Номер
задания
|
Q,
тыс. т
|
С,
%
|
aМ, %
|
aГ, %
|
bМ, %
|
bГ, %
|
eМ, %
|
eГ, %
|
eФ, %
|
26
|
10
|
140
|
25
|
10
|
62
|
66
|
61
|
89
|
84
|
90
|
Расчет качественно-количественной схемы
дробления - грохочения
При выборе схемы необходимо решить вопрос о
числе стадий дробления и необходимости операций предварительного и контрольного
грохочения.
Число стадий определяется крупностью исходного и
конечного продуктов дробления. Начальная крупность, т.е. максимальный размер
кусков руды , поступающей из рудника на обогатительную фабрику Dmax ,
определяется в зависимости от производительности горного цеха и принятой на ней
системы горных работ.
Таблица 2
Максимальная крупность кусков руды для рудообогатительных фабрик ( по данным
Механобра)
Производительность
фабрики по руде, тыс. т/год
|
Максимальная
крупность кусков, мм
|
|
Открытые
работы
|
Подземные
работы
|
Малая
до 500
|
500
- 600
|
250
- 350
|
Средняя
500 - 3000
|
700
- 1000
|
400
- 500
|
Большая
3000 - 9000
|
900
- 1000
|
600
- 700
|
Очень
большая > 9000
|
1200
|
-
|
Крупность конечного дробленого продукта dmax,
получаемого в цехе дробления - грохочения и поступающего в цех измельчения -
классификации, зависит в основном от производительности обогатительной фабрики.
Ввиду того, что операция измельчения является
наиболее дорогой в технологической схеме, необходимо получить возможно более
мелкий дробленый продукт, стараясь при этом излишне не усложнять схему
дробления. По указанным причинам экономически выгодно получать мелкий дробленый
продукт лишь при высокой производительности предприятия. При выборе оптимальной
крупности дробленого продукта можно руководствоваться данными.
Таблица 3
Зависимость оптимального размера кусков руды в питании мельниц от
производительности фабрики
Производительность
фабрики, т/сут
|
<
500
|
<
2500
|
<
10000
|
<
40000
|
Оптимальная
крупность питания мельниц, мм
|
10
- 15
|
6
- 12
|
5
- 10
|
4
- 8
|
Пользуюсь данными, таблицы 2 и таблицы 3,
находим начальную крупность руды и оптимальный размер руды в питании мельниц.
Поскольку ведутся открытые горные работы и
производительность горного цеха высокая (Q=10 000 т/сут), то максимальный
размер кусков руды составит Dmax= 1200 мм, а крупность конечного дробленого
продукта dmax= 8 мм.
Общая степень дробления составит:
общ. = Dmax / dmax =1200/8=150
Общая схема дробления всей схемы равна
произведению степеней дробления в отдельных стадиях, то есть
общ. = S1*S2*S3
Оптимальные значения степени дробления для
дробилок различного типа при дроблении в одну стадию следующие:
конусные крупного дробления (ККД) - до 5;
щековые со сложным качанием щеки (ЩДС) - до 8;
щековые с простым качанием щеки (ЩДП) - до 5;
конусные среднего дробления (КСД) без
контрольного грохочения - до 6;
конусные в замкнутом цикле с контрольным
грохочением - до 8 - 10;
конусные мелкого дробления (КМД);
без контрольного грохочения - до 3 - 5;
в замкнутом цикле с контрольным грохочением - до
8.
Учет технических возможностей современного
дробильного оборудования показывают, что одно - стадиальная схема
неосуществима. Наиболее часто принимают двух - трех -стадиальные схемы. При
этом каждой операции дробления может предшествовать предварительное грохочение.
Операции предварительного грохочения применяются для сокращения количества
материала, поступающего в дробление и увеличения подвижности материала в рабочей
зоне дробилки. Последнее особенно необходимо при дроблении в конусных дробилках
среднего и мелкого дробления, склонных к забиванию их рабочей зоны рудной
мелочью.
