Производительность обогатительной фабрики Кальмакырского месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

1. Характеристика месторождения

Месторождение входит в состав Алмалыкского рудного узла и расположено на северо-западном окончании Кураминского хребта. Месторождение приурочено к массиву сиенитовых пород, прорванному Кальмакырским штоком гранодиорит-порфиров. Район испытал неоднократные орогенические движения и изобилует разрывными нарушениями различного возраста и порядка. Крупные разломы обусловили блоковое строение и в большинстве случаев контролируют лайковые и жильные поля. Формирование месторождений обусловлено разрывной тектоникой более мелких порядков.

В формировании современной структуры месторождения основную роль сыграли альпийские дизъюнктивные нарушения. В северной части площади проходит Кальмакырский взбросо-сдвиг, в полукилометре от него к северу - Гольдуранский разлом. Оба эти нарушения простираются в широтном направлении и круто падают на юг. Мощность зоны Кальмакырского разлома 7-8 м. Разлом сопровождается серией параллельных и идущих под углом к нему более мелких зон и тектонических трещин. Серии широтных нарушений в центре Кальмакырского карьера слагают Центральный разлом. В южной части проходит Южный разлом, представленный также серией субширотных нарушений. Эти крупные тектонические зоны в большинстве случаев крутопадающие до вертикальных.

Широко развитые на месторождении нарушения северо-восточного направления отчетливо срезаются широтными разломами. Северо-восточные нарушения сконцентрированы в основном в северной части карьера. Кроме того, здесь нередки непротяженные северо-западные и субмеридиональные нарушения.

С тектоническими зонами северо-восточного направления связано развитие вторичных кварцитов, пропилитов и позднего жильного окварцевания, т. е. вмещающих бирюзу пород. Бирюзоносные зоны образованы сближенными сериями осветленных участков, мощность которых колеблется от нескольких метров до нескольких десятков метров. Разломы хорошо видны в стенках карьера и дешифрируются на фотопанорамах как белые пятна и полосы в отличие от более темных ржаво-бурых участков с рудной минерализацией. При детальных исследованиях в зонах осветления устанавливаются короткие (типа лестничных) секущие трещины широтного и субширотного простирания, с которыми и связана бирюза.

Основные минералы бирюзоносных вторичных кварцитов Кальмакырского поля - серицит и кварц, характерен мусковит; в пропилитах обычны турмалин, хлорит, апатит. Бирюзоносныекальмакырские кварциты более крупнозернистые, чем бирюзоносные образования месторождений Бирюзакана и Унгурликана. Лучшая раскристаллизация пород, развитие мусковита, турмалина, хлорита характерны для более глубоких горизонтов месторождений. На всей минерализованной площади развиты среднекаменноугольные диориты и сиенит-диориты алмалыкского типа и гранодиорит-порфиры условно позднекарбонового - нижнепермского возраста. Алмалыкский массив гранодиорит-порфиров с отчетливой зоной вторичных кварцитов расположен примерно в центре площади измененных пород. Для гранодиорит-порфиров обычен и характерен апатит. Тела гранодиорит-порфиров ориентированы в северо-восточном, северо-западном и субширотном направлениях. Кровлей всех магматических образований рудного поля, перекрывающей в том числе и бирюзоносные зоны, служат карбонатные отложения живетского яруса верхнего девона.

Вторичные кварциты и пропилиты в центральной части контролируются тектоническими контактами Алмалыкского массива гранодиорит-порфиров, широко развиты по северо-восточной стенке карьера, спускаясь до горизонта 645 м. Бирюзоносные зоны, характеризующиеся максимальной переработкой, пиритизацией и развитием жильного кварца, наблюдаются среди вторичных кварцитов, пропилитов, реже среди слабо измененных гранодиорит-порфиров. Местами бирюзоносные зоны прослеживаются глубже горизонта 645 м среди сиенит-диоритов.

Кварцевые прожилки небольшой, как правило, мощности распространены на всей территории месторождения. Наибольшая концентрация прожилков наблюдается в бирюзоносных зонах (особенно на горизонтах от 40 до 70 м), где они образуют небольшие параллельные и разноориентированные серии. К этому же интервалу приурочена и основная масса бирюзы. С глубиной (по мере выклинивания бирюзоносных зон) уменьшается количество жильного кварца и, соответственно, бирюзы.

Б.Н. Наследов в алмалыкском рудном поле выделил семь разновидностей жильного кварца. Кварц белый сплошной, гребенчатый и короткопризматический отнесен Б.Н. Наследовым к минералам III низкотемпературного этапа. С.Т. Баталов, детально изучавший минералогию Кальмакырского месторождения, выделил кварц обыкновенный, горный хрусталь, аметист, халцедон и кварцин. По его мнению, наиболее ранним минералом гидротермального процесса является кварц вторичных кварцитов. На Кальмакырском месторождении, как и на других месторождениях, гребенчатый или шестоватый кварц и горный хрусталь - постоянные спутники бирюзы. Позднее бирюзы сформировались прожилки и линзовидные скопления светло-серого халцедона и опала.

