

4

1

2

3

4

1

2

3

4

1

2

3

4

1

Геологическая характеристика месторождения. Анализ действующей фабрики

Х

Х

2

Выбор и обоснование схемы

Х

3

Расчет схемы измельчения

Х

4

Выбор и расчет основного оборудования

Х

Х

5

Вспомогательного оборудования

Х

Х

Х

Х

6

Выбор грузоподъемного оборудования

Х

Х

Х

7

Водоснабжение и хвостовое хозяйство

Х

Х

8

Электротехническая часть

Х

Х

9

Автоматизация, опробование и контроль

Х

Х

10

Охрана труда, противопожарная защита

Х

Х

11

Охрана окружающей среды

Х

12

БЖД и гражданская оборона

Х

13

Защита

Х

Х

 

 

 

 

 

 

Содержание

 

 Введение…………………………………………………………………5

1 Краткая геологическая  характеристика…………………………….6-7

2 Анализ работы действующей фабрики……………………………….8

3 Выбор и обоснование  схемы измельчения…………………………...9

4 Расчет схемы измельчения…………………………………………10-11

5 Выбор основного оборудования…………………………………...12-21

6 Выбор вспомогательного  оборудования………………………….22-25

7 Водоснабжение и хвостовое хозяйство……………………………….26

8 Электроснабжение……………………………………………………...27

9 Автоматизация, опробование  и контроль……………………………..28

10 Охрана труда, техника  безопасности и противопожарная

защита………………………………………………………………….29-30

11 Охрана окружающей  среды…………………………………………..31

12 Гражданская оборона  ………………………………………………...32

Заключение………………………………………………………………..33

Литература………………………………………………………………...34

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

                                                                                                                              

                    

Введение

 

Свинцово-цинковые руды широко распространены, добываются они примерно на 1300 рудниках. В нашей стране на их долю приходится 55%  всех перерабатываемых свинцовых руд. Эти руды отличаются большим разнообразием вещественного состава и содержанием свинца и цинка. В последние годы возросло количество труднообогатимых, некондиционных и забалансовых руд, снизилось среднее содержание свинца в перерабатываемых рудах на 20%.

Основными потребителями свинца являются: промышленность, изготовляющая аккумуляторные батареи, где свинец применяется в виде металла и перекиси, и кабельная промышленность, где свинец идет на изготовление оболочек кабелей.

Металлический свинец благодаря своим антикоррозийным свойствам широко применяется в строительном деле, при сооружении трубопроводов. Значительное количество металлического свинца употребляется в военном деле.

Цинк находит большое применение для оцинкования железа в целях предохранения последнего от коррозии и для производства латуней, которые состоят из 20-50% цинка, 80-50% меди и небольшого количества олова, свинца и железа. Цинк входит в состав ряда сплавов. Определенное количества цинка расходуется для производства цинковых белил; для изготовления положительных полюсов электрических батарей, для осаждения золота и серебра из цианистых растворов, покрытия желобов, домашней посуды и для других целей, когда материал должен быть стоек против коррозии от воды и воздуха.

 

 

 

1. Краткая геологическая характеристика

 

Месторождение Благодатское расположено на правой стороне ключа Благодатского, непосредственно у поселка того же наименования.

Выработки рудника густой сетью покрывают южный склон невысокой, но крутой горы, возвышающей над поселком.

Все руды, добытые из месторождения, принадлежат к резко окисленным, представляя разнообразные железняки с примазками и просечками церуссита и   “почками” уцелевшего от окисления галенита. Другие сульфиды в отвалах рудника не встречены, да и галенит сравнительно редок.

Железняки,  переполняющие отвалы рудника и придающие им яркую коричнево-желтую окраску, по преимуществу кварцеватые. Большая часть из них является типичными галмейными железняками, в той или иной мере освобожденными от цинка. Из свинцовых минералов, кроме преобладающего церуссита (черного), попадаются весьма скудные миметезит, бэдантитвые охры и англезит.

Общий характер окисленных руд позволяет сделать предположение, что первичные руды были по преимуществу сильнокварцевыми и состояли из преобладающих пирита, галенита и сфалерита и подчиненного арсенопирита.

