Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Министерство образования и науки Российской Федерации

Федеральное агентство по образованию

МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ОТКРЫТЫЙ

УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра обогащения полезных ископаемых

Курсовая работа

ПО КУРСУ: «ДРОБЛЕНИЕ, ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ И ПОДГОТОВКА СЫРЬЯ К ОБОГАЩЕНИЮ»

Студент:. Шифр:8061344

Специальность 130405 - Обогащение полезных ископаемых

Руководитель:

2007 год

ЗАДАНИЕ:

Спроектировать подготовительное отделение (цеха дробления, измельчения) обогатительной фабрики.

Тип руды	Q	D	dср	?	f
Железная	25	1200	0,080	3,4	13

где Q - годовая производительность фабрики, млн.т.;

D - номинальная крупность руды, поступающая на фабрику, мм;

dср - средний размер вкрапленности рудных минералов, мм;

? - плотность руды в монолите (объемная), т/м3;

f - крепость руды по Протодъяконову,

СОДЕРЖАНИЕ

Введение.

1. Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки

1.1 Характеристика руды

1.2 Анализ схем рудоподготовки на обогатительных фабриках, перерабатывающих аналогичные руды

1.3 Обоснование проектируемой схемы рудоподготовки, ее описание.

2. Расчет схемы рудоподготовки.

2.1 Выбор режима работы цехов дробления и корпуса обогащения.

2.2 Расчет схемы дробления

2.3 Расчет схемы измельчения

3. Выбор и расчет оборудования.

3.1 Выбор и расчет дробилок.

3.2 Выбор и расчет грохотов.

3.3 Выбор и расчет мельниц первой стадии измельчения

4. Размещение оборудования в объемах зданий цехов рудоподготовки

4.1 Компоновка крупного дробления

4.2 Компоновка дробилок среднего и мелкого дробления

4.3 Размещение мельниц в отделении измельчения обогатительной фабрики

5. Мероприятия по технике безопасности и промышленной санитарии при рудоподготовке

6. Краткие технико-экономические показатели подготовительных операций

Заключение

Список использованной литературы.

ВВЕДЕНИЕ

На обогатительных фабриках минеральное сырье подвергается ряду последовательных процессов обработки, которые по своему назначению делятся на подготовительные, основные обогатительные, вспомогательные и процессы производственного обслуживания.

К подготовительным относятся процессы дробления и измельчения, при которых достигается раскрытие рудных минералов в путем разрушения связей между минеральными зернами полезного ископаемого, с образованием механической смеси частиц и кусков различного минералогического состава. Кроме этого, к подготовительным процессам относятся грохочение и классификация, применяемые для разделения по крупности механических смесей зерен, полученных при дроблении и измельчении.

Задача подготовительных процессов - доведение минерального сырья до крупности, необходимой для последующего обогащения, или получение продукта заданной крупности для непосредственного использования (сортировка руд и углей, производство стройматериалов).

Процессы рудоподготовки являются наиболее энергоемкими и дорогостоящими, так капитальные и эксплуатационные затраты на них могут достигать 60-70% всех затрат на обогащение. Поэтому оптимальные схемы рудоподготовки, рациональное размещение (компоновка) оборудования в корпусах дробления, измельчения, использование традиционных и нетрадиционных способов измельчения, применение совершенного дробильно-измельчительного оборудования имеет важное значение в условиях рыночной экономики.

1. ВЫБОР И ОБОСНОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ РУДОПОДГОТОВКИ

Схему рудоподготовки составляют исходя из вещественного состава и физических свойств полезного материала необходимой крупности, принятой в схеме обогащения. Физические свойства руды: крепость, гранулометрический состав, влажность, содержание глины, дробимость, грохотимость, измельчаемость определяют способ дробления, грохочения и измельчения и тип аппаратов для выполнения этих операций. На выбор схемы оказывают влияние и общие условия проектирования: климатические условия района, производительность предприятия, способ разработки месторождения, способ подачи руды на фабрику и многие другие.

При выборе схемы дробления определяются число и вид отдельных стадий дробления. Число стадий дробления определяется необходимой степенью дробления:

i = Dисх/dк,

где Dисх - крупность исходной руды, мм;

dк - крупность конечного продукта дробления, мм.

По условиям технико-экономической целесообразности крупность конечного продукта дробления dк, подаваемого в мельницы при шаровом измельчении, не должна превышать 10-20 мм, при стержневом - 15-25 мм, самоизмельчении - 300-500 мм.

На фабриках большой производительности общая степень дробления достигает 100 и более. Получить такую степень дробления в один прием невозможно. Степень дробления в одну стадию обычно колеблется в пределах 3-6. Поэтому наиболее часто встречающиеся схемы дробления имеют три стадии - крупное, среднее и мелкое. Стадии дробления включают операции дробления и грохочения. Введение предварительного грохочения экономически оправдано, если содержание мелочи в исходной руде превышает 15%.

