Расчет качественно-количественных показателей подготовительных и основных операций обогащения

Размещено на http://www.allbest.ru/

1. Исходные данные для выполнения самостоятельной работы

- железосодержащая руда добывается открытым способом;

- характеристику крупности исходной руды, поступающей на грохочение, можно принять прямолинейной;

- производительность фабрики,Q=25 т/сут;

- циркулирующая нагрузка в замкнутом цикле операции дробления,C=130%;

- содержание железа в руде:

- магнетитового, бм =21%

- гематитового, бг =10%

породообразующий минерал - кварц;

- содержание железа в концентрате:

- магнитного обогащения, вм =67%,

- гравитационного обогащения, вг =64%,

- флотационного обогащения, вф =69%;

- извлечение магнетитового железа при магнитном обогащении, ем=84%;

- извлечение гематитового железа при гравитационном обогащении, ег=88%;

- извлечение железа магнетитового и гематитового при флотации, еф=85%.

Как известно, минералы, входящие в состав рассматриваемой руды, могут быть разделены методами магнитного, гравитационного и флотационного обогащения.

При этом возможны два принципиальных варианта технологической схемы:

Магнитное обогащение исходной руды (с получением магнетитового концентрата) и последующее гравитационное обогащение хвостов магнитной операции (с получением гематитового концентрата и отвальных хвостов).

Флотационное обогащение исходной руды (с получением коллективного магнетит-гематитового концентрата и отвальных хвостов).

Условно принимаем:

- Извлечение магнетита и гематита при флотации одинаково, т.е. относительное количество магнетита и гематита, перешедшее в пенный продукт флотации, пропорционально их количеству в исходной руде.

- При магнитном обогащении из железосодержащих минералов в концентрат переходит только магнетит.

- При гравитационном обогащении из железосодержащих минералов в концентрат переходит только гематит, а оставшийся после магнитной сепарации магнетит полностью уходит в отвальные хвосты.

Результаты расчетов основных технологических показателей представить в виде табл. 2.

Таблица 2. Результаты расчетов основных технологических показателей обогащения железосодержащей руды по 2-м вариантам

Продукты обогащения	Выход продуктов	Содержание железа, %	Извлечение железа, %
	т	%	Всего	В том числе	Всего	Магнети-тового	Гемати-тового
				Магнети-тового	Гемати-тового
1-й вариант технологической схемы
Магнетитовый концентрат	2708,3	26	67	67	___	56	84	___
Гематитовый концентрат	1458,3	14	64	___	64	29	___	88
Суммарный концентрат	3166,6	40	44	44	22	57	84	88
Отвальные хвосты	7250,1	20	22	6	2	42	16	12
Исходная руда	10416,7	100	31	26	10	100,0	100,0	100,0
2-й вариант технологической схемы
Коллективный концентрат	3968,7	38,1	69	55,7	22,3	85	70	76
Отвальные хвосты	10378,6	61,9	7,6	8,2	3,9	15	30	24
Исходная руда	10416,7	100	31	21	10	100	100	100

2. Расчет качественно-количественной схемы подготовительных

операция (дробления и грохочения руды)

Выбор схемы

При выборе схемы необходимо решить вопрос о числе стадий дробления и необходимости операций предварительного и контрольного грохочения.

Число стадий определяется крупностью исходного и конечного продуктов дробления. Начальная крупность, т.е. максимальный размер кусков руды, поступающей из рудника на обогатительную фабрику Dmax, определяется в зависимости от производительности горного цеха и принятой на нем системы горных работ (табл. 3).

