Выбор и расчет схемы измельчения и измельчительного оборудования

2.3.1 Выбор схемы измельчения

Руда дробленая

1

Измельчение

Классификация

4 слив 3 пески

Коллективная флотация

5 9

Классификация хвосты отвальные

7 10

Измельчение Слив на селекцию

Рисунок 3 – Схема измельчения

2.3.2 Расчет качественно-количественной схемы измельчения

Принимаем следующие условные обозначения:

g - выход продукта, % от исходной руды;

Q – выход продукта, т/ч;

b - содержание расчетного класса –0,074 мм в продукте, %;

К – коэффициент использования оборудования, принимаем К=0,95

Часовая производительность отделения измельчения равна:

где - годовая производительность фабрики, т/год;

340 – количество рабочих дней отделения измельчения, дней/год;

24 – количество рабочих часов в сутки;

К – коэффициент использования оборудования.

Q₄ = Q₁ = 322 т/ч

Q₉ =

Q₁₀ = Q₁ - Q₉ = 348 – 244 = 104 т/ч

Q₅ = Q₁₀ = 104 т/ч

Величину циркулирующей нагрузки принимаем по практическим данным [5, стр. 380, табл. 178]:

g₃ = 200%, g₈ = g₇ = 250 % от операции или g₈ = 250 × 0,3 = 75% от руды.

Тогда

Содержание расчетного класса –0,074 мм в дробленой руде принимаем по усредненным практическим данным [4, стр. 352]:

b₁^-74 = 8%

Результаты расчета наносим на схему (рисунок 4)

2.3.3 Расчет водно-шламовой схемы измельчения

Принимаем следующие условные обозначения:

γ – выход твердого, % от исходного питания;

β^т – содержание твердого в продукте, %;

Q – количество твердого, т/ч;

Т – объем твердого в продукте, м³/ч;

R – разжижение пульпы;

W – количество воды в продукте, м³/ч;

V – объем пульпы, м³/ч;

L – количество свежей воды, подаваемой в продукт или операцию, м³/ч.

Расчетные формулы:

, (10)

(11)

Рисунок 4 – Качественно-количественная схема измельчения

Содержание твердого β^т в продуктах принимаем на основании практических и литературных данных [5, стр.288, рис. 202]:

; ; ; ; ; ; - по условию задания.

Результаты расчета сводим в таблицы 3,4 и наносим на схему (рисунок 5). Римскими цифрами нумеруем операции.

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

По уравнениям баланса воды, поступающей в операцию и выходящей из нее, определяем количество свежей воды, подаваемой в операции.

I

м³/ч

II

м³/ч

III

м³/ч

IV

м³/ч

V В измельчение коллективного концентрата вода не подается, поэтому L₅=0

Объем пульпы рассчитывается по формуле:

, (12)

где δ – плотность руды, в нашем случае δ=2,9 т/м³.

Рисунок 5 – Водно-шламовая схема

Таблица 3 – Результаты расчета водно-шламовой схемы

Наименование и нумерация продуктов и операций	твердого	Воды     W м3/ч	Разжи- жение   R	Объем пульпы,   V м3/ч
Выход   γ, %	Коли-чество, Q т/ч	Объем   Т, м3/ч
I Измельчение руды Поступает: 1 Руда дробленая 3 Пески классификации Вода L1 Итого поступает Выходит 2 Разгрузка мельницы Итого выходит	-	-	-		0,06 0,43 - 0,33   0,33 0,33
II Классификация Поступает: 2 Разгрузка мельницы Вода L2 Итого поступает Выходит: 3 Пески классификации 4 Слив классификации Итого выходит	-	-	-		0,33 - 0,90   0,43 1,86 0,90
III Коллективная флотация Поступает: 4 Слив классификации Вода L3 Итого поступает Выходит: 5 Коллективный концентрат 9 Хвосты отвальные Итого выходит	-	-	-		1,86 - 2,55   1,50 3,00 2,55
IV Классификация цикла измельчения колл. конц-та Поступает: 5 Коллективный концентрат 8 Разгрузка мельницы Вода L4 Итого поступает Выходит: 7 Пески классификации 10 Слив классификации Итого выходит	-	-	-		1,50 0,67 - 1,33   0,67 3,00 1,33