Принимаем трехстадиальную схему дробления:
Конусная дробилка крупного дробления: S1 = 5
Конусные дробилки среднего дробления: S2 = 5
Конусные дробилки мелкого дробления: S3 = 6
Общая степень дробления всей схемы равна
произведению степеней дробления в отдельных стадиях:
общ. = S1 S2 S3 =5∙5∙6 =150
Операции контрольного грохочения имеют цель
возвратить в дробилку крупные куски руды , размер которых больше ширины
разгрузочного отверстия дробилки. Введение в схему дробления контрольного
грохочения вызывает необходимость установки большого числа грохотов, конвейеров
и питателей , что приводит к увеличению капитальных затрат и усложняет
эксплуатацию цеха дробления. Поэтому операция контрольного грохочения
применяется только в последней стадии дробления.
D1= Dmax / S1 =1200/5=240 мм
= D1 / S2 =240/5=48 мм
= D2 / S3 =48/6=8 мм
Ширина разгрузочного отверстия для каждой стадии
определяется выражением in=D/Zn, где in - ширина разгрузочного отверстия
дробилки на n-ой стадии. Zn - отношение размера максимального куска дробленной
руды, к ширине разгрузочного отверстия. Величина Zn определяется по типовым
характеристикам дробленной руды, которые можно записать в виде таблицы
Таблица 4 Условная
максимальная относительная крупность кусков дробленого продукта ( z )
Категория
дробимости (твердости руд)
|
Дробилки
крупного дробления
|
Конусные
дробилки
|
|
Конусные
|
Щековые
|
Среднего
дробления
|
Мелкого
дробления
|
Мягкие
|
1,1
|
1,3
|
1,3
- 1,5
|
1,7
- 2,0
|
Средней
твердости
|
1,4
|
1,5
|
1,8
- 2,0
|
2,2
- 2,5
|
твердые
|
1,6
|
1,7
|
2,4
- 2,6
|
2,7
- 3,0
|
При замкнутом цикле дробления условную
максимальную относительную крупность кусков дробленого продукта (Z) принимают
равной 1,25.
Ширина разгрузочных отверстий дробилок для
каждой стадии:
i1=D1/Z1=240/1,6=150 мм
i2=D2/Z2=48/2,5=19,2 мм
i3=D3/Z3=8/1,25=6,4 мм
Размеры отверстий грохотов назначаются в
пределах между размером куска, получаемого в данной стадии дробления, и
размером разгрузочного отверстия дробилки (для предварительного расчета можно
принять размеры отверстий грохота равными размерам максимальных кусков дробленой
руды). дробление грохочение железный руда
4. Расчет
качественно-количественной схемы заключается в определении выхода продуктов по
выбранной схеме
Вначале назначают эффективность операции
грохочения в соответствии с типом грохота. В первой стадии устанавливают
неподвижные колосниковые грохоты, эффективность (Е) которых принимают равной
0,6-0,7. Количество подрешетного продукта, образующегося при грохочении по
крупности D, равно
Qn = Q . α . Е,
т/ч,
где Q - количество руды, поступающей на поступающей
на грохочение, т/ч;
α - содержание в руде
класса крупности -d, доли единицы;
Е - эффективность грохочения, доли единиц.
