Операції класифікації в схемах подрібнення

Размещено на http://www.allbest.ru/

Зміст

1. Операції класифікації в схемах подрібнення

2. Загальні принципи вибору і технологічного розрахунку обладнання

2.1 Дробарки

2.2 Грохоти

2.3 Млини

2.4 Класифікатори і гідроциклони

3. Основні принципи компонування

3.1 Схеми компонування обладнання

3.2 Приймальні пристрої

3.3 Бункери і склади сировини та концентратів

1. Операції класифікації в схемах подрібнення

На збагачувальних фабриках при тонкому вкрапленні корисного мінералу подрібнення застосовується для підготовки корисної копалини до операцій збагачення. Схеми подрібнення складаються з однієї або декількох стадій, кожна з яких включає операції подрібнення і класифікації. Операції класифікації застосовуються для відділення готового по крупності продукту або для розвантаження млина. У схемах подрібнення можуть бути присутні наступні операції класифікації: попередня, перевірна в цілком або частково замкненому циклі подрібнення, контрольна зливу або пісків.

Попередня класифікація живлення стадії подрібнення застосовується з метою збільшення продуктивності млина, зменшення шламоутворення, виділення в окремий продукт первинних шламів і компонентів корисної копалини, що легко подрібнюються, при необхідності їхнього збагачення в окремому циклі. Перед першою стадією подрібнення попередня класифікація застосовується рідко, доцільність її застосування залежить від максимальної крупності зерен у живленні (не більше 8 мм) і вмісту в ньому готового продукту (не менше 15 %).

Перевірна класифікація в цілком замкнутому циклі застосовується для контролю крупності подрібненого продукту, підвищення продуктивності млина і зменшення ошламлювання продукту при подрібненні. При наявності перевірної класифікації продуктивність млина по готовому продукту зростає в зв'язку зі збільшенням у живленні вмісту крупного класу внаслідок повернення некондиційного по крупності продукту (циркулююче навантаження). На збагачувальних фабриках величина циркулюючого навантаження коливається від 50 до 700 %. При цьому між величиною циркулюючого навантаження і відносною продуктивністю млина існує певна залежність: збільшення циркулюючого навантаження від 0 до ? приводить до збільшення відносної продуктивності в два рази. За результатами досліджень для ефективної роботи млинів у цілком замкненому циклі циркулююче навантаження повинно бути не меншим 150-200 %, однак збільшення його понад 400-500 % недоцільно, оскільки продуктивність практично не збільшується. Тому в двостадійних схемах подрібнення, де млини першої стадії, як правило, не видають кінцевого продукту і можуть працювати у відкритому циклі, необхідно виконувати наступну умову: для ефективної роботи млинів першої стадії у відкритому циклі об'єм млинів другої стадії повинен бути не менш ніж у півтора-два рази більше об'єму млинів першої стадії. мінерал збагачення подрібнення шлам

Перевірна класифікація в частково замкненому циклі зустрічається лише в багатостадійних схемах подрібнення. Частково замкнений цикл має деякі технологічні особливості, що визначають умови його застосування. По-перше, при використанні частково замкненого циклу навантаження на млини другої стадії передається через піски, а не через злив, як це має місце при цілком замкненому циклі. Це означає, що в схемах з цілком замкненим циклом для повного завантаження млина другої стадії необхідно одержувати досить грубий злив класифікатора першої стадії, що не завжди можливо (наприклад, при подрібненні кристалічних руд). По-друге, при використанні частково замкненого циклу маса продукту, що надходить у другу стадію, постійна і дорівнює різниці між масами живлення млина і зливу класифікатора першої стадії. Ця особливість дозволяє легко регулювати розподіл навантаження між першою і другою стадіями подрібнення. По-третє, при частково замкненому циклі первинні шлами і компоненти корисної копалини, що подрібнюються легко, виділяються в злив класифікатора першої стадії. Відсутність шламів може несприятливо позначитися на класифікації другої стадії, тому що шлами, підвищуючи в'язкість пульпи, сприяють більш спокійній, стабільній і ефективній роботі класифікатора (наприклад, при подрібненні кристалічних руд утворюється незначна кількість вторинних шламів). По-четверте, застосування частково замкненого циклу дозволяє запобігти накопиченню і ошламлюванню самородних металів у млині. Важкі і ковкі металеві включення накопичуються в пісках класифікатора.

Контрольна класифікація зливу застосовується при необхідності одержання тонкого кінцевого продукту при одностадійному подрібненні і при необхідності стадіального збагачення корисної копалини. Недоліком схем з контрольною класифікацією зливу є збільшений фронт класифікації і нестабільний режим роботи першого класифікатора.

Контрольна класифікація пісків використовується для зниження вмісту готового продукту в пісках. Застосовується вкрай рідко, тому що мало позначається на вилученні готового продукту і продуктивності замкненого циклу (підвищення продуктивності не більше 1,5 %).

2. Загальні принципи вибору і технологічного розрахунку обладнання

При виборі обладнання вирішуються такі основні завдання: вибір типу апарата і його типорозміру, розрахунок продуктивності апарата для заданих умов, визначення числа апаратів.

Тип вибраного апарата залежить від крупності збагачуваного матеріалу і його фізичних властивостей. Якщо можливе використання апаратів декількох типів, вибір здійснюється на основі їхнього техніко-економічного порівняння. При виборі обладнання варто враховувати досвід роботи підприємств-аналогів. Вибір типорозміру апарата зв'язаний з розподілом потоку збагачуваного матеріалу на паралельні секції. Загальна тенденція в цьому напрямку - максимальне укрупнення потоків і застосування апаратів з максимально можливою одиничною продуктивністю.

