Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ

ГОУ ВПО

«УРАЛЬСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ»

КАФЕДРА «ОБОГАЩЕНИЕ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ»

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

курсового проекта по дисциплине

«Проектирование обогатительных фабрик»

проектирование отделения измельчения обогатительной фабрики производительностью 22,0 млн. т/год

Разработал:

А.В. Субботин

Зарафшан - 2010

1. ЦЕЛЬ И СОСТАВ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ

обогащение измельчение водное шламовое

Проектируемое измельчение предназначено для подготовки руды. Руда крепкая (f = 12 единиц шкалы профессора М.М. Протодьяконова) характеризуется плотностью с = 2,8 т/м³. Dmax = 200 мм. В рудоподготовительных процессах образуется небольшое количество первичных шламов (в руде массовая доля класса минус 71 мкм 4%). Содержание класса минус 71 мкм в готовом продукте 72%.

По величине производительности обогатительная фабрика относится к категории предприятия большой производительности.

Гранулометрический состав руды представлен в таблице 1

обогащение измельчение водное шламовое

Таблица 1.- Гранулометрический состав руды

Класс крупности, мм	Содержание класса минус 71 мкм , %
-100+40	21
-40+20	20
-20+10	18
-10+5	18
-5+1	13
-1+0,5	3
-0,5+0,16	2
-0,16+0,071	1
-0,071	4

Расчет отделения измельчения будет проводиться по двухстадиальной схеме ВА. Схема измельчения представлена на рисунке1.

2. РАСЧЕТ СХЕМЫ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ

2.1 Выбор схемы измельчения

Достоинством выбранной схемы является возможность получения мелкого конечного продукта измельчения, возможность осуществления стадиального обогащения руды, хорошее рационирование шаровой нагрузки.

Режим работы и производительность отделения измельчения

На фабрику руда крупностью D_МАКС. = 200 мм. По “ Нормам проектирования обогатительных фабрик “ принимается график доставки руды 343 дня в году в три восьмичасовые смены в сутки. Часовая производительность отделения измельчения:

Q_{Ч.КР.ДР.} = k_Н * Q_Ф.ГОД. /(n_СУТ * n_СМ * t_СМ * k ` ), (1)

где Q_Ф.ГОД. - годовая производительность фабрики, т/год;

k_Н - коэффициент учёта неравномерности руды (для руд k_Н = 1,0 - 1,1);

n_СУТ - количество дней в году работы оборудования под полной нагрузкой;

n_СМ - количество смен в сутки;

t_СМ - продолжительность смены для работы оборудования,ч;

k `- коэффициент учёта крепости руды

Q_{Ч.КР.ДР.} = 1,1 * 22000000/(343 * 3 * 8 * 0,9) = 3266 т/ч.

На основании результатов ситового анализа действующей фабрики, получаем следующую гранулометрическую характеристику

Таблица 2.- Гранулометрический состав измельченного продукта

Класс крупности, мм	Содержание класса минус 71 мкм , %
-20+10	2
-10+5	3
-5+1	5
-1+0,5	15
-0,5+0,16	20
-0,16+0,071	25
-0,071	30

Определяем выхода, содержание класса минус 71 мкм, производительность по продуктам.

В₃ -⁷¹=30%;

г₇ = г₄ = 100%;

г₉ = г₈ = г₄((в₇ -⁷¹ - в₄ -⁷¹) /(в₉ -⁷¹ - в₈ -⁷¹))=100 (72 - 50) /(25 - 8)= 129%;

г₆ = г₉ + г₄ =129+100=229%;

Q₈ = Q₉ = (Q_4* г₉)/ 100=(3266*129)/100=4213 т/ч;

Q₆ = Q₉ + Q₄=4213+3266=7479 т/ч;

C₂= (Q₉/ Q₄)*100 %=( 4213/3266)*100=128%;

в ₄ -⁷¹=50%; в ₅ -⁷¹=20%; в ₈ -⁷¹=8%; в ₉ -⁷¹=25%;

в ₆ -⁷¹=( г₄* в ₆ -⁷¹+ г₉* в₉ -⁷¹)/ г₆=(100*50+129*25)/100=37,25%;