Характер бирюзовой минерализации на Кальмакырском месторождении обычный: корочки и примазки в близповерхностной зоне, где основная минерализация отработана в древности и уничтожена при вскрышных работах; тонкие прожилки и небольшие включения на вскрытых уступах. Качество бирюзы самое разнообразное, встречаются как рыхлые каолиноподобные, так и плотные яркоокрашенные разности.

Бирюзоносные зоны на Кальмакырском карьере обнажены с поверхности до глубины 150 м. Это прекрасный разрез месторождений данного типа, легко доступный для изучения. Здесь отчетливо выражены зоны коры выветривания и сульфидная зона (зона оруденелых метасоматитов). Отчетливо видна разобщенность промышленных рудных блоков и бирюзоносных осветленных зон. Четко прослеживается разобщенность бирюзы со вторичными минералами меди, развитыми в зоне окисления рудных блоков. Лишь в отдельных образцах эти минералы можно наблюдать одновременно - например, корочки и налеты хризоколлы и карбонатов меди по вмещающему кварциту и бирюзе. Гидроксиды железа, обильные в зоне выветривания и вторичного обогащения, практически не развиты или развиты слабо в бирюзоносных осветленных зонах.

Вкрапленная рудная минерализация не контролируется жильным кварцем, тем боле низкотемпературным. Бирюзоносные зоны примерно от центральной части месторождения прослеживаются в восточном направлении, в сторону месторождения Ак-Турпак, где контролируются теми же структурами. Из рудных компонентов в бирюзоносных зонах обычен (местами обилен) пирит; разлагаясь в верхних горизонтах, он дает начало гидроксидам и замещается ярозитом. Глубже встречается свежий тонко- и мелкокристаллический пирит. Наряду с кубической формой нередко развиты пентагондодекаэдры с округлыми и многогранными сечениями. Вкрапленники пирита обычны в бирюзе, реже в ней отмечаются халькопирит и галенит. Иногда наблюдается одновременное заполнение трещин бирюзой и рудным минералом, в пропилитах встречаются агрегатные скопления бирюзы, рудного компонента и турмалина. Все это говорит о почти одновременном или последовательном образовании минералов, связанных с гидротермальным процессом. Следует отметить наличие в пропилитах двух генераций апатита - акцессорного вкрапленного и гидротермального, развивающегося по поздним микротрещинам в бирюзоносных породах.

На верхних уступах карьера, где бирюзовая минерализация отработана в древности и уничтожена при вскрышных работах, редко встречается голубая и зеленая бирюза в обычной ассоциации с ярозитом и гидроксидами железа. На более глубоких горизонтах развиты ювелирная голубая бирюза и ее каолинизированные разности в тесной ассоциации с алунитом и глинистыми минералами. Бирюза развивается в маломощных прожилках кварца, во вторичных кварцитах и пропилитах. Мелкие включения бирюзы, иногда явно замещающие вкрапленники полевого шпата, однотипны вкрапленной бирюзе в углеродистых кварцитах. Вероятно, и здесь эти образования являются более ранними по отношению к бирюзе в кварцевых прожилках. Мощность бирюзоносных прожилков кварца редко превышает 5 см, мощность прожилков бирюзы лишь в единичных случаях достигает 5 мм. Во вскрытой части карьера минерализация достаточно слабая. Тем не менее при тщательной селективной рудоразборке могут быть получены килограммы ювелирного и пригодного для облагораживания сырья. А содержания его могут резко измениться при дальнейшей врезке уступов не на глубину, а в восточном направлении.

Кальмакырское рудное поле объединяет древние бирюзовые рудники: Большой Кальмакыр, Гольдуран и Ергайлык. В настоящее время площадь Большого Кальмакыра вскрыта Кальмакырским карьером, а площадь рудника Ергайлык засыпана отвалами. Это наиболее крупное бирюзоносное поле Кураминского хребта и наиболее эродированная площадь с высотными отметками 700-780 м. Здесь, по различным данным, насчитывалось около 300 древних выработок, большая часть которых пройдена явно на бирюзу. Точно установить площадь развития кальмакырскихбирюзоносных зон невозможно, так как часть их отработана карьером, а другая перекрыта отвалами. Наиболее протяженные зоны прослеживаются на расстояние 2 км, вплоть до месторождения Ак-Турпак, которое по существу является прямым продолжением Кальмакырского месторождения. Протяженность отдельных бирюзоносных зон Кальмакырского поля с учетом Актурпакской площади превышает 2,5 км.