1.1 Характеристика руды

Минеральный состав Ковдорской руды довольно сложен. Кроме магнетита - окисла железа - в руде содержится апатит, оливин, кальцит, вермикулит, сульфиды и др. минералы. Руды Ковдорского месторождения отличаются высоким содержанием фосфора и серы, а также непостоянством химического состава.

Железные руды месторождения - бедные и подлежат обогащению. Содержание железа варьирует в широких пределах от 15 до 55%, при среднем содержании - 24%. С особенностями основного рудного минерала магнетита связаны трудности, возникающие при обогащении Ковдорских железных руд.

Магнетит Ковдорского месторождения характеризуется пониженным содержанием железа, что обусловлено присутствием в его составе различных примесей. В чистом магнетите, отвечающем формуле Fe3O4, содержится 69% Fe2O3 и 31% FeO, а общее содержание железа составляет 72,4%.

Магнетит в рудах Ковдорского месторождения отличается высоким содержанием различных примесей, суммарное количество которых составляет (в форме окислов) не менее 10-12%. Часть примесей изоморфно растворена в кристаллической решетке минерала и механическим путем не удаляется. Другая - находится в магнетите в виде микровростков шпинели и ильменита, возникших в результате распада твердых растворов. Размеры микровключений обычно настолько малы (0,02-0,03 мм, иногда - менее 0,005 мм), что при измельчении руды невозможно достигнуть полного их раскрытия.

Ковдорский горно-рудный узел расположен в юго-западной части Кольского полуострова. Строение рудной залежи сложное. В ее пределах выделяются следующие основные природно-технологические разновидности (типы) руд:

апатит-форстерит-магнетитовые;

апатит-кальцит-магнетитовые;

карбонат-форстерит-магнетитовые;

штаффелит-магнетитовые и т.д.

Эти руды основные в Ковдорском месторождении, руды которого используются для комплексного обогащения.

В настоящее время из этих руд кроме железного концентрата выделяются еще апатитовый и бадделеитовый концентраты.

Физические свойства руды:

удельный вес - 3,7

насыпной вес - 2,0

крепость по шкале Протодьяконова - 8-10

Химический состав руды:

	Fe	Feмагн	SiO2	CaO	MgO	P2O5	S
%	25,5	23,5	13,2	15,9	16,2	6,9	0,19

Сырьем для обогатительного комплекса Ковдорского ГОКа служит смесь комплексных и маложелезистых руд, которые подразделяются на геолого-технологические сорта, отличающиеся вещественным составом, физическими и технологическими свойствами. Руды также неоднородны по структурно-текстурному строению и количественно-минеральному составу.

Главными минералами являются: магнетит Fe3O4 - среднее содержание в руде 41%, апатит Ca5[PO4]3 (OH,F) - 17%, форстерит - 18%, карбонаты - 15%, бадделеит - ZrO2 (его содержание в руде менее 0,2% , но он извлекается в промышленный концентрат) и т.д.

1.2 Анализ схем рудоподготовки на обогатительных фабриках, перерабатывающих аналогичные руды

Анализ схем рудоподготовки на обогатительных фабриках, перерабатывающих аналогичные руды, заключается в изучении, сравнении схем, оценке перспектив их развития.

Из таблиц характеристики руд и анализа схем рудоподготовки видно, что к рудам по выданному заданию относятся руды следующих месторождений: Криворожский и Кременчугский бассейны, КМА, Оленегорское, Костомукшское, Коршуновское, Рудногорское, Капаевское. Рудным минералом в них является магнетит, гематит, кварц, сидерит, пирит, халькопирит, форстерит, серпентин, кальцит и др. Запасы руды - десятки и сотни миллиардов тонн, содержание железа - 20-50%, средний размер зерен -

Следовательно, для обеспечения раскрытия полезного минерала на 95%, конечная крупность измельчения должна быть не менее dср = 0,080 мм, которую можно получить двумя стадиями измельчения в барабанных (шаровых и стрежневых) мельницах.

Крупность питания мельниц 1 стадии измельчения, а соответственно крупность дробленого продукта (dпит = d1др.) составляет 10(30) - 0 мм.

Согласно анализу схем рудоподготовки и заданию на курсовой проект:

Тип руды	Q	D	dср	?	f
Железная	25	1200	0,080	3,4	13

где Q - годовая производительность фабрики, млн.т.;

D - номинальная крупность руды, поступающая на фабрику, мм;

dср - средний размер вкрапленности рудных минералов, мм;

? - плотность руды в монолите (объемная), т/м3;

f - крепость руды по Протодъяконову,

выбираю способ обогащения - магнитная сепарация, который зависит от разделительного признака рудного минерала, когда конечная крупность измельчения - 0,045 мм; способ измельчения в первой стадии - мокрый; тип мельницы - МСЦ 3600х4500.