Продуктивність окремих апаратів звичайно коливається в широких межах, залежно від крупності кусків збагачуваного матеріалу і умов роботи апарата. Тому продуктивність повинна приводитися до конкретних умов. Продуктивність апаратів розраховують за теоретичними і емпіричними формулами, нормами питомого навантаження і питомої витрати електроенергії, за часом перебування матеріалу в апараті, за транспортуючою здатністю апарата, за даними каталогів і довідників.

Число апаратів, що встановлюють, приймають відповідно до розрахунку, при якому враховують фактичну продуктивність апарата, нерівномірність його використання і нерівномірність надходження живлення. Число апаратів залежить від обраного типорозміру. При значній продуктивності фабрики рекомендується застосовувати апарати великих типорозмірів, тому що застосування апаратів малих типорозмірів приводить до збільшення їхнього числа, вимагає додаткової площі будівлі, утрудняє обслуговування й ремонт. Апарати більшого типорозміру треба приймати також, якщо при розрахунку в якій-небудь операції виходить більше 4 однотипних апаратів.

У проекті повинно бути передбачене резервне обладнання. На кожні 3 - 4 установлені дробарки середнього і дрібного дроблення, грохоти, центрифуги, вакуум-фільтри, сушильних барабани приймають одну запасну одиницю обладнання. Число насосів і гідроциклонів дублюється (мінімальний резерв - 50 %).

Резерв не передбачається для фільтровально-сушильного обладнання фабрик малої продуктивності. Резервне обладнання не встановлюють для операцій крупного дроблення, подрібнення, збагачення і згущення. Для цього обладнання передбачають необхідний час для огляду й ремонту.

2.1 Дробарки

Вибір типу і розміру дробарки визначається твердістю корисної копалини, розмірами кусків вихідного і дробленого продуктів, а також необхідною продуктивністю.

Залежно від крупності вихідного і дробленого продуктів розрізняють три стадії дроблення (табл. 9.1).

Таблиця 9.1 - Стадії дроблення

Стадія	Крупність продукту, мм
	Вихідного	Дробленого
Крупне дроблення Середнє дроблення Дрібне дроблення	1200-500 350-100 100-40	350-100 100-40 40-10

Крупне, середнє і дрібне дроблення твердих і середньої твердості порід доцільно робити в дробарках, які працюють за принципом роздавлювання (щокових, конусних і валкових із гладкими валками); середнє і дрібне дроблення твердих і в'язких порід - у дробарках, які працюють за принципом роздавлювання за участю стирання (конусних і значно рідше валкових дробарках із гладкими валками).

Щокові дробарки установлюють переважно на збагачувальних фабриках невеликої продуктивності. Вони в порівнянні з конусними дробарками більш пристосовані для дроблення глинистих і вологих руд, займають менше місця у висоту, простіші конструктивно, але менш пристосовані для дроблення матеріалів пластинчастої форми.

Конусні дробарки переважніше встановлювати на збагачувальних фабриках великої продуктивності.

Обрана дробарка повинна забезпечити необхідну продуктивність при запроектованій крупності дробленого продукту. Ширина приймального отвору дробарки повинна бути на 15 % більшою від розміру максимального куска у вихідному матеріалі.

Продуктивність щокових і конусних дробарок звичайно визначають за даними каталогів з урахуванням поправок на дробильність (k_др), насипну густину (k_д) і крупність матеріалу, що дробиться, (k_d):

Q = Q_K k_др k_д k_d , т/год, (9.1)

де Q_K - продуктивність дробарки за каталогом, т/год; k_др , k_д , k_d - поправочні коефіцієнти.

Якщо дробарка працює в замкненому циклі, то її продуктивність на 30 - 40 % вища, ніж у відкритому.

На збагачувальних фабриках щокові дробарки використовують для крупного дроблення, а конусні відповідно до призначення - для крупного, середнього і дрібного дроблення ґранітів, базальтів, кварцитів, вапняків, руд і інших гірських порід, що мають підвищену твердість.

Конусні дробарки крупного дроблення ККД-1200, ККД-1500 можуть працювати "під завалом".

Щокові дробарки і конусні дробарки крупного дроблення звичайно працюють при ступенях дроблення 3 - 4, конусні дробарки середнього і дрібного дроблення - при ступенях дроблення 4 - 7.

Для дрібного дроблення гірських порід, вогнетривів і інших матеріалів середньої й високої твердості застосовують конусні інерційні дробарки (табл. 9.6), які забезпечують високий ступінь дроблення (10-15) з одержанням дрібного дробленого матеріалу.

Валкові дробарки з гладкими валками (табл. 9.7) застосовують для середнього і дрібного дроблення руд, коли неприпустиме переподрібнення цінного крихкого мінералу (марганцеві, каситеритові, вольфрамітові руди, калійні солі), іноді їх застосовують для середнього дроблення вугілля й коксу.

Крупне дроблення м'яких і крихких порід роблять у дробарках, які працюють переважно за принципом розколювання (зубчатих, голчастих і пікових), а середнє і дрібне дроблення - у дробарках ударної дії (молоткових, роторних і дробарках вибіркового дроблення).

Зубчаті дробарки (табл. 9.8) призначені для крупного і середнього дроблення вугілля, антрацитів і сланців при необхідності одержати кусковий дроблений продукт з невеликим вмістом дріб'язку. Зубчаті дробарки працюють при ступенях дроблення 4 - 6. Продуктивність зубчатих дробарок розраховують за формулою (9.3).

Для зубчатих дробарок також повинна виконуватися умова захоплення куска матеріалу, що дробиться:

D_B = (1,5 … 3,5) D_max (9.4)

де D_B і D_max - діаметр валків і максимальний розмір кусків матеріалу, що дробиться, мм.

Валкові дробарки мають багато переваг: простота конструкції, компактність, надійність в експлуатації і невеликий вміст дріб'язку в готовому продукті. Однак вони мають низьку продуктивність і велику питому витрату електроенергії.

