Расчет цеха гравитации

 

 


 


СОДЕРЖАНИЕ

 

    Введение………………………………………………………………….......5  

1. Практика  обогащения оловосодержащих руд ………………………….....6

2. Вещественный  состав………………………………………………….........8

3. Выбор схемы  обогащения…………………………………………………..10

4. Расчет качественно-количественной  схемы обогащения………………...11

5. Расчет водно-шламовой схемы…………………………………....………..16

6. Выбор и расчет основного  оборудования цеха обогащения……………...22

    6.1 Выбор и расчет основного  оборудования для измельчения………….22

    6.2 Выбор и расчет основного  оборудования для классификации……….23

    6.3 Выбор и расчет основного  оборудования для гравитационных

         процессов  обогащения…………………………………………………...25

7. Техника безопасности…………………………………………...…………...29

    Список используемой  литературы…………………………………………..31

    Спецификация

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ВВЕДЕНИЕ

 

Гравитационными методами обогащения называются методы, в которых разделение минеральных частиц, отличающихся плотностью, размером и формой, обусловлено различием в характере и скорости их движения в текущих средах под действием силы тяжести или сопротивления

Современная обогатительная фабрика – это предприятие, ежегодно перерабатывающее десятки миллионов тонн рудного сырья, со сложной схемой цепи аппаратов, включающей дробилки, грохоты, отсадочные машины, суспензионные сепараторы, промывочные машины, классификаторы, сгустители.

Высокая производительность машин позволяет упрощать схему цепи аппаратов фабрики, более экономично использовать производственные площади и объемы, в результате чего снижаются удельные потенциальные затраты на строительство обогатительных фабрик, уменьшается численность обслуживающего персонала, возрастает производительность труда, снижается себестоимость переработки.

Гравитационные процессы обогащения по широте диапазона исходных характеристик обогащаемого сырья, разнообразных условий применения их в технологических схемах обогатительных фабрик, простоте производственного комплекса, высотой производительности обогатительных аппаратах в сравнительных условиях превосходят многие другие процессы обогащения и обеспечивают эффективное разделение минеральных смесей при относительно низких материальных, трудовых и энергетических затратах.

 

 

 

 

 

 

1 Практика обогащения оловосодержащих руд

 

Комплексные оловянные руды, содержащие полиметаллы и руды олово в форме сульфосолей, перерабатываются непосредственно пирометаллургическими методами. Такая технология применяется, когда содержание олова составляет 7-10 %.

Россыпные руды после дезинтеграции и грохочения перерабатываются на отсадочных машинах и концентрационных столах. Из схемы исключаются операции крупного и мелкого дробления. Извлечение олова может достигать 85-90 %.

Многосульфидные оловянные руды перерабатываются по комбинированной флотационной схеме или обогатительно-металлургической. Как правило, в этом случае получают сульфидный концентрат, содержащий олово, свинец, медь, цинк, а также серебро, кадмий и попутные компоненты.

В целом промышленные схемы очень сложны в эксплуатации, характеризуются высокими циркулирующими нагрузками в основных операциях, значительным выходом шламов, требуют больших производственных площадей для размещения основного гравитационного оборудования, характеризуются высокими удельными расходами воды и электроэнергии, сложные для автоматического контроля и управления.

Минимальное кондиционное содержание олова в концентратах составляет после гравитации 15-40 %. Кроме того, если ГОСТ на шламовые оловянные концентраты, полученные флотацией (5-15 % минимально).

Необходимым условием селективной флотации касситерита является тщательное обесшламливание исходного питания основной флотации, а иногда вторичное обесшламливание грубого концентрата перед его перечисткой. Вместе со шламами удаляются растворимые соли, затрудняющие осуществление избирательной дезактивации и депрессии минералов породы. Сульфиды, если они присутствуют в исходном питании, удаляются предварительно флотацией. Также касситерит легко переизмельчается и переходит в шламы, из которых его трудно извлечь. Дробление и измельчение оловянных руд производят в несколько стадий, классифицируя материал по крупности и подвергая раздельному обогащению отдельные классы. При наличии в руде вольфрамита применяется электромагнитная сепарация.