1.3 Обоснование проектируемой схемы рудоподготовки, ее описание

Исходя из заданной крупности исходного продукта (D = 1200 мм) и принятой крупности дробленого продукта, рассчитываю число стадий дробления. Для обоснования целесообразности предварительного грохочения в первой стадии дробления использую характеристики крупности продуктов. Типовые характеристики крупности ??+d = f(z) показывают зависимость суммарного выхода класса «по плюсу» от относительного размера зерен в продукте дробления (z). Размер зерен (z) представляет собой отношение линейного размера зерна (d) к величине разгрузочной щели (е) той дробилки, продукт дробления которой рассматривается, z = d/е. Если в продукте дробления содержится более 25% готового класса (di - 0 мм), равного крупности дробленного продукта i - стадии дробления, применение операции грохочения перед дроблением считается экономически целесообразным.

d = 0,080 мм;

е = 180 + 45 мм;

z = d/е = 0,044 мм.

Исходя из расчетов операцию предварительного грохочения перед дроблением проводить не целесообразно.

Число стадий измельчения принимаю с учетом свойств руды (измельчаемости) и принятой конечной крупности измельчения, а также исходя из опыта измельчения аналогичных руд.

Дробильная фабрика является цехом подготовки сырья для производства концентратов, выпускаемых ОАО «Ковдорский ГОК». Схема цепей и аппаратов представлена в приложении № 1.

В процессе производства руда из карьера подается в бункера дробильно-перегрузочного узла участка ДКК и ПЩ для производства крупной стадии дробления. Дробление руды осуществляется на трех потоках в одну стадию. Каждый поток включает в себя:

пластинчатый питатель 1-24-150 (№№ 100, 200, 300).

щековую дробилку СМД-117 (№№ 101, 201, 301).

пластинчатый питатель 2-15-60 (№№ 111, 211, 311).

ленточный конвейер КЛС-800 (№№ 110, 210, 310).

вентиляторно-калориферная установка (ВКУ).

Крупнодробленая руда подается на магистральный конвейер ЛТМП 16O-5000-2 №2 и транспортируется в бункер перегрузочного узла № 6, откуда пластинчатыми питателями типа 2-15-120 №№ 511, 512, 513 и конвейерами №№ 2, 3, 4 подается в бункера КСМД для производства средней и мелкой стадий дробления.

Средне-мелкое дробление осуществляется на трех технологических нитках.

Технологическая нитка № 1 состоит из двух параллельно работающих линий, каждая из которых включает в себя:

пластинчатый питатель 2-15-6O (№№ 606, 616).

уборочный конвейер (В-1000) (№№ 73, 74).

конусную дробилку КСД-2200 (№№ 601, 611).

инерционный грохот ГИТ-51Н (ГИТ-52К) (№№ 630, 640).

конусную дробилку КМДТ-2200 (№№ 635, 645).

Каждая из технологических ниток №№ 2,3 включает в себя:

пластинчатый питатель 2-24-45 (№№ 306, 316).

уборочный конвейер (В-1000) (№№ 307, 317).

ленточные конвейера (№№ 308, 318).

конусную дробилку КСД-2200 (№№ 305, 315).

два грохота ГИТ-51 (№№ 320, 330, 340, 350).

две конусные дробилки КМДТ-2200(№№ 325, 335, 345, 355).

Из бункера КСМД пластинчатыми питателями №№ 306, 316 руда подается в дробилки среднего дробления КСД-2200 №№ 305, 315. Продукт среднего дробления подается на грохота №№ 320, 330, 340, 350. Надрешетный продукт грохота направляется на мелкое дробление в дробилки КМДТ-2200. Подрешетный является готовым продуктом и объединяется с мелкодробленой рудой на конвейере №7. Далее, по тракту конвейеров №№ 7,15,16,17 руда транспортируется для дальнейшего измельчения и обогащения технологическими нитками № 2, 3.

Кроме этих технологических ниток ДПУ руда пропускается через корпус крупного дробления состоящих из двух ниток

Технологическая нитка № 2, 3 (далее т/н 2) состоит из следующего оборудования:

Пластинчатого питателя 1-24-120 (№ 107, 117)

Щековой дробилки ЩКД 150*210 (№ 106, 206)

Конусной дробилки ККД 900/160 (№ 116, 216)

Из бункеров пластинчатыми питателями №№ 107, 207 подаются в щековую дробилку № 106, 206. Далее руда поступает в конусные дробилки №№ 116, 216, после которых конвейерами №№ 3,4 (№118, 218) перегружаются в бункера КСМД.

Из бункеров КСМД пластинчатыми питателями №№ 306, 316 руда подается в дробилки КСД №№ 305, 315, далее на грохота ГИТ-51Н №№ 320, 330, 340, 350, а затем с конвейеров №№ 7, 15, 16, 17 подается в бункера обогатительного комплекса.

2. РАСЧЕТ СХЕМЫ РУДОПОДГОТОВКИ

Расчет схемы рудоподготовки заключается в определении количества каждого продукта схемы и производится в следующем порядке.