Таблица 3. Зависимость максимального размера кусков руды от характера горных работ

Производительность горного цеха, т/сут	Максимальный размер кусков руды Dmax, мм
	Открытые работы	Подземные работы
Малая, до 300	350-500	250
Средняя, 300-6000	700-1000	400
Большая, 6000-15000	900-1200	600-700
Очень большая, >15000	1200-1300	-

Крупность конечного дробленого продукта dmax, получаемого в цехе дробления - грохочения и поступающего в цех измельчения - классификации, зависит в основном oт производительности обогатительной фабрики. Ввиду того, что операция измельчения является наиболее дорогой в технологической схеме, необходимо получить возможно более мелкий дробленый продукт, стараясь при этом излишне не усложнять схему дробления. По указанным причинам экономически выгодно получать мелкий дробленый продукт лишь при высокой производительности предприятия. При выборе оптимальной крупности дробленого продукта можно руководствоваться данными табл. 4.

Таблица 4. Зависимость оптимального размера кусков руда в питании мельниц от производительности фабрики.

Производительность фабрики, т/сут	< 500	< 2500	< 10000	< 40000
Оптимальная крупность питания мельниц, мм	10 - 15	6 - 12	5 - 10	4 - 8

В практике дробления средних по крепости и крепких руд (коэффициенты крепости по М.М. Протодьяконову 8 - 20) применяют щековые и конусные дробилки крупного дробления и конусные дробилки среднего и мелкого дробления.

Общая степень дробления составит

Sобщ = Dmax / dmax.=1300/8=162,5

Общая степень дробления всей схемы равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях, т. е.

Sобщ = S1*S2 * S n

Оптимальные значения степени дробления для дробилок различного типа при дроблении в одну стадию следующие:

- конусные крупного дробления (ККД) - до 5;

- щековые со сложным качанием щеки (ЩДС) - до 8;

- щековые с простым качанием щеки (ЩДП) - до 5;

- конусные среднего дробления (КСД) без контрольного грохочения - до 6;

- конусные в замкнутом цикле с контрольным грохочением - до 8 - 10;

- конусные мелкого дробления (КМД);

- без контрольного грохочения - до 3 - 5;

- в замкнутом цикле с контрольным грохочением - до 8.

Практика проектирования и эксплуатации ОФ (см. табл. 3 и 4), а также учет технических возможностей современного дробильного оборудования показывают, что одностадиальная схема неосуществима. Наиболее часто принимают двух - трехстадиальные схемы. При этом каждой операции дробления может предшествовать предварительное грохочение. Операции предварительного грохочения применяются для сокращения количества материала, поступающего в дробление и увеличения подвижности материала в рабочей зоне дробилки. Последнее особенно необходимо при дроблении в конусных дробилках среднего в мелкого дробления, склонных к забиванию их рабочей зоны рудной мелочью.

Решение вопроса о необходимости предварительного грохочения осуществляется по данным ситовой характеристики дробимого материала. Предварительное грохочение применяется, когда выход отсеиваемого класса крупности, т. е. продукта, соответствующего по крупности размеру разгрузочного отверстия дробилки, составляет не менее 20 - 28 %.

Принимаем трехстадиальную схему дробления:

-ККД: S1 =3

-КСД: S2 =5

-КМД: S3 =10

Общая степень дробления всей схемы равна произведению степеней дробления в отдельных стадиях:

Sобщ = S1*S2 * S3 =3*5*10=150

Затем определяется условная максимальная крупность продуктов дробления отдельных стадий, т. е.

D1 = Dmax / S1=1300/3=433мм

D2 = D1 / S2=400/5=80мм

D3 = D2 / S3=80/10=8мм

1. Из диаграммы 1 видно, что при D1 =433мм, содержание отсеваемого класса крупности составляет 24%. Целесообразно не применять перед первой стадией дробления предварительное грохочение, т.к выход=14%.

Максимальная крупность материала, поступающего на вторую стадию дробления , будет равна 253мм. Условная максимальная крупность продуктов дробления второй стадии D2 = D1 / S2 .

2. Из диаграммы 2 следует, что при D2 =80мм, содержание отсеваемого класса равен 16,6%. Следовательно, грохочение для второй стадии применять не нужно.