Q₇= Q₆ - Q₉=7479-4213=3266 т/ч;

C₁=(Q₅/ Q₁)*100%=( в₄ -⁷¹- в₃ -⁷¹)/( в₃ -⁷¹ - в₅ -⁷¹)=(50-30)/(30-20)=200%;

Q₅= Q₁* C₁=3266*2=6532 т/ч;

Q₂= Q₃= Q₁+ Q₅=3266+6532=9798%;

г₅= г₄((в₄ -⁷¹- в₃ -⁷¹)/ (в₃ -⁷¹- в₅ -⁷¹)) =100((50-30)/(30-20))=200%;

г₂= г₃= г₁+ г₅=100+200=300%;

Q₂= Q₁* г₂=3266*3=9798 т/ч;

Q₄= Q₁* г₄=3266*100=3266 т/ч;

г₃=( Q₁* г₃)/100=(3266*300)/100=9798 т/ч;

г₆= г₄+ г₉=100+129=229%;

Результаты всех расчётов занесены в таблицу 4.

2.2 Расчет водно-шламовой схемы

Предварительно находим отношение жидкого к твердому по массе в операции и продукте и записываем в таблице 3.

Таблица 3.- Исходные показатели для расчета шламовой схемы

Оптимальные значения R, которые необходимо обеспечить	Не регулируемые значения R
RI=03	R1=0,03
R4=1,5	R5=0,25
R7=2,5	R8=0,3
RIV=0,4	R9=0,4

Определяем количество воды, добавляемой в отдельные операции, и количество воды в отдельных продуктах по формуле:

W= R* Q

W₁= R₁* Q₁=0,03*3266=9798 м³/ч;

W_I= R_I* Q₁=0,3*9798=2939 м³/ч;

W₃= R_I * Q₃=0,3*9798=2939 м³/ч;

W₄= R₄* Q₄=1,5*3266=4899 м³/ч;

W₅= R₅* Q₅=0,25*6532=1633 м³/ч;

W₇= R₇* Q₇=2,5*3266=8165 м³/ч;

W₈= R₈* Q₈=0,3*4213=1263 м³/ч;

W_IV= R_IV* Q₈=0,4*4213=1685 м³/ч;

W₉= R₉* Q₉=0,4*4213=1685 м³/ч;

L_I= W₃- W₁- W₅=2939+97,98+1633=1208 м³/ч;

L_II= W₄+ W₅- W₃=4899+1633-2939=3592 м³/ч;

L_III= W₇+ W₈- W₉- W₄=8165+1263+1685-4899=2844 м³/ч;

L_IV= W_IV- W₈ =1685-1263=421 м³/ч.

Подсчитываем значения R по формуле:

R=W/ Q

R₂= W₂/ Q₂=( W₁+ W₅+ L_I)/ Q₂=(97,98+16,33+1208,42)/9798=0,3;

R_III=( W₃+ L_II)/ Q₃=(2939,4+3592,6)/9798=0,66.

Результаты всех расчётов занесены в таблицу 4

Для шламовой схемы баланс общей воды приведен в таблице 5.

Таблица 5.-Баланс общей воды в отделении измельчения

Поступает	Выходит
Наименование продуктов	м3/ч	Наименование продуктов	м3/ч
С исходной рудой	97,98	В сливе классификации 2-го приема	8165
В измельчение 1-го приема	1208,42
В классификацию 1-го приема	3592,6
В классификацию 2-го приема	2844,7
В измельчение 2-го приема	421,3
ВСЕГО:	8165		8165

3. ВЫБОР И РАСЧЁТ ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ОТДЕЛЕНИЯ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ

3.1 Показатели к расчету

В первой стадии измельчения в соответствии с условиями проекта принимается мельница типа ММС 7000х2300 с. По заданию процентное содержание класса - 71 мКм в сливе операции классификации составляет 30%.

Известно, что на второй стадии измельчения в разгрузке мельниц содержится класса - 71 мКм: у мельниц МШР - 20 - 30% и у мельниц МШЦ - 25 - 40%. В соответствии с условиями проекта принимается мельница типа МШР. Исходя из того, что по заданию процентное содержание класса - 71 мКм в сливе классификатора составляет 72%, то в качестве классификатора желательно использование гидроциклона.

