Проект мельнично-флотационного цеха переработки хвостов железорудного производства

52

Федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное учреждение

высшего профессионального образования

Петрозаводский государственный университет

Кольский филиал

Кафедра: Обогащение полезных ископаемых

Дисциплина: проектирование обогатительных фабрик

Курсовой проект

По проектированию обогатительных фабрик

Курсовая работа

студента 4 курса

очного отделения

горного факультета

специальность - Обогащение полезных ископаемых

Максименко Владимира Александровича

Научный руководитель

(преподаватель) -

Проф. д.т.н. Скороходов В. Ф.

Апатиты 2006

Федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное учреждение

высшего профессионального образования

Петрозаводский государственный университет

Кольский филиал

Кафедра: Обогащения полезных ископаемых

ЗАДАНИЕ НА КУРСОВОЕ ПРОЕКТИРОВАНИЕ

Студенту: Максименко Владимиру Александровичу

Тема: Разработать проект мельнично-флотационного цеха переработки хвостов железорудного производства (КГОК)

Исходные данные: 1. Производительность по руде 20 млн.т/год

2. Содержание полезного компонента 10,3 %

Требования к графической части проекта и пояснительной записке содержатся в методических указаниях по проектированию.

Руководитель проекта: проф. д.т.н. Скороходов В.Ф.

(ФИО) (подпись)

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

I. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1. Характеристика минерально-сырьевой базы предприятия

1.2 Характеристика готовой продукции и ее применение

II. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

2.1. Выбор и обоснование схемы, принятой к проектированию

2.2. Расчет производительности и режим работы фабрики

2.3. Расчет схемы рудоподготовки хвостов магнитной сепарации

2.4. Расчет качественно-количественной схемы флотационного обогащения

2.5. Расчет водно-шламовой схемы флотационного обогащения

2.6. Расчет расхода воды на фабрике

III. Выбор и расчет основного технологического оборудовании

3.1. Расчет мельниц доизмельчения

3.2. Выбор и расчет оборудования для предварительной классификации

3.3. Расчет оборудования для поверочной классификации

3.4. Расчет оборудования для контрольной классификации

3.5. Расчет оборудования для грохочения

3.6 Расчет оборудования для флотации

IV. Реагентный режим

V. Опробование и контроль

VI. Автоматизация технологического процесса

VII. ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ИСПОЛЬЗУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

ВВЕДЕНИЕ

В данной курсовой работе разработан проект обогатительной фабрики по производству апатитового концентрата из производственных хвостов железорудного цикла. Существенным пополнением минерально-сырьевых ресурсов комбината стало техногенное скопление песков-отходов обогащения руды, уложенных в хранилище в первые 20 лет работы комбината и содержащих в своём составе промышленные концентрации апатита и бадделита. В резерве - изученные и утверждённые запасы апатит-штаффелитовых (франколитовых) руд в количестве около 50 млн. тонн, в которых содержание пятиокиси фосфора составляет в среднем свыше 16 %. Освоение этого месторождения, территориально примыкающего к главному карьеру, позволит получать по 400-500 тыс. тонн апатитового концентрата в год в течение 20-25 лет. Под залежью франколитовых руд простираются предварительно изученные запасы апатит-кальцитовых руд (4-5% Р₂О₅) в количестве 1 млрд. тонн перспективы, использования которых предстоит выяснить позднее.

Апатит - наиболее распространенный минерал среди природных фосфатов в земной коре. Формула его Са₅[РО₄]з(Р, CI, ОН)₂, однако в действительности, учитывая всевозможные изоморфные замещения, она выглядит намного сложнее. Концентрация в нем ряда элементов (F, U, Sr, Tr) бывает настолько высока, что они приобретают практическое значение. По составу выделяются фтор-, хлор- и гидроксилапатиты, а также группа карбонатапатитов.

Минерал гексагонально-дипирамидальный. Характерны призматические, игольчатые кристаллы, а также округлозернистые, зернистые, короткостолбчатые и прочие зерна. Размеры кристаллов в промышленных рудах колеблются от 0,01 мм до 7 см по длинной оси. Цвет апатита зеленый, голубовато-зеленый, голубой, нередко белый, бесцветный, прозрачный; за счет мелких включений чешуек гематита иногда он приобретает коричневато-красную («сургучную») окраску. Показатели преломления наиболее распространенного фтор-апатита: п_о= 1,633, п_с = 1,637; плотность в зависимости от состава 3,2-3,4 г/см, блеск стеклянный, у плотных скрытокристаллических масс - тусклый. Хрупок, излом неровный, раковистый. Твердость 5. Температура плавления апатита 1670 °С.

Комплексные руды Ковдорского месторождения характеризуются большой неоднородностью структурно-текстурного строения и минерального состава. По вещественному составу на месторождении выделено семь типов руд, различающихся между собой содержанием магнетита, апатита, форстерита, кальцита (табл.1). Эти типы руд характеризуются высокой перемежаемостью, что крайне усложняет процесс производства магнетитового, апатитового и бадделеитового концентратов.

Сохранение масштабов производства ценного вида минерального сырья - апатитового и бадделеитового концентратов решается путём вовлечения в переработку лежалых хвостов обогащения первого периода работы комбината, когда из руды извлекался только магнетит, а апатит и бадделеит складировались в хвостохранилище. Для полномасштабного вовлечения в эксплуатацию техногенного месторождения, выполнен комплекс исследовании по изучению вещественного состава и технологических свойств проб лежалых хвостов, характеризующих различные слои хвостохранилища. Установлено, что повышение концентрации тонкозернистой части ( 50% класса - 0,074 мм), наличие органических веществ ( продукты разложения флотореагентов), увеличение содержания окислов и гидроокислов железа, вторичные изменения поверхности минералов обуславливают различную обогатимость сырья от верхних к нижним горизонтам залежи.

При определении оптимальных условий подготовки лежалых хвостов для флотации с целью получения кондиционных апатитовых концентратов проводились исследования на трех пробах с высоким содержанием тонкозернистой части, класса - 0.074 мм. ( от 57,0 до 75, 5% ).

В связи с тем, что при обогащении лежалых хвостов в них содержится значительная часть готового, по крупности для флотации материала были проведены исследования по поиску методов активации апатита в тонкозернистой части. Испытаны методы оттирки, оттирки совмещенной с отмывкой в разбавленных и плотных пульпах, селективная флокуляция, температурная обработка, а также различные новые реагентные режимы флотации.

 I ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1 Характеристика минерально-сырьевой базы предприятия

Результаты переработки лежалых хвостов с начала эксплуатации месторождения приведены в таблице № 1.

