Моделирование процесса производства железорудного концентрата для агломерационной фабрики

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Министерство науки и образования

Государственное бюджетное образовательное учреждение

Высшего профессионального образования

«Сибирский Государственный Индустриальный Университет»

Институт Информационных Технологий и Автоматизированных Систем

Кафедра Информационных технологий в металлургии

Курсовая работа

Моделирование процесса производства железорудного концентрата для агломерационной фабрики

Выполнил:

Джабко С.В.

Новокузнецк 2012

Содержание

Введение

1. Конструкция агрегатов и технология обогащения

1.1 Конструкция технологии агрегатов дробления и обогащения первичных концентратов

1.1.1 Разгрузка, складирование и усреднение сырья на рудном дворе

1.1.2 Дробление и грохочение руд

1.1.3 Расчет производительности полувибрационных (гирационных) и вибрационных (инерционных) грохотов

1.1.4 Обогащение руд

1.1.4 Мельницы первой стадии

1.1.5 Принцип работы спирального классификатора

1.1.6 Мельницы второй стадии

1.1.7 Мокрая магнитная сепарация

1.1.8 Фильтрация

1.2 Технология измельчения и обогащения руд

1.2.1 Работа мельниц

1.2.2 Технологическая инструкция для мельниц первой стадии

1.2.3. Технологическая инструкция для мельниц второй стадии

1.2.4 Классификация в гидроциклонах

1.2.5 Теоретические основы процессов магнитной сепарации

1.2.6 Магнитные и электромагнитные сепараторы

1.2.7 Мокрая магнитная сепарация

1.2.8 Фильтрование. Технологическая инструкция

2. Cистема оптимального комбинирования исходных концентратов в заданный продукт

Заключение

Список литературы

Введение

Высокие темпы развития промышленности требуют все большего увеличения добычи полезных ископаемых и внедрения более совершенных методов и схем для их обогащения, особенно в связи с вовлечением в эксплуатацию бедных и труднообогатимых руд. Задачей обогатительной фабрики является подготовка высококачественного сырья при минимально возможных потерях полезных компонентов.

Основными задачами являются изучение оборудования, характеристик, свойств, технологических процессов обогащения руды.

Объект исследования: обогащение железорудного концентрата.

Предмет: модель процесса обогащения руды.

Основные методы исследования: изучение документации и литературы.

Целью курсовой работы является построение модели процесса производства железорудного концентрата для агломерационной фабрики. получение знаний по технологии производства железорудной продукции, требованиями к ее качеству, методиками опробования и контроля ее свойств, ознакомление с нормативно-технической документацией, правилами ее заполнения, действующими техническими условиями, закрепление теоретических знаний по профессиональным дисциплинам.

1. Конструкция агрегатов и технология обогащения

1.1 Конструкция технологии аппаратов дробления и обогащения первичных концентратов

Для получения металла из руды, последняя проходит длинный путь, подвергаясь различным механическим, тепловым, химическим и другим воздействиям.

В результате обогащения получаются следующие продукты:

Концентрат - продукт обработки исходного материала, который по содержанию определенного материала, металла или элемента богаче исходного материала.

Хвосты - продукт обработки исходного материала, который по содержанию определенного материала, металла или элемента беднее исходного материала. Содержание ценного металла в хвостах должно быть настолько мало, что дальнейшая обработка их экономически невыгодна.

Промежуточный продукт - продукт обработки исходного материала, который по содержанию данного минерала, металла или элемента богаче хвостов, но беднее концентрата.

Эффективность процесса обогащения руд характеризуется извлечением

Извлечение можно определить отношение количества какого-либо компонента в конечном продукте (концентрате) к количестве его в исходном материале (руде), выраженным в процентах.

Обозначим:

е - извлечение, %;

Q - вес руды, т;

Y_к - вес концентрата, т;

б - содержание металла в руде, %;

в - содержание металла в концентрате, %;

тогда:

Q_*б/100 -количество металла в исходной руде;

Y_k*в/100 - количество металла, перешедшее в концентрат при обогащении.

Получим:

Часто требуется определить степень сокращения, которая представляет собой отношение веса руды к весу полученного концентрата, или число весовых единиц руды, необходимых для получения при данном методе обогащения одной весовой единицы концентрата.

Пусть K - степень сокращения,

Перед обогащением необходимо привести руду в такое состояние, при котором минералы, слагающие ее, будут, как можно полнее освобождены от сростков друг с другом.

Процесс обогащения слагается в основном из подготовки руды к обогащению, собственно обогащения и подготовки концентратов к металлургической или химической обработке.

Процессы обогащения выполняются в различных аппаратах, которые делятся на основные и вспомогательные. Эти аппараты размещены в здании фабрики таким образом, что образуют непрерывную цепь, причем руда подвергается последовательной обработке в каждом из аппаратов, пока не будут получены окончательные продукты - концентрат и хвосты.

Рассмотрим подробнее этапы формирования концентрата, а также оборудование, использующееся для обогащения в ОАО «ЕВРАЗРУДА» Абагурский филиал.

1.1.1 Разгрузка, складирование и усреднение сырья на рудном дворе

Поступающий концентрат разгружается на двух вагоноопрокидывателях:

· башенном - в траншею рудного двора (грузоподъемностью 150 тонн, производительностью 18-20 вагонов в час)

· роторном стационарным с подачей на соответствующие потоки конвейеров (грузоподъемность 150 тонн, производительность 6-8 вагонов в час).

Руда башенным вагоноопрокидывателем может разгружаться в траншею рудного двора против любого бункера эстакады, в любой точке перевальной стенки. Из траншеи рудного двора рудные материалы грейферными кранами-перегружателями (грузоподъемность 30 тонн), могут подаваться на завалку в бункера эстакады или на рудный двор для усреднения в накопительных штабелях.

В двух точках у перевальной стенки находятся два экскаватора ЭКГ-5. Экскаваторы через конвейеры с бункерами, а далее по потоку конвейеров могут подавать выгруженный первичный концентрат непосредственно на параболические бункера участков обогащения №1 и №2 соответственно.

Первичные концентраты из штабелей могут загружаться кранами - перегружателями в бункера эстакады, откуда при помощи питателей и соответствующих систем конвейеров подаются на первый или второй участок обогащения.