Три пробы, взятые из отвалов, дали такие содержания (в процентах)

Таблица 1

№ п/п	Pb	Zn
1	5,34	6,03
2	3,2	7,1
3	3,84	7,48

 

Месторождение   Воздвиженское, находится непосредственно с поселком Воздвиженским, на перевале из пади Моностырки в падь Столбовую.

По своей форме месторождение представляет жилообразную серию неправильных рудных скоплений. Залегают руды или целиком в известняке, или на контакте его с измененным порфиром. Наиболее частой формой отдельных рудных скоплений являются короткие, крайне неправильные жилообразные гнезда, переходящие иногда в неправильно-трубчатые гнезда.

Своеобразной особенностью Воздвиженского месторождения, отличающей его от других месторождений, является частое нахождение в его рудах, хотя и в незначительных количествах, медных минералов. Среди последних констатированы: малахит, азурит, ковелин, куприт, халькозин и самородная медь. Из нерудных минералов типичны кварц и кальцит, и, кроме того, нередко рудные минералы развиваются кварцево- каолинитовой массе, являющейся продуктом изменения порфира.

Изучение остаточного галенита окисленных руд обнаруживает в нем присутствие, в качестве примесей, пирита, сфалерита, арсенопирита и халькопирита.

Новые данные о содержании руд: среднее из 20 проб дает всего 0,74% Pb и 3,23% Zn. Содержание свинца  варьирует от первых процентов до десятков, цинка – несколько выше, но в среднем не превышает более чем в 1,5 раза содержание свинца. Свинец – 4,57%; Цинк – 6,75%.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2 Анализ работы действующей фабрики

 

Благодатский  рудник, горно-рудное предприятие по добычи и обогащению полиметаллических руд. Расположено в Нерчинско-Заводском районе в 170км от станции Досатуй Забайкальской железной дороги ( поселок Горный Зерентуй). Построено в 1951 – 54г., пущено в эксплуатацию в 1955г. Разрабатывались подземным способом месторождение Благодатское, Воздвиженское и Ивановское, расположенные в пределах Нерчинско-Заводского рудного района.

Руды перерабатывались на Благодатской обогатительной фабрики флотационным методом. Проектная производительность предприятия по добыче и переработки 90 тысяч тон в год. За весь период эксплуатации 1955 -1993 г. добыто и переработано 3,05 млн. т. руды, произведено в концентрат свинца 100 тыс.т., цинка 178 тыс.т..

Рудные тела крутопадающие и маломощные, поэтому отработка рудных тел велась системой магазинирования. Отбойка руды мелкошпуровая. Руда автотранспортом доставлялась на рудный двор обогатительной фабрики крупностью 200мм. Дробление одностадиальное в щековой дробилке 25*40 с предварительным грохочением на колосниковом грохоте. На измельчение руда крупностью 10-15мм подается ленточным конвейером в шаровую мельницу с разгрузкой через решетку 2700*3600. Слив классификатора самотеком поступает на флотацию, которая осуществляется по селективной схеме, в соответствии с которой сначала флотируется свинцовые минералы при подавлении сфалерита, а затем, после активации сфалерита медным купоросом, проводится цинковая флотация.

Предприятие входило в состав Нерчинского полиметаллического комбината. В связи с прекращением производственной деятельности комбината в 1994г. остановлено. В настоящее время шахты затоплены.

 

 

 

3 Выбор и обоснование схемы  измельчения

 

Схемы измельчения выбираются путем проверки вариантов схем на опытной обогатительной фабрики.

Одностадиальные схемы обычно применяются при измельчении до 60-65% кл. -0,074мм. На обогатительных фабриках малой производительности, чтобы не увеличивать число мельниц применяют и более тонкое измельчение, используя классификаторы  с погруженной спиралью. В 1980г. на спиральные классификаторы начата разработка нового ГОСТа, согласно которому предусматривается выпуск классификаторов лишь с непогруженной спиралью и регулируемой высотой сливного порога, а классификаторы с погруженной спиралью снимаются с производства.