2.1 Выбор режима работы цехов дробления и корпуса обогащения

Принимается режим работы цехов дробления (неделя может быть непрерывная - 7 дней работы, прерывная с одним или двумя выходными - 6 или 5 дней работы; устанавливается число смен и их продолжительность). Режим работы корпуса крупного дробления, как правило, соответствует режиму подачи руды на фабрику, который зависит от производительности фабрики по руде и способа добычи руды. Режим работы цехов среднего и мелкого дробления могут быть выбраны независимо от графика подачи руды; однако часовая производительность этих цехов должна быть ниже, чем цеха крупного дробления, чтобы не произошло искусственного увеличения числа устанавливаемых дробилок. Учитывая опыт работы фабрики-аналога, принимаются коэффициенты использования оборудования (?.) по проектируемым цехам рудоподготовки обогатительной фабрики.

Часовая производительность обогатительной фабрики и ее цехов определяется с учетом неравномерности подачи руды (Кн) по формуле:

Qф.о. = Qг ? Кн ? 365 ? tсут. ? ? , т/час

где Qг - годовая производительность фабрики, т/год;

Кн - коэффициент неравномерности подачи руды ( ), д.е.;

tсут. - время работы фабрики в сутки, час;

? - коэффициент использования оборудования (0,85 - 0,9), д.е.

2.2 Расчет схемы дробления

Число стадий дробления (n) в проектируемой схеме можно принять по схеме фабрики-аналога, по результатам анализа схем рудоподготовки, либо рассчитать по общей и средней степеням дробления:

Sоб = S1? S2? S3…..Sn = Sn; Sоб. = nv Sоб.

С учетом средней степени дробления проектируемой схемы, устанавливаются степени дробления по стадиям (Si), исходя из технических возможностей дробилок (реализуемая ими степень дробления, по паспорту дробилки).

Подсчитывается условная крупность дробления по стадиям и определяется ширина разгрузочной щели дробилки (е) каждой стадии дробления:

di = Dпит. ?Si; е = di/zp.

рудоподготовка грохот дробилка обогащение

Выбирается режим работы грохотов: принимается размер отверстия сит (а) и эффективность грохочения в каждой стадии (Е-а).

Рассчитываются массы продуктов в операциях грохочения с учетом эффективности грохочения и содержания мелкого класса (?-а) в питании грохота, величина ?-а может быть взята по типовой характеристике дробленого продукта, принята по практическим данным, либо рассчитана.

2.3 Расчет схемы измельчения

Расчет схемы измельчения заключается в определении выходов и массы продуктов с учетом их крупности и разбавления (R), т.е. водного режима работы мельницы, способа сочетания операций измельчения и классификации. В данной работе операции измельчения не рассчитываются, ограничиваемся только обоснованием схемы измельчения, выбором и расчетом мельниц первой стадии измельчения.

3. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОБОРУДОВАНИЯ

Выбирая оборудование для реализации принятой технологической схемы, студент решает следующие вопросы: выбор типа аппарата, оптимального в технико-экономическом отношении размера; - расчет производительности аппарата и требуемого количества устанавливаемых аппаратов. При этом с целью получения наиболее экономичного решения, следует принимать минимальное число отдельных аппаратов, а их производительность - возможно большей, чтобы уменьшить число потоков. При выборе основного и вспомогательного технологического, подъемно-транспортного оборудования следует стремиться к максимальной унификации, что обеспечивает его взаимозаменяемость, создает условия лучшей организации ремонта, повышения коэффициента использования (движения), снижению объемов зданий.

3.1 Выбор и расчет дробилок

Выбор типа и размера дробилок зависит от физических свойств дробимого сырья, требуемой производительности и крупности исходного и конечного дробленого продуктов.

Для крупного дробления твердых и средних руд используются щековые и конусные дробилки.

Тип дробилки определяется, главным образом, соотношением исходной крупности руды (Dmax) c часовой производительностью фабрики.

При крупной, средней по крепости руде и малой производительности фабрики выгоднее ставить щековую дробилку, т.к. конусная может быть недогруженной, но при крупной и крепкой руде и большой производительности предпочтительнее конусная дробилка.

Следует учитывать, что щековые дробилки более пригодны для дробления вязких и влажных руд, просты в эксплуатации, занимают меньше объема здания, но требуют равномерного питания (установка приемных бункеров, питателей, т.к. они не могут работать под завалом).

Если технико-экономические сравнения не показывают явного преимущества щековых дробилок, к установке принимают конусные, размеры дробилки выбирают по величине загрузочной щели (В) из соотношения В = (1,1 - 1,2)? Dmax, и по величине разгрузочной щели (i), при этом разгрузочная щель должна быть в пределах:

i = Zp ? d, мм

где Zp - коэффициент закрупнения дробленого продукта, величина которого зависит от прочности руды и способа дробления;

d - крупность дробленого продукта, принятая при выборе и расчете технологической схемы.

Обычно в первой стадии дробления всю производительность фабрики желательно обеспечивать одной дробилкой.

Среднее и мелкое дробление твердых и средних руд обычно производят в конусных дробилках, которые выбирают по ширине загрузочного отверстия (В), заданной (рассчитанной) величине разгрузочного отверстия i, и производительности при заданном значении Qi.