Продолжение таблицы 3

Наименование и нумерация продуктов и операций	твердого	Воды     W м3/ч	Разжи- жение   R	Объем пульпы,   V м3/ч
Выход   γ, %	Коли-чество, Q т/ч	Объем Т, м3/ч
V Измельчение коллективного концентрата Поступает: 7 Пески классификации Итого поступает Выходит: 8 Разгрузка мельницы Итого выходит					0,67 0,67   0,67 0,67

Таблица 4 – Баланс воды

Поступает	м3/ч	Выходит	м3/ч
С дробленой рудой W1 Свежей: L1 L2 L3 L4 Итого поступает		С хвостами флотации W9 Со сливом классификации цикла измельчения коллек- тивного концентрата W10   Итого выходит

2.3.4 Выбор и расчет мельниц

Исходные данные для расчета:

– производительность мельниц по руде 348 т/ч;

– производительность мельниц доизмельчения 104 т/ч;

– номинальная крупность дробленой руды 15 мм;

– крупность питания мельниц доизмельчения 50 % кл. – 0,074 мм;

– коллективный концентрат доизмельчается до 85 % кл. – 0,074 мм;

– измельчаемость руды относительно джезказганской медной руды 1,03;

– содержание класса – 0,074 мм в дробленой руде 8 %.

Схема измельчения нами выбрана ранее. Для измельчения руды выбираем шаровые мельницы с разгрузкой через решетку (как имеющие большую производительность по сравнению с мельницами с центральной разгрузкой), для доизмельчения коллективного концентрата – мельницы с центральной разгрузкой.

Расчет производительности мельниц производим двумя методами – по удельной производительности и по эффективности измельчения.

2.3.4.1 Расчет рудных мельниц по удельной производительности

Производительность мельницы по руде определяется формулой:

, т/ч (13)

где Q – производительность по руде, т/ч;

q – удельная производительность по вновь образованному расчетному классу, т/ч·м³;

V – рабочий объем мельницы, м³;

β – содержание расчетного класса в измельченном продукте, доли единицы;

α – содержание расчетного класса в исходном продукте, доли единицы.

Величину q определяем методом подобия, основываясь на показателях работы мельницы МШР 3200×3100 на Джезказганской фабрике [5, стр.364, табл.174], по формуле:

, (14)

где q – удельная производительность проектируемой мельницы, т/м³·ч;

q₁ – фактическая удельная производительность работающей (эталонной) мельницы, т/м³·ч;

К_к – коэффициент, учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения работающей (эталонной) и проектируемой мельниц;

К_и – коэффициент измельчаемости проектируемой руды по отношению к измельчаемости перерабатываемой руды;

Д₂ – диаметр проектируемой мельницы, м;

Д₁ – диаметр работающей (эталонной) мельницы, м;

К_т – коэффициент, учитывающий тип мельниц.

Определяем значения всех составляющих формулы (14). т/м³·ч по таблице [5, стр.364, табл.174].

, (15)

где m₁ – относительная производительность работающей (эталонной) мельницы при фактической крупности исходного и конечного продуктов измельчения;

m – относительная производительность той же мельницы при измененной (проектной) крупности исходного и конечного продуктов измельчения.

Значения m и m₁ определяем по таблице 5, составленной на основании литературных данных [4, стр.354, табл.29] и [5, стр.361, табл.172]

Таблица 5 – Относительная производительность m шаровых мельниц, рассчитанная по литературным данным [4, стр.354, табл.29] и [5, стр.361, табл.172]

Крупность исходного материала, мм	Содержание класса – 0,074 мм в измельченном продукте, %
-40+0	0,77	0,81	0,81	0,82	0,83	0,82	0,81
-30+0	0,83	0,86	0,86	0,86	0,87	0,86	0,85
-25+0	0,86	0,89	0,89	0,89	0,89	0,88	0,87
-20+0	0,89	0,91	0,92	0,92	0,92	0,90	0,88
-15+0	0,96	0,98	0,98	0,97	0,96	0,94	0,91
-10+0	1,02	1,03	1,02	1,01	1,00	0,97	0,93
-5+0	1,15	1,13	1,12	1,08	1,05	1,01	0,95
-3+0	1,19	1,16	1,14	1,10	1,06	1,01	0,95

;

Коэффициент - по заданию.

Коэффициент - в обоих случаях мельницы МШР.