Достоинства одностадиальных схем: требуют меньшего количества классифицирующего оборудования, просты для регулировки и обслуживания оборудования и его компоновки, дают возможность установки более крупных мельниц в цехе измельчения на обогатительных фабриках малой производительностью.

Выбранная схема

                                                     1

                                                                                                              

  2                                      

                                                                                  I     

                                                                            

                                                      3

                     Классификация                               II

                                         4                                5 

 

   Рисунок 1. Схема измельчения  свинцово- цинковых руд

 

4. Расчет схемы измельчения

Исходные данные для расчета:

Q1   = 900т/сут. = 37,5т/час

Содержание расчетного класса в исходном продукте –16% (bи = 16%)

Содержание расчетного класса в конечном продукте – 75% (bк  = 75%)

Исходная руда крупностью 10мм

Вес песков определяем по оптимальному значению циркулирующей нагрузки. Учитывая получение тонкого слива и работу мельницы в замкнутом цикле, принимаем циркулирующую нагрузку в соответствии с таблицей 23 [1] равной 200%

Q1 = Q4 = 37,5 т/час

Q5 = Q1*Сопт.  =  37,5*2 = 75 т/час

Q2  = Q1 + Q5 = 37,5 + 75 = 112,5 т/час

 Q2  = Q3 = 112,5 т/час     

 β2 = Q1* β1 + Q5* β5/ Q2  = 37,5*0,16 + 75*0,15/112,5 = 6,0 %

 β3 = Q4* β4 + Q5* β5/ Q3 =  37,5*0,75 + 75*0,15/112,5 = 28,15%

                                                                                                                                   Q, т/ч   γ, %

                                     37,5    100                                                                                         β , %

                                                    16                                                                             

                                                                       112,5  300

                                                                                    6

                                                            112,5     300

                                                                                    28,15

 

                                        классификация

                  37,5   100                                                      75       200

                           75                                                                   15

 

 

 

 

Результаты расчета водно-шламовой схемы отделения измельчения

                                                                                                   Таблица 2

№ п/п	Наименование операций и продуктов	Q,т/сут	Q,т/час	R	W,м3/час	V,м3/час
1	2	3	4	5	6	7
I	измельчение
	поступает:
1	руда	900	37,5	0,03	1,1	12,5
5	пески классификации	2700	112,5	0,25	28,1	62,2
	свежая вода				30,8	30,8
	Итого:	3600	150		60	105,5
	выходит:
3	измельченный продукт	3600	150	0,4	60	105,5
	Итого:	3600	150	0,4	60	105,5
II	классификация
	поступает:
3	измельченный продукт	3600	150	0,4	60	105,5
	свежая вода				61,9	61,9
	Итого:	3600	150		121,9	167,3
	выходит:
4	слив классификации	900	37,5	2,5	93,8	105,1
5	пески классификации	2700	112,5	0,25	28,1	62,2
	Итого:	3600	150		121,9	167,3

 

Баланс воды

Таблица3

Поступает воды в процесс	м3/час	Уходит воды из процесса	м3/час
С исходной рудой W1	1,1	В сливе классификаторара W4	93,8
В измельчение L1	30,8
В классификацию L2	61,9
Всего поступает W1+  L1+ L2	93,8	Всего уходит W4	93,8

 

Определяем дополнительный расход воды на неучтенные цели (смыв полов, промывка аппаратов при проведении профилактических ремонтов и др.). Дополнительный расход воды принимаем равным 10% расхода на технические цели.

∑ L = 93,8  - 1,1 = 92,7  + 9,27 = 101,97 м3/час

 

 

 

5. Выбор основного оборудования

 

5.1 Расчет  шаровых мельниц ведем  по удельной производительности

 

Принятая за эталон руда перерабатывается на действующей обогатительной фабрики, оборудованной мельницей с разгрузкой через решетку, размером  D*L = 2700*3600мм. Мельница потребляет мощность 230кВт и дает производительность 45т/час при питании рудой крупностью 10мм (bи –16% класса –0,074мм) и содержании расчетного класса в конечном продукте 67%

 

1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу       –0,074мм действующей мельницы, т/м 3 час по формуле

 