При наличии в руде вольфрамита получают бедные концентраты, которые обогащаются на доводочных фабриках.    

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2 Вещественный состав

 

Олово Sn- легкий серебристо-белый металл, слегка голубоватого оттенка с плотностью 7,3 т/м3, температурой плавления 232 0С и температурой кипения 2270 0С.

Олово существует в трех аллотропических модификациях: a–Sn – серое  олово устойчиво до температуры плюс 14 0С, плотностью 5,8 т/м3; b-Sn – серое олово обычно товарное олово, устойчивое в интервалах температур от плюс 161 до плюс 231 0С с плотностью 6,5 т/м3. Переход a → b сопровождается превращением металла в порошок «оловянная гума».

Соединение олова является сильным восстановителем. На воздухе олово окисляется, но при температуре выше температуры плавления, оно окисляется с образованием SnO2. В холодной и горячей воде устойчив, его предохраняет тонкая пленка  SnO2.

Олово легко растворяется в соляной, кипящей серной и азотной кислотах. С сильными щелочами образует – соли [Me2+]SnO3. С галогенами образует при нагревании галогениды, с серной – сульфиды.

Олово – ковкий и тягучий металл, хорошо пропитывается при комнатной температуре. При нагревании его можно пропитать в фольгу толщиной до 0,04 мм. Образует два оксида: SnO2 и SnO со многими металлами образует сплавы.

Основной минерал касситерит SnO2 – 85 %. Иногда встречается – CuSnB2O6.

В последнее время появилось новое сырье оловосодержащие бариты кальция, олова, магния, железа и других. Помимо кристаллического касситерита существует и коллоидное скрытомелкокристаллическая разность – «деревянистое» олово гроздевидной и почковидной формы. По составу примесей этот минерал отличается от касситерита повышенным количеством мышьяка, сурьмы, серебра, цинка. Оловянные руды большей частью комплексные. Они часто содержат в переменных количествах вольфрам, медь,

цинк, свинец, мышьяк, серебро, ниобий, индий.

По условиям образования оловянные руды подразделяют на эндогенные (коренные) и экзогенные (россыпные). В России преобладают коренные месторождения, за рубежом в большей части – россыпные.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

3 Выбор схемы обогащения

 

Минералогический состав, физические и физико-химические свойства, крупность вкрапленности минералов и другие факторы определяют выбор метода процесса обогащения. Гравитационные процессы обогащения применяются при большом значении коэффициента равнопадаемости и крупной вкрапленности для обработки кусковых и зернистых фракций.

Важным условием при выборе схемы является комплексное использование всех ценных компонентов, содержащихся в руде. После анализа всех материалов намечается качественная схема, т.е. порядок и число операций, обосновывается выбор метода обогащения. Затем проводится расчет качественно-количественной и водно-шламовой схем, выбор и расчет основного и вспомогательного оборудования, если оно имеется.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

4 Расчет качественно-количественной схемы обогащения

 

 

Задачей качественно-количественного расчета является определение численных значений основных показателей обогащения: производительности по твердому (Q), выхода ( ), содержания металла ( ) и извлечения ( ) для всех продуктов схемы обогащения. Расчеты производятся сначала с определение показателей , , а затем Q, по формулам:

Qn = n*Q1/100, (1)

                                              n = n* n /α, (2)

где Q1 – производительность цеха обогащения, т/сут;

       α  - содержания металла в исходном питании цеха, %.

Метод расчета показателей обогащения основан на составлении и решении системы трех уравнений для каждой операции схемы обогащения:

1) уравнения  равенства суммы выходов поступивших  и вышедших продуктов обогащения для данной операции

∑ пос = ∑ вых; (3)

2) уравнения  «баланса металла» - равенства суммы  масс полезного ископаемого (суммы произведений Q и или суммы произведений  и ) поступивших и вышедших продуктов обогащения для данной операции

∑( n* n)пос = ∑( n* n)вых; (4)

3) уравнения  для определения частного извлечения  по данной операции

n = к n* к n*100/ исх. n* исх. n (5)

 

Порядок решения следующий

Составляем рисунок схемы данной операции с нанесением на него заданных значений (принимаем из задания на курсовую работу) и обозначение неизвестных технологических показателей  (рисунок 1)

 

 

 

 

Продукт 10

                    10 =?