Первичные концентраты приходят на фабрику с шести-семи разных месторождений и с различным качеством.

Минимальный запас первичных концентратов на складе, обеспечивающее усреднение рудной шихты по качеству, должен составлять в летнее время не менее 100000 тонн, а в зимнее - 150000 тонн.

Производительность трех кранов-перегружателей не обеспечивает полной завалки шихты, намечаемой в производственной загрузке обогатительного производства. Для этого нужно дополнительно еще не менее двух кранов-перегружателей. Поэтому большое количество исходного сырья на обогащение (до 45-50%) подается «с колес»: экскаваторными потоками или через второй вагоноопрокидыватель. Обеспечение же подачи плановой, усредненной по обогатимости шихты на обогащение осуществляется за счет добавок из штабелей с первичными концентратами при помощи кранов-перегружателей через бункера-эстакады.

Для составления и подачи на участки запланированной в производственной загрузке шихты в качестве руководящих показателей для определения соотношения различных добавок используют ориентировочные показатели обогатимости имеющихся в штабелях первичных концентратов. После смешиваниями с добавками рудная шихта должна обеспечивать получение показателей обогащения, запланированных в плановой производственной загрузке участков обогащения.

Усреднение поступающего сырья по железу производится за счет соответствующей послойной укладке его в штабеле. При этом каждый штабель состоит из двух частей:

- забираемой, из предварительно уложенной послойно половины;

- укладываемого также послойно, нового поступления.

1.1.2 Дробление и грохочение руд

В корпусе мелкого дробления перед корпусом обогащения №3 дробление и сортировка руды производится на конусных дробилках мелкого дробления D 2200 мм с разгрузочной щелью 5-8 мм (рис. 1) и грохотах ГИЛ-52 (рис.3) работающих в замкнутом цикле (сито 16х16 мм).



Рис. 1. - Конусная дробилка мелкого дробления КМД-2200: 1 -- станина; 2 -- опорное кольцо; неподвижный конус; 3 -- регулирующее кольцо; 4 -- броня; 5 -- подвижный конус; 6 -- броня; 7 -- эксцентриковый узел; 8 -- загрузочное устройство; 9 -- амортизирующая система; 10 -- гидродомкраты.

Дробилка конусная -- машина непрерывного действия (процесс дробления и разгрузки происходит непрерывно, холостой ход отсутствует), предназначенная для дробления рудных и нерудных полезных ископаемых (кроме пластических) путем дробления материала внутри неподвижной конусной чаши конусом, совершающим круговое качание (гирационное движение).

Конусные дробилки КМД-2200 обычно применяются на стадиях среднего и мелкого дробления

Размер куска исходного материала, наибольший, мм	80/100
Ширина разгрузочной щели, мм	5-15
Производительность, м3/ч	160-250
Мощность двигателя основного привода, кВт	315
Масса, т	90

Число качаний дробящего конуса в минуту или число оборотов эксцентрика определяется как по теоретической формуле n = 60

, об/мин,

где g - ускорение силы тяжести, м/сек²;

- угол наклона образующей конуса;

f - коэффициент трения скольжения по металлу;

l - длина параллельной зоны, м

При = 40⁰, f = 0,3 и l = 1/12 D, где D - диаметр основания дробящего конуса, м

n = , об./мин. т

ак и по эмпирической формуле для дробилок среднего дробления n ? 81 (4,92 - D) а для дробилок мелкого дробления n ? 60 (5,84 - D) Мощность электродвигателя принимается пропорциональной параметрам D и n, т.е. N ? 0,21 D² n, кВт Производительность дробилок для среднего и мелкого дробления можно определить по теоретической формуле, по удельной производительности и по каталогам заводов-производителей.

Производительность дробилок КСД и КМД можно определить по формуле

Q = КоnbD², м³/ч

Где Ко - коэффициент пропорциональности (0,6-0,7);

nо - частота качаний дробящего конуса, об/мин;

b - размер выпускной щели в разомкнутом положении, м.

D - диаметр дробящего конуса, м; В теоретической формуле учитывается влияние основных механических параметров дробилок на ее производительность

Q =, т/ч,

D - диаметр нижнего основания дробящего конуса, м;

n - число оборотов эксцентрика, об/мин;

i - минимальная ширина разгрузочной щели дробилки, м;

r - эксцентриситет, м;

- насыпная масса материала, т/м³;

б - угол между образующей подвижного конуса и его основанием, град. Вычисленная по теоретическим и эмпирическим формулам производительность дробилок существенно отличается от практических данных, поэтому часто определяют по средней удельной производительности g на 1 мм ширины разгрузочного отверстия, установленной на рудах различного типа и размеров дробилок.

Так, удельная производительность дробилки КСД - 1750 в среднем составляет 6,2 м³/ мм• ч, а для дробилки КСД - 2200 - 10,2 м³/ мм• ч. Для дробилок КМД - 1750 удельная производительность на в среднем 10,1 м³/ мм• ч, для дробилок КМД - 2200 - 25 м³/ мм• ч. Наиболее распространенным методом определения производительности дробилок является расчетный метод по каталогам заводов - производителей с учетом поправок на дробимость руды, насыпную массу и крупность руды. Основным достоинством конусных дробилок с пологим конусом являются - большая производительность и большая степень дробления, наличие предохранительного устройства от поломок и обеспечение равномерной загрузки руды по всему дробильному пространству. Однако эти дробилки имеют довольно сложное устройство, что осложняет их ремонт и обслуживание, а также неэффективная работа их при дроблении глинистых и вязких руд, которые быстро забивают разгрузочное отверстие.

Грохот -- большое вибрационное сито (решето) для просеивания сыпучих материалов, при механизации процесса -- машина или аппарат, предназначенный для этого, получил свое название за характерный шум при работе.

Грохот ГИЛ 52 разделяет любой кусковой или сыпучий материал на частицы разных размеров с помощью просеивающих поверхностей с калибровочными отверстиями. Сферы применения грохота -- разделение на фракции горных пород, инертных строительных материалов, а также обезвоживание различных материалов (обогащенных углей, промытых руд).