Дробарки ударної дії (молоткові і роторні) використовуються для дроблення матеріалів не тільки низької і середньої, але й підвищеної міцності. Переваги дробарок ударної дії - простота конструкції, надійність, компактність, велика продуктивність, високий ступінь дроблення (20 і більше) і порівняно невелика питома витрата електроенергії. Тому вони широко застосовуються для дроблення кам'яного вугілля, коксової шихти, вапняку, руд чорних, кольорових, рідкісних і благородних металів, калійних солей, баритових, флюоритових і азбестових руд, будівельних матеріалів.

2.2 Грохоти

У циклі підготовчих операцій за технологічним призначенням розрізняють попереднє, перевірне, підготовче грохочення і знешламлювання. Для цих цілей застосовують нерухомі і рухливі грохоти різних типів. Вибір типу грохота залежить від розміру кусків вихідного матеріалу, крупності розділення, необхідної ефективності грохочення і фізичних властивостей корисної копалини, з яких основна роль належить густині.

Нерухомі колосникові грохоти встановлюють на першій стадії дроблення при наявності у вихідному матеріалі понад 15 % дріб'язку (за масою) або при відсутності достатнього запасу продуктивності у дробарки крупного дроблення. При подачі корисної копалини з вагоноперекидача ширина грохота має дорівнювати довжині вагона, при завантаженні пластинчастим живильником - ширині живильника. Щоб уникнути зависання кусків матеріалу між бічними стінками грохота, мінімальна його ширина приймається:

- при великому вмісті крупних кусків у вихідному:

B = 3D_max , мм, (9.8)

де D_max - розмір максимального куска у вихідному, мм;

- при незначному вмісті великих кусків у вихідному:

B = 2D_max + 100, мм. (9.9)

Довжина грохота звичайно береться в 2 рази більшою від ширини:

L = 2B , мм. (9.10)

Кут нахилу робочої поверхні колосникового грохота при грохоченні вугілля беруть 30 - 35^о, при грохоченні руд - 40 - 45^о, при грохоченні вологих матеріалів і матеріалів, що злипаються, кут нахилу збільшують до 55^о.

Необхідну площу грохочення розраховують за формулою:

F = Q / (q_oaдk), м² , (9.11)

де Q - необхідна продуктивність, т/год; q_o - питома об'ємна продуктивність (м³/год·м²) на 1 мм щілині; a - розмір щілини сита грохота, мм; д - насипна густина живлення, т/м³; k - коефіцієнт, що враховує ефективність грохочення (k = 1 при Е = 65 - 70 % і k = 2 при Е = 50 - 60 %).

Барабанні (циліндричні) грохоти застосовують в операціях попереднього грохочення вугілля, промивання легко- і середньопромивних руд, промивання і сортування щебеню, для вловлювання скрапу і крупних кусків руди зі зливу млинів. Технічні характеристики циліндричних грохотів наведені в табл. 9.11.

Об'ємну продуктивність барабанних (циліндричних) грохотів визначають за формулою:

Q = q_o aц, м³/год (9.12)

де q_o - питома об'ємна продуктивність (м³/год·м²) на 1 мм щілині; a - розмір щілини, мм; F - площа сита, м²; ц - коефіцієнт заповнення грохота (ц = 0,15 - 0,25).

Інерційні грохоти на збагачувальних фабриках використовують для попереднього і перевірного просівання, зневоднення і знешламлювання, тонкої сухої і мокрої класифікації, промивання, відділення суспензії і відмивання обважнювача, розділення концентрату на товарні продукти.

Залежно від насипної густини вихідного матеріалу інерційні грохоти підрозділяються на 3 типи:

- легкого типу Л - для грохочення матеріалів з насипною густиною до 1,4 т/м³;

- середнього типу С - для грохочення матеріалів з насипною густиною до 1,8 т/м³;

- важкого типу Т - для грохочення матеріалів з насипною густиною 2,8 т/м³.

З урахуванням траєкторії коливань грохоти мають такі виконання:

І - інерційні з круговими або близькими до них коливаннями (ГІЛ, ГІС, ГІТ);

С - самобалансні з прямолінійними коливаннями (ГСЛ, ГСС, ГСТ);

ІС - інерційні з самосинхронізовуваними віброзбуджувачами (інерційно-самобалансні) з коливаннями, близькими до прямолінійних (ГІСЛ, ГІСТ).

Дугові і конічні грохоти застосовують для мокрого грохочення дрібного і тонкого матеріалу, для зневоднення і знешламлювання, для відділення кондиційної суспензії від продуктів збагачення у важкосередовищних гідроциклонах, для рівномірного розділення матеріалу за шириною решета відсаджувальної машини при одночасному знешламлюванні.

2.3 Млини

Для подрібнення корисних копалин застосовують головним чином барабанні циліндричні млини таких типів:

- МСЦ - млини стержневі з центральним розвантаженням,

- МШЦ - млини кульові з центральним розвантаженням,

- МШР - млини кульові з розвантаженням через решітки,

- ММС - млини мокрого самоподрібнення з розвантаженням через решітки,

- МРГ - млини рудногалькового подрібнення з центральним розвантаженням.

Тип застосовуваного млина визначається крупністю вихідного матеріалу, необхідним розміром подрібненого продукту, шламоутворенням матеріалу при подрібненні і змочуваністю поверхні зерен після подрібнення сталевим середовищем.

Стержневі млини з центральним розвантаженням (МСЦ) застосовують для мокрого грубого подрібнення різних матеріалів крупністю до 20 мм (іноді до 40 мм) з одержанням подрібненого продукту з максимальною крупністю 0,5-6 мм. Подрібнений продукт виходить одноманітним і рівномірним за крупністю і являє собою ідеальне живлення для кульових млинів. Стрижневі млини звичайно працюють у першій стадії багатостадійних схем збагачення при направленні подрібненого продукту першої стадії в цикл збагачення (наприклад, у схемах збагачення магнетитових, олов'яних, вольфрамітових руд). Стержневі млини застосовують також у першій стадії подрібнення поліметалічних руд.