Многочисленность древних выработок на площади позволяет говорить об обильной минерализации, вскрытой глубокой эрозией и приуроченной к верхнему горизонту полиметаллического месторождения. Приведенная выше характеристика бирюзоносных зон относится к более глубоким горизонтам. Вот почему так интересно описываемое ниже Техутское месторождение, верхние горизонты которого сохранились до начала современных работ на бирюзу, следовательно, перспективы его не должны ограничиваться первыми десятками метров от поверхности.

В соответствии с удельным весом руды подсчитывается насыпной вес

, (1)

2. Выбор режима работы и производительности цехов фабрик

Под производительностью обогатительной фабрики понимается производительность ее главного цеха, т.е. цеха обогащения.

Обогатительная фабрика должна обеспечивать годовую производительность металлургического завода или другого предприятия перерабатывающего фабричные концентраты согласно контракту или договора.

Суточная производительность фабрики по исходному сырью:

, (2)

где Q_с - суточная производительность фабрики по исходному сырью, т;

Q - годовая производительность фабрики, т;

n - запланированное календарное число дней работы обогатительной фабрики в год (таблица 1);

кальмакырский обогащение мельница производительность

- коэффициент использования оборудования по времени - отношение чистого времени работы фабрики к запланированному календарному времени (таблица 1).

Таблица 1 - Значения n и , принимаемые при проектировании фабрик

Типы фабрик	n		n
Флотационные и мокрые магнито-обогатительные фабрики	358	0,92-0,95	330-340
Гравитационные	307	0,96-0,98	294-300
В том числе углеобогатительные	307	0,98	300
Промывочные и промывочно-гравитационные	307	0,95-0,98	290-300
Дробильно-обогатительные (для сухого обогащения)	307	0,95-0,98	290-300

Если режим работы какого-либо цеха обогатительной фабрики не совпадает с режимом работы ее главного цеха (цеха обогащения), то суточную производительность такого цеха определяют по формуле:

_, (3)

где Q_с.ц. - суточная производительность цеха, т;

m _ф и m_ц- число дней работы в неделю фабрики и цеха.

Часовую производительность подсчитывают по формуле:



, (4)

где Q₀ - часовая производительность оборудования, т;

t - расчетное время работы цеха в сутки, ч;

k- поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность тех

свойств сырья, которые влияют на производительность оборудования

данного цеха (k1). Для углеобогатительных фабрик принимают

k=1.15, для фабрик других полезных ископаемых k=1,0-1,1.

Для мокрых магнитных и флотационных фабрик производительностью более 3 млн.т/сутки принимается: n = 340 дней, круглосуточная работа цеха при t = 21 ч/сутки.

3. Выбор, обоснование и расчет схемы дробления

Порядок расчета схемы ГББ?

Определяется общую степень дробления

, (5)

где D_max - максимальная крупность исходной руды, мм;

d_max - максимальная крупность дробленой руды, мм.



Устанавливаются степени дробления в отдельных стадиях дробления

, (6)

, (7)

где s_сред - средняя степень дробления для одной стадии;

N - количество стадий дробления.

S₁=3,1

S₂=3,4

S₃=

Подсчитывается условная максимальная крупность дробленых продуктов после отдельных стадий дробления

. (8)

.

.

.

Подсчитывается для каждой стадии дробления ширина выходной щели дробилки



. (9)

.

.

Таблица 4 - Условная максимальная крупность (z) кусков дробленого продукта щековых и конусных дробилок

Категория дробимости (твердости) руд	Дробилка для крупного дробления	Конусные дробилки
	Конусные	Щековые	Для среднего дробления	Для мелкого дробления
Мягкие Средние Твердые	1,1 1,4 1,6	1,3 1,5 1,7	1,3-1,5 1,8-2,0 2,4-2,6	1,7-2,0 2,2-2,5 2,7-3,0

Таблица 5 - Требования, которым должны удовлетворять дробилки

Показатели	Стадии дробления
	I	II	III
Крупность наибольших кусков в питании, мм	1200	387	113
Ширина разгрузочной щели, мм	260	57	14
Требуемая производительность, т/ч	980,39	784,31	588,32

Q₄ =Q₅ =Q₁*0,8= 980,39 * 0,8 =784,31

Q₄ =Q₈ =Q₄ * 0,75 = 784,31 * 0,75 = 588,23

Таблица 6 - Технологическая характеристика выбранных дробилок

Стадии дробления	Тип и размер дробилки	Ширина пасти, мм	Ширина разгрузочной щели, мм	Производительность при запроектированных щелях, т/ч
I	ЩКД -150х210	1500	260	1228,5
II	КСД - 1750 Гр	400	57	952,88
III	КМД - 3000*	200	14	793,8



На расчетную щель

Q_щкд=

Q_ксд=

Q_кмд=

Рассчитываем коэффициенты загрузки дробилок для стадий дробления по формуле:

(10)

где Q_{требуемая}- требуемая производительность дробилок, т/ч;

Q_{расчетная}- производительность дробилки по технологической

характеристике (таблица 8), т/ч.