Размер просеивающей поверхности, мм	1750х4500
Число ярусов сит	2
Угол наклона, град	10-25
Размер куска исходного материала, мм	300
Производительность т/ч	250
Мощность двигателя, кВт	13
Масса, кг	3680

1.1.3 Расчет производительности полувибрационных (гирационных) и вибрационных (инерционных) грохотов

На процесс грохочения решающее влияние оказывают физические свойства рассеиваемого материала. Каждому материалу присуща своя «грохотимость». Поэтому производительность грохота с высокой степенью надежности можно установить только на основании предварительных опытов грохочения данного материала в аналогичных условия. При проектировании обогатительных фабрик размеры грохотов выбирают по ориентировочным, усредненным показателям их производительности. В основу расчета принимают производительность грохота по исходному материалу или по подрешетному продукту в м³/ч на 1 м² площади сита при данном размере отверстий. Конкретные условия грохочения учитываются введением ряда коэффициентов, зависящих от характеристики крупности исходного материала, эффективности грохочения, формы зерен, способа грохочения (сухого или мокрого) и других условий.

Производительность грохота по исходному материалу определяется по формуле:

Q=Fgдklmnop, т/ч;

где F - рабочая площадь сита, м²;

g - средняя производительность на 1м² поверхности сита, м³/ч;

д - насыпной вес грохотимого материала, т/м³;

k - коэффициент, учитывающий влияние мелочи;

l - коэффициент, учитывающий влияние крупных зерен;

m - коэффициент, зависящий от эффективности грохочения;

n - коэффициент, учитывающий влияние формы зерен;

o - коэффициент, учитывающий влияние влажности;

p - коэффициент, учитывающий влияние способа грохочения.

Рабочая (полезная) площадь сита определяется:

F=0,85BL, м²;

где B и L- ширина и длина короба, м. Если в типовых характеристиках указываются размеры сита грохота, то коэффициент 0,85 опускается.

Производительность двухситных грохотов рассчитывается по верхнему и нижнему ситам. Эффективная рабочая площадь нижнего сита принимается равной 0,7F, ввиду неполного использования его, так как питание на сито поступает не только в начале сита, но и по всей его длине.

В этом случае требуемая площадь верхнего сита определится:

F1= Qисх/gдklmnop, м²;

Требуема площадь второго сита:

F2= 0,7F1

Для достижения высокой эффективности грохочения и дробления необходимо соблюдать следующие правила:

- поток сырья распределять равномерно по всей ширине грохота;

- не перегружать грохот, обеспечивая нормальную нагрузку, определяемую толщиной слоя материала на сите, который должен соответствовать диаметру максимального куска;

- следить за состоянием сит. Сита должна быть хорошо закреплены и не забиты материалом;

- помнить, что для достижения устойчивости и производительной работы конусных дробилок необходимо добиваться равномерной их загрузки в течении всей смены и равномерного распределения дробимого материала вокруг подвижного конуса. Для этого систематически очищается распределительная трель дробилки и контролируется состояние направляющего патрубка загрузочной воронки. При износе передней стенки патрубка материал, минуя распределительную тарель, попадает в дробящую зону с одной стороны, что существенно влияет на износ броней, производительность и степень дробления.

Один раз в сутки машинист дробилок, во вторую смену, проверяет ширину разгрузочных щелей с четырех сторон дробилки и данные замера фиксирует в сменном рапорте;

- машинист дробилок обязан не менее трех раз в смену производить контроль качества дробления методом отбора проб дробленого продукта с конвейера.

1.1.4 Обогащение руд

Из приемных бункеров через течки поступает на сборные ленточные конвейеры-питатели, которые перегружаются на наклонные конвейера, подающие руду непосредственно на мельницы. Наклонные конвейеры имеют ленточные весы, позволяющие определить фактическую производительность каждой мельницы.

Мельницы первой стадии.

Для измельчения на первой стадии используются 13 мельниц, сопряженных со спиральными классификаторами, с загрузкой через решетку (МШР). 10 мельниц имеют типовой размер 3200х3100 и 3 мельницы 2700х3600. Объем мельницы МШР 3200х3100 - 22 м³, шаровая загрузка 45 тонн, мельницы МШР 2700х3600 - 18 м³ и 37 тонн.

Шаровая мельница МШР (рис. 2) предназначена для измельчения медно-молибденовой руды и руд черных и цветных металлов и других рудных материалов на обогатительных фабриках.

Барабанная мельница представляет собой пустотелый барабан, закрытый торцевыми крышками, в центре которых имеются полые цапфы, опирающиеся на подшипники. Барабан вращается вокруг горизонтальной оси. При вращении барабана дробящие тела, которые занимают около половины объема барабана, измельчают поступающую в мельницу руду.. В мельницу исходное питание поступает через специальный питатель, закрепленный на загрузочной цапфе, а разгружается непрерывно через отверстие в разгрузочной цапфе с другого конца мельницы (рис. 2).



Рис. 2 - Шаровая мельница с разгрузкой через решетку

1 - барабан; 2,3 - торцевые крышки; 4,5 - пустотелые цапфы; 6,7 - коренные подшипники; 8 - зубчатый венец; 9 - шестерня; 10 - приводной вал; 11 - питатель; 12 - центральное отверстие питателя; 13 - козырек черпака; 14 - футеровочные плиты; 15 - болты футеровки; 16 - решетка; 17 - лифтеры; 18 горловина разгрузочной цапфы; 19 - люк

1.1.5 Принцип работы спирального классификатора

Классификация слива мельниц I стадии производится в односпиральных классификаторах с диаметром спирали 2000х2400 мм работающих в замкнутом цикле с шаровыми мельницами.

Под действием центробежной силы происходит ускорение оседания и эффективное разделение частиц малого размера. Шламовая суспензия вводится с большой скоростью по касательной в конический сосуд. Из-за циркулирующего движения быстрее оседающие, более крупные и более тяжелые частицы движутся к внешней стене, где скорость самая низкая, и оседают вниз, тогда как более легкие, меньшие частицы движутся к зоне низкого давления по оси, где выносятся наверх и следуют затем на слив. Скорость потока поддерживается такой, что частицы меньше определенного размера (верхний продукт, или слив), не успевая оседать, выносятся в виде взвеси из аппарата, а частицы большего размера (нижний продукт, или пески) оседают на дно корпуса, подхватываются спиралью и разгружаются в верхней части классификатора.

