Проектирование обогатительной фабрики. 2
СОДЕРЖАНИЕ
Введение |
4 |
1 Характеристика месторождения |
5 |
2 Выбор режима работы и производительности фабрики |
8 |
3 Выбор, обоснование и расчет схемы дробления |
10 |
4 Выбор и расчет оборудования для дробления и грохочения |
15 |
5 Выбор, обоснование и расчет схемы измельчения |
22 |
6 Расчет качественно- количественной и водно-шламовой схемы |
23 |
7 Расчет основного оборудования |
26 |
8 Мероприятия по технике безопасности |
36 |
9 Мероприятия по охране окружающей среды |
38 |
Заключение |
39 |
Список использованной литературы |
40 |
Приложение А |
|
Приложение Б |
|
Приложение В |
|
Приложение Г |
ВВЕДЕНИЕ
Технология обогащения полезного ископаемого состоит из ряда последовательных операций, осуществляемых на обогатительной фабрике. Обогатительными фабриками называют промышленные предприятия, на которых методами обогащения обрабатывают полезные ископаемые и выделяют из них один или несколько товарных продуктов с повышенным содержанием ценных компонентов и пониженным содержанием вредных примесей. Современная обогатительная фабрика - это высокомеханизированное и автоматизированное предприятие со сложной, как правило, технологической схемой переработки полезного ископаемого.
Проектирование обогатительной фабрики - это комплекс мероприятий, завершающих перевод полезного ископаемого из категории потенциальной ценности в реальную - товарную продукцию. При этом, от правильности принятых решений зависит объем капитальных вложений в строительство будущей фабрики, доля активных фондов и эксплуатационные работы при последующей работе, т.е. технико-экономические показатели проекта предприятия к моменту ввода его в эксплуатацию должны быть на уровне или превосходить лучшие мировые аналоги.
Современная тенденция в проектировании - использования оборудования большой единичной мощности, что, во-первых, обеспечивает повышение производительности труда на обогатительных фабриках и упрощает автоматизацию процесса, во-вторых, улучшает сепарационные характеристики оборудования, сокращает число пречестных и контрольных операций в технологических схемах, а также уменьшает машино - и энергоемкость схем.
В настоящее время перед всеми специалистами - обогатителями стоит главная задача - непрерывно изыскивать пути совершенствования технологии комплексного использования минерального сырья и максимального извлечения ценных компонентов, которая может быть решена путем внедрения наиболее прогрессивной технологии с учетом необходимости применения комбинированных обогатительно - химико - металлургических и бактериально - химических процессов, изучения и применения наиболее эффективных флотационных реагентов. Все это должно обеспечить низкую себестоимость получения концентратов основных цветных и редких металлов и сопутствующих им материалов, что, безусловно, повысит материальные ресурсы страны, а также позволит улучшить экологические условия в районах действия обогатительных предприятий /1/.
1 ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Фабрика Джезказганского горнометаллургического комбината (Казахская ССР). г. Джезказган.
Обогатительные фабрики снабжаются рудой Джезказганского месторождения. По вещественнуму составу, физическим свойствам и обогатимости добываемые руды разделяются на: медные сульфидные подземной добычи (основная масса добываемых руд); медные сульфидные открытой добычи (отличаются от подземных повышенным содержанием окисленной меди, более тонкой вкрапленностью сульфидов, наличием глинистых шламов); медные смешанные открытой добычи (характеризуется большой неоднородностью по составу и обогатимости); медно-свинцовые, медно-свинцово-цтнковые и свинцовые подземной добычи, характерной особенностью которых является ассоциация галенита с борнитом, халькозином, халькопиритом и значительно реже – с бетехтинитом.
Основными рудными минералами в медных сульфидных рудах являются борнит, халькозин, халькопиррит. В комплексных рудах, наряду с этими минералами, присутствуют галенит, сфалерит, бетехтинит и др. Нерудные минералы представлены кварцем, полевыми шпатами, карбонатами, серицитом, хлоритом. Для окисленных руд характерно присутствие малахита, азурита, хризоколлы, каолинизированных полевых шпатов, каолина и др.
В рудах Джезказгана помимо меди, свинца и цинка присутствуют серебро и рений.
Преобладающий размер вкрапленности медных минералов 0,01-0,02мм.
Плотность сульфидной руды 2,8 – 2,9 т/м³, коэффициент крепости 12-19, влажность до 5%. При окислении крепость руды резко снижается.
Руда характеризуется трудной дробимостью и измельчаемостью, а также повышенной абразивностью.