Для дробления руд мягких и хрупких используются дробилки других конструкций (молотковые, зубчатые, валковые, роторные и др.).

После определения условий дробления в принятой по проекту технологической схеме (крупность продуктов по стадиям, размер разгрузочных отверстий дробилок) и выбора типа дробилок рассчитывается их производительность.

Производительность дробилок определяется для средних руд по каталогу, паспорту или техническим характеристикам Qк, м3/час, где объемная производительность (Qк) приводится для указанного размера разгрузочной щели (iк).

Для промежуточных iп (проектируемых) размеров производительность находится интерполяцией:

Qр = Qk ? ik ? iп

где Qр, Qk - производительность дробилки расчетная и по каталогу, м3 ? час;

ik, iп - размер разгрузочной щели по каталогу и по проекту, при которой взята Qk, мм.

В тех случаях, когда заданная руда отличается по свойствам от средней, вводятся поправки на крепость (Кдр), плотность (К?), крупность (Кк) и влажность (Кw) руды и производительность определяется по эмпирической формуле:

Qо = Qр? Кдр? К?? Кк? Кw, м3/час

Весовая производительность дробилки

Qо = Qо??н, т/час

где ?н - насыпная плотность дробимой руды в монолите, т/м3.

Расчет производительности дробилок ведется в объемных либо весовых единицах.

Для получения весовой производительности следует объемную производительность умножить на насыпной вес руды.

Определив производительность дробилок, необходимо рассчитать минимальное их количество для обеспечения дробления массы продукта в соответствии с количественными показателями рассчитанной технологической схемы.

Принимая к установке расчетное количество дробилок, следует обращать внимание на коэффициент загрузки, который должен быть равномерным по всем стадиям и обеспечивать достаточный запас. При этом транспортный поток целесообразно сосредоточить так, чтобы не перегружать конвейеры, и максимально обеспечить самотек продуктов.

3.2 Выбор и расчет грохотов

Выбор и расчет грохотов проводится с учетом крупности классифицируемого материала и его физических свойств (плотности, крепости, формы зерен, влажности), способа грохочения.

Для крупного грохочения наиболее широкое применение находят колосниковые грохоты с низкой эффективностью грохочения (Е-а = 50-70%), площадь которых определяется эмпирической формулой:

F = Q ? 24 ? а, м2

где Q - производительность грохота по питанию (поток руды), т ? час;

а - величина щели между колосниками, мм.

Ширина колосниковых грохотов принимается обычно в пределах

B ? 3Dmax, а длина L = 2 ? B.

Для мелкого и среднего сухого грохочения принимаются вибрационные грохоты легкого, среднего и тяжелого типа. Грохоты тяжелого типа рекомендуются и для легких руд при крупном и среднем грохочении. Эффективность грохочения у них составляет 80-85%.

Производительность грохотов определяется по формуле:

Q = Fр ? q ? ?н ? k ? ? ? m ? n ? o ? p,

где Fр - рабочая площадь сита, м2;

q - удельная производительность на 1 м2 площади сита, которая зависит от размера отверстия сита, м3? час ? м2;

?н - насыпная плотность (вес) исходного продукта, т ? м3;

k, ?, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, учитывающие условия грохочения и свойства классифицируемого продукта.

При определении коэффициентов k и ? студент может пользоваться практическими данными (опыт работы фабрик-аналогов), типовыми или расчетными характеристиками крупности дробленых продуктов, поступающих на грохочение, которые использовались при расчете технологической схемы.

Выбрав тип грохота, расчет их количества можно вести двумя способами.

1 способ. Зная производительность потока, определяют необходимую общую площадь грохочения из предыдущей формулы:

Fобщ = Qпотока ? q ? ?н ? k ? ? ? m ? n ? o ? p, м2,

а затем по рабочей площади принятого грохота (Fр) находят число грохотов:

n = Fобщ ? Fр

При расчете числа грохотов следует учитывать способ сочетания их с дробилками: тип грохота выбирают исходя из n, кратного числу дробилок перед грохочением или после него.

2 способ. Приняв к установке тип грохота, по его рабочей площади определяют производительность и необходимое число выбранных грохотов для грохочения всего продукта (Qпотока).

Принимая к установке необходимое количество грохотов, следует особое внимание уделять способам их компоновки в сочетании с дробилками и равномерному распределению потока продукта по аппаратам, особенно при условии отсутствия промежуточных бункеров.

При невозможности равномерного распределения потока следует пересмотреть выбор и расчет грохотов, т.е. пойти по пути увеличения или уменьшения их количества за счет изменения площади грохота.

3.3 Выбор и расчет мельниц первой стадии измельчения

Для измельчения минерального сырья наиболее широкое применение нашли барабанные стержневые и шаровые мельницы, и мельницы самоизмельчения.

Обосновывая технологическую схему, студент выбирает тот или иной способ измельчения и тем самым, определяет тип мельницы на 1 стадии измельчения.