,

следовательно, принимаем 1 дробилку

,

следовательно, принимаем 1 дробилку

,



следовательно, принимаем 1 дробилку

Коэффициент загрузки дробилки должен находиться в пределах 0,70-0,95. Если коэффициенты загрузки дробилок выходят за рекомендуемые пределы, то необходимо изменить ориентировочные степени дробления в таком направлении, чтобы коэффициенты загрузки дробилок получились в пределах рекомендуемых значений. Если и это не приблизит значения коэффициентов к рекомендуемым значениям необходимо изменить схему дробления или даже режим работы цеха (цехов) дробления.

4. Уточненный расчет схемы

= +· b, при di

₅^-d=₅^-d+₅⁺ⁱ·b_II^-d,приdi

5. Выбор и расчет оборудования для дробления и грохочения

Каталожная производительность дробилки для проектируемой ширины разгрузочной щели будет вычисляться по следующей формуле:

, (26)

где Q_k - каталожная производительность при расчетной разгрузочной щели, м³/ч;

Q_min - каталожная производительность при наименьшей разгрузочной щели, м³/ч;

Q_max - каталожная производительность при наибольшей разгрузочной щели, м³/ч;

i_расч- расчетная ширина разгрузочной щели, мм;

i_min- наименьшая паспортная ширина разгрузочной щели, мм;

i_max- наибольшая паспортная ширина разгрузочной щели, мм.

Q_щкд=

Q_ксд=

Q_кмд=

Поправка на дробимостьк_др берется в таблице 9.

Таблица 9 - Поправочный коэффициент на дробимость руды к_др

Коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова	Мягкие руды	Руды средней твердости	Крепкие руды	Весьма крепкие руды
	10	11	12	13	14	15	16	17	18	19	20
КДР=1-0,05(f-14)	1,20	1,15	1,10	1,05	1,0	0,95	0,9	0,85	0,8	0,75	0,7

Поправка на насыпной вес руды к производительности в тоннах по каталогу вычисляется по формуле:

(27)

где - насыпной вес руды, т/м³;

- плотность руды (в монолите), т/м³;

1 ,6 и 2,7 - насыпной вес и плотность руды средней твердости.

Поправка на крупность питания к_кр приведена в таблице 10.

Таблица 10- Поправочный коэффициент на крупность руды К_кр

Отношение номинальной крупности руды к ширине приемного отверстия dн/В	0,3	0,4	0,5	0,6	0,7	0,85
Ккр=1+(0,8-dн/В)	1,5	1,4	1,3	1,2	1,1	1,0

Поправка на влажность руды К_вл приведена в таблице 11.

Таблица 11 - Поправочный коэффициент на влажность руды К_вл

Влажность руды. %	4	5	6	7	8	9	10
Квл	1	1	0,95	0,9	0,85	0,8	0,75

С учетом всех поправок производительность дробилок определяется по формуле

Q = Q_к·К_др·К·К_кр·К_вл (28)

где Q - производительность дробилки, которая занесена в таблицу 10, т/ч;

Q_к- производительность дробилки по каталогу, т/ч, в приложении

I стадия

Q = 1228,5·1·1,18·1,1·1=1449,61

следовательно, принимаем 1 дробилку

II стадия

Q = 784,31·1·1,18·1·1=1124,39

следовательно, принимаем 1 дробилку

III стадия

Q = 498,48·1·1,18·1,4·1=823,49

следовательно, принимаем 1 дробилку

Таблица 8 - Технологическая характеристика установленных дробилок

Тип и размер дробилки	Количество	Коэффициент загрузки	Ширинапасти, мм	Ширина разгрузочной щели, мм	Производительность при запроектированных щелях, т/ч
ЩКД -150х210	1	0,7	1500	260	1228,5
КСД - 1750 Гр	1	0,7	400	57	952,88
КМД - 2500	1	0,93	200	180	498,48

Неподвижные колосниковые применяются для крупного грохочения.

Колосниковые грохоты устанавливаются во всех случаях, когда допустима пониженная эффективность грохочения (60-70 %) и когда крошение материала не имеет существенного значения. Их часто применяют для предварительного грохочения руды перед первой стадией дробления. Ширину щелей между колосниками грохота в этом случае обычно принимают более 60-70 мм.

Площадь решетки (м²) колосникового грохота можно определить по эмпирической формуле



, (29)

где Q - производительность грохота по питанию, т/ч;

а - ширина щели между колосниками.