Рис. 3. Спиральный классификатор:

1 -- рама, 2 -- короб, 3, 10, 13 -- патрубок, 4 -- шестерни, 5, 14 -- подшипник, 6, 11 -- электродвигатель, 7 -- клиноременная передача, 8, 12 -- редуктор, 9 -- спираль, 15 вал

1.1.6 Мельницы второй стадии

Измельчение второй стадии обогащения предназначено для доизмельчения концентрата первой стадии обогащения с целью дальнейшего раскрытия сростков.

Для измельчения на второй стадии обогащения используется 10 мельниц

Типовой размер мельниц 2700х3600, объем 18 м³, шаровая загрузка 34 тонны и 3700х3100 - 21 м³, шаровая загрузка 51 тонна с центральной загрузкой (МШЦ).

МШЦ состоят из цилиндрического барабана, закрытого с торцов конусными стенками, к которым прикреплены полые цапфы - загрузочная и разгрузочная. Внутренние поверхности барабана имеют сменную облицовку, состоящую из броней. Вращение барабана происходит от привода, который состоит из электродвигателя, приводной шестерни и соединяющей их упругой муфты с промвалом, через зубчатый венец, закрепленный на фланце разгрузочной цапфы. Загрузка руды и шаров в барабан происходит через загрузочное устройство, расположенное со стороны загрузочной цапфы. Разгрузка осуществляется через бутару, прикрепленную к горловине. В бутаре, кроме выгрузки, происходит сортировка материала. Работа мельниц осуществляется при непрерывной подаче в полость вращающегося барабана руды и воды. Во время вращения барабана мельницы шары, перекатываясь, скользя и падая, измельчают куски руды. Эти мельницы обладают повышенной производительностью и пониженным расходом электроэнергии.

Каждая из мельниц сопряжена через насосы с гидроциклонами ГЦ-360 (рис. 4) либо ГЦ-380 «РИВС» (в батареи по три штуки) и с грохотами тонкого грохочения «Стек Сайзер». С грохотов тонкого грохочения на измельчение второй стадии подается нагрохоный продукт рассева концентрата слива гидроциклонов после второй стадии обогащения.

Гидроциклоны с футеровкой из самосвязанного карбида кремния, предназначенные для разделения по крупности в водной среде измельченных руд, угля и другого ископаемого сырья.



1. Отвод легкой фрации;	6. Малый конус;
2. Крышка;	7. Насадка песковая;
3. Насадка сливная;	8. Переходник;
4. Камера питательная со спиральным вводом;	9. Футеровка полиуретановая;
5. Большой конус;

Рис. 4 - Гидроциклон ГЦ-360.

1.1.7 Мокрая магнитная сепарация

Сепарация на фабрике производится на барабанных магнитных сепараторах (рис. 5) с постоянными магнитами типового размера 90/250 и 150/200, соответственно диаметр/длина. Применяются ванны:

- противоточная ПБМ-П-90/250;

- полупротивоточная ПБМ-ПП-90/250;

- противоточная ПБМ-П-150/200.

Число полюсов 6,8,14. Напряженность магнитного поля колеблется от 800 до 2000 Э. частота вращения от 17 до 26 об./мин., материал магнитов - Fe-Ba; Nd-Fe-B.



Рис. 5 - Мокрый барабанный магнитный сепаратор.

1 - барабан; 2,3 -магнитная система; ванна 4 с загрузочной коробкой 5; 6,7 -лотки; 8 - рама; 9 - привод.

1.1.8 Фильтрация

Фильтрация корпусов № 1 и 2 несколько отличается от корпуса № 3, т.к. у них различные машинные залы и различные системы гидрозатворов: в корпусе № 3 - смешанная: барометрическая и с принудительным отсосом фильтрата, в корпусах № 1 и 2 - с принудительным отсосом фильтрата. Воздуходувки одни и те же для обоих корпусов.

Фильтрация корпусов № 1 и 2.

Фильтрация в корпусе обогащения осуществляется на дисковых вакуум-фильтрах (рис. 6). Всего установлено 4 вакуум-фильтра ДУ-68х2,5.

Создание вакуума в системе обеспечивается с помощью водокольцевых вакуум-насосов ВВН-50 (10 шт.), ВВН-300 (1 шт.) и NASH. Для отдувки кека применяются турбовоздуходувки ТВ-80-1,6 (3 шт.).

Фильтрация корпуса №3.

Процесс фильтрации служит для обезвоживания концентрата до кондиции, установленной стандартом предприятия.

Фильтрация осуществляется на семи дисковых вакуум-фильтрах ДТВО-100х2,64-1У.

Вакуумным оборудованием для обезвоживания концентрата являются 2 вакуум-насоса ВН-120, два водокольцевых ВВН-300 и NASH.

Рис. 6 - дисковый вакуум-фильтр.

Дисковый фильтр состоит из ряда дисков 1, укрепленных на вращающемся горизонтальном полом валу 2 с радиальными ребрами внутри, образующими ячейки 3. Диски, частично погруженные в корыто 4 с фильтруемой пульпой, состоят из отдельных секторов, сообщающихся с ячейками вала и обтянутых фильтровальной тканью.

К торцевым поверхностям ячейкового вала прижаты неподвижные распределительные головки 5, через которые ячейки сообщаются с вакуумом или сжатым воздухом, в зависимости от положения ячейки по окружности вращения.

В корыте для предотвращения осаждения твердого вещества на его дне имеется качающаяся мешалка. Боковые стенки корыта со стальной рамой служат опорами для подшипников, на которых вращается ячейковый вал. На продольной стенке корыта, снабженной карманами для прохода дисков, установлены ножи и конические рифленые валики для съема осадка. Валики, применяемые для липких материалов, катятся при работе по поверхности дисков и к ним прилипает материал, который снимают с них скребками.

Привод состоит из электродвигателя и специального, самостоятельного установленного на плите редуктора с коробкой скоростей, соединенного с фильтром через зубчатую передачу. Вал эксцентрикового привода мешалки получает движение через цепную передачу от промежуточного вала редуктора, имеющего постоянное число оборотов.

Подача пульпы на дисковых вакуум-фильтрах производится через распределительный коллектор 6 в днище чана по отдельным патрубкам, введенным в днище между дисками или прямо против дисков.