Отношение рассчитываем для мельниц нескольких размеров, так как заранее неизвестно, какие из них будут приняты к установке. Выбираем мельницы диаметром 3,2; 3,6; 3,7; 4,0; 4,5 м [4, стр.409, прилож.18], диаметр Д₁ нам известен и равен 3,2 м. С учетом толщины футеровки (75 мм) диаметры этих мельниц в свету равны 3,05-3,45-3,55-3,85-4,35 м. Отношение равно:

мельница Д=3,2 м -

мельница Д=3,6 м -

мельница Д=3,7 м -

мельница Д=4,0 м -

мельница Д=4,5 м -

Удельная производительность мельниц равна:

q_3,2 = 1,03·1,10·1,03·1,00·1,00 =1,17 т/м³·ч

q_3,6 = 1,03·1,10·1,03·1,06·1,00 =1,24 т/м³·ч

q_3,7 = 1,03·1,10·1,03·1,08·1,00 =1,26 т/м³·ч

q_4,0 = 1,03·1,10·1,03·1,12·1,00 =1,31 т/м³·ч

q_4,5 = 1,03·1,10·1,03·1,19·1,00 =1,39 т/м³·ч

Рабочий объем мельниц, принятых к расчету, равен [4, стр.409, прилож.18]:

V_3,2×3,1 = 22 м³ V_3,7×5,0 = 45 м³

V_3,2×4,5 = 32 м³ V_4,0×5,0 = 55 м³

V_3,6×4,0 = 36 м³ V_4,5×6,0 = 68 м³

Производительность мельниц по руде равна:

МШР 3200×3100 т/ч

МШР 3200×4500 т/ч

МШР 3600×4000 т/ч

МШР 3700×5000 т/ч

МШР 4000×5000 т/ч

МШР 4500×600 т/ч

2.3.4.2 Расчет рудных мельниц по эффективности измельчения

Эффективность измельчения по вновь образованному классу определяется формулой:

, (16)

где Э – эффективность измельчения, т/(кВт·ч);

Q – производительность мельниц по руде, т/ч;

β – содержание расчетного класса в измельченном продукте, доли единицы;

α – содержание расчетного класса в исходной руде, доли единицы;

N – потребляемая мельницей мощность, кВт.

В качестве эталонной выбираем мельницу МШР 3200×3100, перерабатывающую эталонную медную руду на Джезказганской обогатительной фабрике [5, стр.365, табл.174]. Производительность этой мельницы по руде Q=52 т/ч, содержание расчетного класса – 0,074 мм в исходной руде α=0,03 и измельченном продукте β=0,5, мощность двигателя N=600 кВт [4, стр.409, прилож.18]. Эффективность измельчения этой мельницы равна (по формуле 16):

т/(кВт·ч)

Эффективность измельчения проектируемых мельниц определится формулой

, (17)

где К_к и К_и – коэффициенты крупности и измельчаемости, они определены при расчете мельниц по удельной производительности и равны К_к=1,10 и К_и=1,03.

т/(кВт·ч)

При расчете мельниц по эффективности измельчения расчетная мощность двигателя принимается равной 85 % от установленной мощности. С учетом этого коэффициента производительность мельниц по руде составит:

МШР 3200×3100 т/ч

МШР 3200×4500 т/ч

МШР 3600×4000 т/ч

МШР 3700×5000 т/ч

МШР 4000×5000 т/ч

МШР 4500×6000 т/ч

2.3.4.3 Выбор мельниц

Результаты расчета мельниц заносим в таблицу. К установке принимаем мельницы с наименьшей расчетной производительностью, полученной по разным методикам расчета.

По расходу энергии конкурирующими являются варианты с установкой мельниц размером 3600×4000 и 3700×5000. Последний не имеет запаса по производительности и мы от него отказываемся. Окончательно к установке в цикле рудного измельчения принимаем 4 мельницы МШР 3600×4000.

2.3.4.4 Выбор и расчет мельниц для доизмельчения коллективного концентрата

На обогатительных фабриках, перерабатывающих руды цветных металлов, для II стадии измельчения и доизмельчения различных продуктов обогащения используются шаровые мельницы с центральной разгрузкой. Такие же мельницы предусматриваем и в данном проекте.

Наиболее удобным компоновочным решением является соотношение количества рудных мельниц и мельниц для доизмельчения 1:1, его мы и принимаем.