Основным источником водоснабжения фабрик является Кенгирское водохранилище. Схема водоснабжения фабрик предусматривает максимально возможное использование осветленной воды из хвостохранилища.
Таблица 1- Технологические показатели обогащения руд на Джезказганских фабриках № 1 и 2
|
Руда |
Содержание в одноименных концентратах% |
Извлечение в одноименные концентраты% | ||
Cu |
Pb |
Cu |
Pb | |
Сульфидная медная |
39-40 |
- |
90-93 |
- |
Окисленная медная |
30-31 |
- |
75-80 |
- |
Медно-свинцовая |
30-33 |
48-50 |
86-90 |
65-70 |
Таблица 2-Расход реагентов на Джезказганской фабрике №2
Реагент |
Расход на 1 т руды, г | ||
Сульфидной |
Смешанной |
окисленной | |
Ксантогенат бутиловый |
90 |
150 |
117 |
Машинное масло |
120 |
127 |
93 |
Т-66 |
100 |
100 |
110 |
Аэрофлоты бутиловый и изопропиловый |
- |
- |
191 |
Сернистый натрий |
67 |
208 |
381 |
Известь |
- |
- |
5120 |
Серная кислота |
- |
- |
37130 |
Губчатое железо |
- |
- |
16510 |
Таблица 3-Расход электроэнергии, воды и материалов на Джезказганских фабриках № 1 и 2 на 1 т руды
Фабрики № 1 и 2
Электроэнергия, квтт |
34,5 |
Вода, м³ |
3,75 |
Шары (медная руда), кг |
1,55 |
Фильтроткань, м² |
0,0008 |
Фабрика № 1 (медно-свинцовая руда)
Стержни, кг |
0,912 |
Шары, кг |
1,38 |
Фабрика № 2
Стержни, кг |
0,325 |
В соответствии с удельным весом руды подсчитывается насыпной вес
где - удельный вес руды заданного месторождения (обычно колеблется в пределах 2,6 – 4,6 т/м ).
2 ВЫБОР РЕЖИМА РАБОТЫ И ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ФАБРИКИ
Под производительностью обогатительной фабрики понимается производительность ее главного цеха, т. е. цеха обогащения.
,
где: - суточная производительность фабрики по исходному сырью, т;
- годовая производительность фабрики, т;
- запланированное календарное число дней работы
обогатительной фабрики в год;
- коэффициент использования оборудования по времени-
отношение
чистого времени работы
календарному времени(таблица 1) /4/.
Согласно задания Q = 5 млн. т/год. Для мокрых магнитных и флотационных фабрик производительностью более 14705,88 млн. т/сутки принимается: n· =340 дней.
Для цеха среднего и мелкого дробления принимается шестидневная рабочая неделя по три смены по семь часов в смену, суточную производительность цеха определяют по формуле:
Qc.ц.
,
где Qc.ц. - суточная производительность цеха дробления, т;
и - число дней работы в неделю фабрики и цеха.
Qc.ц.
Часовую производительность подсчитывают по формуле:
где - часовая производительность оборудования, т;
- расчетное время работы цеха в сутки в часах;
- поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность тех
свойств сырья, которые влияют
на производительность
данного цеха ( ). Для углеобогатительных фабрик принимают
, для фабрик других полезных ископаемых .
3 ВЫБОР, ОБОСНОВАНИЕ И РАСЧЕТ СХЕМЫ ДРОБЛЕНИЯ
Схема рудоподготовки, включающая операции дробления, грохочения и измельчения, намечается исходя из свойств руды на основе результатов исследований обогатимости, технологических характеристик оборудования, которое возможно применить, и опыта переработки, аналогичных по свойствам и составу руд.
На выбор схемы оказывают влияния и общие условия проектирования: климатические условия района, производительность предприятия, способ разработки месторождения, способ подачи руды на фабрику.
Схемы дробления обычно включают операции предварительного и поверочного грохочения. Их принято относить к той операции дробления, в которую поступает верхний продукт грохота.
Операцию дробления вместе с относящимися к ней операциями грохочения составляют стадию дробления, а совокупность стадии дробления – схему дробления. (Рисунок 1)
Рисунок 1- Схема дробления БББГ`
Крупность руды, поступающей на фабрику Dmax = 350мм. Оптимальная крупность дробленого продукта, поступающего в измельчение dmax = 20мм. Так как проектируемая фабрика является фабрикой очень большой производительности (более 900 тыс. т/год), перерабатывающая крепкие руды, принимаем четырех-стадиальную схему дробления.
