Методические рекомендации по выполнению курсовых работ

Подождите немного. Документ загружается.

Министерство образования и науки Республики Казахстан

ВОСТОЧНО-КАЗАХСТАНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ

ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

им. Д.Серикбаева

А.С. Богданов

ДРОБЛЕНИЕ, ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ И ПОДГОТОВКА РУД

К ОБОГАЩЕНИЮ

Методические указания к расчетной части курсового проекта для студентов специальности

2405.40 - Обогащение полезных ископаемых всех форм обучения

Усть-Каменогорск

2004

ВВЕДЕНИЕ

Дробление, грохочение и измельчение являются подготовительными процессами при

обогащении твердых полезных ископаемых. Их основное назначение - раскрытие сростков

минералов до состояния, когда становится технологически возможным получение одного

или нескольких продуктов с повышенным содержанием какого-то определенного минерала

(концентрата, идущего на дальнейшую переработку) и продукта с незначительным

содержанием извлекаемых компонентов, называемого отходами или хвостами, идущего в

специальные хранилища (хвостохранилища).

Рудоподготовительные процессы весьма трудоемки - на них расходуется от 40 до 60

% всей электроэнергии, затрачиваемой на обогащение.

Кроме непосредственного влияния на экономические показатели обогащения

вследствие своей дороговизны рудоподготовка оказывает косвенное влияние на экономику

через технологические показатели (качество концентратов, извлечение металлов,

комплексность использования минерального сырья и т.п.), напрямую зависящие от качества

подготовленного к обогащению материала, в первую очередь от количества недораскрытых

минералов (сростков) и шламов (переизмельченных минералов).

В связи с постоянным ухудшением качества вовлекаемого в переработку

минерального сырья (снижение содержания металлов в рудах, усложнение минерального

состава, тонкая вкрапленность извлекаемых компонентов и т.п.) процессам рудоподготовки

следует уделять все большее внимание.

1 ПОРЯДОК РАСЧЕТА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ И ОБОРУДОВАНИЯ

1.1 Выбор и расчет схемы дробления и оборудования для дробления

1.1.1 На основании физических свойств руды (твердость, влажность, наличие или

отсутствие глинистого материала, характер минерализации, способ обогащения и т.д.)

выбирается крупность дробленой руды

1.1.2 Определяется общая степень дробления

1.1.3 Определяется количество стадий дробления

1.1.4 Решается вопрос о применении операций грохочения

1.1.5 Составляется схема дробления

1.1.6 Определяется минимально допустимая ширина загрузочных отверстий

дробилок

1.1.7 Определяется ширина разгрузочных щелей дробилок с учетом коэффициента

закрупнения

1.1.8 Определяется часовая производительность дробильного отделения

1.1.9 Определяются выходы продуктов по стадиям дробления, составляется

качественно-количественная схема дробления

1.1.10 Выбираются дробилки, могущие обеспечить заданные условия дробления

(п.п. 1.1.6 – 1.1.7)

1.1.11 Определяется производительность выбранных дробилок

1.1.12 На основании проведенных расчетов выбираем дробилки к установке

(типоразмеры и количество)

1.2 Выбор и расчет грохотов

1.2.1 Общие сведения и выбор типа грохотов

1.2.2 Выбираются условия грохочения

1.2.3 По литературным данным определяются удельная производительность

грохотов II стадии грохочения, поправочные коэффициенты (с использованием типовых

характеристик крупности дробленых продуктов)

1.2.4 Определяется необходимая площадь грохочения для грохотов II стадии

дробления

1.2.5 По литературным данным выбирается типоразмер грохотов для II стадии

дробления

1.2.6 Выбранные грохоты проверяются по толщине слоя материала в разгрузочном

конце грохотов

1.2.7 Производится расчет грохотов для III стадии дробления (если таковая имеется)

аналогично пунктам 1.2.3 – 1.2.6. При этом в загрузке грохота учитывается циркулирующая

нагрузка, если цикл замкнутый.

