Файл: Министерство образования российской федерации уральская государственная горногеологическая академия.rtf

ВУЗ: Не указан

Категория: Реферат

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 23.11.2023

Просмотров: 233

Скачиваний: 3

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

Схема измельчения I



Рис.3.2

Схема измельчения II



Рис.3.3
Достоинствами схемы измельчения I и схемы измельчения II являются: возможность получения мелкого конечного продукта; возможность осуществления стадиального обогащения руды; хорошее рационирование шаровой нагрузки.

При схеме измельчения I число классификаций меньше, и можно получить более высокую плотность пульпы в сливе, чем при схеме измельчения II. В первой схеме измельчения на третью стадию поступает весь материал, и весь циркулирует, тогда как во второй схеме - только часть материала.

Учитывая все вышесказанное, а также практическую работу Башкирской и Гайской фабрик, выбираем схему измельчения I, как более эффективную.

3.13 Выбор и обоснование схемы флотации

Целесообразность и преимущество той или иной схемы обогащения определяется содержанием в руде меди и серы. При переработке руд с небольшим содержанием серы преимуществом схемы коллективно-селективной флотации, несмотря на более высокий расход реагентов, является получение пиритсодержащего продукта виде хвостов селекции коллективного концентрата. Однако при увеличении содержания серы выход коллективного концентрата возрастает до 60%, и преимущества коллективно-селективной схемы снижаются.

При содержании в руде серы более 25% применение схемы прямой селективной флотации позволяет повысить извлечение меди по сравнению со схемой коллективно-селективной флотации на 3-6%, рис. 3.4. [3].

Зависимость извлечения меди Е от содержания меди β в руде при содержании серы более 25%


1 - прямая селективная флотация; 2 - коллективно-селективная флотация

Рис.3.4
Для руд, содержащих первичные сульфиды меди, с незначительной активацией сульфидов цинка использование прямой селективной флотации позволяет получить наиболее высокие технологические показатели. Это обусловлено тем, что отделить сульфидные минералы меди от цинковых легче до активации сульфидов цинка, которая потребовалась бы в случае коллективной флотации.

3.1.4 Выбор схемы обезвоживания

Схему обезвоживания медного, цинкового и пиритного концентратов принимаем на основании практики работы действующей фабрики перерабатывающей аналогичные руды. Конечными продуктами обезвоживания являются медные, цинковые, пиритные концентраты, которые направляются на склады готовой продукции, откуда отправляются потребителю, как твердый продукт. Схема обезвоживания на проектируемой фабрике представлена на рис. 3.5.
Схема обезвоживания



Рис.3.5
Предложенная схема обогащения вкрапленной медно-цинковой колчеданной руды представлена на рис. 3.6. и состоит из схемы рудоподготовки и схемы прямой селективной флотации. Рудоподготовка включает в себя три стадии дробления и три стадии измельчения. Первая и вторая стадии дробления выполнены в открытом цикле. Третья стадия выполнена в замкнутом цикле с совмещенным поверочным и предварительным грохочением. Мелкодробленая руда складируется. первая стадия измельчения - в открытом цикле. Вторая и третья стадии - в замкнутом цикле с совмещенной предварительной и поверочной классификацией.

Схема прямой селективной флотации включает цикл медной флотации, цикл цинковой флотации, цикл пиритной флотации. Цикл медной флотации включает основную, контрольную флотацию хвостов и две перечистки грубого медного концентрата. Хвосты контрольной медной флотации направляются в цинковый цикл, состоящий из основной, контрольной флотации хвостов, и двух перечисток грубого цинкового концентрата. Хвосты контрольной цинковой флотации направляются в пиритный цикл, состоящий из основной и контрольной флотации. Пиритный концентрат ("пиритная головка") является готовым продуктом.

Решая проблему комплексного использования сырья, предлагается хвосты контрольной пиритной флотации (отвальные) использовать в качестве закладки выработанного пространства шахт.
.2 РАСЧЕТ КАЧЕСТВЕННО-КОЛИЧЕСТВЕННОЙ И ВОДНО- ШЛАМОВОЙ СХЕМЫ
3.2.1 Расчет схемы дробления

По величине производительности фабрика относится к категории предприятий средней производительности. На фабрику руда подается с открытых горных работ с месторождения, расположенного в средней полосе страны. По "Нормам технологического проектирования…" [4] принимается график доставки руды 255 дней в году в три семичасовые смены в сутки, пятидневная рабочая неделя.



Календарное время 8760 часов в году ( 24 ч. х 365 дней). Машинный фонд времени [5] рассчитывется по формуле:
Тм = (n сут n см ∙ tсм ∙ к') , ч/год (3.1.)
Где n сут - количество рабочих дней в году;

n см - количество смен в сутки;

tсм - продолжительность смены, ч;

к' - поправочный коэффициент (руда средней крепости к' = 1,0).