Qэ*(bк  - bи) 4

                                            qэ =                                                      (1)                   

p (D – 0.15)2 L

 

где Qэ  - производительность действующей мельницы, т/час

       D  -  диаметр действующей мельницы, м

        L  -  длина действующей мельницы, м

          bк - содержании расчетного класса в конечном продукте,%

       bи - содержании расчетного класса в исходной руде,%

 

 

45*(0,67-0,16)  *4

                                         qэ =                                                     =  1,2 т/м3час

3,14*(2,7-0,15)2*3,6

2.Для проектируемого цеха необходимо  сравнить варианты с установкой мельниц:  МШР  3600*4000 ; 4000*5000 и 4500*5000

 

3.Определяем удельную производительность  мельниц по вновь образованному классу минус 0,074мм по формуле (2)

 

q = qэ * Ки *Кк *Кд *Кт *КY  *Кj* КL, т/м3час      (2)

 

где  Ки  - коэффициент , учитывающий различия в измельчаемости руды проектируемой и эталонной мельниц;

       Кк  - коэффициент, учитывающий различия в крупности исходного питания и конечного продуктов измельчения проектируемой и эталонной мельниц;

       Кд  - коэффициент, учитывающий различия в диаметрах барабанов проектируемой и эталонной мельниц;

       Кт  - коэффициент, учитывающий различия в типах мельниц, принимается по табл.2 (Методическое указание к выполнению курсового проекта);

       КL - коэффициент, учитывающий различия в длинах проектируемой и эталонной мельниц. Рассчитывается по формуле КL (Lэ/L)0,15 ;

       КY    - коэффициент, учитывающий различия скорости вращения проектируемой и эталонной мельниц. Рассчитывается по формуле КY=Y/Yэ;

        Кj- коэффициент, учитывающий различия объемного заполнения измельчающей средой проектируемой и эталонной мельниц;

Так как в проекте принимаем измельчаемость руды по данным действующей фабрики, то значение коэффициента

Ки =1

Кк = m/ mэ

где m – относительная производительность проектируемой крупности исходного и конечного продуктов – принимается по табл. 1  (Методическое указание к выполнению курсового проекта)

      mэ,  - то же для эталонной мельницы, работающей в промышленных условиях;

Значение m при измельчении 75% -0,074мм находим интерполяцией.

                  m = 0,93 - *(0,75 – 0,72) =  0,86

Значение mэ  определяем  по табл. 1 [8] для условий действующей мельнице: исходный продукт 10мм, содержание в конечном продукте 70% 

mэ = 1 - *(0,67 – 0,60) =  0,94

Кк =0,86/0,94 = 0,91

Кт = 1 табл.2 [8];

Значение коэффициента Кд определяем  по формуле (3)

                                            Кд  =                                        (3)

а) для мельницы МШР 3600*4000мм,

Кд  =

= 1,16

б) для мельницы МШР 4000*5000мм

Кд  =

= 1,22

в) для мельницы МШР 4500*5000мм,

Кд  =

= 1,3

Определяем значение коэффициента КL

 

                                                        КL= 0,15                                                                (4)

 

                              

а) для мельницы МШР 3600*4000мм

КL =

0,15 = 0,9

 

 

б) для мельницы МШР 4000*5000мм

 

КL  =

0,15 = 0,89

 

в) для мельницы МШР 4500*5000мм,

 

КL =

0,15 = 0,89

 

Значения КY  и Кj  принимаем равным 1

4.Определяем удельную производительность, т/м3 час

а) для мельницы МШР 3600*4000мм

 

q = 1,2*1,0*0,91*1,16*1 *1,0*1,0*0,9= 1,14 т/м3час

 

б) для мельницы МШР 4000*5000мм

 

q = 1,2*1,0*0,91*1,22*1 *1,0*1,0*0,89= 1,18 т/м3час

 

в) для мельницы МШР 4500*5000мм,

 

q = 1,2*1,0*0,91*1,3*1*1,0*1,0*0,89= 1,26 т/м3час

 

5. Определяем  производительность мельниц по руде, по формуле (5)

 

                                               q*V

                                   Q =                                                                       (5)