Величина α определяется
графическим методом по суммарной гранулометрической характеристике
В соответствии с типом грохота назначаем
эффективность операции грохочения:
Е1=0,6
Е2=0,8
Рассчитаем количество подрешетного продукта,
образуешегося при предварительном грохочении по крупности D1= 240мм. Содержание
в руде класса крупности D1 находим из диаграммы 1 (α=23%).Скорость
подачи питания на грохот рассчитаем исходя из производительности обогатительной
фабрики: 10 000т/сут = 417
α1=23=0,23; α
2=16,6=0,166;
Количество подрешетного продукта , образующегося
при грохочении-1:
п1 = Q . α1 . Е1
= 417·0,23·0,6=57,5 т/ч
др1= Q - Qп1= 417- 57,5=359,5 т/ч
Выход подрешетного продукта, образующегося при
грохочении-1:
γп1 = Qп1 . 100% / Q
= 57,5·100/417=13,8%
γдр1= Qп1 - γ
п1
= 100-13,8=86,2%
Нет необходимости предварительного грохочения,
т.к. выход отсеваемого класса крупности составляет менее 20%
Количество подрешетного и надрешетного продукта,
образующегося при грохочении-2:
п2 = Q . α2 . Е2
= 417·0,166·0,8=55,4т/ч
др2 = Q - Qп2 = 417-55,4=361,6т/ч
Выход подрешетного и надрешетного продукта,
образующегося при грохочении-2:
γп2 = Qп2 . 100% / Q
= 55,4·100/417=13,3%
γн2 = 100% - γп2
= 100 - 13,3=86,7 %
Количество продуктов в последней стадии
дробления в замкнутом цикле с грохотом определяются с учетом циркулирующей
нагрузки.
Выход подрешетного и надрешетного продукта,
образующегося при грохочении-3:
γп3 = 100%
γн3 = С = 140 %
Количество подрешетного и надрешетного продукта,
образующегося при грохочении-3:п3 = 417т/ч
др3 = С . Qп3 / 100% = 140 ∙ 417/100 =
583,8
5. Тип
рекомендуемого оборудования
В первой стадии обычно устанавливают неподвижные
колосниковые решетки для предварительного грохочения, и дробилки конусные
крупного дробления (ККД). Размер разгрузочного отверстия дробилок 150 мм.
Во второй стадии используют дробилки конусные
среднего дробления (КСД). Размер разгрузочного отверстия этих дробилок равен
19,2 мм.
В третьей стадии устанавливают грохоты с
подвижной поверхностью для контрольного грохочения, грохоты инерционные
тяжелого типа (ГИТ), и дробилки конусные мелкого дробления (КМД). Размер
отверстий грохотов - 8 мм; размер разгрузочного отверстия дробилок - 6,4 мм.
Для флотационного обогащения используется
механическая флотационная машина (ФМР).
Для магнитного обогащения используется
барабанный сепаратор типа ПМБ.
6. Расчет
качественно-количественный показателей обогащения
Основными технологическими показателями
процессов переработки полезных ископаемых являются выход и качество продуктов,
извлечения ценных компонентов (при операции грохочения - ее эффективность),
эффективность обогащения.
Качество продуктов определяется
гранулометрическим составом, содержанием ценных компонентов, примесей и должно
отвечать требованиям, предъявляемыми к ним потребителями. Требования к качеству
концентратов называются кондициями, и регламентируются ГОСТами, техническими
условиями (ТУ), временными нормами и разрабатываются с учетом технологии и
экономики переработки данного сырья, его основных свойств возможностей
технологии обогащения. Кондиции устанавливают среднее и минимально или
максимально допустимое содержание различных компонентов в конечных продуктах
обогащения и, если необходимо, их гранулометрический состав.
Содержание компонентов в исходном полезном
ископаемом (α), концентратах (β)
и
хвостах (θ) обычно указывается
в процентах.
Выходом продукта (γ) называют
отношение его массы к массе исходной руды, выраженных в процентах или в долях
единиц. Суммарный выход всех продуктов равен выходу исходной перерабатываемой
руды, принимаемому обычно за 100%. При разделении руды на два конечных продукта
- концентрат (с выходом γк ) и хвосты
(с выходом γхв ) - это условие
записывается следующим образом в виде баланса (%) продуктов обогащения:
γк + γхв
= 100% (1)
Считая, что количество ценного компонента в руде
(100 * α)
равно
его суммарному количеству в концентрате (γк*
β)
и
отвальных хвостах (γхв* θ),
можно
составить с учетом равенства (1) уравнение баланса ценного компонента в руде и
продуктах обогащения:
100* α = γк* β
+ (100 - γк)* θ
(2)
Решая уравнение (2) относительно γк,
получаем зависимость:
γк = 100 * (α
- θ) / (β - θ ), % (3)
Выражение (3) можно использовать и для
определения выхода подрешетного продукта при грохочении, принимая, что α,
β и
θ
- соответственно
содержание «мелочи», т. е. класса крупностью -d в исходном, подрешетном и
надрешетном продуктах.