3.2 Выбор типа мельницы

Расчет оборудования для первой стадии измельчения.

Производительность цикла по классу - 71 мКм:

Q -⁷¹ = Q_Ч.ИЗМ. * (в ^-71 - б -⁷¹) / 100 = 9798 * (30 - 4) / 100 = 2547 т/ч,

где в ^-71 и б -⁷¹ - массовая доля класса - 71 мКм в исходной руде и в сливе классификации, %.

Так как по заданию даётся эталонная мельница ММС 7000 2300, то далее проводится расчёты со сравнениями выбранных типов мельниц с эталонной мельницей.

3.2.1 Сравнение ММС 7000 2300 с ММС 9000 3000

Удельная производительность мельницы для проектных условий:

q _i = q_ЭТ * K_ИЗМ * K_Т * K_КР * K_Дi,

где q_ЭТ - удельная производительность по классу - 71 мКм эталонной мельницы, т/(ч * м³);

K_ИЗМ - коэффициент сравнительной измельчаемости руды, заложенной в проект и эталонной руды;

K_Т - коэффициент, учитывающий разницу в типах эталонной и проектируемой мельниц;

K_КР и K_Дi - коэффициенты, учитывающие разницу между эталонной и проектируемой мельницами в крупности руды и измельчённого продукта, а также в рабочих диаметрах.

Коэффициент K_КР определяется по формуле:

K_КР = m₂/m₁,

где m₂ и m₁ - относительная производительность по расчётному классу для проектных и эталонных условий, находятся по таблице

K_КР = 0,93

Коэффициент, учитывающий разницу в рабочих диаметрах K_Дi рассчитывается по формуле:

K_Дi = [(Д_{ПРОЕКТ.} * 2_{ПРОЕКТ.}) / (Д_ЭТ. * 2_ЭТ)] ^0,5,

где Д_{ПРОЕКТ.} и Д_ЭТ. - диаметр барабана проектируемой и эталонной мельниц, м;

_{ПРОЕКТ.} и _ЭТ - толщина футеровки, соответственно проектируемой и эталонной мельниц, м.

K_Дi = [(9000 - 2 * 120) / (7000 - 2 * 120)] ^0,5 = 1,13.

Удельная производительность мельницы для проектных условий:

q _i = 1 * 1 * 1 * 0,93 * 1,13 = 1,05 т/(м³ * ч).

Необходимый объём мельниц для измельчения рассчитывается по формуле:

V _i = Q -⁷¹ / (q _i * K_Н.ПИТ.);

V _i = 2547 / (1,13 * 0,98) = 2447 м³.

Расчёт количества мельниц, шт.:

n _i = V _i / v _i.

n _i = 2447/ 160 = 15,4.

Принимается 16 мельниц типа ММС 9000 3000.

Проверка мельниц на пропускную способность:

q_ПРОП. = Q_ПИТ. / (v _i * n_ПРИН.),

где Q_ПИТ. - количество руды, поступающей в саму мельницу, т/ч;

n_ПРИН. - принятое количество мельниц.

q_ПРОП. = 9798 / (160 * 16) = 3,82 т/(м³ * ч).

3.2.2 Сравнение ММС 7000 2300 с ММС 5000 1800

Коэффициент, учитывающий разность между диаметрами барабанов, K_Дi определяется по формуле (64):

K_Дi = [(5000 - 2 * 120) / (7000 - 2 * 120)] ^0,5 = 0,83.

Удельная производительность мельницы для проектных условий, рассчитывается по формуле (62):

q _i = 0,9 * 1* 1* 0,93 * 0,83 = 0,69 т/(м³ * ч).

Необходимый объём мельниц для измельчения рассчитывается по формуле:

V _i = 2547 / (0,69 * 0,98) = 3766 м³.

Расчёт количества мельниц:

n _i = 3766 / 30 = 125,5 шт.

Принимается 126 мельниц типа ММС 5000 1800.

Проверка мельниц на пропускную способность:

q_ПРОП. = 9798 / (30 * 126) = 2,59 т/(м³ * ч).