Кульові млини з центральним розвантаженням (МШЦ) застосовують для одержання тонкоподрібненого продукту з максимальної крупністю до 0,2 мм. Подрібнений продукт кульових млинів виходить рівномірним за крупністю. Щоб уникнути переподрібнення матеріалу, кульові млини звичайно використовують у замкненому циклі з гідроциклонами. Оптимальним живленням для млинів цього типу є подрібнений продукт стержневих млинів крупністю до 6 мм або інший аналогічний матеріал.

Кульові млини з розвантаженням через решітки (МШР) застосовують для одержання продукту з максимальною крупністю частинок до 0,4 мм. Оптимальні результати подрібнення у млинів цього типу одержують при живленні їх вихідним продуктом дробарок дрібного дроблення крупністю до 10 мм. У млини можна завантажувати і більш крупний матеріал (до 40 мм) при відповідному зниженні питомої продуктивності.

Млини типу МШР мають велику питому продуктивність у порівнянні з млинами типу МШЦ, але більш складні в конструктивному відношенні. Млини типу МШР застосовують у схемах переробки середньовкраплених руд і в першій стадії збагачення руд з аґреґатним вкрапленням, які збагачують за багатостадійними схемами.

Млини рудного само- і напівсамоподрібнення (ММС і МРГ) використовують при переробці залізних, золотовмісних, мідномолібденових, алмазовмісних і інших руд.

Продуктивність барабанних млинів розраховують за методом подібності, виходячи з практичних даних роботи млинів на подібній сировині при режимах, близьких до оптимального. Розрахунок роблять за питомою продуктивністю або за ефективністю подрібнення. При розрахунку враховують відмінності в подрібнюваності, крупності вихідного і подрібненого продуктів, розмірах і способі розвантаження млина.

2.4 Класифікатори і гідроциклони

На збагачувальних фабриках гідравлічні класифікатори використовують для замикання циклу подрібнення, знешламлювання продуктів, розділення вихідного матеріалу перед збагаченням, зневоднення продуктів. З цією метою застосовують головним чином гідроциклони (ГЦ) і класифікатори багатокамерні гідравлічні (КГ), спіральні з незануреною спіраллю (КСН), елеваторні (ЭОБ, ЭОСБ) і скребкові (КО).

Гідравлічні багатокамерні класифікатори використовують для підготовки подрібнених руд до збагачення. Гідравлічні класифікатори мають високу ефективність і призначені для розділення матеріалів на кілька класів за швидкістю їх осадження у водяному середовищі (наприклад, перед концентрацією на столах).

Об'ємна продуктивність гідравлічних багатокамерних класифікаторів розраховується за формулою:

Q₀ = 3600 L B V, м³/год, (9.25)

де L і B - довжина і ширина ванни класифікатора, м; V - кінцева швидкість осадження граничного зерна, м/с.

Елеваторні класифікатори (багер-зумпфи) з механічною видачею осаду застосовуються в практиці вуглезбагачення для попереднього зневоднення і виділення шламів із дрібного концентрату і рідше для виділення грубозернистої частини з дрібних продуктів і знешламлювання рядового вугілля. Площа дзеркала елеваторного класифікатора найчастіше визначається відстанню між колонами будівлі фабрики (звичайно 6000 х 6000 мм).

Скребкові класифікатори відстійного типу призначені для знешламлювання рядового вугілля і дрібного концентрату, а також для попереднього зневоднення дрібного концентрату відсаджувальних машин. При питомому навантаженні 15 - 25 м³/год·м² скребкові класифікатори працюють ефективно, якщо вміст твердого в оборотній воді не перевищує 120 кг/м³. Об'ємна продуктивність скребкових класифікаторів розраховується за формулою (9.26), їх технічні характеристики наведені в табл. 9.27.

Спіральні класифікатори найчастіше використовують у замкнених циклах подрібнення для одержання готового за крупністю продукту, що направляється на збагачення, рідше їх використовують для відмивання глинистих матеріалів, а також для зневоднення зернистих продуктів.

Спіральні класифікатори в порівнянні з гідроциклонами менше витрачають електроенергії, можуть класифікувати більш крупний матеріал, мають більш тривалі міжремонтні періоди. Основний їхній недолік - висока вартість, менша питома продуктивність та ефективність, великі габаритні розміри. З цієї причини при проектуванні збагачувальної фабрики для встановлення рекомендуються гідроциклони.

Гідроциклони застосовуються для операцій класифікації за крупністю і знешламлювання продуктів подрібнення та дрібного вугілля. Вони використовуються також для згущення пульпи і збагачення. На збагачувальних фабриках використовують головним чином циліндроконічні гідроциклони малих типорозмірів з кутом конусності 10^о і великі типорозміри з кутом конусності 20^о. Гідроциклони малих діаметрів працюють з відносно високим тиском, великих діаметрів - з низьким тиском.

3. Основні принципи компонування

Збагачувальні фабрики включають основні виробничі цехи і допоміжні цехи та служби. Проектно-компонувальні рішення виробничих і допоміжних цехів істотно впливають на рівень техніко-економічних показників проекту й умови експлуатації фабрики. Вони повинні забезпечити найбільш економічні умови експлуатації фабрики з максимальною механізацією й автоматизацією всіх процесів при мінімальних капітальних витратах, а також забезпечити здорові і безпечні умови праці.

При проектуванні повинні бути дотримані вимоги уніфікації будинків і споруд на основі Єдиної модульної системи.