Извлечение ε является
показателем, выражающим, какая часть компонента, содержащегося в обогащаемой
руде, перешла в концентрат или другой продукт обогащения. Извлечение выражается
в процентах или долях единицы и вычисляется как отношение массы компонента в
данном продукте (γi* βi) к
его массе в обогащаемой руде (100* αi).
Извлечение компонента в концентрат составляет:
εк = 100 * (γк*
β)
/ (100* α) = γк* β / α,
%
(4)
Если выход концентрата неизвестен, извлечение
компонента в концентрат (а равно и эффективность грохочения) можно рассчитать
по уравнению:
εк = 100 β
(α - θ) /[ α (β - θ)], % (5)
полученному подстановкой в уравнение (4)
выражения γк из уравнения (3).
Суммарное извлечение каждого ценного компонента
во все конечные продукты обогащения составляет 100%:
ε = εк + εхв
= 100, %
Минералы, входящие в состав рассматриваемой
руды, могут быть разделены методами магнитного, гравитационного и флотационного
обогащения. При этом возможны два варианта технологической схемы:
Магнитное обогащение исходной руды (с получением
магнетитового концентрата) и последующее гравитационное обогащение хвостов
магнитной сепарации (с получением гематитового концентрата и отвальных
хвостов).
Извлечение (ε)
является показателем, выражающим, какая часть компонента, содержащегося в
обогащаемой руде, перешла в концентрат или другой продукт обогащения.
Извлечение выражается в процентах, или в долях единицы. Извлечение компонента в
концентрат составляет:
ε = γкт · β
/ α,
откуда: γкт
= ε
· α / β
Результаты расчетов основных технологических
показателей
. Выход магнетитового концентрата:
γм.к = εм.к
· αм/
βм
= 89·25/62=35,8%
. Выход хвостов при магнитном обогащении:
γм.хв = γисх.
- γм.к
= 100 - 35,8=64,2%
. Извлечение магнетита в хвосты при магнитном
обогащении:
εм.хв = εисх
- εм.к
= 100 - 89=11%
. Измельчение гематитового в хвосты при
магнитном обогащении:
εг.хв = εисх
- ε
г.к
= 100 - 84=16%
. Содержание магнетитового железа в хвостах при
магнитном обогащении:
θм.хв = (100
· αм
- γм.к
· βм
) / γм.хв
= (100 · 25 - 35,8·62) / 64=4,4%
. Количество магнетитового концентрата:
м.к = Qисх · γм.к
/ 100 = 417·35,8/ 100 = 149,3 т/ч
. Количество хвостов при магнитном обогащении:
м.хв = Qисх - Qм.к = 417 - 149,3=267,7т/ч
8. Выход гематитового концентрата:
γг.к = εг.к
· αг/βг
= 84·10/66=12,7%
. Выход суммарного концентрата:
γсум = γм.к
+ γг.к
= 35,8 + 12,7=48,5%
. Содержание железа в суммарном концентрате:
βсум = (γм.к
· βм
+
γг.к
· βг
) / γсум
= (35,8·62 + 12,7·66) /48,5=63%