Выбор размера мельницы обуславливается ее производительностью по руде в проектируемых условиях и принятым способом компоновки измельчительного оборудования.

Производительность мельниц зависит от многих условий: физических свойств руды (измельчаемость, крупность), режимных параметров (скорость вращения, плотность питания, степень заполнения мелющими телами и т.д.), типа и размера мельницы. Так как эти условия изменяются в широких пределах, производительность мельниц определяют расчетом. Расчет ведется по удельной производительности по готовому классу (q), либо по эффективности измельчения (?). При этом исходят из практических показателей q1 и ?1, полученных на предприятиях аналогах, где мельницы работают в оптимальных условиях, а свойства руды и процесс измельчения достаточно стабильны.

В этом случае производительность проектируемой мельницы по руде определяется формулами:

Q = q-74 ? V ? ?к - ?и или Q = Nу ? ? ? ? ? ?к - ?и

где q-74, ? - удельная производительность и эффективность измельчения по расчетному классу (например, -74 мкм), т ? час? м3; т ? кВт ? час;

V - рабочий объем мельницы, м3;

Nу - установочная мощность мельницы, кВт;

? - отношение потребляемой мощности к установочной (0,85-0,90);

?к - ?и - содержание расчетного класса (-74 мкм) в измельченном и исходном продуктах измельчения д.ед.

Удельная производительность или эффективность измельчения по расчетному классу проектируемой мельницы определяются по практическим этим же показателям (q1, ?1), работающей мельницы-аналога с учетом различия свойств руды, типа и размера мельниц, принятых в проекте:

q = q1 ? Ки ? Кк ? Кд ? Кт или ? = ?1 ? Ки ? Кк,

где Ки - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости руды, проектируемой к переработке и измельчаемой на фабрике-аналоге;

Кк - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и проектируемой фабриках;

Кд, Кт - коэффициенты, учитывающие разницу в диаметре и типе проектируемой и работающей мельниц;

q1 - удельная производительность по готовому классу мельницы-аналога рассчитывается с учетом известных условий ее работы:

q1 = Qа ? (?к - ?и )а ? Vа, т ? час ? м3.

Количество мельниц выбранного типоразмера, необходимых для измельчения на первой стадии всего исходного дробленого продукта (Qпотока), определяется как отношение:

n = Qпотока ? Q

Таким образом, расчет мельниц сводится к следующему:

Определяются удельная производительность или эффективность измельчения по расчетному (готовому) классу действующей мельницы, значения которых можно принять по факту или рассчитываются по фактическим данным работы мельницы-аналога.

Определяются (принимаются или рассчитываются) поправочные коэффициенты для проектируемых условий измельчения и различных вариантов установки мельниц (несколько вариантов мельниц различных типов и размеров).

Определяются удельная производительность или эффективность измельчения по вновь образованному расчетному классу для всех принятых к расчету типоразмеров мельниц, рассчитывается производительность мельниц по руде и их количество.

Проводится технико-экономическое сравнение принятых к расчету вариантов установки различных типоразмеров мельниц. Сравнение проводят по энергоемкости (суммарная установочная мощность мельниц), металлоемкости (суммарная масса мельниц), по стоимости либо монтажной площади.

Затем, с учетом других факторов: требуемого объема здания, грузоподъемности кранов, удобства размещения оборудования, затрат на его обслуживание и т.д., выбирается оптимальный вариант установки мельниц.

4. РАЗМЕЩЕНИЕ ОБОРУДОВАНИЯ В ОБЪЕМАХ ЗДАНИЙ ЦЕХОВ РУДОПОДГОТОВКИ

В этой части курсовой работы студент дает описание компоновочных решений по размещению основного оборудования(дробилок, грохотов, мельниц, приемных и промежуточных бункеров, конвейеров) в производственных зданиях. При компоновке оборудования следует максимально обеспечить самотечность продуктов при их транспортировке.

Крупногабаритное и тяжелое оборудование желательно располагать на нулевых отметках.

Корпуса (здания) должны иметь наиболее простую форму в плане с минимальным числом типоразмеров пролетов по длине и высоте. Обычно в пролетах размещают однотипное оборудование и рекомендуется принимать унифицированные пролеты размером 18, 24, 30, 36 м. При установке в пролете мостового крана, следует обращать внимание на взаимосвязь грузоподъемности крана, габаритов его тележки с шириной и высотой пролета.

Расположение аппаратов должно обеспечит доступность и безопасность их обслуживания, а также транспортировку материала по ходу технологического процесса с минимальными энергетическими затратами.

По условиям удобства и безопасности технологического и ремонтного обслуживания оборудования размеры проходов между аппаратами следует принимать в соответствии с «Едиными правилами безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окускования руд и концентратов» или по СНиП 11-М2-72.