1.2 Tехнология измельчения и обогащения руд

1.2.1 Работа мельниц

Процесс измельчения в мельницах весьма сложен и зависит от ряда условий, из которых главными являются: тип и размер мельницы, футеровка ее, характер дробящей среды, физические свойства руды и крупность питания. На процесс измельчения так же влияет скорость вращения мельницы, плотность пульпы и схема измельчения.

Определение оптимальных условий измельчение требует проведение длительных исследований. В результате исследований выбирают такие условия, которые при заданном методе обогащения позволяют получить наибольший технологический эффект - высокую производительность, лучшее качество концентратов и извлечение металлов, наименьший расход энергии, материалов и рабочей силы.

Если мельницу, наполненную шарами, вращать с небольшой скоростью, то вследствие трения между шарами и стенкой мельницы шары начнут подниматься в сторону вращения до тех пор, пока угол подъема не превысит угол естественного откоса, после чего шары скатываются вниз.

При вращении мельницы центробежная сила прижимает шары к корпусу ее и заставляет их подниматься на некоторую высоту, зависящую от скорости вращения мельницы и веса шара. Под действием силы тяжести шары скатываются обратно. Если увеличивать скорость вращения мельницы, то центробежная сила увеличивается, и шары будут подниматься до тех пор, пока составляющая сила веса шаров не превысит центробежную силу; с этого момента шары будут падать вниз, описывая параболическую кривую.

Одновременно с ударом происходит и истирание руды. Из-за меньшей скорости движения, а следовательно и меньшей величины центробежной силы, шары внутренних слоев скатываются вниз. Скатывание или скольжение шаров вызывает их вращение вокруг собственной оси, что сопровождается как взаимным истиранием шаров, так и истиранием шарами мелких кусков руды. В этом случае шары действуют подобно дробильным валкам.

Если увеличить скорость вращения мельницы, то может наступить такой момент, когда шары не будут отставать от внутренней поверхности мельницы, а будут вращаться вместе с ее корпусом. Скорость вращения мельницы, при которой шар вращается вместе с корпусом мельницы, не отрываясь от него, называют критической скоростью.

Критической число оборотов шаровой мельницы в минуту n_кр при диаметре ее D м:

При критической скорости шары не совершают полезной работы, следовательно, материал плохо измельчается, а производительность мельницы падает.

Установлено, что при обычной скорости вращения мельницы и загрузке ее шарами измельчение руды происходит в основном вследствие ударов шарами. Действие ударов шара зависит от его веса и скорости падения, которая определяется высотой падения и, следовательно, определяется его кинетической энергией.

С повышением скорости вращения мельницы увеличивается и кинетической энергией шара до определенного предела, достигая наибольшей величины. Максимальная отдача кинетической энергии шара имеет место при числе оборотов мельницы, равном 76-88 процентов от критического. При этом и достигается максимальная производительность мельницы. Поэтому найвыгоднейшей скоростью вращения шаровой мельницы n_пр является скорость в пределах 76-88% критической, т.е. когда n_пр=(0,76:0,88)n_кр.

Опыт обогатительных фабрик показывает, что с уменьшением в питании крупности руды увеличивается производительность мельниц и уменьшается удельный расход энергии на измельчение. Исследованиями и работой многих фабрик установлено, что эффективной работы шаровых мельниц крупность питания должна быть 5-12 мм.

Количество воды, подаваемой в мельницу, оказывает большое влияние на результаты измельчения. При измельчении крупного материала (от 10 мм и более) достаточно 65-75 процентов твердого в пульпе, для более мелкого материала 50-70 процентов твердого. В мельницах с решеткой можно работать на более твердой пульпе, чем в мельницах с центральной загрузкой. При более жидкой пульпе разгружаемый из мельниц с решеткой материал получается более зернистым.

Производительность мельницы и процесс измельчения в значительной степени зависят от схемы измельчения. Во избежание переизмельчения применяют схему измельчения в замкнутом цикле с классификацией. Недоизмельченную часть (пески классификации) возвращают обратно или в ту же мельницу, или измельчение производят в самостоятельном втором цикле. Как видно, производительность мельниц зависит от большого числа факторов: размера мельницы и ее конструкции, условий измельчения, характера руды и т.п. обычно производительность мельниц определяют по следующей эмпирической формуле:

Q=kD^2,6L,

Где Q - производительность мельницы, т/ч;

k - Коэффициент пропорциональности;

D - внутренний диаметр мельницы, м;

L - внутренняя длина мельницы, м.

1.2.2 Технологическая инструкция для мельниц первой стадии

Загрузка шаров в мельницы первой стадии производится из расчета 0,45 кг/т исходной руды и осуществляется согласно плановой шихты и графика загрузки шаров в мельницы. Размер применяемых шаров 100 мм массой 4,2 кг.

Согласно технологической карте первой стадии измельчения и классификации плотность слива классификаторов должна составлять 1650 г/л (1400-1900), содержание твердого 40-50% (38-62), что обеспечит требуемую крупность слива классификатора первой стадии - 0,8-1 мм с содержанием класса 71 мк 45% (40-50). Чтобы в таких условиях достигнуть наибольшей производительности мельницы, слив мельниц должен иметь плотность 2450 г/л (2200-2700), что соответствует содержанию твердого 77% (70-85). Густота пульпы определяется взвешиванием мерной кружки или визуально, качество песков (циркулирующая нагрузка) - визуально.

Классификация слива мельниц I стадии производится в односпиральных классификаторах с диаметром спирали 2000х2400 мм работающих в замкнутом цикле с шаровыми мельницами.

Производительность мельниц первой стадии контролируется по показаниям весов ленточного конвейера, подающего исходное питание в мельницу, и регулируется частотным преобразователем ленточного питателя-конвейера. В двух режимах: ручном и автоматическом.

При ручном режиме.

Степень загрузки мельницы определяют по уровню ее шума, соотнося это наблюдение с густотой пульпы на сливах мельницы и классификатора, а также количеством песков в песковом желобе классификатора.

В случае громкого, звонкого шума производительность мельницы увеличивают, выдерживая при этом требования технологической карты по густоте сливов изменением добавочной воды до тех пор, пока мельница не начнет глохнуть. Достигнув этого, производительность несколько снижают (5 -15 %) и, убедившись по шуму, в нормализации режима и отсутствия перегрузки, регулировку прекращают. При этом всегда нужно помнить, что перегрузка для мельницы первой стадии очень опасна, т.к. может вызвать серьезную поломку, вплоть до повреждения фундамента.