. Выход хвостов гравитационного обогащения:
γхв = 100 - γсум
= 100 - 48,5=51,5%
. Содержание железа в хвостах при гравитационном
обогащении:
θхв = (100 · α
- γсум
· βсум)
/ γхв
= (100 · 35 - 48,5·63) /51,5=8,6
α = αм + αг
= 25 + 10=35%
. Извлечение железа в суммарный концентрат:
εсум = γсум
· βсум
/ α
= 48,5·63/35=87,3%
. Извлечение железа в хвосты при гравитационном
обогащении:
εхв = γхв
· θхв
/ α
= 51,5·8,6/35=12,7%
15. Количество гематитового концентрата:
г.к = Qисх · γг.к
/ 100 = 417·12,7 /100=52,9т/ч
. Количество суммарного концентрата:
сум = Qм.к + Qг.к = 149,3 + 52,9=202,2т/ч
. Количество хвостов при гравитационном
обогащении:
хв = Qисх - Qсум = 417 - 202,2=214,8т/ч
. Содержание магнетитового железа в суммарном
концентрате:
β1 = εм.к · α
м
· / γсум
= 89·25 /48,5=45,7%
. Содержание гематитового железа в суммарном
концентрате:
β2 = εг.к · αг
/ γсум
= 84·10 /48,5=17,3%
Содержание магнетитового железа в хвостах при
гравитационном обогащении:
θ1 = (100 · αм
- γсум
· β1)
/ γхв
= (100 · 25 - 48,5·45,7) /51,5=5,5%
. Содержание гематитового железа в хвостах при
гравитационном обогащении:
θ2 = (100 · αг
- γсум
· β2)
/ γхв
= (100 · 10 - 48,5·17,3) /51,5=3,1%
22. Извлечение общего железа в магнетитовый
концентрат:
ε1 = γм.к · βм.к
/ α
= 35,8·62 /35=63,4%
ε2 = γг.к · βг.к
/ α
= 12,7·66 /35=23,9%
. Содержание общего железа в хвостах при
магнитном обогащении:
θг=αг∙
Qисх / Qхвм
θм=θмхв
+ θгхв
θм=θмхв
+ αг∙
Qисх / Qхвм= 4,4 + 10·417 /267,7=15,6%
. Извлечение общего железа в хвосты при
магнитном обогащении:
εхвм= θм∙
γхвм
/ α=
15,6·64 /35=28,6%
Таблица 5
Результаты расчетов основных технологических показателей
Продукты
обогащения
|
Выход
продуктов
|
Содержание
железа, %
|
Извлечение
железа, %
|
|
Т/ч
|
%
|
Всего
|
Магнети-тового
|
Гемати-тового
|
Всего
|
Магнети-тового
|
Гемати-тового
|
Магнетитовый
концентрат
|
149,3
|
35,8
|
62,0
|
62,0
|
-
|
63,4
|
89,0
|
-
|
Гематитовый
концентрат
|
52,9
|
12,7
|
66,0
|
-
|
66,0
|
23,9
|
-
|
84,0
|
Суммарный
концентрат
|
202,2
|
48,5
|
63,0
|
45,7
|
17,3
|
87,3
|
89,0
|
84,0
|
Отвальные
хвосты
|
214,8
|
51,5
|
8,6
|
5,5
|
3,1
|
12,7
|
11,0
|
16,0
|
Исходная
руда
|
417,0
|
100,0
|
35,0
|
25,0
|
10,0
|
100,0
|
100,0
|
100,0
|
Качественно-количественная схема операций
«дробление - грохочение»
Качественно-количественная схема операций магнитного
и гравитационного обогащения железной руды.
Флотационное обогащение исходной руды (с
получением коллективного магнетит-гематитового концентрата и отвальных
хвостов).