4.1 Приемные бункера руды и промежуточные бункера для дробленых продуктов

В этом разделе студент должен обосновать целесообразность установки приемных бункеров или приемных устройств, промежуточных бункеров для продуктов дробления. Принять общий запас руды в цикле рудоподготовки и в корпусе измельчения (обогащения). Распределение общего запаса руды по корпусам обосновывается прежде всего режимом их работы.

4.2 Компоновка крупного дробления

Решая вопросы компоновки оборудования в корпусе крупного дробления, студент должен предусмотреть перспективное увеличение подачи руды на фабрику добывающим цехом, предусмотрев оптимальное число мест разгрузки в приемное устройство в зависимости от грузоподъемности подвижного состава и режима его работы.

При использовании на первой стадии дробления больших конусных дробилок обычно применяют безбункерную загрузку их через приемное устройство небольшого объема, так как эти дробилки могут работать под завалом.

Разгрузку дробилок ККД производят в приемные устройства (бункера), откуда дробленый продукт выгружается пластинчатыми питателями на ленточные конвейера для его транспортирования.

Следует выбрать тип здания, его размеры и принять к установке электрический кран с необходимой грузоподъемностью, указать наличие и место ремонтной площадки.

4.3 Компоновка дробилок среднего и мелкого дробления

Компоновочные решения корпусов среднего и мелкого дробления разрабатываются и обосновываются в проекте на основании принятой схемы дробления, типоразмеров и числа основного оборудования - дробилок, грохотов, с учетом физических свойств руды, особенностей площадки (рельефа, сейсмичности и др.)

В последнее время рекомендуется совмещение отделений среднего и мелкого дробления с одноярусным размещением дробилок с размещением грохотов как перед дробилками, так и под дробилками.

Студент выбирает тип корпусов (зданий), принимает способы совмещения грохотов и дробилок среднего и мелкого дробления, определяет размеры зданий; объемы бункеров, способ их разгрузки; наличие и место ремонтной площадки, оснащение ее грузоподъемными средствами с необходимой грузоподъемностью.

4.4 Размещение мельниц в отделении измельчения обогатительной фабрики

Корпус обогащения, обычно, состоит из следующих пролетов: бункерного, измельчительного, обогатительного, сгущения и фильтрации.

В курсовой работе студент рассматривает только проект бункерного и измельчительного пролетов, при этом определяет объем и количество бункеров, способы их разгрузки, количество питателей на одну мельницу первой стадии измельчения. Принимает размеры пролетов в зависимости от запаса дробленой руды, типоразмера мельниц и способа их размещения (продольное, поперечное).

Графическая часть курсовой работы представляется, кроме схем, планом и разрезом любого корпуса дробления.

5. Мероприятия по охране труда и промышленной безопасности в цехах дробления

5.1 Дробление и грохочение

1. Рабочая площадка оператора, наблюдающего за подачей руды в дробилку и ее работой, должна иметь решетчатые металлические ограждения для предохранения от возможного выброса кусков руды из дробилок на площадку.

2. Для ликвидации зависаний горной массы над рабочим пространством дробилок на фабрике должны быть разработаны и утверждены техническим руководителем фабрики инструкции, определяющие методы, последовательность операции и приемы безопасного выполнения работ по ликвидации зависания.

3. При застревании в рабочем пространстве дробилок больших кусков руды их необходимо удалять из дробилки подъемными средствами со специальными приспособлениями. Извлекать или разрушать застрявшие в рабочем пространстве дробилки куски руды вручную запрещается. Резку металла, попавшего в дробилку, необходимо осуществлять под наблюдением лица технического надзора по наряду-допуску, в соответствии с проектом организации работ.

4. При спуске людей в рабочее пространство дробилок обязательно соблюдение требований п.106 настоящих Правил. В случае аварийной остановки дробилки под «завалом» разгружать и запускать ее следует по проекту производства работ, утвержденному техническим руководителем организации.

5. Перекрытия и площадки, на которых располагаются вибрационные грохота, должны быть рассчитаны на вибростойкость. Грохота должны устанавливаться на виброизолирующие опоры, поглощающие вибрации, возникающие при работе оборудования.

6. На грохотах и дробилках должны быть предусмотрены защитные приспособления, предохраняющие людей от случайного выброса кусков руды:

а) для конусных дробилок - глухие съемные ограждения, кроме дробилок крупного дробления 1-й стадии, работающих под «завалом»;

б) для щековых дробилок - глухие съемные ограждения со смотровыми окнами, исключающие возможность выброса кусков руды из зева дробилки.

Рабочие, обслуживающие грохота, должны пользоваться противошумовыми наушниками.

7. Для наблюдения за работой щековой дробилки запрещается использовать площадки, предусмотренные по проекту для ее обслуживания в период ремонта, смазки и т.д., устроенные на корпусах, в опасной близости к входу в ее рабочее пространство. Вход на такие площадки должен быть ограничен дверью или калиткой, сблокированной с системой пуска дробилки.

8. Шуровка в выпускных отверстиях питателей, подающих руду на грохот, в загрузочных и разгрузочных воронках при работающих питателях и грохотах возможна только при наличии специальных приспособлений и устройств.

