Примечание: Для замкнутого
цикла дробления величину z принимают равной 1,25.
i2 = мм;
i3 = мм.
Размеры
отверстий грохотов назначаются в пределах между размером разгрузочного
отверстия дробилки (для предварительного расчета можно принять размеры
отверстий грохотов равным размером максимальных кусков дробленой руды).
1.2 Расчет выхода продуктов
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
Qп = Q·α·E, т/ч,
где Q - количество руды, поступающей на
грохочение, т/ч;
α - содержание в руде класса крупности
- d;
Е
- эффективность грохочения.
Величина α определяется графическим методом по суммарной
гранулометрической характеристике.
Рассчитаем количество подрешетного продукта, образующего при
предварительном грохочении по крупности D1 = 260 мм. Содержание в руде класса крупности D1 находим из диаграммы 1 (α = 23 %). Скорость подачи питания на
грохот рассчитаем исходя из производительности обогатительной фабрики: 15000
т/сут = 625 т/ч.
Q1 п = 625 ·0,23 · 0,6 = 86,25 т/ч
Рассчитаем выход подрешетного продукта, который определяется выражением:
γ = Qп/Q·100%
γп1 = 86,25/625· 100 % = 13,8%
Количество руды (Qн) и
выход продукта поступающего в операцию дробления составляют соответственно:
Qн = Q - Qп, т/ч;
γн = 100 - γп, %
Для первой стадии Q1
н и γн1 будут равны:
Q1 н =
625- 86,25 = 538,75 т/ч;
γн1 = 100 -13,8 = 86,2%.
Рассчитаем эти же показатели для третьей стадии. В третьей стадии
устанавливают грохоты с подвижной поверхностью с эффективностью 0,8 - 0,85.
Количество и выход продуктов в последней стадии дробления в замкнутом цикле
определяется с учетом циркулирующей нагрузки. Величину α находим из диаграммы 3 (α = 12%).
Для третьей стадии будут равны:
Q3п =
625 ·0,12·0,8 = 60 т/ч;
γп3 = 60/625·100 % = 9,6 %;
Q3 н =
625 - 60= 565 т/ч;
γн3 = 100 - 12 = 88 %;
Нагрузка на грохоты в третьей определяется выражением:
Qc = Q + Qн ·C
где С - циркулирующая нагрузка в замкнутом цикле операции
дробления.
γ = γн
+ γ∙С
= 86,2 + 88∙1,9
= 253,4 %
Qc = 625 + 565·1,9 = 1698,5 т/ч
1.3 Тип рекомендуемого оборудования
В первой стадии обычно устанавливают неподвижные колосниковые решетки для
предварительного грохочения, и дробилки ККД. Размер отверстий грохотов - 240
мм; размер разгрузочного отверстия дробилок - 171,4 мм.
Во второй стадии используют дробилки КСД. Размер разгрузочного отверстия
этих дробилок равен 20 мм.
В третьей стадии устанавливают грохоты с подвижной поверхностью для
контрольного грохочения, и дробилки КМД. Размер отверстий грохотов - 5 мм;
размер разгрузочного отверстия дробилок - 4 мм.
железный обогащение флотация концентрат
2. Расчет качественно-количественных показателей обогащения
Основным технологическими показателями процессов переработки полезных
ископаемых являются выход и качество продуктов, извлечение ценных компонентов,
эффективность обогащения.
Качество продуктов определяется гранулометрическим составом, содержанием
ценных компонентов, примесей и должно отвечать требованиям, предъявляемыми к
ним потребителями. Требование качеству концентратов называются кондициями, и
регламентируется 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 за 100
%. При разделении руды на два конечных продукта - концентрат (с выходом γк ) и хвосты ( с выходом γх) - это условие записывается
следующим образом:
γк +
γхв =100%
Считая, что количество ценного компонента в руде (100·α) равно его суммарному количеству в
концентрате (γк ·β) и отвальных хвостах (γх ·θ), можно составить с учетом равенства
(1) уравнение баланса в руде и продуктах обогащения:
100·α = γк ·β
+ (100 - γх )θ
Решением уравнение (2) относительно γк (в %), получаем зависимость:
γк =
(α - θ)/(β - θ)·100 %. (3)
Выражение (3) можно использовать и для определения выхода подрешетного
продукта при грохочении, принимая, что α, β, и γ - соответственно содержание
"мелочи", то есть класса крупностью α, в исходном, подрешётном и надрешетном
продуктах .