3. Операция контрольного грохочения применяется только в последней стадии дробления,т.к введение в схему дробления контрольного грохочения вызывает необходимости установки большого числа грохотов, конвейеров и питателей, что приводит к увеличению капитальных затрат и усложняет эксплуатацию цеха дробления.

где i1, i2, i3 - ширина разгрузочных отверстий дробилок по стадиям, мм;

z1, z2, z3 - отношение размера максимального куска дробленой руды к ширине разгрузочного отверстий.

Величины z1, z2, z3 определяются по типовым характеристикам дробленой руды [1] или по данным табл. 5.

i1 = D1 / z1=433/1,6 =270мм

i2 = D2 / z2=270/2,5=108мм

i3 = D3 / z3=108/2,8=38мм

Таблица 5. Условная максимальная относительная крупность кусков дробленого продукта (z)

Категория дробимости (твердости руд)	Дробилки крупного дробления	Конусные дробилки
	Конусные	Щековые	Среднего дробления	Мелкого дробления
Мягкие	1,1	1,3	1,3 - 1,5	1,7 - 2,0
Средней твердости	1,4	1,5	1,8 - 2,0	2,2 - 2,5
Твердые	1,6	1,7	2,4 - 2,6	2,7 - 3,0
Примечание: Для замкнутого цикла дробления величину z принимают равной 1,25.

Размеры отверстий грохотов выбираются в пределах между размером куска, получаемого в данной стадии дробления, и размером разгрузочного отверстия дробилки (для предварительного расчета можно принять размеры отверстий грохота, равные размерам максимальных кусков дробленой руды).

3. Расчет выхода продуктов

Расчет качественно-количественной схемы заключается в определении выхода продуктов по выбранной схеме.

Вначале определяют эффективность операции грохочения в соответствии с предлагаемым типом грохота. В I стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые грохоты, эффективность (Е) которых принимают равной 0,6 - 0,7.Количество подрешетного продукта, образующегося при грохочении по крупности d, равно

Qn = Q*б*E, т/ч,

где Q - количество руды, поступающей на грохочение, т/ч;

б - содержание в руде класса крупности -d, доли единицы;

Е - эффективность грохочения, доли единиц.

Величина б определяется графическим методом по суммарной гранулометрической характеристике.

В соответствии с типом грохота назначаем эффективность операции грохочения:

Е1 =0,6

Е2=0,8

Рассчитаем количество подрешетного продукта, образующего при предварительном грохочении по крупности D1 =433мм. Содержание в руде класса крупности D1 находим из диаграммы 1 (а=23%). Скорость подачи питания на грохот рассчитаем исходя из производительности обогатительной фабрики:25000т/сут=10416,7т/ч

- б1 =25=0,25; б2=6=0,06;

Количество подрешетного продукта, образующего при грохочении-1:

Qn1 =Q*б1*E1=10416,7*0,25*0,6=1562,5т/ч

Qдр1=Q- Qn1 =10416,7-1562,5=8854,2т/ч

Выход подрешетного продукта, образующегося при грохочении-1:

Выход подрешетного продукта

гн1 = Qn1 *100%/Q=1562,5*100/10416,7=15%

гдр2 = Qn1 - гн1 =1562,7-15=1547,7%

Нет необходимости предварительного, т.к. выход отсеваемого класса крупности составляет менее 20%

Количество подрешетного и надрешетного продукта, образующегося при грохочении-2:

Qn2 =Q* б2 *Е2=10416,7*0,06*0,8=500т/ч

Qдр2=Q- Qn2=10416,7-500=9916,7т/ч

Выход подрешетного и надрешетного продукта, образующегося при грохочении-2:

гп2= Qn2*100%/Q=500*100/10416,7=4,7%

гн1=100%- гп2 =100-4,7=95,3%

количество продуктов в последней стадии дробления в замкнутом цикле с грохотом определяются с учетом циркулирующей нагрузки. Выход подрешетного и надрешетного продукта , образовавщегося при грохочении3:

гп3=100%

гн3=С=130%

Количество подрешетного и надрешетного продукта , образующегося при грохочении-3:

Qn3=10416,7т/ч

Qдр3=С* Qn3 /100%=130*10416,7/100%=1354,2т/ч

4. Тип рекомендуемого оборудования

В первой стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые решетки для предварительного грохочения, и дробилки ККД. Размер отверстий грохотов-240мм; размер разгручного отверстия дробилок-171,4мм.