1.3 Выбор и расчет схемы измельчения и измельчительного оборудования

1.3.1 В соответствие с заданной крупностью измельченного продукта определяется

количество стадий измельчения

1.3.2 Решается вопрос о применении операций классификации

1.3.3 На основании п.п. 1.3.1 – 1.3.2 составляется схема измельчения и

классификации

1.3.4 Определяется часовая производительность отделения измельчения (как

правило она отличается от часовой производительности дробильного отделения в связи с

различиями в графиках работы)

1.3.5 Производится качественно-количественный расчет схемы с использованием

литературных данных и условий задания на курсовой проект

1.3.6 На основании проведенных расчетов составляется качественно-количественная

схема

1.3.7 Производится расчет водно-шламовой схемы с использованием литературных и

практических данных по плотности пульпы в различных операциях схемы

1.3.8 Результаты расчета по п. 1.3.7 записываются в виде таблицы и наносятся на

схему

1.3.9 Составляется таблица баланса воды

1.3.10 Производится выбор типа мельниц для каждой стадии измельчения

1.3.11 На основании данных качественно-количественной схемы производится

расчет мельниц I стадии измельчения по двум методикам (при этом для сравнения

выбирается несколько типоразмеров мельниц):

а) по удельной производительности;

б) по эффективности измельчения

1.3.12 На основании расчетов п. 1.3.11 составляется таблица с занесением в нее

производительности мельниц, их количества, мощности двигателей

1.3.13 По данным таблицы п. 1.3.12 производится выбор к установке типоразмера

мельниц и их количества

1.3.14 Производится расчет по удельной производительности мельниц II стадии

измельчения и доизмельчения (если таковые имеются в схеме) с учетом коэффициента

перехода от мельниц I стадии к мельницам II стадии

1.3.15 По данным расчета производится выбор к установке типоразмеров мельниц и

их количества для II стадии измельчения и доизмельчения

1.4 Выбор и расчет классифицирующего оборудования

1.4.1 Общие сведения

1.4.2 Выбор и расчет классификаторов

1.4.3 Выбор и расчет гидроциклонов

2 ПРИМЕР РАСЧЕТА КУРСОВОГО ПРОЕКТА

Задание. Проектирование отделений дробления и измельчения сульфидной медно-

свинцово-цинковой руды.

Рудные минералы: галенит, сфалерит, халькопирит, пирит, в сумме 10%. Порода:

кварц 70%, хлорит-серицитовые сланцы 15%, прочие 5%. Руда равномерно вкрапленная,

обогащается по схеме коллективной флотации с последующей селекцией коллективного

концентрата после его доизмельчения до 85% класса – 0,074 мм. Измельчение руды перед

коллективной флотацией производится до 50% класса – 0,074 мм. Выход коллективного

концентрата 30%. Измельчаемость руды относительно джезказганской медной руды 1,03.

Плотность руды 2,9 т/м

, насыпная масса 1,7 т/м

, влажность 6%, коэффициент

крепости по Протодьяконову 16. Руда добывается открытым способом, крупность

максимального куска руды 1000 мм.

Производительность по руде 2,7 млн. т в год. Фабрика работает 340 дней в год,

дробильное отделение работает в 3 смены по 6 часов, измельчительное отделение –

круглосуточно в 3 смены по 8 часов.

2.1 Выбор и расчет схемы дробления и оборудования для дробления

2.1.1 Выбор крупности дробленой руды

Заданием предусматривается флотационное обогащение руды с измельчением ее

перед первым приемом флотации (коллективная флотация) до 50 % класса -0,074 мм. При

таком помоле используется обычно измельчение в барабанных шаровых мельницах в одну

стадию. Оптимальная крупность дробленой руды в этом случае составляет 10 – 20 мм для

руд прочных и средней прочности. Иногда целесообразно увеличивать эту крупность до 30 –

40 мм: при переработке мягких и рыхлых руд и руд с повышенной влажностью (а также

глинистых руд, если по каким-то причинам нельзя использовать их промывку).

Принимаем в нашем случае крупность дробленой руды d

= 15 мм.

2.1.2 Выбор схемы дробления

В соответствии с принятой крупностью дробленой руды степень дробления равна:

3,33

500



мм

(1)

В обычно используемых щековых и конусных дробилках степень дробления

составляет:

крупное дробление 3 – 5;

среднее дробление 4 – 6;

мелкое дробление 3 – 5, в замкнутом цикле до 7.