Расчет схемы дробления
1.Определяется общая степень дробления.
,
где Dmax – максимальная крупность исходной руды, мм;
где dmax – максимальная крупность дробленной руды, мм.
2. Устанавливаются степени дробления в отдельных стадиях дробления.
,
где Sсред- средняя степень дробления для одной стадии;
N- количество стадий дробления.
S1=2 S2=2.6
3. Подсчитывается условная максимальная крупность дробленных продуктов после отдельных стадий дробления.
,
4. Подсчитывается для каждой степени дробления ширина выходной щели дробилки.
,
Значения z принимают по данным испытаний дробимости руды 6/4/.
Расчет схемы дробления.
, при d ,
, при d , (10)
где - содержание расчетного класса минус d мм в дробленном продукте первой стадии дробления, д. е;
- содержание расчетного класса минус d мм в питании первой стадии дробления, д.е.;
- содержание расчетного класса плюс d мм в питании первой стадии дробления, д.е.;
- содержание расчетного класса в разгрузке дробилки при питании ее классом крупнее, i д.е.
Определяем характеристики дробленного продукта схемы Б по аналогичным формулам как при расчете схемы Г.
, (11)
, (12)
Таблица 4- Расчетные классы после первой стадии дробления
D |
25 |
50 |
75 |
103 |
175 |
Z |
0,2 |
0,5 |
0.7 |
1 |
1.7 |
Определяем содержание расчетного класса на ситовой характеристике исходной руды (Приложение А).
(175;2)
(103;22)
(75;46)
(50;64)
( 25;83)
По полученным точкам строим ситовую характеристику крупности руды после I стадии дробления (Приложение Б).
Таблица 5- Расчетные классы после второй стадии дробления
D |
5 |
15 |
28 |
68 |
z |
0,3 |
0,5 |
1 |
2,4 |
Определяем содержание расчетного класса на ситовой характеристике дробленого продукта после первой стадии дробления (Приложение Б).
=
(68;2)
=
=
(15;70)
=
(5;94)
По полученным точкам строим ситовую характеристику крупности руды после II стадии дробления (Приложение В).
Таблица 6- Расчетные классы после третьей стадии дробления
D |
2 |
5 |
9 |
21 |
z |
0,2 |
0,5 |
1 |
2,3 |
Определяем содержание расчетного класса на ситовой характеристике дробленого продукта после второй стадии дробления (Приложение В).
=5
=5 (21;5)
=
=
(5;88)
=
(20;79)
По полученным точкам строим ситовую характеристику крупности руды после III стадии дробления (Приложение Г).
Исходя из небольшой производительности фабрики расчетное время работы для цеха дробления принимаем равным 14 часов в сутки.
Q1=Q2=Q3Q4=Qч=
Q5=Q6=Q7=Q8=Q0*0,8=653,59 т/ч;
Q9=Q10Q11=Q6*0,75=4902 т/ч;
4 ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ДРОБЛЕНИЯ И ГРОХОЧЕНИЯ
Выбор и расчет оборудования для дробления.
Рассчитываем производительность дробилок с учетом поправочных коэффициентов. Определим окончательно число дробилок каждой стадии по формуле:
Q= ,
где: Q – производительность дробилки, т/час;
Qк – производительность дробилки по каталогу, т/час;
Кдр – поправка на дробимость руды [/2/, таблица 11];
Кδ – поправка на насыпной вес;
Ккр –поправочный коэффициент на крупность руды [/2/,таблица 12];
Квл – поправка на влажность руды [/2/, таблица 13];
1 стадия дробления
Для стадии дробления выбираем дробилку, удовлетворяющую следующим требованиям i=103 мм, Dmax=350мм. Таким требованиям соответствует дробилка ЩС-120/150А.
Выбираем поправочные коэффициенты:
Поправка на насыпной вес руды к производительности в тоннах по каталогу рассчитывается по формуле:
Кδ =,
Для мягких руд (коэффициент крепости по шкале М.М Протодьяконова 10) поправка на дробимость Кдр равна 1.
Для руд влажность которых составляет менее 5% Квл=1,0
Поправка на крупность питания рассчитывается Ккр по формуле:
Ккр= 1+(0,8-,
Ккр = 1+(0,8-1.5
Руды Джезказганского месторождения обладают крепостью 12-19
Производительность дробилки по каталогу Qk = 598,5 м3/ч
Qдр = 598,5·0,75·1,07·1,5·1 = 720,44 т/ч
Производительность дробилки ЩС рассчитывается по формуле:
,
где - требуемая производительность дробилок, т/ч;
- производительность дробилки по технологической
характеристике ,т/ч;
- количество дробилок на данной стадии дробления.
