02 Мар 13 2.3 Выбор и расчет схемы измельчения и измельчительного оборудования2.3.1 Выбор схемы измельчения Согласно заданию измельчение руды перед коллективной флотацией производится до 50% класса –0,074 мм. При таком помоле целесообразно применение одностадийного измельчения в замкнутом цикле с классифицирующим аппаратом. Хвосты коллективной флотации являются отвальным продуктом, а коллективный концентрат доизмельчается до 85% класса –0,074 мм и затем направляется на селективную флотацию. На фабриках, перерабатывающих полиметаллические руды, для доизмельчения коллективных концентратов применяются обычно одностадийные схемы измельчения в шаровых мельницах в замкнутом цикле с классификацией (обычно в варианте совмещенных предварительной и контрольной классификации). Аналогичную схему принимаем и в нашем случае. Арабскими цифрами нумеруем продукты. Руда дробленая
Измельчение 2
Классификация
4 слив 3 пески Коллективная флотация 5 9 6 Классификация хвосты отвальные 7 10 Измельчение Слив на селекцию 8 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 340 – количество рабочих дней отделения измельчения, дней/год; 24 – количество рабочих часов в сутки; К – коэффициент использования оборудования. Q4 = Q1 = 348 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; βт – 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:
Рисунок 4 – Качественно-количественная схема измельчения Содержание твердого βт в продуктах принимаем на основании практических и литературных данных [5, стр.288, рис. 202]:
Результаты расчета сводим в таблицы 3,4 и наносим на схему (рисунок 5). Римскими цифрами нумеруем операции.
По уравнениям баланса воды, поступающей в операцию и выходящей из нее, определяем количество свежей воды, подаваемой в операции. I
II
III
IV
V В измельчение коллективного концентрата вода не подается, поэтому L5=0 Объем пульпы рассчитывается по формуле:
Где δ – плотность руды, в нашем случае δ=2,9 т/м3. Рисунок 5 – Водно-шламовая схема Таблица 3 – Результаты расчета водно-шламовой схемы
Продолжение таблицы 3
Таблица 4 – Баланс воды
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:
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:
Где q – удельная производительность проектируемой мельницы, т/м3·ч; Q1 – фактическая удельная производительность работающей (эталонной) мельницы, т/м3·ч; Кк – коэффициент, учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения работающей (эталонной) и проектируемой мельниц; Ки – коэффициент измельчаемости проектируемой руды по отношению к измельчаемости перерабатываемой руды; Д2 – диаметр проектируемой мельницы, м; Д1 – диаметр работающей (эталонной) мельницы, м; Кт – коэффициент, учитывающий тип мельниц. Определяем значения всех составляющих формулы (14).
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]
Коэффициент Коэффициент Отношение 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: Q3,2 = 1,03·1,10·1,03·1,00·1,00 =1,17 т/м3·ч Q3,6 = 1,03·1,10·1,03·1,06·1,00 =1,24 т/м3·ч Q3,7 = 1,03·1,10·1,03·1,08·1,00 =1,26 т/м3·ч Q4,0 = 1,03·1,10·1,03·1,12·1,00 =1,31 т/м3·ч Q4,5 = 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]: V3,2×3,1 = 22 м3 V3,7×5,0 = 45 м3 V3,2×4,5 = 32 м3 V4,0×5,0 = 55 м3 V3,6×4,0 = 36 м3 V4,5×6,0 = 68 м3 Производительность мельниц по руде равна: МШР 3200×3100 МШР 3200×4500 МШР 3600×4000 МШР 3700×5000 МШР 4000×5000 МШР 4500×600 2.3.4.2 Расчет рудных мельниц по эффективности измельчения Эффективность измельчения по вновь образованному классу определяется формулой:
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):
Эффективность измельчения проектируемых мельниц определится формулой
Где Кк и Ки – коэффициенты крупности и измельчаемости, они определены при расчете мельниц по удельной производительности и равны Кк=1,10 и Ки=1,03.
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 МШР 3200×4500 МШР 3600×4000 МШР 3700×5000 МШР 4000×5000 МШР 4500×6000 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
Требуемая производительность одной мельницы для доизмельчения составляет : Q = 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,KK, Ku определены ранее и составляют 1,03; 1,10 и 1,03 соответственно. Коэффициент КТ, 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: Q2,1= Q2,7= С учетом коэффициента перехода от I стадии ко II (или доизмельчению), равным 0,725, удельная производительность составит: Q2,1= Q2,7= Рабочий объем мельниц МШЦ — Производительность мельниц по питанию составит (по формуле 13):
По производительности подходят мельницы МШЦ |