При дроблении в несколько стадий общая степень дробления равна произведению

степеней дробления в отдельных стадиях, т.е.

общ

= i

∙ i

∙ …∙ i

(2)

В нашем случае получить требуемую степень дробления можно при использовании

трехстадиальной схемы. Средняя степень дробления равна:

2,33,33



ср

, что приемлемо.

Для обеспечения принципа «не дробить ничего лишнего» в схемах дробления

предусматривается предварительное грохочение. Для III стадии дробления его применение

практически всегда оправдано; отказ от него во II стадии требует обоснования. Обоснование

требуется также для применения предварительного грохочения перед I стадией дробления.

Причин для таких обоснований мы в данном случае не имеем.

С целью контроля крупности дробленого продукта в III стадии обычно применяется

проверочное (контрольное) грохочение.

Выбираем трехстадиальную схему дробления с предварительным грохочением во II

стадии и совмещенными предварительным и контрольным грохочением в III стадии.

2.1.3 Расчет схемы дробления

1) Определение степени дробления и крупности дробленых продуктов по стадиям

Учитывая большие размеры максимальных кусков исходной руды (D

= 500 мм)

предполагаем установку в I стадии крупноразмерных дробилок с большой шириной

приемных отверстий. В этом случае можно ожидать запас по производительности, в связи с

чем степень дробления в I стадии принимаем несколько меньше средней, в последних

стадиях больше средней:

= 2,08

= 4,0

Номинальная крупность дробленых продуктов по стадиям будет равна:

;240

08,2

500

ммd



;60

240

ммd



.15

ммd

III



Рисунок 1- Схема дробления

На измельчение

Грохочение

Руда

Дробление I ст.

– +

Дробление II ст.

–

Дробление III ст.

2) Определение минимальной ширины В приемных отверстий дробилок.

Эти величины находим по формуле [4, стр. 153]:

В = (1,15 – 1,20) ∙ D

, (3)

где В – ширина приемного отверстия дробилки, мм;

– номинальная крупность руды в питании дробилки, мм.

Для I стадии В

= 1,15 ∙ 500 = 575 мм

Для II стадии В

= 1,15 ∙ d

H I

= 1,15 ∙ 240 = 276 мм

Для III стадии В

III

= 1,15 ∙ d

H II

= 1,15 ∙ 60 = 69 мм

3) Определение ширины разгрузочных щелей дробилок

Для определения этих величин воспользуемся формулой:



, (4)

где

– ширина разгрузочной щели дробилки, мм (для щековых и конусных дробилок

крупного дробления это размер в фазе раскрытия профилей, для конусных дробилок

среднего и мелкого дробления – в фазе смыкания профилей);

– номинальная крупность дробленого продукта, мм;

Z – коэффициент закрупнения.

Значения Z по стадиям дробления равны [1, стр. 41, табл. 2.12]:

I стадия Z

= 1,7;

II стадия Z

= 3,2;

III стадия Z

III

= 3,8.

В нашем случае для схемы с открытыми циклами дробления размер разгрузочных

щелей равен:

мм

141

7,1

240



мм

2,3



мм

8,3

111



При работе дробилки в замкнутом цикле с грохотом ширина ее разгрузочной щели

должна быть на 20 – 25 % меньше размера отверстия сита грохота [3, стр. 155]. В этом случае

выход подрешетного продукта будет максимальным, а количество циркулирующего

продукта минимальным. Принимаем в III стадии

III

= d

H III

– d

H III

∙0,2 = 15 – 15 ∙ 0,2 = 12 мм.

4) Определение выхода продуктов

Принимаем следующие обозначения:



– выход n-го продукта, % от исходного;

– весовой выход n-го продукта, т/час;

оn

– объемный выход n-го продукта, м

/час.

Относительный выход (в %) продуктов, поступающих в каждую стадию дробления,

определяем по литературным данным [2, стр. 70, табл. 8]:

I стадия – 100 %;

II стадия – 85 %;

III стадия – 190 %.