3.2.3 Сравнение ММС 7000 2300 с ММС 10000 5000

Коэффициент разности рабочих диаметров K_Дi, определяется по формуле :

K_Дi = [(10000 - 2 * 120) / (7000 - 2 * 120)] ^0,5 = 1,44.

Удельная производительность мельницы для проектных условий определяется по формуле :

q _i = 1,01 * 1* 1* 0,96 * 1,44 = 1,39 т/(м³ * ч).

Необходимый объём мельниц для измельчения:

V _i = 2547 / (1,39 * 0,98) = 1872м³.

Расчёт количества мельниц:

n _i = 1872/ 380 = 4,92.

Принимается 5 мельницы типа ММС 10000 5000.

Проверка мельниц на пропускную способность:

q_ПРОП. = 9798 / (380 * 5) = 5,15 т/(м³ * ч).

Результаты всех расчётов по выбору мельниц показаны в сравнительной таблице.

Таблица 6. - Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Стадия измельчения	Вариант типоразмера	Кол-во мельниц nПРИН.	Объём мельниц, м3	Коэф. загрузки KЗ = ni /n	Масса, т	Установленная мощность, кВт
Первая стадия	ММС 90003000	16	160	2560	0,962	722,5	11560	4000	64000
Первая стадия	ММС 50001800	126	30	3780	0,996	167,2	5016	620	78120
Первая стадия	ММС 1000050000	5	380	1900	0,984	1600	8000	8000	40000

По результатам технико-экономического сравнения вариантов мельниц, принимается мельница мокрого самоизмельчения ММС 90003000.

Расчет оборудования для второй стадии измельчения.

Производительность цикла по классу - 71 мКм:

Q -⁷¹ = Q_Ч.ИЗМ. * (в ^-71 - б -⁷¹) / 100 = 3266 * (72 - 50) / 100 = 718 т/ч,

где в ^-71 и б -⁷¹ - массовая доля класса - 71 мКм в исходной руде и в сливе классификации, %.

Так как по заданию даётся эталонная мельница МШР 4500 5000, то далее проводится расчёты со сравнениями выбранных типов мельниц с эталонной мельницей.

3.2.4 Сравнение МШР 4500 5000 с МШЦ 4500 6000

Удельная производительность мельницы для проектных условий:

q _i = q_ЭТ * K_ИЗМ * K_Т * K_КР * K_Дi,

где q_ЭТ - удельная производительность по классу - 71 мКм эталонной мельницы, т/(ч * м³);

K_ИЗМ - коэффициент сравнительной измельчаемости руды, заложенной в проект и эталонной руды;

K_Т - коэффициент, учитывающий разницу в типах эталонной и проектируемой мельниц ;

K_КР и K_Дi - коэффициенты, учитывающие разницу между эталонной и проектируемой мельницами в крупности руды и измельчённого продукта, а также в рабочих диаметрах.

К_т=0,85

К_изм=1,0

Коэффициент K_КР определяется по формуле:

K_КР = m₂/m₁,

где m₂ и m₁ - относительная производительность по расчётному классу для проектных и эталонных условий, находятся по таблице

K_КР = 0,93

Коэффициент, учитывающий разницу в рабочих диаметрах K_Дi рассчитывается по формуле:

K_Дi = [(Д_{ПРОЕКТ.} * 2_{ПРОЕКТ.}) / (Д_ЭТ. * 2_ЭТ)] ^0,5,

где Д_{ПРОЕКТ.} и Д_ЭТ. - диаметр барабана проектируемой и эталонной мельниц, м;

_{ПРОЕКТ.} и _ЭТ - толщина футеровки, соответственно проектируемой и эталонной мельниц, м.

K_Дi = 1

Удельная производительность мельницы для проектных условий:

q _i = 0,75 * 1 * 0,85 * 0,93 * 1 = 0,55 т/(м³ * ч).

Необходимый объём мельниц для измельчения рассчитывается по формуле:

V _i = Q -⁷¹ / (q _i * K_Н.ПИТ.);

V _i = 718 / (0,55 * 0,98) = 1332 м³.

Расчёт количества мельниц, шт:

n _i = V _i / v _i.

n _i = 1332/ 85 = 15,6.

Принимается 16 мельниц типа МШЦ 4500 6000.