При виборі й компонуванні обладнання з метою одержання найбільш економічного рішення треба приймати мінімальне число окремих машин, потоків і секцій, а продуктивність їх - можливо більшою, максимально використовуючи рельєф місцевості для самопливного транспорту продуктів найбільшого об'єму. Якщо самоплив неможливий, основний потік матеріалу необхідно піднімати на достатню висоту в мінімальній кількості місць для того, щоб розгалужений рух потоку йшов через фабрику самопливом. Залежно від властивостей матеріалу, що транспортується самопливом, похил жолобів і труб повинен бути 5 ^- 60^о.

При виборі основного й допоміжного технологічного обладнання треба прагнути до його максимальної уніфікації. Апарати, що виконують однакові технологічні операції, для зручності обслуговування і ремонту доцільно групувати в одному або сусідніх прольотах.

З метою створення найкращих умов для організації ремонтної служби, постачання запасними частинами, скорочення термінів ремонтних робіт всі апарати повинні обслуговуватися вантажопідйомними механізмами.

Великогабаритне і важке обладнання по можливості варто розташовувати на нульових відмітках.

У робочих приміщеннях повинна бути забезпечена нормальна освітленість денним і штучним світлом.

За умовами зручності і безпеки технологічного й ремонтного обслуговування обладнання розміри проходів встановлюють відповідно габаритним розмірам обладнання і його експлуатаційним особливостям. Мінімальні розміри проходів повинні прийматися відповідно до вимог Єдиних правил безпеки при дробленні, сортуванні, збагаченні корисних копалин і грудкуванні руд та концентратів.

3.1 Схеми компонування обладнання

При проектуванні збагачувальної фабрики можуть бути застосовані три схеми розміщення обладнання: висотна (вертикальна), горизонтальна (площинна) і комбінована (каскадна).

Висотна схема компонування (рис. 10.1а) передбачає розташування обладнання по вертикалі. Збагачуваний матеріал стрічковими конвеєрами або елеваторами за один прийом піднімається на верхню відмітку фабрики і потім самопливом опускається вниз. Ця схема компонування може бути застосована при будь-якому похилі промислової площадки фабрики, але найбільш раціональна при крутому похилі. Переваги висотної схеми компонування полягають в малій площі, яку займає фабрика, і максимальному використанні самопливу. Тому висотну схему застосовують у випадку обмеженості площі промислового майданчика або в разі потреби залишення ціликів корисної копалини під будівлями і спорудами фабрики (наприклад, вуглезбагачувальні фабрики при шахтах). Крім вуглезбагачувальних фабрик, за висотними схемами компонується обладнання збагачувальних і промивних фабрик для збагачення марганцевих руд і фабрик, що переробляють крупновкраплені магнетитові руди сухою магнітною сепарацією.

До недоліків висотних схем варто віднести: велике навантаження на колони будівлі, що одночасно є опорою для будівельних конструкцій, основного і допоміжного обладнання, і у зв'язку з цим невелику величину прольоту між колонами (до 7,5 м); несприятливі умови для використання великих вантажопідйомних механізмів і забезпечення нормальної освітленості в цеху.

Для горизонтальної схеми компонування (рис. 10.1б) характерне розміщення обладнання на одному рівні (одноповерхова схема), при цьому матеріал з апарата в апарат передається транспортними засобами. Одноповерхова схема компонування на збагачувальних фабриках застосовується рідко, більш раціонально використовувати ступінчасто-одноповерхову схему розміщення обладнання. Ця схема передбачає розміщення обладнання на площадках з різними відмітками, що дозволяє використовувати самоплив. Перевагами горизонтальної схеми є недоліки висотної і навпаки. За ступінчасто-одноповерховою схемою розміщають обладнання флотаційних фабрик великої і середньої продуктивності, а також магнітозбагачувальних фабрик з мокрою сепарацією тонковкраплених руд.

Комбінована схема компонування (рис. 10.1в) поєднує елементи вертикального і горизонтального компонування, що дозволяє здійснювати раціональне поєднання з механічним транспортом продуктів. Ця схема має ряд переваг: фабричні будинки компактні в плані; каркас будинку навантажений мало, тому що не є опорою для основного й допоміжного обладнання; забезпечується можливість використання великих вантажопідйомних механізмів і створюються нормальні умови для природного освітлення цеху. Тому при вирішенні питання розміщення обладнання комбінована схема компонування значно краща.

3.2 Приймальні пристрої

Приймальні пристрої сировини (руди, вугілля) як самостійні об'єкти передбачаються на фабриках, що переробляють корисні копалини декількох родовищ, при розташуванні фабрики на значній відстані від гірничодобувного підприємства. Приймальні пристрої, віддалені від цеху дроблення, проектуються для збагачуваного матеріалу крупністю не крупніше 350 - 400 мм, що дозволяє транспортувати його стрічковими конвеєрами. Цій крупності відповідають продукт крупного дроблення і корисні копалини, які безпосередньо видаються нагора з шахт. На групові і центральні вуглезбагачувальні фабрики вугілля доставляється залізничним транспортом Міністерства шляхів (МШ), що висуває до проектування приймальних пристроїв додаткові вимоги. У цьому випадку продуктивність приймальних пристроїв, фронт розвантаження, число вагоноперекидачів, грейферних кранів, продуктивність стрічкових конвеєрів та іншого обладнання визначають з розрахунку мінімального часу розвантаження маршрутного состава і виключення простою залізничних составів.

Місткість приймальних пристроїв залежить головним чином від режиму роботи фабрики. На збагачувальних фабриках застосовують приймальні пристрої бункерного і складського типів.

Перший тип приймальних пристроїв (рис. 10.2 а) застосовується при вивантаженні корисних копалин крупністю до 350 - 450 мм із саморозвантажних залізничних вагонів типу думпкар вантажопідйомністю до 140 т. Розвантаження матеріалу з бункера і подача його на стрічковий конвеєр здійснюється пластинчастими живильниками. Час розвантаження вагона становить 1,5 - 4 хв. Пристрої цього типу можуть застосовуватися для рудних фабрик, які працюють на привізній сировині, групових і центральних збагачувальних фабрик продуктивністю 3 - 4 млн. т/рік.