                       

10 = 0,92

 

Концентрация 4 (

4 = 88,5%)

                                                    


                                17 = 0,75                      18 =?           

                                               17= 2,50                          18=?

 

                                 Концентрат 17                                           Хвосты 18

 

Рисунок 1- Схема операции обогащения

Составляется система из трех уравнений


, (1)

, (2)

                (3) 

Для решения уравнений в формулы подставляются известные значения показателей:

, (1)

  , (2)

   (3)

 

Находим    из уравнения (1) и методом подстановки вычисляем и

 

Подобным образом составляем и решаем системы уравнений для нахождения неизвестных значений показателей по всем операциям технологической схемы. Расчет технологической схемы проводим снизу вверх, начиная с операции, в которой есть один из конечных продуктов обогащения. Неизвестные значения части продуктов определяем по разности или сумме выходящих и поступающих количеств материалов в данную операцию составлением и решением уравнений.

Данные расчетов всех операций качественно-количественной схемы сводим в таблице 1

Таблица 1- Результаты расчетов качественно-количественной схемы

№

оп/п

Наименование операций

и продуктов

Выход

   γ, %

Производительность

Q, т/сут

Содержание металла β, %

Извлечение металлаξ, %

1

 

I

 

1

 

11

2

 

Обезвоживание

Поступает:

Хвосты основного и п/п цикла

Хвосты концентрации 1

3

 

 

 

100

 

49,2

4

 

 

 

631

 

311,436

5

 

 

 

0,21

 

0,19

6

 

 

 

100

 

44,51

 

Итого:

149,2

944,436

0,4

144,51

 

2

3

Выходит:

пески

слив

 

133,7

15,5

 

846,32

98,115

 

0,207

0,17

 

131,917

12,547

 

Итого:

149,2

944,435

0,377

144,464

II

 

2

Измельчение

Поступает:

Пески

 

 

133,7

 

 

846,32

 

 

  0,207

 

 

131,917

 

Итого:

133,7

846,32

0,207

131,917

 

4

Выходит:

измельченный продукт

 

133,7

 

846,32

 

0,207

 

131,92

 

Итого:

133,7

846,32

      0,207

133,92

III

 

 

4

Гидравлическая классификация

Поступает:

измельченный продукт

 

 

 

133,7

 

 

 

846,32

 

 

 

0,207

 

 

 

131,92

 

Итого:

133,7

846,32

 0,207

131,92

 

5,6

7

8

9

Выходит:

пески 1-го,2-го спигота

пески 3-го спигота

пески 4-го спигота

слив

 

51,5

14,2

41,9

26,1

 

325,995

89,886

265,227

165,213

 

0,22

0,25

0,21

0,152

 

53,95

16,9

41,9

18,89

 

Итого:

133,7

846,321

0,832

131,64

1

2

3

4

5

6

 

 

6

Концентрация 1

               Поступает:

пески 1-го,2-го спигота

 

 

51,5

 

 

325,995

 

 

0,22

 

 

53,95

 

Итого:

51,5

325,995

0,22

53,95

 

10

11

               Выходит:

концентрат

хвосты

 

2,3

49,2

 

14,559

311,436

 

0,92

0,19

 

10,08

44,51

 

Итого:

51,5

325,995

1,11

54,59

V

7

Концентрация 2

Поступает:

пески 3-го спигота

 

 

14,2

 

 

89,886

 

 

0,25

 

 

16,9

 

Итого:

14,2

89,886

0,25

16,9

 

12

13

Выходит:

концентрат

хвосты

 

1,29

12,9

 

8,222

81,657

 

0,95

0,18

 

5,88

11,06

 

Итого:

14,19

89,879

1,13

16,94

VI

 

8

Концентрация 3

Поступает:

пески 4-го спигота

 

 

41,9

 

 

265,227

 

 

0,21

 

 

41,9

 

Итого:

41,9

265,227

0,21

 41,9

 

14

15

16

Выходит:

концентрат

промпродукт

хвосты

 

1,12

6,54

34,24

 

7,089

41,398

216,73

 

2,35

0,21

0,14

 

12,53

6,54

22,83

 

Итого:

41,9

265,217

2,7

41,9

VII

 

10

Концентрация 4

Поступает:

Концентрат

 

 

2,3

 

 

14,559

 

 

0,92

 

 

10,08

 

Итого:

2,3

14,559

0,92

10,08

 

17

18

Выходит:

концентрат

хвосты

 

0,75

1,55

 

4,747

9,811

 

2,50

0,16

 

8,93

1,18

 

Итого:

2,3

14,558

2,66

10,11

IX

 

12

Концентрация 5

Поступает:

Концентрат

 

 

1,29

 

 

8,222

 

 

0,95

 

 

5,88

 

Итого:

1,29

8,222

0,95

 5,88

 

19

20

Выходит:

концентрат

хвосты

 

0,40

0,90

 

2,532

5,697

 

2,7

0,17

 

5,14

0,73

 

Итого:

1,3

8,229

    2,87

5,87

1

2

3

4

5

6

 

 

15

 

21

22

 Концентрация 6

               Поступает:

промпродукт

Итого:

               Выходит:

концентрат

хвосты

 

Итого:

 

 

6,54

6,54

 

0,37

6,18

 

6,55

 

 

41,398

41,398

 

2,278

39,119

 

41,397

 

 

0,21

0,21

 

0,87

0,17

 

1,04

 

 

6,54

6,54

 

1,49

5,0

 

6,49


 

 

Правильность приведенных расчетов подтверждаем решением уравнения общего баланса металла.

Для этого вначале осуществляется проверочный расчет уравнения равенства выход в целом по технологической схеме

100 = ∑

кон. +∑
хв.

100 = 2,63+97,37

100 = 100

Затем проверочный расчет уравнения общего баланса металла

100* α = ∑(

кон.*
кон.) + ∑(
хв.*
хв.)

100*0,21 = 2,63* 2,24+97,37*0,15

20,9 ~ 21

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

5 Расчет водно-шламовой схемы

 

Цель расчета водно-шламовой схемы является обеспечение оптимальных отношений жидкого к твердому (Ж:Т) в каждой операции схемы и определение следующих показателей для определений и продуктов обогащения:

  • содержание твердого, % - Тn;
  • весовое отношение жидкого к твердому по массе – Rn;
  • количество воды, м3/сут – Wn;
  • объем пульпы, м3/сут – Vn;
  • количество воды, добавляемое в операцию, м3/сут – Ln.

Эти показатели связаны между собой зависимостями:

Wn = Rn*Qn (6)

Rn = Wn/Qn (7)

Vn = Qn (Rn+1/δn) (8)

где δn – удельный вес твердого в продукте (δ = 2,7).

Порядок расчета шламовой схемы  (на примере обезвоживания)

По табличным данным устанавливаем содержание твердого Тn и нормы расхода воды для отдельных продуктов обогащения и операций схемы (для измельчения принимаем Т1=30%)

Весовое отношение жидкого к твердому по массе Rn определяется по формуле

Rn = 100 – Tn/Tn. (9)

R1 = 100 - 30/30 = 2,3

По формуле (6) подсчитываем количество воды в продуктах и операциях с известными значениями Rn. Количество твердого в продуктах Qn принимается из качественно-количественной схемы  (Q1 = 633 т/сут)

W1= 2,3*631 = 1455,9 м3/сут

По уравнениям баланса определяется количество воды в отдельных операциях и продуктах и подсчитывается расход дополнительной воды во всех операциях схемы.

Отношение Ж:Т и содержание твердого в операциях и продуктах, для которых значения Т и R не были приняты определяется по формулам  (7) ,

Тn = 100/Rn + 1 (10)

Объем пульпы для всех продуктов и операций подсчитывается по формуле (8).