Проверка мельниц на пропускную способность:

q_ПРОП. = Q_ПИТ. / (v _i * n_ПРИН.),

где Q_ПИТ. - количество руды, поступающей в саму мельницу, т/ч;

n_ПРИН. - принятое количество мельниц.

q_ПРОП. = 4213/ (85 * 16) = 3,59 т/(м³ * ч).

3.2.5 Сравнение МШР 4500 5000 с МШЦ 4000 5500

Коэффициент, учитывающий разность между диаметрами барабанов, K_Дi определяется по формуле (64):

K_Дi = 1

Удельная производительность мельницы для проектных условий, рассчитывается по формуле (62):

q _i = 0,93 * 1* 0,85* 0,75 * 0,83 = 0,62 т/(м³ * ч).

Необходимый объём мельниц для измельчения рассчитывается по формуле (65):

V _i = 718 / ( 0,62 * 0,98) = 1181 м³.

Расчёт количества мельниц:

n _i = 1181 / 61 = 19,3 шт.

Принимается 20 мельниц типа МШЦ 4000 5500.

Проверка мельниц на пропускную способность:

q_ПРОП. = 4213 / (20 * 61) = 3,45 т/(м³ * ч).

3.2.6 Сравнение МШР 4500 5000 с МШЦ 4500 5500

Коэффициент разности рабочих диаметров K_Дi, определяется по формуле (64):

K_Дi = [(4500 - 2 * 120) / (4000 - 2 * 120)] ^0,5 = 1,06.

Удельная производительность мельницы для проектных условий определяется по формуле:

q _i = 0,75 * 1* 1* 0,93 * 1,06 = 0,75 т/(м³ * ч).

Необходимый объём мельниц для измельчения:

V _i = 718 / (0,75 * 0,98) = 976м³.

Расчёт количества мельниц:

n _i = 976/ 71 = 13,7.

Принимается 14 мельницы типа МШЦ 4500 5500.

Проверка мельниц на пропускную способность:

q_ПРОП. = 4213 / (14 * 71) = 4,2 т/(м³ * ч).

Результаты всех расчётов по выбору мельниц показаны в сравнительной таблице.

Таблица 7. - Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Стадия измельчения	Вариант типоразмера	Кол-во Мельниц nПРИН.	Объём мельниц,м3	Коэф. загрузки KЗ = ni /n	Масса, т	Установленная мощность,кВт
Вторая стадия	МШЦ 4500 6000	16	85	1360	0,975	355	5680	2500	40000
Вторая стадия	МШЦ 4000 5500	20	61	1220	0,965	250	5000	2000	40000
Вторая стадия	МШЦ 4500 5500	14	78	1092	0,978	310	4340	2500	40000

По результатам технико-экономического сравнения вариантов мельниц, принимается мельница мокрого самоизмельчения МШЦ 4500 6000.

3.3 Расчёт и выбор оборудования для классификации

Грубый слив (массовая доля класса -71 мКм менее 60%) получают на классификаторах с непогруженной спиралью КСН, а более тонкий слив - гидроциклонами и классификаторами с погруженной спиралью КСП. В настоящее время классификаторы типа КСП применяются редко и в основном в случаях, когда в песках аккумулируются тяжёлые и благородные элементы (Au, Pt и другие); такие пески подвергаются гидравлическому обогащению. Преподавателями было дано указание, что на данной фабрике не будут применяться классификаторы.

Проектом принимается для классификации в первой стадии барабанный грохот, а во второй гидроциклон, так как требуется тонкий слив крупностью в^-71 = 72%.

3.3.1 Расчёт барабанного грохота

При выборе конструктивных размеров и параметров этих грохотов учитывают размер наибольших кусков d_max в питании.

Толщина h сегментного слоя материала, находящегося в барабане, не должна превышать двойного размера наибольших кусков

h _?2d_max.

Наибольший центральный угол, соответствующий сегменту загрузки, должен быть

в_max?90⁰

Диаметр Д барабана должен превышать размер максимального куска не менее чем в 14 раз

D> 14 d_max.

Критическая частота вращения n_кр, мин ^-1 барабана равна

n_{кр = 42,3/ v D,}

где Д измеряется в метрах.