Другий тип приймальних пристроїв (рис. 10.2 б) призначений для вивантаження сировини крупністю до 350 мм, що надходить на фабрику в залізничних вагонах вантажопідйомністю до 125 т. Розвантаження вагонів здійснюється роторними вагоноперекидачами продуктивністю 4 - 5 млн. т/рік. Цей тип розвантажувальних пристроїв застосовується на збагачувальних фабриках з виробничою потужністю 3 - 15 млн. т/рік.

Третій тип приймальних пристроїв (рис. 10.2 в) застосовують при надходженні вугілля (руди) на фабрику у вантажних вагонах на один або два шляхи нормальної або вузької колії. Фронт і місткість бункерів визначаються тривалістю розвантаження маршрутного состава і продуктивністю конвеєра. Приймальні бункери можуть використовуватися як акумулюючі, у цьому випадку їх місткість визначається режимом і продуктивністю фабрики (на одну-дві зміни).

Четвертий тип розвантажувальних пристроїв (рис. 10.2 г) за своїми характеристиками не відрізняється від пристроїв третього типу, але призначений для прийому сировини з підвісних канатних доріг, використовуваних при розташуванні рудника і фабрики в гірських районах або у місцевості з дуже пересіченим рельєфом. Продуктивність однієї "нитки" канатної дороги до 3 млн. т/рік. Максимальна крупність матеріалу, що надходить, - до 350 - 400 мм.

Якщо руда містить багато дріб'язку, котрий не допускає бункерування унаслідок високої злежуваності (наприклад, боксити, марганцева руда), то прийом її здійснюється на наземний склад, обладнаний грейферним краном (рис. 10.3).

Руда розвантажується з залізничних вагонів у траншею і укладається в штабель грейферним краном, ним же подається в бункер для транспортування на фабрику. Максимальна крупність складованої руди 350 - 450 мм. Місткість штабеля вибирається залежно від режиму роботи і продуктивності фабрики. При використанні акумулюючого складу його місткість має дорівнювати півтора-добовій продуктивності фабрики.

3.3 Бункери і склади сировини та концентратів

Бункери і склади сировини та концентратів на збагачувальній фабриці призначені для забезпечення умов максимальної ритмічності роботи при розбіжності режимів роботи гірничодобувного підприємства і фабрики, корпусів дроблення і збагачення, корпусу збагачення і відділення відвантаження готової продукції. Бункери і склади використовують також для усереднення складованого в них матеріалу і розподілу його по окремих апаратах і секціях.

На збагачувальних фабриках використовують параболічні, призматичні, силосні циліндричні і ящикові бункери (рис. 10.4).

Розвантаження руди здійснюється аналогічно описаному вище.

Параболічні бункери (рис. 10.4 а) складаються із суцільних сталевих листів, що підвішуються до сталевого або залізобетонного каркаса бункерного прольоту будинку. Розвантаження здійснюється через один ряд круглих або квадратних отворів, розташованих уздовж поздовжньої осі бункера. Характерна риса параболічних бункерів - зміна форми залежно від ступеня заповнення і відповідно зміна висоти розташування розвантажувальних отворів. Як і в будь-якому бункері з однорядним поздовжнім розвантаженням, у параболічному бункері часто виявляється сегрегація руди, що відбувається під час завантаження, при цьому з бункера періодично вивантажується тільки грубозернистий матеріал. Цей тип бункерів не можна застосовувати при погано сипучій руді, що злежується. Застосування параболічних бункерів доцільне при їх невеликій питомій місткості (30 - 50 т/м) і значній довжині (наприклад, на фабриках з великим фронтом подрібнення).



Силосні циліндричні бункери (рис. 10.4 б) можуть бути споруджені з будь-якою необхідною місткістю і надійним розвантаженням. Їх застосування можливе практично для усіх видів корисних копалин і продуктів їхньої переробки. Силосні бункери найбільш економічні, у них менше позначається сегрегація матеріалу, але має місце його злежування і зависання.

Призматичні бункери (рис.10.4 в) можна використовувати для всіх видів корисних копалин і продуктів їхньої переробки при надійному розвантаженні складованого в них матеріалу через пірамідальні розвантажувальні отвори. Вони можуть бути скомпоновані в два-три ряди у поперечному напрямку при значній їх довжині.

Ящикові бункери з плоским днищем (рис. 10.4 г) за простотою форми відповідають умовам збірних залізобетонних конструкцій. Бункер не має похилих площин, їх заміняють поверхні, що природно утворюються при розвантаженні. Бункери цього типу найчастіше використовуються в проектах останніх років. Ящикові бункери можуть бути створені будь-якої місткості практично для всіх корисних копалин і продуктів їхньої переробки. Компонування їх може бути дво-, три- і чотирирядним у поперечному напрямку при значній довжині. Недоліком ящикових бункерів є великі "мертві" укоси збереженого в них матеріалу.

Вибір місткості бункерів залежить від їхнього призначення. На збагачувальній фабриці розрізняють бункери: приймальні, акумулюючі, розподільні, навантажувальні і зневоднюючі.

Приймальні бункери призначені для розвантаження сировини, що доставляється на фабрику. Їхня місткість залежить від організації доставки корисної копалини на фабрику, організації роботи дробильного цеху і максимальної крупності корисної копалини.

Якщо максимальний розмір шматків перевищує 400 - 500 мм, приймальний бункер влаштовується можливо малої місткості, обумовленої конструктивно за розмірами вагона або самоскида.