Таблица № 1 Результаты переработки лежалых хвостов

Показатели	Годы
	1995	1996	1997	1998	1999	2000	2001	Всего
Переработано лежалых хвостов, млн. т	0,19	2,84	2,96	3,66	3,13	3,47	2,97	19,22
Содержание в хвостах, %: P2O5 ZrO2 Класса -0,071 мм Влаги	10,18 0,42 13,5 7,2	10,36 0,38 14,0 7,2	10,40 0,36 19,2 7,5	10,62 0,36 17,0 7,6	11,36 0,32 21,0 8,4	10,92 0,31 25,9 9,4	11,04 0,29 29,8 9,7	10,78 0,34 21,1 8,3
Произведено апатитового концентрата, тыс. т	29,0	484,5	486,3	638,2	573,8	593,6	519,7	3324,8
Содержание Р2О5 в концентрате, %	38,2	38,2	38,1	38,1	38,2	38,2	38,2	38,17
Извлечение Р2О5 в концентрат, %	56,3	62,8	60,1	62,5	61,6	60,0	60,7	61,2
Произведено бадделеитового концентрата, тыс. т	0,147	2,234	2,541	3,261	2,610	2,777	2,231	15,8
Содержание ZrO2 в концентрате, %	98,3	98,1	98,0	98,3	98,2	98,4	98,5	98,3
Извлечение ZrO2 в концентрат, %	18,2	20,3	23,4	24,4	25,3	25,5	25,4	24,0

Таким образом, следует констатировать, что если содержание Р₂О₅ и ZrO₂ в остатках запасов практически не изменилось, то количество мелких фракций по сравнению с первоначальным существенно возросло. Качественно-количественные показатели обогащения лежалых хвостов незначительно отличаются от таковых, получаемых при переработке руд коренного месторождения (лишь извлечение Р₂О₅ в апатитовый концентрат ниже на 1-1,5%).

Переработка лежалых хвостов с повышенным содержанием тонких фракций (выше 35% класса -0,071 мм) связана с необходимостью решения ряда проблем. Наблюдается явное технологическое противоречие: в питании имеется достаточное количество свободных минеральных частиц готовой флотационной крупности, но обладающих низкой флотируемостью.

Анализ результатов выполненных исследований по обогатимости лежалых хвостов нижних горизонтов хвостохранилища, характеризующихся высокой степенью ошламования, показывает, что для получения кондиционного апатитового концентрата следует существенно изменить реагентные режимы флотации и технологические схемы путем совершенствования процесса подготовки исходного питания.

Результаты экологической оценки апатит-штаффелитового концентрата сводятся к следующему.

1. В условиях существующей нормативной базы возможна прямая санитарно-гигиеническая оценка фосфорных удобрений, фосмелиорантов (и опосредованно - фосфатного сырья) по содержанию радионуклидов.

Оценка химической токсичности фосфатного сырья возможна по косвенным показателям - ПДК и ОДК почв, а также путем сопоставления соответствующих характеристик изучаемого сырья и аналогичных промышленных образцов.

При обогащении апатит-штаффелитовых руд в апатит-штаффелитовом концентрате накапливаются токсичные элементы, тесно связанные с фосфатными минералами -- F, Sr, Tr, U. Токсичные элементы, связанные главным образом с породообразующими и второстепенными минералами (Cd, Pb, Zn, Co, Ni, Sb, Cr, V, Mn), преимущественно переходят в отходы обогащения.

В исследованных образцах апатит-штаффелитового концентрата удельная активность естественных радионуклидов не превышает принятых санитарных норм.

5. По химико-экологическим характеристикам апатит-штаффелитовый концентрат сопоставим с промышленными образцами фосфатного сырья России и зарубежных стран.

6. Расчетным путем определено, что прямое внесение в почву апатит-штаффелитового концентрата сопровождается привносом токсичных элементов в количествах, обеспечивающих соблюдение принятых норм (ПДК, ОДК) практически на неограниченный срок.

7. По результатам проведенных исследований установлено, что апатит-штаффелитовый концентрат Ковдорского месторождения по экологическим показателям (содержанию ЕРН и ТЭ) пригоден для переработки в фосфорные удобрения (как и для прямого внесения в почву) и соответствует лучшим мировым образцам фосфатного сырья. К полупромышленным технологическим испытаниям обогатимости руд апатит-штаффелитового месторождения планируется приступить в ближайшее время после завершения работ по реконструкции опытной фабрики. Основная цель испытаний -- уточнение технологической схемы, подбор реагентов и реагентных режимов обогащения апатит-штаффелитовых руд, получение оптимальных технологических показателей их обогащения. Задачей испытаний также является оценка возможности и целесообразности получения из АШР, наряду с железным и апатитовым крнцентратами, также бадделеитового и вермикулитового концентратов.

На основе геолого-технологического доизучения руд апатит-штаффелитового месторождения будет разработан технологический регламент, который ляжет в основу проекта (ТЭО) добычи и обогащения руд Ковдорского апатит-штаффелитового месторождения. Планируемые сроки выполнения этапов работ: НИР и НИОПР - 2000-2003 гг.; проект (ТЭО) - 2004-2005 гг.; рабочее проектирование и строительно-монтажные работы - 2005 - 2007 гг.; ввод и освоение мощностей - 2007-2008 гг.

1.2 Характеристика готовой продукции и ее применение

Основной продукцией предприятия является железнорудный, апатитовый и бадделеитовый концентраты.

железнорудный концентрат: металлургическое сырьё, содержащее Fe-64 %.

апатитовый концентрат: сырьё производства минеральных удобрений, кормовых фосфатов, фосфорной кислоты. Содержание Р₂О₅ не более 38 %.

бадделеитовый концентрат: сырьё для производства огнеупоров, набивных масс, глазурей, тонкой керамики, циркония. Содержание ZrO₂ - 98 %.

Апатитовый концентрат не является конечным продуктом. Основное использование апатитового концентрата -- в качестве сырья для производства фосфорных удобрений. Поэтому активность производства апатитового концентрата напрямую зависит от деятельности предприятий, занятых в производстве фосфорных удобрений.

Апатит - основное сырье для производства одинарных, сложных и концентрированных минеральных удобрений, кормовых и технических фосфатов, желтого фосфора и фосфорной кислоты.

Апатитовый концентрат представляет собой кристаллический порошок серого цвета, содержащий 95-97 % чистого минерала апатита, имеющего удельный вес 3,15-3,20 т/м. Апатит не ядовит, не токсичен, хорошо растворяется в неорганических кислотах, не горит.