Относительная угловая скорость ?,т.е отношение действительности частоты вращения барабана к критической (? = n/n_кр) ,берётся в пределах 30-45%.Поэтому действительная частота вращения равна

n = 13/_{v D….}20_{/v D}

Производительность барабанного грохота как транспортирующего устройства может быть определена по формуле Л.Б. Левенсона

Q = 600 д n (tg 2бvR³h³),

где Q-производительность, т/ч;

д - насыпная плотность, т/м³;

n - частота вращения, мин ^-1;

R - радиус барабана, м;

h - толщина сегмента,м.

При технологическом расчете полную объемную производительность Q₀, м³/ч находят по формуле

Q₀ = q₁aF.

В последней формуле объемная нагрузка q₁ принимается равной,м³/(м²*ч) на 1 мм отверстия: 0,035-0,05; при сухом грохочении 0,15-0,2, при мокром 0,28; по каталожным данным для секции грохота ГБ-1,5 0,06-0,10. Расхождение данных по разным источникам обусловлено различием материалов и эффективности грохочения. Малые нагрузки [q₁ ?0,05 м³/(м²*ч) на 1 мм] относятся к грохочению с высокой эффективностью (Е= 75-80%), а большие [до q₁ ?0,2 м³/(м²*ч) на 1 мм] - к грубому отсеву мелочи с низкой эффективностью грохочения (Е= 50-60%).

На этом основании принимаем барабанный грохот типа С98М30 (3000*7000) в количестве 16 штук.

3.3.2 Расчёт гидроциклонов

Максимальный диаметр определяется по формуле:

Д_MAX = 1,2 * (d_П / d_СЛ)² * d_НОМ.² * ( - ₀) * H ^0,5 / в_Т.ПИТ.,

где d_П и d_СЛ - диаметры пеского и сливного насадков, см;

d_НОМ. - номинальная крупность зёрен в сливе гидроциклона, мКм (берётся по таблице ( ));

и ₀ - плотность твёрдой и жидкой фаз пульпы, т/м³;

H - рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

в_Т.ПИТ. - массовая доля твёрдого в питании гидроциклона,%.

Соотношение (d_П / d_СЛ) принимается обычно равным 0,5 - 0,6. В дальнейшем оно должно быть учтено при выборе размеров насадок. При выборе величины данного соотношения надо учитывать частный выход песков г_П':

если г_П' 70%, то (d_П / d_СЛ) = 0,7 - 0,8;

если г_П' 30%, то (d_П / d_СЛ) = 0,2 - 0,3.

Рабочий напор пульпы H на входе в гидроциклон составляет в среднем 0,1 МПа, для получения крупных (грубых) сливов он уменьшается до 0,04 - 0,03 МПа. Чем выше напор, тем больше расходы на его создание.

Массовая доля твёрдого в питании гидроциклона определяется по формуле:

в_Т.ПИТ. = 100 / (г_СЛ' / в_Т.СЛ. + г_П' / в_Т.П.),

где г_СЛ' и г_П' - частные выхода слива и песков классификации,%;

в_Т.СЛ. и в_Т.П. - массовая доля твёрдого в песках и в сливе (определяются по таблице ( ) и по формуле (77)), %.

в_Т.СЛ. = (52 - 0,38 * в^-71) *[1 + 0,5 * ( - 2,7)];

в_Т.СЛ. = (52 - 0,38 * 72) * [1 + 0,5 * (2,8 - 2,7)] = 25,87%.

Массовая доля твёрдого в питании гидроциклона определяется по формуле:

в_Т.ПИТ. = 42,19%.

Максимальный диаметр определяется по формуле :

Д_MAX = 1,2 * 0,6 ² * 430 ² * (2,8 - 1) * 0,1 ^0,5 / 42,19 = 1878 см.