На вуглезбагачувальних фабриках залежно від конкретних умов місткість приймальних пристроїв приймається:

при розвантаженні напіввагонів вантажопідйомністю 60 - 125 т роторними вагоноперекидачами місткість приймальних пристроїв становить 1 - 1,5 вантажопідйомності вагона;

місткість приймальних ям для вантажних вагонів становить 1,5 вантажопідйомності вагонів, що розвантажуються одночасно;

місткість приймальних пристроїв для розвантаження великовантажних автосамоскидів має дорівнювати 1 - 1,5 вантажопідйомності кузова.

У загальному вигляді формула для визначення місткості G приймальних бункерів може бути представлена у вигляді:

G = k_З G_ТС , т, (10.1)

де k_З - коефіцієнт запасу (k_З = 1 - 1,5); G_ТС - вантажопідйомність транспортного засобу, т.

Акумулюючі бункери споруджуються між окремими цехами для компенсації розбіжностей у їхній продуктивності і графіка роботи, а також для забезпечення шихтовки різних сортів і марок корисної копалини. Їхня місткість G визначається продуктивністю і графіком роботи суміжних цехів:

G = k_З Q_М t_Б , т (10.2)

де k_З - коефіцієнт запасу (k_З = 1,2 - 1,3); Q_М - продуктивність цеху меншої виробничої потужності, т/год; t_Б - максимальний інтервал часу між пуском і зупинкою цеху більшої продуктивності, год.

Для вуглезбагачувальних фабрик місткість акумулюючих бункерів приймається: для центральних (ЦЗФ) - на 19 годин, а для групових (ГЗФ) - на 16 годин роботи фабрики; для індивідуальних фабрик (ЗФ) - виходячи з умов усереднення якості вугілля і забезпечення ритмічної роботи шахти і фабрики, але не менше ніж з розрахунку на змінну роботу фабрики.

Розподільні бункери використовуються для рівномірного розподілу матеріалу по декількох однотипних апаратах. Ці бункери при певному збільшенні їх місткості можуть одночасно виконувати функції акумулюючих. Мінімальна місткість розподільних бункерів визначається сумарною продуктивністю одночасно працюючих апаратів, підключених до даної дільниці, і проміжком часу між завантаженнями дільниці матеріалом. При завантаженні дільниці скидальним візком або реверсивним конвеєром необхідна місткість дільниці G?, і загальна місткість розподільних бункерів G визначається:

G? = Q_Р t_П k_З , т ; (10.3) G = n G?, т , (10.4)

де Q_Р - швидкість розвантаження матеріалу з дільниці, яка дорівнює сумарній продуктивності одночасно працюючих апаратів, підключених до дільниці, т/год; t_П - проміжок часу між завантаженнями дільниці матеріалом, год; k_З - коефіцієнт запасу (k_З = 1,2 - 1,3); n - число дільниць.

Місткість розподільних бункерів повинна бути не меншою розрахункової, але бажано, щоб місткість кожної дільниці мала запас матеріалу, який забезпечує півгодинну роботу підключених до неї апаратів.

Навантажувальні бункери призначені для швидкого навантаження продуктів збагачення в транспортні посудини і забезпечення незалежності роботи збагачувальної фабрики від позафабричного транспорту. При відправленні продуктів збагачення споживачу в залізничних вагонах місткість навантажувальних бункерів повинна забезпечити завантаження состава у встановлений термін (для вуглезбагачувальних фабрик - 2 години). При нормальній подачі вагонів під навантаження місткість навантажувальних бункерів визначається з умови, що вироблена фабрикою продукція може бути завантажена у вагони без проміжного зберігання на складі. Необхідна місткість навантажувальних бункерів G з урахуванням нерівномірного надходження продукту в бункери і можливості запізнення в подачі вагонів визначається за формулою:

G = m (z G_В + t - t?Q) , т, (10.5)

де m - коефіцієнт нерівномірності подачі продукту в бункери (m = 1,15); z - число вагонів у составі; G_В - вантажопідйомність одного вагона, т; t - можливий час запізнення подачі состава, год; t? - тривалість навантаження одного состава, год; Q - продуктивність фабрики по готовому продукту, т/год.

Місткість навантажувальних бункерів може бути зменшена при наявності складу готової продукції з механізованою зворотною подачею продукту в навантажувальний бункер або безпосередньо у вагон. Вантажно-складські комплекси вуглезбагачувальних фабрик при навантаженні на одній залізничній колії забезпечують продуктивність до 4000 т/год для вугілля і продуктів збагачення, що відвантажуються в нерозсортованому вигляді, і до 500 т/год для крупно-середніх сортів антрациту та енергетичного вугілля.

Зневоднюючі бункери використовуються одночасно для зневоднення і навантаження продуктів збагачення. Їхня місткість G визначається часом, необхідним для зневоднення і навантаження продукту:

G = m [z G_В +(t + t₀ - t?)Q] , т, (10.6)

де t₀ - час зневоднення продукту, год.

Склади виконують функцію буфера для згладжування непогодженостей у роботі збагачувальної фабрики. Вони служать для забезпечення безперебійної роботи фабрики при тривалих перервах у подачі сировини або при відвантаженні готової продукції, а також для усереднення сировини і концентратів.

Зберігання крупнокускової руди, що надходить з рудника, на складі незручне (утруднене розвантаження складу), тому вона перед надходженням на склад піддається крупному, а іноді і середньому дробленню. Загальний запас дробленої руди в акумулюючих бункерах і складах фабрики при шести- або семиденному робочому тижні повинен бути не меншим півторадобової, а при п'ятиденному робочому тижні не менш тридобової продуктивності фабрики по сировині.

Типові конструктивні схеми складів сировини наведені на рис.10.3, 10.5 і 10.6.