Таблица 6 - Результаты расчета мельниц

Размер мельниц	Требуемая производительность, т/ч	Расчетная производитель ность	Кол-во мельниц для установки	Потребляемая мощность, квт	Коэф. запаса по произ-вод.
По уд. произв.	По эффектив-ности	Одной мельницы	Всех
МШР 3200 х 3100		61,3	55,9				1,12
МШР 3200 х 4500		89,1	83,8				1,2
МШР 3600 х 4000		93,0	93,1				1,07
МШР 3700 х 5000		135,0	116,4				1,00
МШР 4000 х 5000		171,5	186,2				1,48
МШР 4500 х 6000		225,0	232,7				1,29

Требуемая производительность одной мельницы для доизмельчения составляет :

Q = = 26 т/ч

Достаточно точных методик расчета производительности мельниц II стадии измельчения и доизмельчения нет. Обычно для этих целей используются результаты полупромышленных испытаний или же промышленные данные. Если таких данных не имеется, то производительность мельниц доизмельчения можно принять в пределах 0,7 -0,75 от производительности мельниц рудного цикла [ 5, стр. 371]. Принимаем среднее значение 0,725.

Рассчитанные для рудного цикла мельницы имеют производительность, превышающую в несколько раз требуемую для доизмельчения коллективного концентрата, поэтому необходимо произвести расчет мельниц меньшего размера. Останавливаемся на мельницах диаметром 2100 и 2700 мм. Для определения их удельной производительности используем формулу (14):

Значения q₁,K_K,K_u определены ранее и составляют 1,03; 1,10 и 1,03 соответственно. Коэффициент К_Т, учитывающий тип мельниц, принимаем равным 0,87 [4, стр.353]. Остается определить коэффициент, учитывающий диаметр мельниц.

Мельница Д = 2,1 м -

Мельница Д = 2,7м -

Удельная производительность мельниц равна:

q_2,1= т/

q_2,7= т/

С учетом коэффициента перехода от I стадии ко II (или доизмельчению), равным 0,725, удельная производительность составит:

q_2,1= т/

q_2,7= т/

Рабочий объем мельниц МШЦ - , , равен 6,8 м³, 8,5 м³ и 17,5 м³ соответственно .

Производительность мельниц по питанию составит (по формуле 13):

т/ч

т/ч

т/ч

По производительности подходят мельницы МШЦ , их и принимаем к установке. Коэффициент запаса выбранных мельниц по производительности равен

2.3.5 Выбор и расчет классифицирующего оборудования

При измельчении руд цветных металлов в качестве классифицирующих аппаратов используются спиральные классификаторы и гидроциклоны. В I стадии измельчения применяются оба вида аппаратов, во II стадии и при доизмельчении преимущественно гидроциклоны, на которых можно получить тонкий слив при меньшем разжижении пульпы по сравнению с классификаторами. Каждый из этих способов классификации имеет свои достоинства и недостатки. Учитывая учебный характер курсового проекта, предусматриваем применение в I стадии измельчения спиральных классификаторов, а в операции доизмельчения коллективного концентрата - гидроциклонов.

2.3.5.1 Выбор и расчет классификаторов

Для получения слива, содержащего менее 65 % класса - 0,074 мм, рекомендуются классификаторы с непогруженной спиралью [5, стр. 238 ], их мы и принимаем к установке. Производительность таких классификаторов по сливу определяется по формуле [5, стр.247, форм.282]:

Q= , т/сутки (18)

где m - число спиралей;

К_δ - поправка на плотность руды;

К_β - поправка на крупность слива;

Q_баз- базисная производительность, соответствующая содержанию класса -0,074 мм в сливе классификатора β₇₄≈78 %.

Поправочный коэффициент на плотность руды определяется по формуле [5, стр.246, форм.278]:

К_δ=1+0,5(δ-2,7), (19)

где δ - плотность данной руды ,т/м³;

2,7 - плотность базисной руды, т/м³

К_δ =1+0,5(2,9-2,7)=1,1

Поправка на крупность слива определяется по формуле [5,стр.247, форм.283]:

К_β=1,41+0,023 (65-β₇₄), (20)

где β₇₄ - содержание класса - 0,074 мм в сливе,%.

К_β=1,41+0,023 (65-50)=1,755

Базисная производительность определяется по формуле [5,стр.248, форм.286] для классификаторов с диаметром спирали более 1 м:

Q_баз = 65,15Д² + 74,05Д - 27,5, т/сутки (21)

где Д - диаметр спирали, м.

Учитывая большую производительность отделения измельчения, ориентируемся на применение крупных классификаторов 2КСН-24 со следующими основными параметрами [5,стр.240, таб.106]: диаметр спирали 2,4 м; количество спиралей 2; скорость вращения спиралей 3,5 об/мин.