Таблица № 2 Химический состав ковдорского апатитового концентрата

Компоненты	Типичный химический анализ, %	Максимальное значение, %	Минимальное значение, %	Стандартное отклонение, %
P2O5	38,1	39,5	37,0	0,39
MgO	2,1	3,5	1,0	0,37
co2	2,8	5,2	1,0	0,6
CaO	54,0	54,6	53,4	0,76
SiO2	1,2	2,9	1,0	0,4
Fe2O3	0,33	0,58	0,11	0,21
A12O3	0,11	0,43	0,02	0,1
F	1,07	1,09	0,7	0,17
S	0,014	0,11	0,001	0,031
Sr	0,23	0,27	0,16	0,023
Ti	0,032	0,24	0,001	0,053
Zr	0,029	0,05	0,009	0,009
Mn	0,035	0,085	0,023	0,021
П. П. П.	3,5	5,5	1,6	0,5

Качество ковдорского апатитового концентрата регламентируется ТУ 2111-001-00187659-99: содержание Р₂О₅ 38 %, Mg и полуторных окислов не более 3 %.

Рынок сбыта апатитового концентрата - благоприятный, основными потребителями являются предприятия ЗАО МХК «ЕвроХим»: ОАО «Фосфорит» и ОАО «Невинномысский Азот». Доля экспортных поставок в Финляндию, Германию, Норвегию составляет до 60 % (в том числе страны СНГ до 10 %).

Апатитовый концентрат - вклад Ковдорского ГОКа в осуществление Продовольственной программы. По качеству и эффективности производства он уступает только хибинскому.

П. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

2.1 Выбор и обоснование схемы, принятой к проектированию

Таблица № 3 Основные технологические показатели для проектного расчета.

Показатели	Значения
Годовая производительность по хвостам железнорудного производства, млн.т	20,0
Содержание Р2О5 в исходном питании, %	10,3
Извлечение Р2О5 в концентрат, %	82,0
Содержание Р2О5 в концентрате, не менее %	38,2

Получение апатитового концентрата из хвостов железнорудного производства Ковдорского месторождения в условиях действующего предприятия объективно возможно только после выведения из нее магнетита. Следовательно, хвосты магнитной сепарации можно рассматривать как исходную апатито-карбонатную руду с большим содержанием в ней форстерита и слюд, которая имеет минералогический состав, указанный в таблице 5.

Таблица № 4 Минералогический состав хвостов магнитной сепарации.

Минералы	Хвосты магнитной сепарации, %
Апатит	28,25
Кальцит	18,3
Доломит	2,5
Форстерит	22,6
Слюды	20,7
Магнетит	3,9
Пироксены, амфиболы	1,05
Хлорит и другие	2,7

Анализ отдельных классов показывает, что содержание апатита и карбонатов в тонких классах увеличивается, причем карбонатов в большей мере; форстерит распределен равномерно; слюды концентрируются в крупных классах. Зерна апатита и форстерита в хвостах мокрой магнитной сепарации в значительно пропитаны гидроокислами железа, карбонаты содержат их меньше. Указанные особенности состава хвостов магнитной сепарации вызывают серьезные затруднения при получении стабильных показателей флотации апатита.

Отделение апатита от карбонатов усложняется еще и тем, что последние обладают способностью к переизмельчению. Соответственно, уменьшение крупности измельчения исходного материала ниже оптимальных значений приводит к резкому нарушению селективности разделения кальцита и апатита.

Проблема разделения апатита и кальцита решается в результате применения современных высокоэффективных реагентов и разработки совершенного реагентного режима.

Сложная схема подготовки хвостов магнитной сепарации к флотационному обогащению является существенной особенностью технологии комплексного обогащения руд. Для обеспечения селективности флотационного процесса предусматриваем операции классификации, грохочения, доизмельчения и сгущения хвостов магнитной сепарации.

Выбор проектируемой схемы производим с учетом схем рудоподготовки и обогащения на действующей апатито-бадделеитовой обогатительной фабрике ОАО «Ковдорский ГОК».

В процессе рудоподготовки хвостов магнитной сепарации предусматриваем операцию предварительной классификации, слив которой, объединяясь с подрешетным продуктом тонкого грохочения, направляется на контрольную классификацию.

Контрольную классификацию рассматриваем с целью дополнительного улавливания твердого из слива основной классификации. Это позволяет повысить качество пескового материала на 5-10% от исходного питания.

В узле доизмельчения хвостов магнитной сепарации вместо классификации в гидроциклонах предусматриваем операцию тонкого грохочения по классу +0,20 мм на грохотах корпорации «Derrick». Применение этих грохотов обеспечивает качественное разделение измельченного материала по крупности, это позволяет существенно увеличить производительность узла измельчения.

Замена гидравлических классифицирующих аппаратов, разделяющих частицы по равнопадаемости, грохотами «Derrick», разделяющими их непосредственно по крупности на сите, позволяет уменьшить погрешность разделения и обеспечить максимальный выход продуктивных классов, что улучшает качественные и количественные показатели, как цикла рудоподготовки хвостов мокрой магнитной сепарации, так и операции флотации, которая требуют определенной характеристики исходного материала.

Доизмельчение надрешетного продукта тонкого грохочения обеспечивает полное раскрытие зерен апатита, но приводит к образованию некоторого количества шламов, а это в последующем процессе флотации требует более тщательного соблюдения реагентного режима.

Измельченный продукт дополнительно классифицируется, пески являются циркулируещеи нагрузкой и возвращаются на доизмельчение. Сливы поверочной и контрольной классификации поступают на сгущение, где происходит дешламация и стабилизация питания по плотности, что положительно сказывается при последующей флотации.

Сгущенный продукт и пески контрольной классификации подвергаются предварительному контактированию с реагентами, что определяет последующую селективность процесса флотации.

Определение оптимальных условий процесса подготовки хвостов магнитной сепарации по крупности и плотности, а также дешламация продуктов питания флотации имеет чрезвычайно важное значение для последующей технологии.

Схема флотационного обогащения предусматривает возврат каждого из промежуточных продуктов в предыдущую операцию по так называемому „классическому" варианту. Последовательный возврат камерных продуктов перечистных операций в предыдущую операцию, несмотря на повышенное содержание в них карбонатов, не вызывает существенного нарушения селекции процесса.

В дальнейшем флотационный апатитовый концентрат подвергается традиционным операциям обезвоживания (сгущение и фильтрация), сушки и пылеулавливания по трехступенчатой схеме.

Подобная схема хорошо зарекомендовала себя на действующей фабрике ОАО "Ковдорский ГОК" и позволяет получить необходимое содержание фосфорного ангидрида и его извлечение.

При расчете схемы возможны изменения при их обосновании.

Проектируемая схема флотации изображена на рис 1.