После расчёта максимального диаметра гидроциклона принимается по каталогам два ближайших типоразмера. Для получения более тонкого слива и для лучшей компоновки оборудования в цехе измельчения принимаются гидроциклоны типа ГЦ - 150 и ГЦ - 360 и для них определяется производительность по питанию (по пульпе):

V_ГЦ = 3 * K * K_Д * d_ПИТ * d_СЛ * P₀ ^0,5,

где K - коэффициент учёта угла конусности ;

K_Д - коэффициент, учитывающий диаметр гидроциклона (определяется по таблице ( ));

d_ПИТ - эквивалентный диаметр питающего насадка, см;

d_СЛ - диаметр сливного патрубка (насадка), см;

P₀ - давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Величины d_ПИТ и d_СЛ берутся по каталогу оборудования.

Для гидроциклонов диаметором 500 мм и меньше величина P₀ равна H (рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон). если Д_ГЦ 710 мм, то величина P₀ определяется по формуле:

P₀ = H + H_ГЦ * _П * 0,01,

где (H_ГЦ * _П * 0,01) - гидростатический напор столба пульпы, находящейся внутри гидроциклона, МПа;

H_ГЦ - высота гидроциклона, м;

_П - плотность пульпы на входе в гидроциклон, т/м³.

Величина _П рассчитывается по формуле:

_П = 100 / [в_Т.ПИТ. / + (100 - в_Т.ПИТ.) / ₀],

Дебит пульпы рассчитывается для каждого варианта по формуле:

V_П = Q_ПИТ * (R + 1/),

где Q_ПИТ - количество руды, поступающей на классификацию, т/ч;

R - разбавление пульпы, поступающей на классификацию, находится по формуле:

R = (100 - в_Т.ПИТ.) / в_Т.ПИТ.

Количество гидроциклонов повариантно рассчитывается по формуле:

n _i = V_П / V_ГЦ.

Проверка нагрузки на песковую насадку производится с помощью формулы:

q_ПЕСК = 4 * Q_ПЕСК / ( * ² * n_ГЦ),

где Q_ПЕСК - производительность операции по пескам, т/ч;

- диаметр пескового насадка (берётся из каталога оборудования), см;

n_ГЦ - принятое количество гидроциклонов.

Далее производятся расчёты для выбранных типоразмеров гидроциклонов. Значения плотности пульпы на входе в гидроциклон рассчитываются по формуле :

_П = 100 / [42,19 / 2,7 + (100 - 42,19) / 1] = 1,37 т/м ³;

Давление пульпы на входе в гидроциклон принимаем 0,2 МПа:

Производительность по питанию для ГЦ - 150 рассчитывается по формуле :

V_ГЦ = 3 * 1,15 * 1,28 * 4 * 5 * 0,2 ^0,5 = 38,8 м ³/ч.

Производительность по питанию для ГЦ - 360:

V_ГЦ = 3 * 1,15 * 1,06 * 11,5 * 9 * 0,2 ^0,5 = 166,5 м ³/ч.

Разбавление пульпы, поступающей на классификацию для ГЦ - 150 и для ГЦ - 360, величина одинаковая, которая принимается из расчета водно-шламовой схемы R=1,26 :

Дебит пульпы, соответственно равен для обоих типов гидроциклонов и рассчитывается по формуле :

V_П = 7479 * (1,26 + 1 / 1,37) = 14808 м ³/ч.

Количество гидроциклонов типа ГЦ - 150 рассчитывается по формуле (83):

n _i = 14808 / 38,8 = 381,64.

Принимается 381 гидроциклона типа ГЦ - 150.

Количество гидроциклонов типа ГЦ - 360:

n _i = 14808 / 166,5 = 89,93.

Принимается 89 гидроциклонов типа ГЦ - 360 плюс по одному гидроциклону на каждую батарею в качестве резерва.

Далее производится проверка нагрузки на песковую насадку для ГЦ - 150 по формуле:

q_ПЕСК = 4 * 4213 / (3,14 * 3,4 ² * 381) = 1,21 т/(ч * см ²).

Проверка для ГЦ - 360:

q_ПЕСК = 4 *4213 / (3,14 * 9,6 ² * 89) = 0,65 т/(ч * см ²).

Далее приводится сводная таблица, где показаны все рассчитанные параметры и величины гидроциклонов.