К установке принимаем колосниковый грохот шириной 1,34 м и длинной 2,68 м.

Вибрационные инерционные грохоты (самоцентрирующиеся) легкого типа применяются для грохочения с высокой эффективностью среднего по крупности (отверстия сит до 40 мм) и мелкого материала. Эти грохоты предназначены для углей и материалов невысокой плотности.

Вибрационные инерционные грохоты (самоцентрирующиеся) среднего и тяжелого типа применяются для грохочения крупного, среднего и мелкого материалов. Грохоты тяжелого типа рекомендуются для руд плотностью более 1.6 т/м³ при крупном и среднем по крупности материале.

Вибрационные грохоты горизонтальные с самобалансным вибратором рекомендуются для сухого грохочения, для грохочения с отмывкой, для обезвоживания и для отделения суспензии от продуктов обогащения в тяжелых суспензиях. Грохоты изготовляются легкого типа для углей, среднего и тяжелого типа - для руд.

Производительность гирационных и вибрационных грохотов определяется по империческим формулам.

Принятый способ при расчете производительности рудных грохотов, вполне применим к грохотам для других полезных ископаемых.

Производительность гирационных и вибрационных грохотов ориентировочно может быть определена по формуле

Q = Fqklmnop, (30)

где Q - производительность грохота, т/ч;

F - рабочая площадь сита, м²;

q - удельная производительность на 1 м² поверхности сита,

м³/ч,(таблица 39 [1]);

- плотность руды, т/м³;

k, I, m, n, о, р - поправочные коэффициенты (таблица 40 [1]).

Из формулы выразим рабочую площадь сита:

, (31)

По приложению из РазумоваII том задаемся грохотом с площадью больше расчетной ГиТ-51

По каталогам выбираем тип грохота и находим потребное количество грохотов:

, (32)

=0,8, следовательно, принимаем 1 грохот ГиТ-51.



6. Выбор, обоснование и расчет схемы измельчения

Расчет операции классификации:

Q₉ = Q₁₂ = Q₁₆ = Q₁₇ = Q_час = 735,29

Q₁₄ = Q₁₅ = С_II• Q_час

Q₁₈ = Q₁₉ = С_III• Q_час

( )

С_II=

( )

С_III=

Q₁₄ = Q₁₅ = С_II• Q_час

Q₁₄ = Q₁₅ = 2,5 • 735,29 = 1838,22

Q₁₈ = Q₁₉ = С_III• Q_час

Q₁₈ = Q₁₉ = 2 • 735,29 = 1470,58

Q₁₁ =Q₁₉+Q₁₃

Q₁₁ =735,29 + 441,17 = 1176,46

7. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схем

Наименование продукта	Масса твердого	Содержание твердого,%	Масса воды, т	Объем пульпы, м3м
1	2	3	4	5
Измельчение I стадии
поступает
9. Дробленный продукт	735,29	96	30,63	313,43
13. Пески классификатора	441,17	85	77,85	247,53
Вода			395,71	395,71
Итого	1176,46	70	504,19	956,67
выходит
11. Слив мельницы	1176,46	70	504,19	956,67
Итого	1176,46	70	504,19	956,67
Классификация I стадии
Поступает
11. Слив мельницы	1176,46	70	504,19	956,17
Вода			676,59	576,59
Итого	1176,46	49	1180,78	1633,26
Выходит
12. Слив классификатора	735,29	40	1102,93	1385,73
13. Пески классификатора	441,17	85	77,85	247,53
Итого	1176,46	49	1180,78	1633,26
Классификация II стадии
Поступает
12. Cлив классификации	735,29	40	1102,93	1385,73
15. Слив мельницы II стадии измельчения	1383,22	60	1225,48	1932,48
Вода			252,3	252,3
Выходит
14. Пески классификатора	1838,22	68	865,04	1572,04
16. Слив классификатора	735,29	30	1715,67	1998,47
Итого	2573,5	78	2580,71	3570,51
Измельчение II стадии
Поступает
14. Слив классификации	1838,22	68	865,04	1572,04
Вода			360,44	360,44
Итого	1838,22	60	1225,48	1932,48
Выходит
15. Слив мельницы	1838,22	60	1225,48	1932,48
Итого	1838,22	60	1225,48	1932,48
Классификация III стадии
Поступает
16. Слив классификатора	735,29	30	1715,67	1998,47
19. Слив Мельницы III стадии	1470,58	50	1470,58	2036,18
Вода			893,88	893,88
Итого	2205,87	41	4080,13	4928,53
Выход
17. Слив классификатора	735,29	17	3589,94	3872,74
18. Пески классификатора	1470,58	75	490,19	1055,79
Итого	2205,87	41	4080,13	4928,53
Измельчение III стадии
Поступает
18. Пески классификатора	1470,58	75	490,19	1055,79
Вода			980,39	980,39
1	2	3	4	5
Итого	1470,58	50	1470,58	2036,18
Выходит
19. Слив мельницы	1470,58	50	1470,58	2036,18
Итого	1470,58	50	1470,58	2036,18