,
Определяем необходимое количество дробилок:
n=
Коэффициент загрузки составит
Кз =
К установке принимаем одну дробилку типа ЩС-120/150А..
Для остальных стадий дробления расчет производим аналогично, с учетом поправочных коэффициентов. Устанавливаем 1 дробилку с коэффициентом – 0,84.
II стадия дробления
Выбираем поправочные коэффициенты:
Кδ =
Кдр =1,0
Квл =0,75
Qдр =210,60,751,07=169
Qк =816,993-333,33=483,66т/ч
Определяем необходимое количество дробилок:
n=2,863
К установке принимаем дробилки КСД-1750А.
Коэффициент загрузки составит:
кз=2,86
III стадия дробления
Определяем, используя ситовую характеристику после 2 стадии дробления, количество материала, поступающее на дробилку 3 стадии.
816,9931,67=1372,54 т/ч
Тогда:
=1372,54-816,993=555,547 т/ч
Выбираем поправочные коэффициенты:
Кδ =
Кдр =1,0
Квл =0,75
Qд =236,450,0751,071,51=265,65 т/ч
Определяем необходимое количество дробилок:
n=3
К установке принимаем одну дробилку типа КМД-2500.
Коэффициент загрузки составит:
кз=
К установке принимаем четыре дробилки типа КМД 2500.
Производительность I стадий неподвижных колосниковых грохотов определяется по формуле:
F= , (18)
где Q – производительность грохота по питанию, т/час;
F – рабочая площадь сита, м2;
а – ширина щели между колосниками
Отсюда выразим рабочую площадь сита:
а=175
F=LВ
В=3Д=3350=1050 мм
L=2B=21050=2100 мм
Отсюда вывод колосниковый гроход с габоритнымиразмерами LxB=2100x1050
Производительность II стадий вибрационных грохотов определяется по формуле:
,
где Q – производительность грохота, т/час;
F – рабочая площадь сита, м2;
q – удельная производительность на 1м2 поверхности сита, м3/час.
- насыпной вес материала, т/м3;
- поправочные коэффициенты (таблица 40[5]).
Отсюда выразим рабочую площадь сита:
k=0.8
l=1.18
E=0.8=m=1.5
q68=
Fобщ=
Установлено четыре дробилки КСД, следовательно
F=46:4=11.5 м2
Принимаем к установке ГИТ 61
Проверяем выбранный грохот на коэффициент загрузки:
Коэффициент загрузки грохота (kз) будет:
,
Выбранный грохот проверяем по толщине слоя по формуле:
;
где h – толщина слоя, мм;
Р – масса надрешетного продукта на один грохот, т/час;
- насыпной вес, т/м3;
В – ширина грохота, м;
V – скорость движения материала, м/с.
h=
Так как коэффициент загрузки лежат в пределах 0,7 – 0,97 и толщина слоя надрешетного продукта в разгрузочном конце грохота меньше 100 мм, следовательно, грохот удовлетворяет выбранной производительности.
Определяем тип грохота после третьей стадии дробления.
При размере отверстий сита 21 мм удельная производительность равна 28,6 .
Содержание в питании зерен для третьей стадии размером больше половины отверстий сита, т.е. 5 мм, определяется по Приложению В:
, тогда
Для ,значение к= 0,6
Содержание избыточных зерен в питании (по приложению В). Отсюда:
ι=1,25
Для эффективного грохочения m=1,15, при эффективности грохочения 85%.
Для дробленого материала форма зерен n=1,0. Для отверстий сита 25 мм р=1,0 и сухого материала влажность о=1,0.
F==6,4 м2
Установлено четыре дробилки КМД, следовательно
F = 41:4=10.25 м2
Принимаем к установке ГИТ 61
Проверяем выбранный грохот на коэффициент загрузки:
Коэффициент загрузки грохота (kз) будет:
Так как коэффициент загрузки лежат в пределах 0,7 – 0,97 и толщина слоя надрешетного продукта в разгрузочном конце грохота меньше 100 мм, следовательно, грохот удовлетворяет выбранной производительности.
5 ВЫБОР, ОБОСНОВАНИЕ И РАСЧЕТ СХЕМЫ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ .
Для расчета схемы принимается 7,25 содержание класса . Согласно схемам I cтадия дает 20%.