2.2 Расчет производительности и режим работы фабрики

Производительность отдельных цехов фабрики зависит от режима их работы, а производительность оборудования в цехах -- от коэффициента их использования. Принимаем режим работы цеха рудоподготовки хвостов магнитной сепарации, а также главного корпуса фабрики непрерывным 365 дней в году в 3 смены по 8 часов. Производительность фабрики находим по формуле [8; стр.28]:

Q_ф=Q_r/(N*m*n) = Q_r/t_K (т/ч) (1)

где: Q_r = 20*10⁶ т - годовая производительность фабрики

N = 365 - количество рабочих смен в году

m = 3 - число рабочих смен в сутки

n = 8 - число рабочих часов в смене

tk = 365 * 3 * 8 = 8760 часов - время принятого режима

Q_ф = 20*10⁶/(365*3*8)= 2283 т/ч.

Рассчитаем часовую производительность оборудования [8; стр.29]:

Qo6=Q_r/(t_kK_BK_H), т/ч (2)

где: Q_r = 20*10⁶ т - годовая производительность фабрики

t_k= 8760 часов - время принятого режима.

К_в= 0,93 - коэффициент использования оборудования [8; табл.2.4]

К_н = 0,98 - коэффициент неравномерности питания [8; стр.29]

Следовательно производительность оборудования составит:

Q_o6= 20*10⁶ / (8760 * 0,93 * 0,98) = 2351,4 т/ч.



2.3 Расчет схемы рудоподготовки хвостов магнитной сепарации

Схему рудоподготовки хвостов мокрой магнитной сепарации выбираем, учитывая опыт работы действующей фабрики, а также крупность начального и конечного продуктов, производительность обогатительной фабрики, физические свойства перерабатываемого материала. Так как для флотации апатита, необходимо обеспечить питание крупностью по классу +0,20 мм не более 19 %, по классу -0,071мм не более 37 %, то принимаем к проектированию схему рудоподготовки с предварительной классификацией и тонким грохочением в грохотах «Derrick», доизмельчение в замкнутом цикле с поверочной классификацией и контрольную классификацию слива и подрешетного продукта, на примере действующей фабрики. Сгущение предусматриваем для дешламации и стабилизации питания по плотности, что в дальнейшем положительно сказывается при последующей флотации апатита.

Поверочную классификацию в замкнутом цикле применяем для контроля крупности измельченного продукта, повышения производительности мельницы и уменьшения ошламования продукта при измельчении. Некондиционный продукт возвращается обратно в мельницу (циркулирующая нагрузка), в питании мельницы увеличивается содержание крупного класса и вследствие этого возрастает ее производительность по готовому продукту.

Предварительную классификацию применяем для увеличения производительности мельницы, уменьшения ошламования, выделения в отдельный продукт первичных шламов и легко измельчаемых компонентов руды.

Тонкое грохочение разделяет материал непосредственно по крупности и позволяет уменьшить погрешность разделения, обеспечивает максимальный выход продуктивных классов, что улучшает качественные и количественные показатели, как цикла рудоподготовки, так и операции флотации.

На основании анализа результатов испытаний обогащения руды и практики действующей обогатительной фабрики принимаем численные значения исходных показателей:

Разжиженность продуктов:

R₁ = 2,5; R₃ = 1,3; R₄ = 0,5; R₁₂ = 1; R₁₀ = 1,2; R₁₅ = 0,8; R₁₇ = 0,963;

Выход продуктов:

y₂=35%; у₄=40,1%; y₁₀= 37%; у₁₄=4,22%;

Производим расчет по операциям:

Q₂= Q₁*г2= 2351,4 * 0,35 = 822,99 т/ч

Q₃ = Q₁ - Q2 = 2351,4 - 822,9 = 1528,5 т/ч

Q₄ = Q₁*г₄= 2351,4 * 0,401 = 942,91 т/ч

Q₅ = Q₃ - Q₄ = 1528,5 - 942,91 = 585,59 т/ч

Q₁₂ = Q₄*Сопт

По практическим данным действующей фабрики циркулирующую нагрузку принимаем равной 320%:

Q₁₂= 942,91 * 3,2 = 3017,12 т/ч

Следовательно:

Q₆= Q₈ = Q₄+ Q_]2= 942,91 + 3017,12 = 3960,03 т/ч

Q₇ = Q₂+ Q₅ = 822,99 + 585,59 = 1480,58 т/ч

Q₁₀ = Q₁ * г₁₀= 2351,4 * 0,37 = 870 т/ч

Q₉= Q₇ - Q₁₀ = 1480,58 - 870 = 610,58 т/ч

Q₁₁ = Q₄ = 942,91 т/ч

Q₁₃ = Q₉+Q₁₁ = 610,58 + 942,91 = 1553,49 т/ч

Q₁₄ = Q₁ * г₁₄ = 2351,4 * 0,0422 = 99,23 т/ч

Q₁₅ = Q₁₃ - Q₁₄ = 1553,49 - 99,23 = 1454,26 т/ч

Q₁₆= Q₁₇ = Q₁₀ + Q₁₅ = 870+ 1454,26 = 2324,26 т/ч

Дальнейшие расчеты ведем по формулам [3, стр.195]

W_n = Q_n * R_n (3)

R_n=W_n/Q_n (4)

V_n = W_n + (Q_n/A) (5)

где: W_n - объем воды в продукте, м³/ч;

Q_n - производительность, т/ч;

V_n - объем пульпы в продукте, м /ч;

Д = 3,1 т/м³ -- плотность твердого в продукте.

R_n - весовое отношение жидкого к твердому в операции или в продукте.

Результаты расчета представлены в таблице № 5.

Таблица № 5. Результаты расчета водно-шламовой схемы процесса подготовки хвостов магнитной сепарации