При автоматическом режиме.

Система загрузки каждой шаровой мельницы (рис. 7) состоит из двух ленточных конвейеров: сборного горизонтального конвейера-питателя, собирающего руду из выпусков параболического бункера и наклонного конвейера, подающего руду в мельницу.

Из приемных бункеров через течки и сборный конвейер руда перегружается на наклонный конвейер, с которого производится загрузка мельницы. Производительность сборных конвейеров - питателей регулируется изменением частоты вращения приводного двигателя.

Наклонный конвейер оснащается весами, позволяющими определять фактическую загрузку каждой мельницы по руде.

Степень загрузки мельницы определяют по уровню ее шума, соотнося это наблюдение с величиной частиц пульпы на сливе классификатора.

Поддержание уровня загрузки мельницы в оптимальном режиме осуществляется следующим образом:

Уровень загрузки непрерывно контролируется акустическим анализатором загрузки ВАЗМ. В случае отклонения уровня загрузки мельницы от оптимального, производится увеличение или уменьшение подачи руды в мельницу за счет изменения скорости конвейера питателя. Одновременно с изменением количества руды, подаваемой в мельницу, производится автоматическое изменение количества воды, подаваемой в мельницу и классификатор в соответствии с заданной технологической картой.

При остановке мельницы в нормальном (не аварийном) режиме, перед остановкой оборудования вся рудная нагрузка вырабатывается в течение 20 минут.

Подшипники мельницы и электродвигателя мельницы оснащены датчиками температуры, информация с которых поступает на дисплеи АРМ.



Рисунок 7.

Вычисление количества руды, загруженной в мельницу за час, выполняется ежесекундно по следующей формуле:

,

где: Mr_ch - количество руды, загруженной в мельницу за час,

P_t - текущее значение веса руды.

Вычисление количества руды, загруженной в мельницу за смену,

выполняется ежесекундно по следующей формуле:

,

где: Mr_s - количество руды, загруженной в мельницу за смену,

P_t - текущее значение веса руды.

Обнуление показаний количества руды за час и за смену осуществляется периодически в начале каждого часа и каждой смены соответственно.

Вычисление количества воды в мельницу за час выполняется ежесекундно по следующей формуле:

,

где: Vm_ch - количество воды в мельницу за час,

P_v - текущее значение расхода воды в мельницу.

Вычисление количества воды в мельницу за смену, воды в классификатор за час и воды в классификатор за смену выполняется ежесекундно по аналогичным формулам.

Обнуление показаний количества воды за час и за смену осуществляется периодически в начале каждого часа и каждой смены соответственно.

Вычисление количества электроэнергии, потребляемой электродвигателем мельницы, выполняется ежеминутно по следующей формуле:

,

где: P - потребляемая мощность,

Sh_a - количество импульсов из электросчетчика с выхода измерения активной мощности,

Sh_r - количество импульсов из электросчетчика с выхода измерения реактивной мощности,

К - масштабный коэффициент.

Вычисление количества электроэнергии, потребляемой электродвигателем мельницы за час, выполняется ежеминутно по следующей формуле:

,

где: Pch - количество электроэнергии, израсходованной электродвигателем мельницы за час,

Sh_a - количество импульсов из электросчетчика с выхода измерения активной мощности,

Sh_r - количество импульсов из электросчетчика с выхода измерения реактивной мощности,

К - масштабный коэффициент.

Вычисление количества электроэнергии, потребляемой электродвигателем мельницы за смену, выполняется ежеминутно по аналогичной формуле.

Обнуление показаний количества электроэнергии за час и за смену осуществляется периодически в начале каждого часа и каждой смены соответственно.

Израсходованное количество шаров определяется по формуле:

,

где: Shr - количество израсходованных шаров;

Mr - количество переработанной руды,

K - масштабный коэффициент

После ввода оператором загруженного кол-ва шаров, нажатия клавиши «Enter» и «подтверждение», количество израсходованных шаров пересчитывается по формуле:

,

где: Shr - количество израсходованных шаров;

Shz - количество загруженных шаров.

1.2.3 Технологическая инструкция для мельниц второй стадии

Измельчение второй стадии обогащения предназначено для доизмельчения концентрата первой стадии обогащения с целью дальнейшего раскрытия сростков.

Для измельчения на второй стадии обогащения используется 10 мельниц

Типовой размер мельниц 2700х3600, объем 18 м³, шаровая загрузка 34 тонны и 3700х3100 - 21 м³, шаровая загрузка 51 тонна с центральной загрузкой (МШЦ).

Каждая из мельниц сопряжена через насосы с гидроциклонами ГЦ-360 либо ГЦ-380 «РИВС» (в батареи по три штуки) и с грохотами тонкого грохочения «Стек Сайзер». С грохотов тонкого грохочения на измельчение второй стадии подается нагрохотный продукт рассева концентрата слива гидроциклонов после второй стадии обогащения.

Загрузка шаров в мельницы второй стадии производится из расчета 0,17 гк/т руды, поступающей на первую стадию и осуществляется согласно плановой шихты и графика загрузки шаров.

Производительность мельниц второй стадии определяется производительностью мельниц первой стадии и величиной циркулирующей нагрузки, которая зависит от режима работы гидроциклонов и грохотов тонкого грохочения «Стек Сайзер» установленных на концентрате второй стадии обогащения.

Соотношение мельниц I и II стадии на участках 1:1. Нарушение указанного соотношения в большую сторону приведет к соответствующему снижению готового класса - 71 мк в продукте измельчения второй стадии.

Сами по себе мельницы второй стадии не перегружаются. Фактическая же технологическая перегрузка по производительности приводит к снижению конечной крупности помола на этой стадии. Явления подобные перегрузке могут возникнуть при высокой густоте песков гидроциклонов (более 80% твердого). В этом случае буду переполняться сливной и питающий желоб из-за высокой вязкости материала. Для предотвращения этих явлений предусмотрена регулировка дополнительной воды на сливе мельниц и на входе в зумпф насоса, подающего питание на гидроциклоны, а также регулировка количества питания, поступающего на данную мельницу.