Q_баз = т/сутки

Производительность одного классификатора по сливу равна:

т/сутки

Количество классификаторов 4 шт (по одному на мельницу), общая их производительность составит

Q_общ= т/сутки.

Суточная производительность отделения измельчения составляет

Q_сут= т/сутки.

Выбранные классификаторы не обеспечивают заданную производительность, поэтому к расчету принимаем следующий больший по размеру классификатор 2КСН - 30 с параметрами: диаметр спирали 3,0 м; количество спиралей 2; скорость вращения спиралей 3,0 об/мин. Базисная производительность такого классификатора равна:

т/сутки

Производительность одного классификатора по сливу равна:

т/сутки

Общая производительность всех классификаторов составит:

Q_общ= т/сутки

Данные классификаторы обеспечивают требуемую производительность по сливу с коэффициентом запаса

К_з=

Производительность классификаторов по пескам определяется по формуле [5, стр.251,форм.288]:

, т/сут (22)

где m - число спиралей;

D - диаметр спирали, м:

n - скорость вращения спирали, об/мин:

d - плотность руды, т/м³.

=7830 т/сут

Общая производительность всех классификаторов составит

т/сут

Количество песков классификаторов составляет (см. рис.4):

т/сут

Выбранные классификаторы обеспечивают производительность по пескам с коэффициентом запаса

2.3.5.2 Выбор и расчет гидроциклонов

Для расчета выбираем стандартные гидроциклоны ГЦ-50, ГЦ-71 и ГЦ-100 диаметром 500,710 и 1000 мм соответственно с углом конусности 20⁰. Давление на входе в гидроциклоны принимаем равным 1 кг/см². Требуемая объемная производительность гидроциклонов в целом по отделению измельчения составляет (см.рис.5 и табл.3):

- по питанию 612 м³/ч=10,2 м³/мин=10200 л/мин;

- по пескам 264 м³/ч=4,4 м³/мин=4400 л/мин;

- по сливу 348 м³/ч=5,8 м³/мин=5800 л/мин .

Объемная производительность гидроциклона по питанию определяется по формуле [5, стр.286, форм.313]:

, л/мин (23)

где K_D - коэффициент на диаметр гидроциклона;

K_a - коэффициент на конусность гидроциклона;

d - диаметр сливного патрубка, см;

d_n - эквивалентный диаметр питающей насадки в наименьшем сечении, см;

g = 9,8 м/сек² - ускорение силы тяжести;

H - давление на входе в гидроциклон, кг/см².

Коэффициент K_D определяется по формуле [5, стр.286, форм.314]:

(24)

где D - диаметр гидроциклона, см.

Коэффициент K_a определяется по формуле [5, стр.286, форм.315]:

(25)

где a - угол конусности гидроциклона, град.

Значения d и d_n принимаем средними по [5, стр.280, табл.142].

Определяем для каждого типоразмера гидроциклона все расчетные величины, подставляем их значение в формулу (23) и определяем производительность гидроциклонов по питанию.

;

;

;

.

Величина К_a=1,00 одинакова для всех рассчитываемых гидроциклонов.

, л/мин;

, л/мин;

, л/мин.

Наиболее удобным вариантом компоновки оборудования является установка одного гидроциклона на мельницу. Для обеспечения этого условия нам требуется 4 гидроциклона. Выбираем гидроциклоны ГЦ-71, обеспечивающие суммарную производительность по питанию

, л/мин (при требуемой 10200 л/мин).

Определяем требуемый диаметр песковой насадки гидроциклона по формуле [5, стр.287, форм.317]:

, мм (26)

где d - диаметр сливного патрубка, мм;

D - диаметр песковой насадки, мм;

Q_n - объем песков, л/мин;

Q_c - объем слива, л/мин.

Для одного гидроциклона л/мин и л/мин.

Диаметр сливного патрубка определен ранее и равен d=22 см =220 мм.

мм.

Этот размер находится в пределах, допустимых для гидроциклона данного размера.

Окончательно для установки принимаем по 2 гидроциклона ГЦ-71 на каждую мельницу (1 рабочий +1 резервный), всего 8 штук.

ЛИТЕРАТУРА

1. Тихонов О.И. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик. Кн.1, -М.: Недра, 1988.

2. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. - М.: Недра, 1982.

3. Серго Е.Е. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. - М.: Недра, 1985.

4. Андреев С.Е., Перов В.А., Зверевич В.В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. - М.: Недра, 1980.

5. Справочник по обогащению руд, Т.1. - М.: Недра, 1972.