Во второй стадии используют дробилки КСД. Размер разгрузочного отверстия этих дробилок равен 20мм.

В третьей стадии устанавливают грохоты с неподвижной поверхностью для контрольного грохочения , и дробилки КМД. Размер отверстий грохотов -5мм; размер разгрузочного отверстия дробилок-4мм.

5. Результаты расчетов основных технологических показателей

Выход магнетитового концентрата:

1) гм.к = ем.к *бм / вм=84*21/67=26%

Выход хвостов при магнитном обогащении:

2) гисх- гм.к =100-26=74%

Извлечение магнетита в хвосты при магнитном обогащении:

3) ем.хв =е исх-ем.к =100-84=16%

Извлечение гематита в хвосты при магнитном обогащении:

4) ег.хв = еисх -ег.к =100-88=12%

Содержание магнетитового железа в хвостах при магнитном обогащении:

5) и м.хв =(100* бм - гм.к * вм)/ г м.хв =(100*21-26*67)/74=10%

Количество мегнетитового концентрата:

6) Q м.к = Q исх * гм.к /100=10416,7*26/100=2708,3т/ч

Количество хвостов при магнитном обогащении:

7) Q м.хв = Q исх- Q м.к =10416,7-2708,3=7708,4т/ч

Выход гематитового концентрата:

8) г г.к = ег.к *б г /в г =88*10/64=14%

Выход суммарного концентрата

9) гсум= гм.к + г г.к =26+14=40%

Содержание железа в суммарном концентрате:

10) всум=( гм.к * вм + г г.к* в г )/ гсум=(26*67+14*64)/40=44%

Выход хвостов гравитационного обогащения:

11) г хв =100- гсум=100-40=60%

Содержание железа в хвостах при гравитационном обогащении:

12) и хв =(100* б - гсум* всум )/ г хв =(100*31-40*44)/60=22%

, б= бм + б г =21+10=31%

Извлечение железа в суммарный концентрат:

13) есум= гсум* всум/ б =40*44/31=57%

Извлечение железа в хвосты при гравитационном обогащении:

14) е хв = г хв * и хв / б=60*22/31=42%

Количество гематитового концентрата:

15) Q г.к = Q исх* г г.к /100=10416,7*14/100=1458,3т/ч

Количество суммарного концентрата:

16) Qсум= Q м.к + Q г.к =2708,3+1458,3=3166,6

Количество хвостов при гравитационном обогащении:

17) Q хв = Q исх- Qсум=10416,7-3166,6=7250,1т/ч

Содержание магнетитового железа в суммарном концентрате:

18) в1= ем.к * бм / гсум=84*21/40=44%

Содержание гематитового железа в суммарном концентрате:

19) в2=е г.к * б г / гсум=88*10/40=22%

Содержание магнетитового железа в хвостах при гравитационном обогащении:

20) и1=(100* бм - гсум *в1)/ г хв =(100*21-40*44)/60=6%

Содержание гематитового железа в хвостах при гравитационном обогащении:

21) и2=(100* бг - гсум *в2)/ г хв =(100*10-40*22)/60=2%

Извлечение общего железа в магнетитовый концентрат:

22) е 1 = гм.к * в м.к /б=26*67/31=56%

Извлечение общего железа в гематитовый концентрат:

23) е2 = г г.к * в г.к /б=14*64/31=29%

Содержание общего железа в хвостах при магнитном обогащении:

24) иг= бг * Q исх/ Q м.хв

, им=и м.хв+ и г.хв

, им= и м.хв+ бг * Q исх/ Q м.хв =10+10*10416,7/7708,4=12%

Флотационное обогащение исходной руды (с получением коллективного магнетит-гематитового концентрата и отвальных хвостов).