№ п/п	Наименование операции и прдукта	Q, т/ч	R	W, м/ч	V, м/ч
I	Предварительная классификация
	входит
1	Хвосты магнитной сепарации	2455	2,5	6137,5	6929,44
	итого	2455	2,5	6137,5	6929,44
	выходит
2	Сливы предварительной классификации	859,25	4,73	4063,02	4341,43
3	Пески предварительной классификации	1595,75	1,3	2074,48	2589,23
	итого	2455	2,5	6137,5	6929,44
II	Грохочение
	входит
3	Пески предварительной классификации	1595,75	1,3	2074,48	2589,23
	вода			63,83	63,83
	итого	1595,75	1,34	2138,31	2653,06
	выходит
4	Надрешетный продукт	984,46	0,5	492,23	809,8
5	Подрешетный продукт	611,29	2,69	1646,08	1841,56
	итого	1595,75	1,34	2138,31	2653,06
III	Измельчение
	входит
4	Надрешетный продукт	984,46	0,5	492,23	809,8
12	Пески поверочной классификации	3150,27	1	3150,27	4166,49
	вода			905,7	905,7
	итого	4134,73	1,1	4548,2	5881,99
	выходит
8	Измельченный продукт	4134,73	1,1	4548,2	5881,99
	итого	4134,73	1,1	4548,2	5881,99
IV	Контрольная классификация
	входит
2	Сливы предварительной классификации	859,25	4,73	4063,02	4341,43
5	Подрешетный продукт	611,29	2,69	1646,08	1841,56
	итого	1470,54	3,88	5709,1	6180,06
	выходит
9	Сливы контрольной флотации	562,19	8,22	4619,08	4802,55
10	Пески контрольной флотации	908,35	1,2	1090,02	1383,04
	итого	1470,54	3,88	5709,1	6180,06
V	Поверочная классификация
	входит
8	Измельченный продукт	4134,73	1,1	4548,2	5881,99
	вода			3845,3	3845,3
	итого	4134,73	2,03	8393,5	9727,29
	выходит
11	Слив поверочной классификации	984,46	5,33	5243,23	5564,74
12	Пески поверочной классификации	3150,27	1	3150,27	4166,49
	итого	4134,73	2,03	8393,5	9727,29
VI	Сгущение
	входит
9	Слив контрольной классификации	562,19	8,22	4619,08	4802,55
11	Слив поверочной классификации	984,46	5,33	5243,23	5564,74
	итого	1546,65	6,38	9862,31	10366,55
	выходит
14	Слив сгустителей	103,6	84,05	8707,87	8741
15	Сгущенный продукт	1443,05	0,8	1154,44	1619,94
	итого	1546,65	6,38	9862,31	10366,55
VII	Контактирование
	входит
10	Пески контрольной флотации	908,35	1,2	1090,02	1383,04
15	Сгущенный продукт	1443,05	0,8	1154,44	1619,94
	вода, реагенты			19,94	19,94
	итого	2351,4	0,963	2264,4	3022,91
	выходит
17	Питание флотации	2351,4	0,963	2264,4	3022,91
	итого	2351,4	0,963	2264,4	3022,91

Таблица № 6 Баланс воды процесса подготовки хвостов магнитной сепарации

Поступает воды в процессе	м3/ч	Уходит из процесса	м3/ч
С хвостами магнит. Сепарации, W1	6137,5	С питанием флотации, W17	2264,4
На грохочение, LII	63,83	Со сливами сгустителей, W14	8707,87
На измельчение, LIII	905,7
В поверочную классификацию, LV	3845,3
На контактирование, LVII	19,94
Всего поступает:	10972,27	Всего уходит:	10972,27

2.4 Расчёт качественно-количественной схемы флотационного обогащения

1. Определяем необходимое число исходных данных для расчета схемы: [3;стр139]

N = c-(1 +п_р-а_р)-1 = 2-(1+10-5)-1=11 (6)

Где:

п_р - число продуктов разделения

а_р - число операций разделения

с - число расчетных компонентов (включая твердую фазу); с=2

2. Определяем число исходных показателей относительно к продуктам обработки:

N_n=c-(n_P- а_р) = 2-(10-5)=10[3; стр.140] (7)

3. Определяем максимальное число показателей извлечения:

N_ивлеч. = n_p- а_р= 10-5=5(8)

4. Определяем число показателей содержания: [3; стр. 141; 145]

N_n=N_y+Np+N(9)

N_p = N_n-(N_y+N_e)= 10-5=5

Таким образом, исходными показателями являются: исходный показатель содержания питания в₁₆ по шесть показателей извлечения и содержания в концентратах отдельных операциях обогащения.

Таблица № 7 Иходные показатели для расчета

Показатели извлечения е, %	Показатели содержания в, %
е 19 = 129,23; е23 = 117,07; е25 = 56,78; е27 = 82,55; е29 = 35,43;	в 17 = 10,3; в19 = 23,47; в23 = 33,09; в25 = 12; в27 = 38,2; в29 = 8;

Расчет качественно - количественной схемы проводим по формулам:

[3;стр.138;145]

; (10)

; ; (11)

Результаты расчета сводим в таблицу № 8.

Таблица №.8 Расчет качественно-количественной схемы флотации

VIII	Основная флотация	Q, т/ч	г, %	в, %	е, %
	входит
17	Объединенный продукт	2351,4	100	10,3	100
25	Пенный продукт I контрольной лотации	1146,07	48,74	12	56,78
24	СгущенныйI перечистки	810,06	34,45	13,96	46,68
	Итого	4307,53	183,19	11,44	203,46
	Выходит
19	Пенный продукт основной флотации	1333,48	56,71	23,47	129,23
20	Камерный продукт основной флотации	2974,05	126,48	6,04	74,23
	итого	4307,53	183,19	11,44	203,46
IX	1 перечистка
	входит
19	Пенный продукт основной флотации	1333,48	56,71	23,47	129,23
28	Сгущенный продукт II перечистки	333,43	14,18	25,07	34,52
	Итого	1666,91	70,89	23,79	163,75
	Выходит
23	Пенный продукт I перечистки	856,85	36,44	33,09	117,07
24	Сгущенный продукт II перечистки	810,06	34,45	13,96	46,68
	итого	1666,91	70,89	23,79	163,75
X	1 контрольная флотация
	входит
20	Камерный продукт основной флотации	2974,05	126,48	6,04	74,23
29	Пенный продукт II контрольной флотации	1072,71	45,62	8	35,43
	итого	4046,76	172,1	6,56	109,66
	выходит
25	Пенный продукт I контрольной флотации	1146,07	48,74	12	56,78
26	Камерный продукт I контрольной флотации	2900,69	123,36	4,42	52,88
	итого	4046,76	172,1	6,56	109,66
XI	II перечистка
	входит
23	Пенный продукт I перечистки	856,85	36,44	33,09	117,07
	итого	856,85	36,44	33,09	117,07
	выходит
27	Апатитовый концентрат	523,42	22,26	38,2	82,55
28	Сгущенный продукт II перечистки	333,43	14,18	25,07	34,52
	итого	856,85	36,44	33,09	117,07
XII	II контрольная флотация
	входит
26	Камерный продукт I контрольной флотации	2900,69	123,36	4,42	52,88
	итого	2900,69	123,36	4,42	52,88
	выходит
29	Сгущенный продукт II контрольной флотации	1072,71	45,62	8	35,43
30	хвосты	1827,98	77,74	2,31	17,45
	итого	2900,69	123,36	4,42	52,88

2.5 Расчет водно - шламовой схемы флотационного обогащения

По практике работы действующей фабрики задаемся разжиженностями продуктов схемы флотации. Сопоставив с таблицей 11, принимаем к расчету значения содержания твердого в продуктах.

Таблица № 9

I группа. Оптимальные показатели R, который необходимо обеспечить	II группа. Нерегулируемые значения R
R17 = 0,963; R8 = 1,1; R9 = 8,22; R10 = 1,2; R11 = 5,33; R12 = 1	R19 = 1,08; R23 = 1,07; R26 = 1,35; R28 = 1,4; R30 = 1,3;

Дальнейшие расчеты ведем аналогично расчету водно-шламовой схемы рудоподготовки хвостов магнитной сепарации.