Где W- масса воды, т;

Q_n - масса твердого, т;

Аналогично по формулам ( ) вычисляются остальные стадии

Таблица 11 - Баланс воды

№	Поступает	Количество	№	Выход	Количество
9	С дробленной рудой	30,63	17	Слив гидроциклона	3589,94
LVI	Измельчение I стадии	395,71
LVII	Классификация I стадии	676,56
LIX	Классификация II стадии	252,30
LX	Измельчение II стадии	360,44
LXII	Классификация III стадии	893,88
LXIII	Измельчение III стадии	890,39
Итого	3589,94	Итого	3589,94

8. Выбор и расчет оборудования для измельчения и классификации

Стержневые и шаровые мельницы - наиболее предпочтительные разновидности измельчительного оборудования, есть возрастающая тенденция использовать мельницы самоизмельчения и полусамоизмельчения вместо второй и третьей стадии дробления и первичного измельчения.

Наиболее общий тип стержневой мельницы - мельница сливного типа, которая используется для мокрого измельчения. Реже применяются стержневые мельницы с периферической разгрузкой, в которых измельчаемый материал разгружается через отверстия в обечайке. Эти мельницы используются для сухого и мокрого измельчения и разгружаются на конце, либо в середине барабана, в последнем случае питание вводится с обеих сторон.

Известны два главных типа шаровых мельниц: с разгрузкой через горловину или через решетку или диафрагму. Мельница сливного типа обычно используется для мокрого измельчения и имеет преимущества в установках большой единичной мощности благодаря снижению расходов на замену футеровки и мелющей среды. Мельница с разгрузкой через решетку-диафрагму применяется для мокрого и сухого измельчения и считается установкой, дающей наилучшее управление крупностью готового продукта благодаря меньшей возможности перегрузки.

При выборе типа мельницы руководствуются главным образом требованиями к крупности продукта измельчения.

Расчет мельницы можно вести двумя методами - по удельной производительности и эффективности измельчения.

Расчет мельницы по удельной производительности ведется по руде или расчетному классу. За расчетный класс обычно принимают класс -0.074 мм. По содержанию этого класса можно судить о размере максимального зерна в продукте измельчения. За размер максимального зерна принимают размер квадратного отверстия сита, через которое проходит 95% продукта измельчения.

Содержание класса -0. 074 мм в продуктах дробления, поступающих в измельчение, принимается в соответствии со следующими средними практическими данными:

Крупность продукта дробления, мм -40 -20 -10 -5 -3

Содержание класса -0.074 мм, % 3 6 10 20 23

Предварительно определяют удельную производительность мельницы, работающей на действующей установке, по вновь образованному расчетному классу.

Чтобы от удельной производительности q₁ работающей мельницы перейти к производительности q₂ проектируемой мельницы, необходимо ввести ряд поправочных коэффициентов, которые учитывают различие.

Коэффициент k_иизмельчаемости руд, определяется экспериментальным путем как отношение производительности мельницы по вновь образованному расчетному классу при измельчении исследуемой руды к производительности той же мельницы и по тому же классу при измельчении принятой для сравнения руды. В обоих случаях крупность исходного материала, содержание расчетного класса в измельченном продукте и все условия измельчения должны быть одинаковыми.

Коэффициент k_т типа мельницы вводится, если тип разгрузки проектируемой мельницы отличается от принятой для сравнения (эталонной). Значения k_т принимают в соответствии со следующим правилом: при переходе от мельницы с разгрузкой через решетку к мельнице с центральной разгрузкой k_т принимается равным 1,1; при обратном переходе - k_т=0,9; если тип мельницы не меняется, то k_т=1,0.

Коэффициент крупности k_к определяется по формуле:

, (49)

где m - относительная производительность проектируемой мельницы при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов;

m_э- относительная производительность эталонной мельницы, работающей в промышленных условиях.



Значения относительной крупности m и m_э следует принимать из таблицы 12.

Таблица 12 - Относительная производительность m шаровых мельниц

Крупность исходного материала, мм	Содержание расчетного класса -0.074 мм в измельченном продукте ,%
	30	40	48	60	72	85	95
-40+0	0,68	0,77	0,81	0,83	0,81	0,80	0,78
-20+0	081	0,89	0,92	0,92	0,88	0,86	0,82
-15+0	0,87	0,95	0,98	0,96	0,91	0,88	0,83
-10+0	0,95	1,02	1,03	1,00	0,93	0,90	0,84
-5+0	1,11	1,15	1,13	1,05	0,95	0,91	0,85
-3+0	1,17	1,19	1,16	1,06	0,92	0,91	0,85

Коэффициент диаметра k_D определяется по формуле:

, (50)

где D и D_э - диаметры проектируемой и эталонной мельниц, м;

и _э - толщина футеровки проектируемой и эталонной мельниц.