Таблица 8. - Расчёт гидроциклонов

Типоразмер гидроциклона	VП, м3/ч	Массовая доля,%	H, МПа	ДMAX, см	Д, см	Диаметр насадков, см	KД	K	П, т/м3	VГЦ, м3/ч	n i	nГЦ	qПЕСК, т т/(ч*см2)
		вт. пит	вТ. сл.	вТ. п.
								dПИТ.	dСЛ
ГЦ - 150	14808	46,95	30,48	72	0,2	1878	15	40	50	3,4	1,28	1,0	1,37	38,8	381,6	382	1,21
ГЦ - 360							36	65	80	9,6	0,81	1,0	1,37	166	89,9	90	0,65

После всех расчётов выбирается оптимальный вариант гидроциклона, таким образом, чтобы количество оборудования было минимальным, чтобы напор пульпы на входе в гидроциклон был наименьшим, чтобы количество гидроциклонов было кратно количеству мельниц, сопрягаемых с гидроциклонами. Принимается по 7 гидроциклонов типа ГЦ - 360 на батарею плюс один резервный (на каждую батарею), как наиболее оптимальный вариант. На каждую мельницу, по расчётам, приходится по одной батарее по семь гидроциклонов.

4. КОМПОНОВОЧНЫЕ РЕШЕНИЯ

В связи с тем, что обогатительная фабрика имеет большую производительность, доставка руды осуществляется железнодорожным составом с рудника. Промышленная площадка расположена отдельно от рудника.

Выдача руды на поверхность осуществляется скиповым подъёмом. Скип разгружается в железнодорожные вагоны типа думпкар и железнодорожным составом осуществляется доставка руды непосредственно на обогатительную фабрику.

Исходная руда крупностью -200 мм поступает по конвейеру (1), установленном на отм. 11.6м между осями Б -В, в мельницу ММС 9000*3000 (2), которая установлена на отм. 5.4м. Измельченный материал далее самотёком поступает в зумпф мельницы откуда транспортируется дренажным насосом на классификацию, которая проводится в барабанном грохоте (4) находящемся на отм.13.6м между осями В-Г. Плюсовой класс разгружается на конвейер (1(2)) установленный на отм.13.6м, который транспортирует материал на конвейер исходной руды (1). Минусовой класс самотеком разгружается в зумпф барабанного грохота, находящийся на отм.-0.8м, между осями В-Д. С этого зумпфа пульпа транспортируется с помощью насоса на классификацию 2-ой стадии измельчения - на батарею гидроциклонов Ш 360 (6) установленной на отм.18.6м, между осями В-Г. Слив с гидроциклонов самотеком (за счет перепада высот) направляется в цех обогащения. Пески гидроциклонов самотеком направляются на доизмельчение в шаровую мельницу МШЦ 4500*6000 (5) установленной на отм.5.4м, между осями В-Г. Далее после измельчения материал самотеком направляется в зумпф барабанного грохота, откуда вместе с минусовым классом грохочения с помощью насосов транспортируется на гидроциклоны (6).

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1.Андреев С.Е., Перов В.А., Зверевич В.В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. - М.: Недра, 1980.

2.Нормы технологического проектирования флотационных фабрик для руд цветных металлов. - Л.:изд.Механобр, 1980.

3.Поваров А.И. Гидроциклоны на обогатительных фабриках. - М.: Недра, 1978.

4.Разумов К.А. Проектирование обогатительных фабрик. - М.: Недра, 1970.

5.Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. - М.: Недра, 1982.

6.Результаты промышленных испытаний на обогатимость руды: Отчёт о НИР (промежуточный)/НИИрудмет, 1937.

7.Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы/Отв.ред. Богданов О.С. - М.: Недра, 1982.

Приложения

Приложение 1

Таблица 9. - Спецификация оборудования

Марка поз	Обозначение	Наименование	Кол. штук	Масса кг	Примечание
	Отделение измельчения
1,1(2)	БО 6540-80 КЛС	Конвейер ленточный	32
2	ММС 9000х3000	Мельница	16		V=160 м3
3		Насос	96
4	С98М30	Грохот барабанный	16		3000х7000
5	МШЦ 4500х6000	Мельница шаровая	16		V=85 м3
6	Ш360	Батарея гидроциклонов	16		16 бат х 7шт
7		Мостовой кран Q=30/5т	1

Размещено на Allbest.ru