Результаты расчета приведены в таблице № 10.

Таблица № 10. Результаты расчета водно-шламовой схемы флотационного обогащения

№ п/п		Q, т/ч	R	W, м/ч	V, м/ч
VIII	Основная флотация
	входит
17	Объединенный продукт	2351,4	0,963	2264,4	3022,91
25	Пенный продукт I контрольной лотации	1146,07	1,35	1547,2	1916,89
24	Камерный продукт I перечистки	810,06	1,36	1100,13	1362,99
	итого			257,31	257,31
	выходит	4307,53	1,2	5169,04	6558,56
	Пенный продукт основной флотации
19	Камерный продукт основной флотации	1333,48	1,08	1440,16	1870,31
20	итого	2974,05	1,25	3728,88	4676,93
	1 перечистка	4307,53	1,2	5169,04	6558,56
IX	входит
	Пенный продукт основной флотации
19	Камерный продукт II перечистки	1333,48	1,08	1440,16	1870,31
28	итого	333,43	1,4	466,8	574,36
	выходит			110	110
	Пенный продукт I перечистки	1666,91	1,21	2016,96	2554,67
	Камерный продукт II перечистки
23	итого	856,85	1,07	916,83	1193,23
24	1 контрольная флотация	810,06	1,36	1100,13	1362,99
	входит	1666,91	1,21	2016,96	2554,67
X	Камерный продукт основной флотации
	Пенный продукт II контрольной флотации
20	итого	2974,05	1,25	3728,88	4676,93
29	выходит	1072,71	1,57	1684,6	2030,19
	Пенный продукт I контрольной флотации			49,65	49,65
	Камерный продукт I контрольной флотации	4046,76	1,35	5463,13	6768,53
	итого
25	II перечистка	1146,07	1,35	1547,2	1916,89
26	входит	2900,69	1,35	3915,93	4851,64
	Пенный продукт I перечистки	4046,76	1,35	5463,13	6768,53
XI	итого
	выходит
23	Апатитовый концентрат	856,85	1,07	916,83	1193,23
	Камерный продукт II перечистки			34,27	34,27
	итого	856,85	1,11	951,1	1227,51
	II контрольная флотация
27	входит	523,42	0,93	484,3	655,63
28	Камерный продукт I контрольной флотации	333,43	1,4	466,8	574,36
	итого	856,85	1,11	951,1	1227,51
XII	выходит
	Пенный продукт II контрольной флотации
26	хвосты	2900,69	1,4	4060,97	4996,67
	итого	2900,69	1,4	4060,97	4996,67
	Основная флотация
29	входит	1072,71	1,57	1684,6	2030,19
30	Объединенный продукт	1827,98	1,3	2376,37	2966,04
	Пенный продукт I контрольной лотации	2900,69	1,4	4060,97	4996,67

2.6 Расчет расхода воды на фабрике

Общий расход воды на фабрике:

УL = УL - Wисх = 11403,56 - 6137,5 = 5266,06 м³/ч (12)

Расход воды на 1 тонну руды:

Q = 5266,06/2351,4 = 2,23 м³/ч (13)

На обогатительной фабрике внедрено оборотное водоснабжение, водооборот составляет около 95%. Свежая вода подается только в пульподелитель флотации и пенные желоба флотационных машин.

Все приведенные выше результаты относятся к воде потребляемой только для технологических целей. Обычно общее потребление воды на фабрике на 10-15 % превышает потребление воды для технологических целей.

III. Выбор и расчет основного технологического оборудования

3.1 Расчет мельниц доизмельчения.

Исходя из требований к измельченной руде, принимаем к проектированию шаровые мельницы с центральной разгрузкой. В сравнении с мельницами с разгрузкой через решетку, сравнительно меньшая сложность в конструкции и, поэтому, более низкая стоимость на единицу массы и полезного объема. Эксплуатация данного типа мельниц более проста и дешевле. Так как в разгрузке мельниц МШЦ меньше самых крупных классов по сравнению с мельницами МШР, то поэтому износ насосов и гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле с мельницами гораздо меньший. [1, стр. 22],

(14)

Расчет стадии измельчения ведем по удельным нагрузкам. За эталонную

принимаем установленную на действующей фабрике, мельницу МШР 3,6x5,0.

Рассчитаем объем эталонной мельницы:

(15)

D - диаметр барабана мельницы, м;

L - длина барабана, м;

Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0,071 мм действующей мельницы:

(16)

Q_эт = 97 т/ч (по данным практики);

Намечаем возможные установки мельниц для сравнения показателей.

МШЦ 4,5x6; V,=85 м³;

МШЦ 5,5x6,5; V2=141 м³;

МШЦ 6x8; V3=208 м³;

V_т -табличный объем (номинальный объем, рассчитанный при новой футеровке).

Расчет рабочих объемов мельниц:

(17)

Определяем удельную производительность проектируемой мельницы по вновь

образуемому классу - 0,071мм: [3, стр. 224]

q = q_этК_иК_кК_DК_Т (18)

где q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т/(м3ч); q₁ - удельная производительность работающей мельницы по тому же классу, т/(м3ч); Ки - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды; Ки--1, так как по проекту измельчается такая же руда что и на действующей фабрике; Кк - коэффициент, учитывающий различие в крупное)и исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках; К_D -- коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц: Кт -коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц, так как к установке проектируем мельницу с центральной разгрузкой, то принимаем Кт-0,85 [3, стр,224];

Определяем переходные коэффициенты для нахождения удельных нагрузок:

а) Определяем значение коэффициента Кк: |3, табл.43]

(19)

где m₁ - относительная производительность мельницы но расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей фа6рике; при той же крупное исходного и конечного продуктов которые имеют место на фабрике; m₂ - то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной

крупности исходного и конечного продуктов.

M₁ = 1.02 при крупности 10-0 мм; m₂=1.06 при крупности 3-0 мм;

Кк=1,04 при крупности исходного материала [3, табл.43];

б) Определяем значение коэффициента K_D для сравниваемых мельниц:

(20)

где D и D₁ - соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей (эталонной) мельниц.

Определим значение удельных нагрузок:

Q₁ =0,46 * 1-1,04 -1,12 -0,9 = 0,48;

Q₂ =0,46-1-1,04-1,25-0,9 = 0,54;

Q₃ =0,46 -1-1,04 -1,3 -0,9 = 0,57;

Определяем производительность мельниц по руде:

(21)

Определяем число мельниц:

(22)

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине, требующейся для каждого варианта установочной мощности, суммарной массе, характеризующей стоимость. При сравнении вариантов учитываем так же и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требующийся объем здания, требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования. Сравнение вариантов установки мельниц приведено в таблице 11.