а) МШР - 3200 х 3100 ,

б) МШР - 3500 х 5000

в) МШР - 3600 х 4000

Удельная производительность (т/(м³·ч)) для проектируемой мельницы определяется по формуле:



q=q_э·k_и·k_к·k_т·k_D, (51)

где q и q_э - удельные производительности проектируемой и эталонной

мельниц по вновь образованному расчетному классу.

а) для МШР-3200 х 3100 q^a= 2,1·0,92·0,83·1•1 = 1,6

б) для МШР-3600 х 5000 q^б= 2,1·0,92·0,83·1•1,13 = 1,8

а) для МШР-3600 х 4000 q^в= 2,1·0,92·0,83•1·1,13 = 1,8

Производительность (т/ч) проектируемой мельницы по руде определяется по формуле:

(52)

а) для МШР-3200 х 3100

б) для МШР-3600 х 5000

а) для МШР-3600 х 4000

Необходимое для установки число мельниц определяется как

, (53)

где Q - часовая производительность главного корпуса, т/ч;

Q_м- производительность одной мельницы, т/ч.



а) для МШР - 3200 х 3100

,

следовательно, к установке принимаем 5 мельниц.

б) для МШР - 3600 х 5000

,

следовательно, к установке принимаем 2 мельниц.

а) для МШР - 3600 х 4000

,

следовательно, к установке принимаем 3 мельниц.

Таблица 13

№	Размеры DxL	Число мельниц	Вес мельницы	Установленная мощность	Стоимость	Коэф. запаса
			одной	всех	одной	всех	одной	всех
1	3200 х 3100	5	95,1	475,5	600	3000	62,94	314,7	1,02
2	3600 х 5000	2	160,1	320,2	1250	2500	69,66	139,32	1
3	3600 х 4000	3	150,4	451,2	1100	3300	65,44	196,32	1,14

Из сравнения следует, что наиболее экономичным является вариант установки мельниц 3600 х 4000 мм.

Расчет мельниц по эффективности измельчения также при расчете мельниц самоизмельчения и рудногалечных мельниц.

Эффективность измельчения для проектируемой мельницы подсчитывается по формуле

е=е_э·k_и·k_к, (55)

где е - эффективность измельчения проектируемой мельницы по вновь

образуемому классу, т/(кВт·ч);

k_и и k_к - коэффициенты измельчаемости и крупности,

определяемые таким же способом, как при расчете

мельницы по удельной производительности.

е=0,089·0,92·0,83=0,068 т/квт•ч

Производительность (т/ч) мельницы по исходной руде определяется по формуле

, (56)

где N - потребляемая мельницей мощность, кВт;

_к и _и - содержание расчетного класса крупности в готовом и

исходном продуктах, д. е.

а) для мельницы МШЦ - 2700 х 3600

б) для мельницы МШЦ - 3600 х 5500



в) для мельницы МШЦ - 3600 х 5500

Определяется необходимое для установки число мельниц как

, (57)

где Q - часовая производительность главного корпуса;

Q_м - производительность одной мельницы

а) для мельницы МШЦ - 2700 х 3600

следовательно, к установке принимаем 3 мельницы

б) для мельницы МШЦ - 3600 х 5500

следовательно, к установке принимаем 1 мельницы

а) для мельницы МШЦ - 2100 х 3000

следовательно, к установке принимаем 5 мельницы

Таблица 14

№	Размеры DxL	Число мельниц	Вес мельницы	Установленная мощность	Стоимость	Коэф. запаса
			одной	всех	одной	всех	одной	всех
1	2700 х 3600	3	72	216	370	1110	54,12	162,36	0,92
2	3600 х 5500	1	157,68	157,68	1250	1250	118,57	118,57	1,04
3	2100 х 3000	5	48,1	240,5	230	1150	36,17	180,85	0,95

Из сравнения следует, что наиболее экономичным является вариант установки мельниц 2700 х 3600 мм.

Аналогично рассчитываем производительность мельниц и определяем их количество для III стадии измельчения.

Таблица 15

№	Размеры DxL	Число мельниц	Вес мельницы	Установленная мощность	Стоимость	Коэф. запаса
			одной	всех	одной	всех	одной	всех
1	2700 х 3600	3	72	216	370	1110	54,12	162,36	0,92
2	3200 х 4520	1	132,5	132,5	900	900	99,59	99,59	0,75
3	2100 х 3000	5	48,1	240,5	230	1150	36,17	180,85	0,95

Из сравнения следует, что наиболее экономичным является вариант установки мельниц 2700 х 3600 мм.