. Содержание магнетитового и гематитового железа
в исходном продукте:
α = αм + αг
= 25+10=35%
γф = εф
· α
/ βф
= 90·35 /61=51,6%
. Выход хвостов флотации:
γхв = γисх
- γф
= 100 -51,6=48,4%
. Содержание общего железа в хвостах флотации:
θхв = (100 α
- γф
· βф)
/ γхв
= (100 · 35 - 51,6·61) /48,4=9,1%
. Количество коллективного концентрата:
ф = Qисх γф
/ 100 = 417·51,6 /100=215,2 т/ч
. Количество хвостов флотации:
хв = Qисх - γф
= 417-51,6=365,4т/ч
. Содержание магнетитового железа в коллективном
концентрате:
β3 = εф · αм / γф = 90·25
/51,6=43,6 %
. Содержание гематитового железа в
коллективном концентрате:
β4 = εф · αг / γф = 90·10
/51,6=17,4%
. Содержание магнетитового железа в
хвостах:
θ3 = εхв · αм / γхв = 12,7·25
/48,4=6,5%
. Содержание гематитового железа в
хвостах:
θ4 = εхв · αг / γхв = 12,7·10
/48,4=2,6%
Таблица 6
Результаты расчетов основных технологических показателей
Продукты
обогащения
|
Выход
продуктов
|
Содержание
железа, %
|
Извлечение
железа, %
|
|
Т/ч
|
%
|
Всего
|
Магнети-тового
|
Гемати-тового
|
Всего
|
Магнети-тового
|
Гемати-тового
|
Коллективный
Концентрат
|
215,2
|
51,6
|
61,0
|
43,6
|
17,4
|
90,0
|
89,9
|
89,7
|
Отвальные
Хвосты
|
365,4
|
48,4
|
9,1
|
6,5
|
2,6
|
10,0
|
10,1
|
10,3
|
Исходная
руда
|
417,0
|
100,0
|
35,0
|
25,0
|
10,0
|
100,0
|
100,0
|
100,0
|
Качественно-количественная схема операций
флотации железной руды
Определение эффективности процесса обогащения
Для количественной оценки эффективности
обогащения (η) полезного
ископаемого при разделении его на два продукта используют формулу:
η = (εк - γк)
·
100% / (100 - αмин)
αмин - содержание
минерала, носителя ценного компонента, в исходном продукте.
αмин = αмин
г + αмин
м = 14,28+34,53=48,81%
М(Fe) = 56 · 3 = 0,724(Fe3 O4) 56 · 3 + 16 · 4
αмин м = αм
/ 0,724 = 25 / 0,724 = 34,53%
М(Fe) = 56 · 2 = 0,7(Fe2 O3) 56 · 2 + 16 · 3
αмин г = αг
/ 0,7 = 10/ 0,7 = 14,28%
Эффективность обогащения для технологической
схемы 1:
η = (εсум - γсум)
·100% / (100 - αмин) =
(87,3-48,5)·100 /(100-48,81)=75,8%
(Процесс весьма эффективен, т.к. η
> 75%)
К = βсум
/ α
= 63 / 35 = 1,8
Степань сокращения (R) показывает, во сколько
раз количество концентрата (γк)
меньше количества переработанного полезного ископаемого:
R = 100 / γк
R = 100 / γсум = 100 / 48,5=
2,1
Эффективность обогащения для технологической
схемы 2:
η = (εф - γф)
. 100% / (100 - αмин) =
(90-51,5)·100 /(100-48,81)=75,2%
(Процесс весьма эффективен , т.к. η
> 75%)
К = βф
/ α
= 61 / 35=1,7
К = 100 / γф
=100 / 51,5=1,9
Вывод
. Для данной железной руды эффективна
трехстадийная операция дробления без предварительного грохочения на первой
стадии и контрольным грохочением на третьей стадии.
. Анализ технологических показателей обогащения
железной руды показал, что наиболее эффективной является флотационная
технология, т. к. эффективность процесса магнитного и гравитационного
обогащения выше, чем у степени концентрации.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1.
Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: Учебник для вузов: В 2т. -
М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2006. -
Т.1. Обогатительные процессы. - 417 с.
.
Справочник по обогащению руд, т. 3, Изд-во "Недра", 1974, 36 с.
Качественно-количественная
схема операций «дробление-грохочение»