Таблица № 11. Сравнение вариантов мельниц по основным показателям

№	Размеры мельниц DxL	Число мельниц
1	МШЦ 4,5x6	9
2	МШЦ 5,5x6,5	5
3	МШЦ 6x8	3

Принимаю к установке 5 мельниц МШЦ 5,5 х 6,5.

Техническая характеристика мельницы. Номинальный объем барабана- 141 м³

Относительная частота вращения, % от номинальной - 70-78 % Максимальная степень заполнения мелющими телами - 45 % Мощность двигателя 4000 кВт Масса мельницы - 700 тонн.

3.2 Выбор и расчет оборудования для предварительной классификации

В качестве классифицирующих аппаратов применяем гидроциклоны как наиболее производительное, экономичное и компактное оборудование, наиболее простое по конструкции, не имеющее движущихся частей.

1. Сливу, содержащему не более 35 % класса - 0.071 мм [3, табл. 22],

соответствует номинальная крупность d_Н = 500 мкм. При такой крупности слива зерна мельче 0.15d_Н = 0.15*500 = 75 мкм распределяются по продуктам классификации как вода.

2. Определим содержание твердого в сливе и песках гидроциклона по формуле:

(23)

для слива:

для песков:

для исходного:

Выписываем результаты расчета водро-шламовой схемы разделения в гидроциклоне в таблицу № 12

Таблица № 12. Результаты расчета гидроциклона предварительной классификации

Продукт	г, %	Q, t/ч	R	втв, %	W, м3/ч	V, м3/ч
Слив	35	859,25	4,73	7,9	4063,02	4341,43
Пески	65	1595,75	1,3	67	2074,48	2589,23
Исходный	100	2531,4	2,5	18,5	6137,5	6929,44

Для заданных условий (крупность слива 500 мкм, производительность 8893,93м³/ч) подходят 12 гидроциклонов D = 1400 мм. Для этого размера гидроциклона имеем: эквивалентный диаметр питающего отверстия dn=22-40 см; 15-30 см.

3. Найдем напор пульпы на входе в гидроциклон, необходимый для обеспечения заданной производительности по формуле:

(24)

где Кб - поправка на угол конусности гидроциклона; K_D - поправка на диаметр гидроциклона; dn - диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см; d -диаметр сливного патрубка, см; р0 - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

4. Проверим нагрузку на песковое отверстие, если принять насадок А = 18 см:

(25)

Эта нагрузка находится в пределах нормы [0.5 - 2.5 т/(см² ч)] и можно принять насадок диаметром порядка 18 см.

5. Проверим крупность номинального зерна в сливе, которую может обеспечить выбранный гидроциклон:

(26)

Этот расчет соответствует заданной крупности и поэтому исходя из заданной производительности принимаем к установке 12 гидроциклонов D-1400 мм. Количество установленных гидроциклонов в целом на фабрике в предварительной классификации -- 12 рабочих и 12 резервных.

3.3 Расчет оборудования для поверочной классификации

1. Сливу, содержащему не более 40 % класса - 0.071 мм [3, табл. 22],

соответствует номинальная крупность dH = 430 мкм. При такой крупности слива зерна мельче 0.15dH = 0.15, 430 = 64,5 мкм распределяются по продуктам классификации как вода.

4. Определим содержание твердого в сливе и песках гидроциклона по формуле.

Для слива:

Для песков:

Для исходного:

3. Для заданных условий (крупность слива 430 мкм, производительность 4250,63

м³/ч) подходят 6 гидроциклонов D = 1000 мм. Для этого размера гидроциклона имеем: стандартный эквивалентный диаметр питающего отверстия dn=l70-320 мм; стандартный диаметр сливного патрубка d=200-400 мм; диаметр пескового насадка Д в пределах 75-230 мм.

4. Найдем напор пульпы на входе в гидроциклон, необходимый для обеспечения

заданной производительности по формуле:

где Ka - поправка на угол конусности гидроциклона; K_D - поправка на диаметр гидроциклона; dn - диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см; d -диаметр сливного патрубка, см; р0 - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

5. Проверим, какая будет нагрузка на песковое отверстие, если принять насадок Д = 20 см:

Эта нагрузка находится в пределах нормы [0.5 - 2.5 т/(см2 ч)] и можно принять насадок диаметром около 20 см.

6. Проверим крупность номинального зерна в сливе, которую может обеспечить выбранный гидроциклон:

Этот расчет соответствует заданной крупности (430 мкм) и поэтому принимаем к установке на одну мельницу 2 рабочих и 2 резервных гидроциклона D=1000 мм. Количество установленных гидроциклонов в целом на фабрике в поверочной классификации --6 рабочих и 6 резервных.

3.4 Расчет оборудования для контрольной классификации

Сливу, содержащему не более 50 % класса - 0.071 мм [3, табл. 22], соответствует номинальная крупность d_Н = 320 мкм. При такой крупности слива зерна мельче 0.15d_Н = 0.15 320 = 48 мкм распределяются по продуктам классификации как вода.

При заданных параметрах и производительности целесообразно применить гидроциклоны, диаметром 710,1000, 1400 мм.

1. Производительность по исходной пульпе рассчитывается по формуле: [3, с.139]:

(27)

где: V -объемная производительность, м3/ч;

K_б - поправка на угол конусности гидроциклона (при а = 20°; ка = 1,0); K_D - поправка на диаметр гидроциклона; d_n - диаметр (эквивалентный) питающего отверстия, см; d - диаметр сливного отверстия, см; Ро - рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

По формуле (16) определяем ориентировочно производительность одного гидроциклона, приняв давление на входе 0,1 мПа: Ро=0,03-0,25 мПа [3 с. 137].

для ГЦ-710 (kD=0,95, dn=20 см, d=32 см, Ро=0,1 мПа)

V_ц = 3*1*0,95*20*32*= 576 м³/ч

для ГЦ-1000 (kD=0,91, dn=32 см, d=35 см, Ро=0,1 мПа)

V_ц = 3*1*0,91*32*35л*=967м³/ч

для ГЦ-1400 (kD=0,88, dn=40 см, d =45 см, Ро=0,1 мПа)

V_ц = 3*l*0,88*40*45* = 1503 м³/ч

2. Количество гидроциклонов по операциям рассчитаем по формуле:

(28)

ГЦ-710N = 6180/576 = 11,7 - 12 гидроциклонов;

ГЦ-1000 N = 6180/967 = 6,54 - 7 гидроциклонов;

ГЦ-1400 N = 6180/1503= 4,2 - 2 гидроциклона;

Предварительно в операции контрольной классификации принимаем к установке гидроциклоны ГЦ-1000 в количестве 7 шт.