Мельницы второй стадии питаются песками гидроциклонов и надгрохотным продуктом грохотов «Стек Сайзер» после рассева концентрата второй стадии обогащения. Слив мельниц поступает на гидроциклоны для выделения готового класса, образуя циркулирующую нагрузку. Чем больше циркулирующая нагрузка, тем выше удельная производительность мельницы, что отражено в режимной карте работы гидроциклонов. Циркулирующая нагрузка на мельницу образуется крупной составляющей продукта измельчения мельницы, поступающей после классификации его в гидроциклонах и грохотах Деррик на повторное измельчение и может достигать 500% от объема концентрата первой стадии, поступающего на цикл измельчения второй стадии обогащения.

1.2.4 Классификация в гидроциклонах

С каждой мельницей второй стадии сопряжены в работе 2 батареи гидроциклонов ГЦ-360 либо ГЦ-380 «РИВС» по 3ч4 штуки в каждой.

Гидроциклоны служат для классификации по крупности и имеют насадки: сливные - диаметр 90 мм и песковые - диаметр 50 мм для ГЦ-360; сливные - диаметр 100 мм и песковые - диаметр 60 мм для ГЦ-380. Разгрузочное отношение- отношение диаметра песковых насадок к диаметру сливных составляет 0,5ч0,6 что, согласно справочным данным и практике работы, является оптимальным. Его увеличение приводит к чрезмерному возрастанию циркулирующей нагрузки и ухудшению эффективности классификации, снижение ведет к загрублению крупности слива и, соответственно, помола на второй стадии. Давление пульпы перед гидроциклоном должно быть не ниже 0,3ч1,0 атм. При меньшем давлении энергии поступающей струи не будет достаточно для процесса классификации.

Для удовлетворительной работы гидроциклонов должна быть настроена равномерность работы насосов так, чтобы колебание давления на входе в гидроциклон не превышали 0,1 атм. от среднего значения. Без равномерной работы насосов на опору не может быть и речи о достижении заданных результатов классификации по качеству - она попросту не будет осуществляться как процесс.

Также процесс классификации не будет удовлетворителен, если на гидроциклоны подается недостаточный объем питания, т.к. само устройство гидроциклонов такого, что в процессе их работы поток жидкости, поступающий в сливной патрубок, всасывает за счет эжекции такое количество объема пульпы, сколько необходимо, и если ее недостаточно, то все пески также затягиваются в сливной патрубок, а через песковые насадки выливается лишь небольшое количество грязной жидкости.

Устранение такого явления достигается увеличением объема питания на операцию классификации за счет исходного питания или дополнительной воды до тех пор, пока не появятся нужные по количеству пески и с нужной густотой.

Согласно этой режимной карте, для батареи из трех гидроциклонов ГЦ-360, ГЦ-380 удовлетворительная работа начинается с объема питания операции 70 м³/час, ниже которого вместо песков будет грязная жидкость, а заканчивается при объеме питания операции 200 м³/час, выше которого произойдет запрессовка гидроциклонов из-за большого количества и густоты песков (канатная загрузка).

Не допускается работа гидроциклонов с запрессованными насадками. Сливные насадки в среднем один раз в год (в зависимости от материала) меняют на новые ввиду износа, песковые насадки меняются при визуальном обнаружении их износа ли при необходимости изменения крупности слива. Чем меньше диаметр насадки, тем грубее слив и наоборот.

Равномерность работы насоса достигается подачей воздуха для восполнения недостающего объема пульпы. Для этого сверху на всасывающий патрубок приваривают воздушный вертикальный патрубок, через который засасывается необходимое количество воздуха. Практически для насоса 8ГР-8 - это от Ѕ дюйма до ѕ (индивидуально для каждого насоса). Тот же эффект получается если просто сверху, через зумпф, во всасывающий патрубок вставить отрезок трубы соответствующего диаметра. Для регулировки же этого процесса воздушная трубка делается заведомо большего диаметра (1,5 дюйма и более) и на ней устраивается в верхней части задвижка или же она загибается в зумпф, до уровня чуть выше всаса, и в вертикальном участке просверливаются через 30ч40 мм ряд отверстий диаметром 8 мм, в количестве, которое по сумме всех площадей отверстий соответствует площади внутреннего диаметра применяемой воздушной трубы.

Таким же образом может быть достигнута равномерность работы любого типового размера насоса с подбором воздушной трубы соответствующего диаметра. Например, для землесоса ГРТ-4000/71 воздушная труба должна иметь диаметр не менее 100-130 мм.

1.2.5 Теоретические основы процессов магнитной сепарации

Магнитные методы обогащения широко применяются в практике переработки руд, в состав которых входят магнитные минералы. Это относится прежде всего к железным и марганцевым рудам, для которых магнитные методы являются основными. Кроме того эти методы применяются при доводке коллективных концентратов, содержащих редкометальные магнитные минералы, как ильменит, монацит, франклинит и др., а также при разделении, например вольфрамо-оловянных концентратов, в которых магнитным минералом является вольфрамит, а немагнитным - касситерит. Разделение минералов осуществляется в магнитном поле, которое образуется вокруг постоянных магнитов или вокруг проводников с электрическим током. Такое магнитное поле характеризуется вектором магнитной индукции В, которая является силовой характеристикой магнитного поля и которая определяет: силу, действующую в точке поля на движущейся электрический заряд; действие магнитного поля на тела, имеющие магнитный момент. Индукция магнитного поля - величина векторная, численно равная силе, с которой магнитное поле действует на единичный элемент тока, направленной перпендикулярно полю. За единицу магнитной индукции в системе СИ принята индукция такого магнитного поля, в котором на каждый метр длины проводника при силе тока 1А действует максимальная сила Ампера 1 Н. Эта единица называется тесла (Тл) и равна 1 Тл = Магнитное поле, созданное токами проводимости и не зависящее от магнитных свойств вещества, характеризуется вектором напряженности магнитного поля.

В вакууме напряженность магнитного поля совпадает с магнитной индукцией В.

H = B - 4р J (в системе единиц СГСМ)

или H = (B/м₀) - J (в системе единиц СИ),

где J - намагниченность вещества (магнитный момент единицы его объема),

м₀ - магнитная постоянная, равная 4 р ? 10^-7 гн/м или 1,26 ? 10^-6 гн/м.