Тм = 255 ∙ 3 ∙ 7 ∙ 1,00 = 5355 ч/год.
Схема обогащения вкрапленной медно-цинковой пиритной руды



Коэффициент использования по времени равен [5]

Суточная и часовая производительность отделения дробления определа по формулам [5]:
Qсут.ц.др. = Qф.год. / (nсут ∙ К'), т/сут (3.2.)
где Qф.год - годовая производительность фабрики, млн.т/год

Qсут.ц.др = 1,5 ∙ 106 / (255 ∙ 1,0) = 5882,35 ≈ 5880 т/сут.
Qr.ц.др. = Кн ∙ Qф.год / (nсут ∙ nсм ∙ tсм∙ К')? n/x (3.3.)
где Кн - коэффициент неравномерности питания (для руд Кн = 1,0 - 1,1)

Qr.ц.др = 1,0 ∙ 1,5 ∙ 106 / 5355 = 280,11 = 280 т/ч

Режим работы отделения средне-мелкого дробления совпадает с режимом работы отделения крупного дробления.

Рассчитываем выбранную схему дробления, выбор и обоснование которой приведен в подразделе 3.1.1.

Выбор степеней по стадиям. Общая степень дробления рассчитывается по формуле:
iобщ = Dmax / d (3.4.)
где Dmax и d - соответственно максимальная крупность исходной руды и дробленого продукта iобщ = 800/13 = 61,5

Средняя степень дробления составляет

(3.5.)


Принимается для первой стадии дробления iI = 3,0; для второй стадии iII = 3,5№ для третьей стадии



Максимальная крупность продуктов по стадиям дробления определяется по формуле:
dj = Dj
/ ij , мм (3.6.)
где j - номер стадии дробления;

Dj - максимальная крупность питания стадии, мм;

ij - степень дробления в j -ой стадии

dI = 800/3,0 = 270 мм;

dII = 270/3,5 = 77 мм;

dIII= 77/5.9 = 13 мм.

Максимальная крупность разгрузки дробилки мелкого дробления d'IIIp рассчитывается по формуле:
d'III = S III ∙ (Z max), мм (3.7.)
где Z max = 3,0 - максимальная крупность в мелком дроблении

d'III = 6 ∙ 3,0 = 18 мм

Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления:
Bj = (1,1 - 1,2)Dmax, мм (3.8.)

BI = 1,2 ∙ 800 = 960 мм;

BII = 1.2 ∙ dI = 1.2 ∙ 270 = 324 мм;

BIII = 1,2 ∙ dII = 1,2 ∙ 77 = 92 мм.

Ширина разгрузочных щелей дробилок определена по результатам промышленных испытаний [4] и рассчитана через максимальную относительную крупность по формуле:
Sj = dj / (zmax)j, мм (3.9.)
SI = 270 / 1,8 = 150 мм;

SII = 78 / 2,2 = 35 мм;

SIII = 13 / 3,0 = 4 мм.

Так как расчетное значение ширины разгрузочной щели дробилки третьей стадии значительно меньше конструктивно возможной, то S принятое с учетом практики дробления и крепости руды:

SIII = 6 мм

Размер отверстий сит для грохотов третьей стадии дробления определяется крупностью дробленого продукта:

d3 = 13 мм

Так как гранулометрическая характеристика вогнутая, то наилучший результат получим при грохочении на вибрационных грохотах с Е-dIII = 90%. Исполнение грохотов тяжелое:
ρн = 0,6 ∙ ρ, т/м3 (3.10.)
ρн = 0,6 ∙ 3,0 = 1,8 т/м3 > 1.6 т/м3

Строим характеристики крупности после дробилок крупного, среднего, мелкого дробления.

Характеристика крупности исходной руды приведена на рис.1.

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки крупного дробления приведена на рис.3.7. (продукт 2). Построение производим с использованием типовой характеристики [5]. Точки построения нанесены на ось абсцисс с расчетом их координат по формуле

dx = Sjzk (3.11.)
Например, при zk = 0,2 получено dx = 30 мм

dx= 30; 60; 90; 120; 150; 180; 210; 240; 280 мм.

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки среднего дробления приведена на рис. 3.8. (продукт 3), построение производим по типовой характеристике [5]. Точки построения нанесены на ось абсцисс с расчетом по формуле (3.11): dx = 7; 14; 21; 28; 35; 42; 49; 56; 63; 70; 77 мм.
Характеристика крупности продукта 2


Рис. 3.7

Характеристика крупности продукта 3 и продукта 4


Рис. 3.8
Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки приведена на рис. 3.9. продукт 7. Построение характеристики продукта дробления Ш стадии производим по типовой характеристике [5].

Характеристика крупности продукта 7


Рис. 3.9
Расчет выходов продуктов и циркулирующей нагрузки находим по формулам
(3.12.)

% (3.13.)



, % (3.14)



, % (3.15)



Количества продуктов (т/ч) определены по формуле
Q1=Q2=Q3=Q5=280 т/ч (3.16)

Q4=0.01∙Q3∙γ4? n/x (3/17)

Q4=0.01∙280∙189.83=532 т/ч;

Q6=Q7 =Q4 - Q5, т/ч (3.18)

Q6=Q7 = 532-280=252т/ч
График грансостава продукта, поступающего на грохочение, представлен на рис.3.8. (продукт 4). Для его составления выбраны расчетные точки

dk=3; 6; 9; 12;15 мм.

Ординаты точек рассчитываются по формуле:
, % (3.19)