3. Проверяем нагрузку на песковое отверстие по формуле:

где: Qn - производительность по пескам, т/ч;

Д - размер пескового насадка

q = 6180/0,785*252*10= 1,28 т/(см² ч)

Это значение нагрузки находится в пределах нормы [0,5-2,5 т/(см² ч)], следовательно возможно применение насадок диаметром 25 см.

4. Определяем достаточное давление на входе в гидроциклоны по формуле:

Ро= [V / (3kakDdnd)]2 = [3166,46 / (10-3-1 0,91 32 35)]2 = 0,11 мПа. (30)

5. Номинальная крупность слива, получаемая в гидроциклоне оценивается по формуле:

где: d_n - крупность номинального зерна в сливе, мкм;

D - диаметр гидроциклона, см;

d - диаметр сливного отверстия гидроциклона, см;

- содержание твердого в питании гидроциклона, %;

Д - диаметр песковой насадки, см;

K_D- поправка на диаметр гидроциклона;

ГЦ-1000 N = 6180/967 = 6,39 - 6 гидроциклонов;

ГЦ-1400 N= 6180/1503=4,22 - 4 гидроциклона;

Предварительно в операции контрольной классификации принимаем к установке гидроциклоны ГЦ-1000 в количестве 8 шт.

На основании проведенных выше расчетов оборудования для классификации, окончательно принимаем к установке в операции предварительной классификации 6 гидроциклонов ГЦ-1400, в операции поверочной классификации 6 гидроциклонов ГЦ-1000, в операции контрольной классификации 8 гидроциклонов ГЦ-1000.

3.5 Выбор и расчет оборудования для грохочения

Операция тонкого грохочения обеспечивает качественное разделение измельченного материала по крупности, что позволяет существенно увеличить производительность операции доизмельчения.

Применение грохотов тонкого грохочения корпорации "Деррик" на обогатительной фабрике Ковдорского ГОКа позволяет уменьшить погрешность разделения и обеспечить максимальный выход продуктивных классов, что улучшает качественные и количественные показатели цикла рудоподготовки хвостов мокрой магнитной сепарации, а в дальнейшем способствует повышению извлечения бадделеита на 12 %.

Применение и поэтапное увеличение парка грохотов "Деррик" доказывает высокую надежность (отсутствие остановок по неисправности) и эффективность данного оборудования.

Процесс тонкого грохочения может заканчиваться на относительно короткой длине сита, следовательно идеальной может быть машина с короткой, но широкой ситовой поверхностью. В связи с этим корпорация "Деррик" сконструировала грохоты с мультипитанием. Грохот фактически состоит из двух и более (до 10), работающих параллельно коротких сит, достигая той же цели, что и один короткий, широкий грохот.

Грохоты с мультипитанием превышают производительность обычных аналогичных машин с монопитанием на 50-125 %. Грохот с мультипитанием предпочтительнее использовать, когда необходимо добиться качественного подрешетного продукта (высокая эффективность по подрешетному) с небольшим допустимым количеством тонкого в надрешетном материале. Развивая эту концепцию, Derrick Corporation предоставляет на рынок мультидечный грохот под маркой Stack Sizer. Положительный опыт применения данного грохота получен на многих обогатительных предприятиях.

3.6 Выбор и расчет оборудования флотации

В последние годы доминирующей тенденцией в практике флотационного обогащения руд является стремление к сокращению капитальных затрат на флотационный передел. Это выражается в создании и разработки новых конструкций флотационных машин с камерами большого объема, что позволяет существенно укрупнять секции, сокращать коммуникации и вспомогательное оборудование, уменьшать число точек и приборов автоматического контроля и управления технологическим процессом, повышает производительность труда.

При выборе флотационных машин для оснащения обогатительных фабрик исходят главным образом из свойств руды, возможностей получения максимальных технологических показателей, минимальных энергетических затрат, простоты регулирования и эксплуатации.

Технические разработки флотационных машин последнего времени дают возможность рекомендовать к установке в отделении флотации крупнообъемные пневмомеханические флотомашины финской фирмы «Оутокумпу Оу», хорошо зарекомендовавшие себя на различных типах руд. Флотомашины ОК наиболее компактные, производительные и энергосберегающие, с меньшей удельной металлоемкостью и хорошими технологическими показателями. Эти машины обеспечивают высокую аэрированность пульпы и удовлетворительное взвешивание минеральных частиц. Они имеют широкий предел регулирования поступающего воздуха. Конструкция ротора позволяет запускать машину после остановки без выпуска пульпы из камеры.

Флотационный передел обогатительной фабрики Ковдорского ГОКа оборудован механическими и пневмомеханическими флотомашинами ФМР-63С, ФМ-16УМ, ФМР-6,ЗМ, а на одной секции установлены машины ОК-50 и ОК-38.

Наряду с этим проведены промышленные испытания флотомашин компании AKER, которые выявили ряд преимуществ по сравнению с машинами ОК. Это, прежде всего, связано с более совершенной конструкцией аэрационного узла, а также материала, из которого изготовлен импеллер. По практическим данным,

пробег импеллера ОК составляет 7-8 месяцев, в тоже время импеллер AKER в таких же условиях отработал 2 года, без видимых нарушении в конструкции.

Причина небольшого срока работы импеллера ОК в том, что агрессивные реагенты монтанол и неонол, необходимые для флотации бадделеит-апатит-магнетитовых руд, негативно действуют на материал, из которого он изготовлен. Импеллер Super Elat компании AKER изготовлен из полиуретана и не поддается воздействию вышеназванных реагентов. В экономическом плане это позволяет снизить затраты на приобретение запасных частей, производство ремонтов и простоев оборудования, а продуманная форма импеллера и совершенствованный аэрационный узел позволяет повысить технологические показатели.

Следуя вышесказанному, к проектированию принимаем установку флотомашин AKER FM с объемом камер 40 и 20 м³. В связи со значительным уменьшением объемов питания поступающего на I, II перечистки (большая часть исходного питания выделяется в хвосты), в этих целесообразно установить флотомашины меньшего объема. Это явится положительным фактором в энергопотреблении и сократит производственные площади.

Продолжительность операций флотации принимаем по данным практики.

Таблица № 13 Продолжительность операций флотации

Операция	Время флотации, мин	Произв-сть по пульпе, м /ч
Основная флотация	9,5	2600,44
I контрольная флотация	6,4	2372,86
II контрольная флотация	5,1	1979,42
I перечистка	7,2	1034,39
II перечистка	7,0	622.97

Количество камер, в операциях каждой секции находим по формуле:

Где: V_общ - объем пульпы, поступающей в операцию, м³/ч t - время флотации, мин.V_кам - геометрический объем камеры флотомашины К_В = 0,93 - коэффициент использования оборудования в главном корпусе