9. Расчищать лотки электровибропитателей во время их работы, становиться на борта питателя, прикасаться к ним, а также очищать зазоры виброприводов запрещается.

10. Очищать вручную разгрузочные воронки грохотов и спускать в них людей разрешается только при соблюдении п.106 настоящих Правил.

11. При работе барабанного грохота запрещается: чистить перфорацию, производить чистку или замену роликов; эксплуатировать грохот со снятыми ограждениями.

12. Кулачковые, горизонтальные и вертикальные молотковые дробилки должны иметь блокировку, исключающую возможность запуска дробилки при открытой крышке корпуса. Открывать и закрывать корпуса кулачковых и горизонтальных молотковых дробилок с крышками массой более 50 кг необходимо механизированным способом.

13. Дробление руды, образующей при измельчении взрывоопасную пыль, должно проводиться с выполнением мероприятий, исключающих взрывы пыли.

14. Для предотвращения попадания металла в дробилки среднего и мелкого дробления питающие их рудой ленточные конвейеры должны быть оборудованы металлоискателями, извлекателями, магнитными шайбами и другими специальными приспособлениями.

15. Снимать металл с ленты конвейера и магнитного извлекателя, не выведенного из рабочей зоны, разрешается только после остановки конвейера и отключения магнитной системы.

5.2 Измельчение и классификация

16. При местном управлении пусковые устройства мельниц и классификаторов должны быть расположены таким образом, чтобы работник, включающий мельницу и классификатор, мог наблюдать за их работой.

17. Работать внутри мельницы разрешается только по наряду-допуску после выполнения всех установленных в нем требований безопасности согласно технологической карте (проекту производства работ).

18. Запрещается снимать гайки крышки люка или ослаблять их, когда мельница находится в положении люком вниз, закреплять болты кожуха улиткового питателя и кожуха зубчатого венца при работе мельницы.

19. При погрузке шаров в контейнеры место погрузки должно быть ограждено и должен быть вывешен плакат: «Опасно!». При подъеме контейнера люди должны находиться от него на безопасном расстоянии. Контейнеры загружают шарами до уровня на 100 мм ниже бортов.

20. В случае использования шаровых питателей, а также механизмов по загрузке стержней должны быть разработаны мероприятия, определяющие порядок их безопасной работы.

21. Для обслуживания классификаторов рабочие площадки необходимо располагать на уровне не менее чем 600 мм ниже борта ванны классификатора. Со стороны, противоположной ванне классификаторов, рабочие площадки оборудуют металлическими перилами высотой 1000 мм.

На классификаторах должны быть мостики (площадки) с перилами для безопасного обслуживания механизмов вращения и подъема спиралей или реек, а также ограждения элементов привода согласно требованиям настоящих Правил.

Вдоль всей площадки обслуживания, на борту ванны классификатора, необходимо устанавливать сетчатое ограждение с размером ячеек 25х25 мм и высотой не менее 300 мм.

6. Краткие технико-экономические показатели проекта

Работа обогатительной фабрики оценивается технологическими показателями: производительностью по руде, концентрату; качеству концентрата, извлечении в него полезного компонента. К экономическим показателям относятся: себестоимость продукции, производительность труда работающих на фабрике; удельные затраты сырья, материалов, энергоресурсов; затраты капитальные и эксплуатационные на содержание и эксплуатацию зданий и оборудования.

Эти показатели в курсовой работе определяются ориентировочно по установившимся практическим нормам. Например: 1. Зная размеры корпуса крупного дробления, определяем его объем (V м3), по стоимости 1 м3 здания находим стоимость этого корпуса.

2. Удельные затраты при переработке 1 т. руды по различным статьям расхода позволяют определить общие расходы по этим статьям с учетом производительности фабрики.

Заключение

В заключении студент делает краткие выводы по принятым решениям и оценивает их целесообразность и эффективность.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ:

1. Разумов К.А. Проектирование обогатительных фабрик.-4-е изд. переработанное и дополненное - М.: Недра, 1982.-528с.

2. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики. -2-е изд. переработанное и дополненное - М.: Недра, 1984.-405с.

3. Серго Е.Е. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. Учебник для ВУЗов. - М.: Недра, 1986.-285с.

4. Перов В.А. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. Учебное пособие для ВУЗов. - М.: Недра, 1990.-301с.

5. Лукина К.И., Шилаев В.П., Якушкин В.П. Процессы и основное оборудование для обогащения полезных ископаемых. - М.: Издательство МГОУ, 2006.-216 с.

6. «Единые правила безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов ПБ 03-571 - 03». Нормативные документы межотраслевого применения по вопросам промышленной безопасности и охраны недр. Выпуск 26. - М.: Научно-технический центр по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России, 2004.-117с.

7. Богданова И.П., Нестерова Н.А., Федорченко В.С., Грицай Ю.Л. Обогатимость железных руд. Справочное пособие. - М.: Недра, 1989.-158с.

Размещено на Allbest.ru