Часовая производительность дробильного отделения равна:

,/439

95,08,018340

2000000

95,08,018340

чт











где Q

– часовая производительность, т/ч;

– годовая производительность, т/год (по заданию);

340 – количество рабочих дней в году (по заданию);

18 – количество часов работы дробильного отделения, час/сут.;

0,8 – коэффициент использования оборудования;

0,95 – коэффициент, учитывающий неравномерность питания.

Количество продуктов, поступающих в дробилки:

I стадия Q

= 439 т/ч;

II стадия

чтQ

/373

100

85439







;

III стадия

чтQ

III

/878

100

190439







Объемное количество материала, поступающего в дробилки, определится как

отношение весового количества к насыпной массе. Отсюда:

;/244

8,1

439

чмQ



;/207

8,1

373

чмQ

OII



;/488

8,1

878

чмQ

OIII



Результаты проведенных расчетов наносим на схему (рис. 2).

2.1.4 Выбор и расчет дробилок

1) По техническим характеристикам [3, стр. 267 – 271, прил. 12, 13, 14, 15] выбираем

технологически возможные к установке дробилки, обеспечивающие прием кусков руды и

требуемую ширину выходных щелей, определенных нашим расчетом. Требования к

дробилкам сводим в табл. 1. Далее определяем производительность выбранных дробилок

при принятых размерах выходных щелей.

Таблица 1 - Требования к дробилкам

Стадия

дробления

Тип

дробил-ки

Ширина

выходной

щели,

мм

Минимальная

ширина при-

емного отвер-

стия, мм

Производи-

тельность,

/ч

Возможные

варианты

установки

дробилок

III

ЩДП

ККД

КСД

КМД

141

575

276

244

207

488

ЩДП-12*15

ККД-900/140

КСД-2200 Т

КМД-2200Гр

КМД-2500

КМД-3000Т

2) Определение производительности дробилки ЩДП-12*15.

Воспользуемся формулой [3, стр. 98, ф. 109]:

чм

QКККQ

ПВЛТВКРO



, (5)

где Q

– объемная производительность дробилки при ширине разгрузочной щели

/ч;

КР

, К

ТВ

, К

ВЛ

– поправочные коэффициенты на крупность, твердость и влажность руды;

– паспортная производительность дробилки при номинальной (паспортной) ширине

выходной щели

, м

/ч.

Значения поправочных коэффициентов определяем по табл. 12 [3, стр. 99], а

величины Q

– по приложению 12 [3, стр. 267].



= 100 %

= 580 т/ч

= 341 м

/ч



= 190 %

= 1102 т/ч

= 648 м

/ч

Дробление III ст.



= 190 %

= 1102 т/ч

0 III

= 648 м

/ч



= 100 %

= 580 т/ч

= 341 м

/ч



= 85 %

= 493 т/ч

= 290 м

/ч



= 85 %

= 493 т/ч

0 II

= 290 м

/ч

Грохочение



= 100 %

= 580 т/ч

= 341 м

/ч



= 100 %

= 580 т/ч

= 341 м

/ч

Дробление I ст.

Дробление II ст.

На измельчение

Грохочение



= 15 %

= 87 т/ч

= 51 м

/ч

–60 мм

+60 мм

–15 мм +15 мм

Руда, -1000 + 0 мм

Рисунок 2- Качественно-количественная схема дробления.

Отношение крупности исходной руды D

к ширине приемного отверстия дробилки

В равно:

4,041,0

1200

500



и К

КР

= 1,4.

Значения остальных коэффициентов равны: К

ТВ

= 0,95 и К

ВЛ

= 1.

Значение

= 141 мм.

Для рассматриваемой дробилки Q

= 550 м

/ч,

= 180 мм и тогда

428

180

141

55095,095,01,1 

/ч.

3) Определение производительности дробилки ККД-1200/150

Производительность этой дробилки рассчитываем по той же формуле, что и

щековой дробилки [3, стр. 108]. По приложению 13 [3, стр. 268] находим: Q

= 550 м

/ч,

= 130 мм. Отношение:

85,083,0

1200

1000



и К

КР

= 1,0.

Значения коэффициентов К

ТВ

и К

ВЛ

остаются прежними, т.е. равными по 0,95

каждый. Тогда:

чм

QКККQ

ПВЛТВКРO

/538

130

141

55095,095,00,1



4) Определение производительности дробилки КСД-2200Т