                                              bк  - bи

      Находим рабочий  объем барабанов мельниц (по техническим  характеристикам из каталогов)

а) для мельницы МШР 3600*4000мм, V=36м3

б) для мельницы МШР 4000*5000мм, V=55м3

в) для мельницы МШР 4500*5000мм, V=71м3

 

а) для мельницы МШР 3600*4000мм,

 

Q =

= 69,6 т/час

 

б) для мельницы МШР 4000*5000мм,

 

Q =

= 111,8 т/час

 

в) для мельницы МШР 4500*5000мм,

 

Q =

= 151,6т/час

 

6.Определяем расчетное число  мельниц

а) для мельницы МШР 3600*4000мм,

 

n = 112,5/69,6 = 1,6 » 2

 

б) для мельницы МШР 4000*5000мм,

 

n = 112,5/111,8 = 1

 

в) для мельницы МШР 4500*5000мм,

 

n = 112,5/123,9 = 0,9 »1

 

7. Определяем  коэффициент запаса:

а) для мельницы МШР 3600*4000мм,

 

Кз =

= 0,62

 

а) для мельницы МШР 4000*5000мм,

 

Кз =

= 1

 

б) для мельницы МШР 4500*5000мм,

 

Кз =

= 1,1

 

8.Определяем пропускную способность  мельниц, т/м3час по формуле

 

                                                £ 12                                            (6)

 

а) для мельницы МШР 3600*4000

 

= 3,1 £ 12

 

б) для мельницы МШР 4000*5000

 

= 2,04 £ 12

 

в) для мельницы МШР 4500*5000

 

= 1,58£ 12

 

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине потребной для каждого варианта установочной мощности, суммарной массе и коэффициенту запаса. 

 

Сравнение вариантов установки мельниц приведено в табл.4.

Таблица 4

Варианты	Размеры барабанов, D*L.мм	Число мельниц	Масса мельницы	Установочная мощность, кВт	Коэффициент запаса
1	2	3	4	5	6
а	3600*4000	2	160	1000	0,62
б	4000*5000	1	265	2000	1
в	4500*5000	1	300	2500	1,1

 

 

Выбираем одну мельницы МШР 4000*5000мм

 

 

 

Основные параметры шаровой мельницы с разгрузкой через решетку  МШР 4000*5000мм

 

 

 

 

Таблица5

 

Параметры	Числовые значения
Внутрение размеры (без футеровки), мм
диаметр	4000
длина	5000
Толщина футеровки, мм	120
Рабочий объем, м3	55
Частота вращения барабана, мин-1	17,4
Мощность электродвигателя, кВт	2000
Масса, т	265
Габаритные размеры мельницы в сборе, мм длина ширина высота	14800 8400 6200

 

 

5.2 Выбор и расчет спирального  классификатора 

 

Механические классификаторы, по сравнению с гидроциклонами, расходуют меньше электроэнергии, могут классифицировать более крупный материал и имеют более длительные межремонтные периоды. Поэтому для поверочной классификации принимаем спиральный классификатор с непогруженной спиралью.

Производительность проектируемого классификатора (т/час) определяют с использованием эмпирических формул:

 

По сливу:     Q =  4,56m*Кb*Кr*Кс*Кa*Д1,765                                       (7)

 

По пескам:   Q =  5,45 m*Кr*Кa*Д*n                                                  (8)

 

где  m – число спиралей;

        Д – диаметр  спирали, м;

        n – частота вращения спирали, мин-1.

        Кb - коэффициент, учитывающий крупность слива находится по таб. 46 [1] =1,0

        Кr - коэффициент, учитывающий плотность руды (3,3г/см3) по таб.47 [1] = 1,3

         Кс - коэффициент, учитывающий поправка на плотность слива:

 По формуле 148 и табл.46 [1]

 

Rd = R2.7*2.7/d =2,33*2,7/3,3 = 1,9

 

Отношение требуемого разбавления к базисному

 

Rт / Rd  = 1,5/1,9 = 0,8

 

Поправка на плотность слива по табл. 49  [1]

 

Кс = 1,21

 

Кa  - коэффициент, учитывающий угол наклона ванны классификатора; 1,12