V1 = 631*(2,3+1/2,7) = 1690 м3/сут.

Для нахождения неизвестных значений показателей по всем операциям технологической схемы расчеты делаются аналогично.

Результаты расчетов каждой операции водно-шламовой схемы заносим в таблицу 2.

Таблица 2- Результаты расчетов водно-шламовой схемы

 

№

оп/п

Наименование операций

и продуктов

Производительность

Q, т/сут

Содержание твердого Т, %

Разбавление

R

Количество воды

W, м3/сут

Объем пульпы

V, м3/сут

1

 

I

 

1

 

11

2

 

Обезвоживание

Поступает:

хвосты основного и п/п циклов

хвосты концентрации 1

вода

3

 

 

 

631

 

311,436

4

 

 

 

30

 

40

5

 

 

 

2,3

 

1,5

6

 

 

 

1455,9

 

467,154

7

 

 

 

1690,11

 

582,385

 

Итого:

944,436

33

2,036

1923,054

2272,49

 

2

3

Выходит:

пески

слив

 

846,32

98,115

 

80

5,42

 

0,25

17,44

 

211,58

1711,47

 

524,72

1747,43

 

Итого:

944,435

33

2,036

1923,054

2272,15

II

 

2

Измельчение

Поступает:

пески

вода

 

 

846,32

 

 

80

 

 

0,25

 

 

211,58

152,34

 

 

524,72

152,34

1

2

3

4

5

6

7

 

Итого:

846,32

70

0,43

363,92

677,06

 

4

Выходит:

измельченный продукт

 

846,32

 

70

 

0,43

 

363,92

 

677,06

 

Итого:

846,32

70

0,43

363,92

677,06

III

 

 

4

Гидравлическая классификация

Поступает:

измельченный продукт

вода

 

 

 

846,32

 

 

 

70

 

 

 

0,43

 

 

 

363,92

1608,01

 

 

 

677,06

1608,04

 

Итого:

846,32

30

2,33

1971,93

2285,06

 

5,6

7

8

9

Выходит:

пески 1,2 спигота

пески 3 спигота

пески 4 спигота

 слив

 

325,995

89,886

265,227

165,213

 

40

35

20

39,37

 

1,5

1,86

4

1,54

 

488,99

167,19

1060,9

254,85

 

609,61

200,45

1159,04

567,98

 

Итого:

846,32

30

2,33

1971,93

2285,064

IV

 

5,6

Концентрация 1

Поступает:

пески 1,2 спигота

вода

 

 

325,995

 

 

40

 

 

1,5

 

 

488,99

554,191

 

 

609,61

554,191

 

Итого:

325,995

23,87

3,19

1043,18

1163,8

 

10

11

Выходит:

концентрат

хвосты

 

14,559

311,436

 

2,45

40

 

39,564

1,5

 

576,026

467,154

 

581,415

582,385

 

Итого:

325,995

23,87

3,19

1043,18

1163,8

V

 

7

Концентрация 2

Поступает:

пески 3 спигота

вода

 

 

89,886

 

 

35

 

 

1,86

 

 

167,19

161,49

 

 

200,45

161,79

 

Итого:

89,886

21,5

3,65

328,98

362,24

 

12

13

Выходит:

концентрат

хвосты

 

8,222

81,657

 

45

20,4

 

1,22

3,9

 

10,03

318,95

 

13,072

349,17

 

Итого

89,886

21,5

3,65

328,98

362,24

VI

 

8

Концентрация 3

Поступает:

пески 4 спигота

вода

 

 

265,227

 

 

20

 

 

4

 

 

1060,9

503,93

 

 

1159,04

503,93

1

2

3

4

5

6

7

 

Итого:

265,227

14,51

5,89

1564,83

1662,97

 

14

15

  16

Выходит:

концентрат

промпродукт

хвосты

 

7,0896

41,398

216,73

 

45

30

12,94

 

1,22

2,33

6,73

 

8,649

96,457

1459,72

 

11,272

111,775

1539,92

 