К механическим классификаторам относятся реечные, спиральные и чашевые классификаторы. Реечные и чашевые классификаторы, как более сложные по механизму удаления песков, вытеснены из практики спиральными классификаторами и не применяются на вновь строящихся фабриках. Спиральные классификаторы выпускаются двух типов - с непогруженной спиралью (с высоким порогом) и с погруженной спиралью.

Спиральные классификаторы по сравнению с гидроциклонами меньше расходуют электроэнергии, могут классифицировать более крупный материал и имеют более длительные межремонтные периоды. Основной недостаток - высокая стоимость и большие габаритные размеры; это увеличивает капитальные затраты на оборудование и на строительство зданий обогатительных фабрик. По указанной причине спиральные классификаторы все более вытесняются гидроциклонами.

Однако при сочетании ряда условий установка спиральных классификаторов может оказаться экономичной. К таким условиям относятся: умеренные размеры мельниц, позволяющие сопрягать с мельницей один спиральный классификатор, необходимость классификации крупного и абразивного материала; высокая стоимость электроэнергии; ограниченные возможности применения износоустойчивых материалов для сменных частей центробежных насосов и гидроциклонов. Во всех других случаях предпочтение следует отдать гидроциклонам.

Выбранный к установке спиральный классификатор должен обеспечивать требуемую производительность по сливу и по пескам.

Весовая производительность по сливу спиральных классификаторов данного размера зависит от крупности слива, плотности классифицируемого материала и плотности слива, гранулометрического состава классифицируемого материала, концентрации в пульпе растворимых солей и реагентов.

Рассчитывается диаметр спирали (м) на заданную производительность по формулам:

а) для классификаторов с непогруженной спиралью

, (58)

б) для классификаторов с погруженной спиралью



, (59)

где Q - производительность по твердому в сливе, т/сутки;

m - число спиралей классификатора;

a - поправка на крупность слива;

c - поправка на плотность слива;

d - поправка на содержание первичных шламов.

Принимаем ближайший классификатор КСН- 3000 с диаметром спирали 3 м.

Действительная производительность выбранного классификатора определяется по формуле:

а) для классификаторов с непогруженной спиралью

Q=m·a·b·c·d·(94D²+16D), (60)

б) для классификаторов с погруженной спиралью

Q=m·a·b·c·d·(75D²+10D). (61)

Q=2·1,95·1·0,77·(94•9+16•3) = 2684,68

Производительность выбранного классификатора по пескам определяется по формуле:

Q=135·m·b·n·D³. (62)

Q=135·2·1·3·27=21870

Расчет гидроциклонов

При расчете гидроциклонов определяют максимальный диаметр по формуле:

, (63)

где - диаметр отверстия пескового насадка, см;

d - диаметр отверстия шламового насадка, см ();

_м - крупность граничных зерен в сливе, мк;

- плотность классифицируемого материала, г/см³;

₀ - плотность жидкой фазы (₀ =1 для воды), г/см³;

Н - давление пульпы на входе в гидроциклон, кг/см²;

_и- содержание твердого в исходном питании, %.

а) для Н=0.5кг/см²

б) для Н=1.0кг/см²

в) для Н=1.5кг/см²



Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 750, 1000 и 1000 мм.

Определяют максимальные диаметры гидроциклонов для трех вариантов: Н=0.5кг/см²; Н=1.0кг/см²; Н=1.5кг/см². Выбирают для каждого варианта ближайший меньший типовой диаметр гидроциклона. Для каждого варианта рассчитывают производительность гидроциклона по сливу по формуле:

, (64)

где К- поправка на угол конусности гидроциклона;

d_п- диаметр отверстия питающего насадка, см;

q - ускорение силы тяжести (q = 9.81 м/с²).

а) для гидроциклона D= 750 мм, Ј = 20

б) для гидроциклона D=1000 мм, Ј = 20

б) для гидроциклона D= 1000 мм, Ј = 20



Определяем потребное число гидроциклонов

к установке 6 гидроциклонов

к установке 2 гидроциклонов

к установке 2 гидроциклонов

Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам

)



Для каждого варианта производят проверку гидроциклона на удельную нагрузку по пескам, которая должна быть в пределах 0,5-2,0 т/ч·см² площади живого сечения пескового насадка и рассчитывается по формуле:

, (65)

где n - количество гидроциклонов.

а) Для гидроциклонов 750 мм.

а) Для гидроциклонов 1000 мм.

К установке принимаем по 2 гидроциклона ГЦ - 100 с давлением 1,5 кг/ см² на секцию, т.е. всего 12 штук (6 рабочих и 6 резервных).

Размещено на Allbest.ru