Напряженность магнитного поля не зависит от свойств среды, а определяется только силой тока и формой проводника. Отношение м= В/м₀ Н, определяющее магнитные свойства вещества, называемое магнитной проницаемостью. Численное значение ее выражается в относительных единицах по отношению к абсолютному значению магнитной проницаемости вакуума м₀. Величина

м = м'/м_0,

где м' = В/Н называется относительной магнитной проницаемостью.

Она не зависит от системы единиц. В зависимости от величины м вещества делят на диамагнетики (м<1), парамагнетики (м >1) и ферромагнетики (м >> 1). Диамагнетики - это вещества, магнитные моменты атомов которых в отсутствии внешнего поля равны нулю, т.к. магнитные моменты всех электронов атомов скомпенсированы. При внесении диамагнетика в магнитное поле его атомы приобретают наведенные магнитные моменты, направленные противоположно направлению внешнего магнитного поля. Вектор намагниченности диамагнетика равен

J = H ?,

где ч - магнитная восприимчивость среды.

Для всех диамагнетиков ч< 0 и составляет 10^-6…10^-5. Парамагнетики намагничиваются в направлении внешнего магнитного поля и поэтому к действию внешнего поля прибавляется действие наведенного внутреннего поля. Если исключить внешнее поле, парамагнетики возвращаются в ненамагниченное состояние. Магнитная восприимчивость у диамагнетиков находится в пределах 10^-5…10^-3. Ферромагнетики обладают сильными магнитными свойствами. Прежде всего, это такие металлы, как железо, кобальт и никель. Эти вещества способны сохранять магнитные свойства и в отсутствии внешнего магнитного поля, представляя собой постоянные магниты. В ферромагнитных веществах величина ч может иметь очень большие значения - до 10⁴…10⁶. Магнитная проницаемость является одним из основных магнитных свойств тел. Она характеризует способность их пропускать магнитные силовые линии, как бы концентрируя их в себе при внесении тела в магнитное поле. Тело, обладающее магнитной проницаемостью в магнитном поле, само намагничивается, т.е. становится магнитом, и вступает во взаимодействие с полюсами основного магниты, в поле которого оно было помещено. Например, железо, магнетит, гематит и некоторые другие металлы и минералы, обладающие высокой магнитной проницаемостью, легко притягиваются полюсами магнита, тогда как кварц, кальцит и гипс, имеющие небольшую магнитную проницаемость, магнитные силы не оказывают действия. Все вещества в той или иной мере взаимодействуют с магнитным полем, у); Слабомагнитные или парамагнитные минералы с величиной удельной магнитной восприимчивостью от 7,5 ?10^-6 до 1,26 ?10^-7 м³/ кг; Сильномагнитные или ферромагнитные с величиной удельной магнитной восприимчивости более 3,8 ? 10^-5 м³/ кг.

Ферромагнитными свойствами обладают четыре элемента: железо, никель, кобальт и гадолиний. Как видно из табл. 1, подавляющая часть сильномагнитных и слабомагнитных минералов связана с железом, это или основные железные минералы - магнетит, гематит, лимонит, сидерит или минералы, в которых присутствует железо или марганец - ильменит, вольфрамит и др. Таблица 1. Классификация минералов по удельной магнитной восприимчивости ч, 10^-8 м³/кг

Минерал	Формула	Значение ч
Немагнитные
Кварц	SiO2	- 0.25
Кальцит	CаСО3	- 0,5
Апатит	Ca5(PO4)3 (F, OH, CI)	1,26
Пирит	FeS2	1,26
Дистен		5
Касситерит	SnO2	6
Полевой шпат	(Na, K, Ca) (AlSiO3O8)	6,30
Рутил	TiO2	2,5…6
Циркон	ZrSiO4	-1 + 4
Cлабомагнитные
Гематит	Fe2O3	80…220
Лимонит	Fe2O3? n H2O	2…3
Амфибол		113
Биотит		50 …65
Вольфрамит	FeWO4	8…13
Гюбнерит		103
Сидерит	FeCO3	75
Ильменит	FeTiO3	330
Пиролюзит	MnO2	20
Монацит	Th(PO4)	18
Ставролит		46
Доломит	CaMg(CO3)2
Сильномагнитные
Магнетит	Fe3O4	8000?10-7
Титаномагнетит	Fe(Fe3+, Ti)2O4	300 -400? 10-7
Пирротин	FeS	700? 10-7
Мартит	Fe2O3	70…90? 10-7

Магнитные свойства минералов не являются постоянными физическими величинами. Они изменяются в зависимости от напряженности магнитного поля, температуры, крупности измельчения, формы частиц, влажности, особенности кристаллической решетки, наличия изоморфных примесей и дефектов. Магнитное поле, в котором происходит процесс разделения, может быть однородным, когда напряженность в любой точке поля постоянная по величине и направлению. При этом градиент напряженности grad H, представляет собой производную в направлении наибольшего возрастания Н.На магнитный минерал, помещенный в такое поле, действует вращающий момент, которое приведет его в положение, параллельное линиям поля (рис. 8).

Рис. 8. Однородное (а) и неоднородное (б) магнитное поле

В неоднородном поле, в котором grad > 0, кроме вращающего момента, магнитные минералы испытывают силу F, которая перемещает их в направлении градиента поля, т.е. в направлении более интенсивных участков поля. Наличие этой силы обуславливает отделение магнитных частиц от немагнитных при перемещении их через магнитное поле. Аппараты, в которых производится отделение магнитных частиц от немагнитных, называются магнитными сепараторами. В магнитных сепараторах применяется только неоднородное магнитное поле, создаваемое соответствующей формой полюсов, от которой зависит напряженность магнитного поля и магнитная сила. Единицей напряженности магнитного поля в системе СИ является ампер на метр (А/м). 1 А/м - напряженность магнитного поля, создаваемого прямолинейным бесконечно длинным проводником с током 4 А на расстоянии 2 м от него. В системе СГСМ напряженность магнитного поля измеряется в эрстедах. Соотношение этих величин равно 1 А/м = 4р ? 10^-3 Э. Магнитная сила, действующая на частицы минералов в магнитном поле, равна потенциальной энергии, которую приобретает частица при намагничивании, т.е.

F_m = м₀ JV gradH

где м₀ - магнитная проницаемость в вакууме, равная 4р 10^-7, Гн/м;

J - удельная магнитная восприимчивость;

V - объем частицы.