Итого:

265,227

14,51

6,89

1564,83

1662,97

VII

 

10

Концентрация 4

Поступает:

концентрат

вода

 

 

14,559

 

 

2,46

 

 

39,564

 

 

576,026

29,118

 

 

581,415

29,118

 

Итого:

14,559

2,35

41,56

605,144

610,533

 

17

18

Выходит:

концентрат

хвосты

 

4,7475

9,811

 

50

1,607

 

1

61,195

 

4,7475

600,39

 

6,504

604,029

 

Итого:

14,559

2,35

41,56

605,144

610,533

VIII

 

12

Концентрация 5

Поступает:

концентрат

вода

 

 

8,222

 

 

45

 

 

1,22

 

 

10,03

18,91

 

 

13,072

18,91

 

Итого:

8,222

21,74

3,6

28,94

31,982

 

19

20

Выходит:

концентрат

хвосты

 

2,532

5,697

 

55

17,51

 

0,82

4,71

 

2,076

26,864

 

6,193

25,789

 

Итого:

8,222

21,74

3,6

28,94

31,982

IX

 

15

Концентрация 6

Поступает:

концентрат

вода

 

 

41,398

 

 

30

 

 

2,33

 

 

96,457

103,495

 

 

111,775

103,495

 

Итого:

41,398

17,153

4,83

199,952

215,27

 

21

22

Выходит:

концентрат

хвосты

 

2,278

39,119

 

60

16,47

 

0,66

5,07

 

1,5

198,452

 

2,35

212,92

 

Итого:

41,398

17,153

4,83

199,952

215,27


 

 

 

В заключительной части составляем баланс водопотребления и водоотведения и подсчитываем удельный расход воды по цеху обогащения.

Баланс водопотребления и водоотведения по цеху обогащения представляет собой равенство, поступившего в процесс суммарного количества воды, суммарному количеству воды, уходящему из процесса с конечными продуктами обогащения, т.е.

W1 + ∑ L = ∑ Wк, (11)

где W1 – количество воды, поступившее с исходной рудой;

          ∑ L – суммарное количество воды, добавляемое в процесс;

        ∑ Wк -  суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными

        продуктами.

Баланс водопотребления и водоотведения по цеху обогащения выполняется в форме таблицы (таблица 3).

Таблица 3- Баланс водопотребления и водоотведения по цеху обогащения

Поступает воды в процесс

м3/сут

Уходит воды из процесса

м3/сут

С исходной рудой         W1

В обезвоживание            L1 

В измельчение                L2

В гидравлическую классификацию                          L3

В концентрацию 1           L4

В концентрацию 2           L5

В концентрацию 3           L6

 

1455,9

152,34

1608,01

 

554,191

161,79

503,93

29,118

Со сливом                     W17

С хвостами                   W19

С хвостами                   W14

С хвостами                   W21

С хвостами                   W9

С хвостами                   W13

С хвостами                   W16

С концентратом           W18

С концентратом           W20

4,747

2,076

8,649

1,5

254,85

318,95

1459,72

600,39

26,864

В концентрацию 4            L7

В концентрацию 5            L8

18,91

103,495

С концентратом           W22

С концентратом           W3

198,45

1747,43

Всего поступает:

W1 +

 

4587,68

Всего уходит:

 

4587,68


 

 

 

Расход общей воды в цехе обогащения для технологических целей составит

L = ∑ Wк - W1 (12)

L = 3131 м3/сут

 

Удельный расход воды по цеху обогащения (м3/т) определяется по формуле

W = ∑ L / Q, (14)

где Q – производительность цеха обогащения

W = 3131 / 633 = 4,9 м3/т

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

6 Выбор и расчет основного оборудования цеха обогащения

 

6.1 Выбор  и расчет основного оборудования  для измельчения

Применение того или иного типа мельниц в значительной степени определяется крупностью продуктов измельчения.

Типоразмер барабанных мельниц рассчитывается и выбирается по методу подобия, т.е. исходя из практических данных их работы при режимах, близких к оптимальному. При этом учитывается различие в измельчаемости и крупности исходного материала, крупности измельчаемого продукта, размерах и способе разгрузки мельницы.