Содержание магнетитового и гематитового железа в исходном продукте:

1) б= бм + б г =21+10=31%

Выход коллективного концентрата:

2) гф= еф* б/ вф=85*31/69=38,1%

Выход хвостов флотации:

3) гхв=гисх-гф=100-38,1=61,9%

Содержание общего железа в хвостах флотации:

4) ихв=(100* б- гф* вф)/ гхв=(100*31-38,1*69)/61,9=7,6

Количество коллективного концентрата:

5) Qф= Qисх* гф/100=10416,7*38,1/100=3968,7т/ч

Количество хвостов флотации:

6) Qхв= Qисх- гф=10416,7-38,1=10378,6т/ч

Содержание магнетитового железа в коллективном концентрате:

7) в3= еф* бм/ гф=85*25/38,1=55,7%

Содержание гематитового железа в коллективном концентрате:

8) в4= еф* бг/ гф=85*10/38,1=22,3

Содержание магнетитового железа в хвостах:

9) и3=ехв* бм/ гхв=15*21/38,1=8,2%

Содержание гематитового железа в хвостах

10) и3=ехв* бг/ гхв=15*10/38,1=3,9%

6. Определение эффективности процесса обогащения

Для количественной оценки эффективности обогащения полезного ископаемого при разделении его на два продукта используют формулу:

, n=(еk- гk)*100%/(100- бмин)

бмин-содержание минерала, носителя ценного компонента, в исходном продукте.

, бмин= бмин г+ бмин м=29+14,2=43,2%

, б мин m= бм/0,7=21/0,724=29%

M(Fe)___=__56*3___=0,7

M(Fe3O4) 56*3+16*4

, б мин г= бг/0,7=10/0,7=14,2%

Эффективность обогащения для технологической схемы 1:

n=(есум- гсум)*100%/(100- бмин)=(57-40)*100/(100-43,2)=9,6%

(Процесс весьма не эффективен , т.к меньше 25%)

Процесс обогащения характеризуется также степенью обогащения или степенью концентрации

(К):К= в/ б

К= всум/ б=44/31=1,4

Степень сокращения (R) показывает, во сколько раз количество концентрата (гк) меньше количества переработанного полезного ископемого:

R=100/ гк

R=100/ гсум=100/40=2,5

Эффективность схемы обогащения для технологической схемы 2:

, n=(еф- гф)*100%/(100- бмин)=(85-38,1)*100/(100-43,2)=26,6%

(процесс низко-эффективен, т.к. n>25)

К= вф/ б=69/31=2,2

К=100/ гф=100/38,1=2,6

7. Качественно-колличественная схема операций дробления-

грохочения

Рис. Качественно-количественная схема операций магнитного и гравитационного обогащения железной руды.



Рис. Качественно-колличественная схема операции флотации железной руды.

Вывод

1) Для данной железной руды эффективно трехстадийная операция дробления с предварительным грохочением на первой стадии и контрольным на третьей стадии

2) Анализ технологических показателей обогащения железной руды показал, что наиболее эффективной является флотационная технология, т.к. эффективность процесса, степени сокращения и концентрации выше, чем у магнитного и гравитационого обогащения.

руда обогащение схема количественный

Список литературы

1. Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов: В 2т.-М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2006.-Т.1. Обогатительные процессы.-417с.

2. Справочник по обогащению руд, т.3, Изд-во «Недра», 1974, 36 с.

3. Разумов К.А., Петров В.А. проектирование обогатительных фабрик. М., «Недра», 1982 г.

Размещено на Allbest.ru