Склади наземні з точковим завантаженням і завантаженням пересувним штабелеукладальником (рис. 10.5) рекомендуються до використання в південних і малосніжних районах для крупногрудкових матеріалів (крупністю до 350 - 400 мм), що не змерзаються і не злежуються, з низьким вмістом дріб'язку і пилу. При точковому завантаженні штабель має форму конуса з висотою до 35 м, при завантаженні пересувним штабелеукладальником - форму тригранної призми з кривизною в плані, висота штабеля - 12 - 15 м. Саморозвантажна (рухлива) місткість складу становить 25 - 35 тис. т, а повна місткість (з рудними укосами) - у 2 - 3 рази більша. Розвантаження рухливої частини матеріалу зі складу здійснюється через конуси, живильники і конвеєри. Рудні укоси до конусів подаються бульдозером. Склади цього типу найбільш економічні.



Склади наземні напівбункерного типу (рис. 10.6) з найменшим заглибленням 3 - 5 м, максимальним - 8 - 12 м і низькому рівні ґрунтових вод рекомендуються для створення запасу і розподілу руди по дробарках і млинах (у тому числі і млинах самоподрібнення). Склади цього типу використовують при добре сипучій руді, що не злежується. Склади напівбункерного типу мають площу поперечного перерізу 150 - 200 м², тобто корисну місткість від 250 до 350 т/м. Розвантаження складу здійснюється через розвантажувальні конуси, живильники і конвеєри.

Склади концентрату забезпечують безперебійну роботу фабрики і згладжують непогодженості в подачі позафабричного транспорту.

Типові схеми вантажно-складських операцій на збагачувальних фабриках показані на рис. 10.7.

Першою схемою (рис.10.7 а) передбачене бункерне навантаження концентрату. За цією схемою більша частина концентрату надходить безпосередньо в бункери. При несвоєчасній подачі вагонів концентрат надходить на склад, звідки повертається на навантаження в бункери.

За другою схемою (рис. 10.7 б) весь концентрат направляється на склад. Зі складу концентрат або направляється для навантаження в бункери, або відвантажується безпосередньо.

Місткість концентратних складів коливається від п'яти - до п'ятнадцатидобової продуктивності фабрики по готовій продукції і залежить від відстані між збагачувальною фабрикою і споживачем її продукції та регулярності подачі вагонів під навантаження.

Тип складу визначається крупністю, вологістю і цінністю концентратів, а також необхідною його місткістю. Відкриті склади великої місткості споруджуються для зберігання менш цінних і досить крупних концентратів, які одержують при гравітаційних процесах (наприклад, вугільні, залізні, марганцеві концентрати). Дрібні концентрати, щоб уникнути їхнього розпилення, зберігають на закритих складах.

Спосіб розвантаження концентрату вибирається залежно від злежуваності концентрату, що визначається його крупністю і вологістю. Розвантаження матеріалів, що злежуються, на відкритих складах здійснюють скреперами, грейферними кранами, екскаваторами, а на закритих складах - грейферними кранами. Концентрати, що не злежуються, з відкритих і закритих складів через люки і живильники розвантажуються на стрічкові конвеєри, що проходять під складом, (тунельне розвантаження), аналогічно складам дробленої руди.

Спосіб заповнення складу в більшості випадків визначається способом його розвантаження. Відкриті і закриті склади з тунельним розвантаженням заповнюються звичайно стрічковими конвеєрами (зі скидальним візком або човникового типу), змонтованими на естакаді. Часто завантаження складу здійснюється тими ж механізмами, що і розвантаження (скрепер, екскаватор, грейферний кран).

Продуктивність пристроїв для завантаження складу повинна відповідати продуктивності фабрики по готовому продукту. Продуктивність розвантажувальних пристроїв визначається вантажопідйомністю подаваних під навантаження составів і допустимим часом навантажування, але не менше продуктивності фабрики по концентрату.

Типові конструктивні схеми концентратних складів наведені на рис. 10.8 - 10.10.

Закриті склади з мостовим грейферним краном (рис. 10.8) застосовують для зберігання вологих дрібних концентратів.

Склади завантажуються стрічковими конвеєрами, розташованими у фермах перекриття складу. Розвантаження концентрату зі складу здійснюється грейферним краном, що подає матеріал через розвантажувальний конус на навантажувальний конвеєр, який пролягає уздовж складу. Можливе також завантаження концентрату грейферним краном безпосередньо у відкриті вагони.

Відкриті естакадні склади з екскаваторним розвантаженням (рис.10.9) застосовуються для зберігання крупних концентратів.



Склад заповнюється стрічковими конвеєрами, що проходять у верхній частині складу. Розвантаження складу здійснюється екскаватором, який подає концентрат у залізничні вагони. Розвантаження естакадних складів може здійснюватися також скреперами, грейферними кранами, тракторними навантажувачами.

Напівбункерний склад (рис. 10.10) застосовується також для зберігання крупногрудкових концентратів.

Завантаження і розвантаження складу здійснюється стрічковими конвеєрами, для вивантаження концентрату з конуса використовуються хитні або лопатеві живильники.

У транспортні посудини (залізничні вагони або автосамоскиди) концентрати найчастіше вантажаться навалом. Крупнокускові і зернисті концентрати перевозяться у відкритих вагонах, а порошкоподібні - у закритих або спеціальних вагонах-бункерах. В особливих випадках для особливо цінних концентратів, гігроскопічних або активних матеріалів, що втрачають свої властивості на повітрі, вантажно-складська служба фабрики включає у свій склад відділення пакування. У цьому випадку концентрати перевозять у м'якій (мішки) або твердій (бляшані барабани, бочки) тарі.

Крім основного призначення, бункери і склади, по можливості, варто використовувати як усереднювальні засоби, тому що коливання якісного складу сировини і продуктів переробки утруднюють регулювання технологічними процесами. Усереднення корисної копалини повинно починатися на гірничодобувному підприємстві при плануванні видобутку з різних вибоїв і далі продовжуватися на фабриці при складуванні, транспортуванні, дробленні, подрібненні, перемішуванні, насосних перекачуваннях.

Размещено на Allbest.ru