Порядок расчета

1. Определяется удельная производительность  проектируемой мельницы по вновь  образуемому расчетному классу

g = gэ *Ки*Кк*Кд*Кт, (15)

где g и gэ – удельная производительность соответственно проектируемой и

                   работающей (эталонной) мельниц по вновь образуемому расчет-

                   ному классу, т/м3*ч;

Ки – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости руд, принимаем из табл.7 [4], Ки=1;

Кк – коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного мате-

      риала и измельчаемого (конечного) продукта, принимаем из табл.7 [4], Кк =1;

Кт - коэффициент, учитывающий различие в типе мельниц, принимаем из табл.7 [4], Кт =1;

Кд - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов

      проектируемой и работающей мельниц, принимаем из табл.7 [4],

Кд =1.

Значение удельной производительности по классу – 0,074 мм мельниц, работающих при переработке оловянных руд, принимаем из табл.7 [4]  (gэ = 0,60).

g = 0,60*1*1*1*1 = 0,60 т/м3*ч

2. Типоразмер проектируемой мельницы  выбираем по табл.9 на основании расчетного требуемого номинального рабочего объема измельчения на данной операции, который определяется по формуле

V =Q*( к - и) / 24*g, (16)

где V – номинальный рабочий объем мельницы (или суммарный объем не-

            скольких мельниц на данной  операции), м3;

    Q – количество твердого (с учетом циркулирующих нагрузок), поступаю-

           щего на соответствующую операцию, т/сут;

   к и и  - содержание расчетного класса (-0,074 мм) соответственно в ко-

                    нечном (измельченном) и исходном продуктах операции, в до-

                   лях единицы.

V =846,32*(0,56-0,4)/24*0,60 = 9,4 м3

Принимаем в проекте стержневую мельницу МШЦ-27-36, техническая характеристика которой представлена в таблице 4.

Таблица 4- Техническая характеристика стержневой мельницы

типа МШЦ– 27-36

 

Размеры мельницы, мм

Номинальный рабочий объем, м3

Мощность электродвигателя, кВт

Масса мельницы с редуктором, т

  диаметр  длина

  2700        3600

16,0

400

85


 

 

 

6.2 Выбор и расчет основного  оборудования для классификации

Гидравлическая классификация не является собственно обогатительным процессом и относится к подготовительным или вспомогательным процессам. Ее задача – подготовить материал для последующего обогащения таким образом, чтобы само обогащение проходило наиболее эффективно. В качестве подготовительной операции она применяется на все гравитационных обогатительных фабриках перед концентрацией материала на столах, отсадочных машинах, винтовых сепараторах и др.

Порядок расчёта и выбора типоразмера спирального классификатора

1. Определяется диаметр  спирали классификатора по следующей  формуле:

а) для спирального классификатора с непогруженной спиралью:

Д=-0,08+0,103

где   Д-диаметр спирали классификатора,м;

        Q-производительность по твёрдому материалу в сливе классификатора, т/сут (принимается по качественно-количественной схеме);

        m-число спиралей классификатора;

        k -коэффициент, учитывающий плотность исходной руды;

        k -коэффициент, учитывающий крупность слива и тип классификатора;

Д=0,94 м=940мм

2. По вычисленному диаметру  спирали к установке выбирается  ближайший типоразмер спирального классификатора и рассчитывается его производительность по пескам:

Q=135 m k n

где     Q-производительность по пескам, т/сут;

            n-частота вращения спирали, об\мин;

Q=135117,61=1026 т/сут

Выбираем к установке классификатор КСН-3,техническая характеристика которого представлена в таблице 5.

Таблица 5-Техническая характеристика спирального классификатора

КСН-3

Диаметр спирали, мм

Длина корыта, мм

Число спиралей

Частота вращения спирали,об/мин

Угол наклона,°

Мощность электропривода, кВт

1000

6500

1

1,6-7,6

15-18,5

7

Расчет цеха гравитации