Извлечение (ε) является показателям, выражающим, какая часть
компонента, содержащегося в обогащаемой руде, перешла в концентрат или в долях
единицы и вычисляются как отношение массы компонента в данном продукте (γi
· βi )
в обогащаемой руде (100·αi ).
Извлечение компонента в концентрат составляет (в %):
ε=γк·β/(100·α)·100%=γк·β/α% (4)
Если выход концентрата неизвестен, извлечение компонента в концентрат
можно рассчитать по уравнению:
Е = β/α·(α-θ)/(β- θ)·100%, (5)
Полученное постановкой в уравнение (4) выражение для γк из уравнения (3).
Суммарное извлечение каждого компонента во все конечные продукты
обогащения составляет 100%.
Как известно, минералы, входящие в состав рассматриваемой руды, могут
быть разделены методами магнитного, гравитационного и флотационного обогащения.
При этом возможны два принципиальных варианта технологической схемы:
1. Магнитное обогащение исходной руды (с получением гематитового
концентрата) и последующее гравитационное обогащение хвостов магнитной
сепарации (с получением гематитового концентрата и отвальных хвостах).
2. Флотационное обогащение исходной руды (с получением коллективного
магнетит - гематитового концентрата и отвальных хвостов).
Условно принимаем:
1. Извлечение магнетита и гематита при флотации одинаково, то есть
относительное количество магнетита и гематита, перешедшее в пенный продукт
флотации, пропорционально их количеству в исходной руде.
2. при магнитном обогащении из железосодержащих минералов в
концентрат переходит только магнетит.
. при гравитационном обогащении из железосодержащих минералов в
концентрат переходит только гематит, а оставшийся после магнитной сепарации
магнетит полностью уходит в отвальные хвосты.
Результаты расчетов основных технологических показателей.
1. Выход магнетитового концентрата
γкм = εм αм /β % =
85·19/61 = 26,4 %
2. Выход хвостов при магнитном обогащении
γхвм = γисх -
γкм = 100 - 26,4 = 73,6 %
3. Извлечение магнетита в хвосты при магнитном обогащении
. Содержание магнетитового железа в хвостах при магнитном обогащении
θхвм =
(100· αм -
γкм ·
βм )/γхвм = (100·19 - 26,4·61)/73,6 =
3.9 %
. Количество магнетитового концентрата
Qкм = Qисх · γкм /100 = 625·26,4/100 = 165 т/ч
6. Количество хвостов при магнитном обогащении
Qхвм= Qисх
- Qкм =791,7-308,7=483 т/ч
7. Выход гематитового концентрата
γкг =
εкг ·
αг/
βг = 81·5/64 = 6,4%
8. Выход суммарного концентрата
γсум
= γкм +
γкг = 26,4+ 6,4= 32,8 %
9. Содержание железа в суммарном концентрате
βсум = (γкм ·
βм +
γкг βг)/ γсум = (26,4·61 + 6,4·64)/32,8=61,5%
10. Выход хвостов гравитационного обогащения
γхв =
100 - γсум = 100 - 32,8 = 67,2 %
11. Содержание железа в хвостов при гравитационном обогащении
θхв=(100·
αсум -
γсум
·βсум)/γхв =(100·24 - 32,8·61,5)/67,2=25,2
αсум =
αм +
αг = 19+5 = 24 %
. Извлечение железа в суммарном концентрате
εсум =
γсум
·βсум/
αсум = 32,8·61,5/24 =
84,05 %
. Извлечение железа в хвосты при гравитационном обогащении
εхв =
γхв
·θхв/
αсум = 67,2·5,6/24 = 15,68 %
. Количество гематитового концентрата
Qкг = Qисх · γкг/100 = 625·6,4/100 = 40 т/ч
. Количество суммарного концентрата
Qсум
= Qкм + Qкг = 165 + 40= 205 т/ч
. Количество хвостов при гравитационном обогащении
Qхв
= Qисх - Qсум = 625- 205 = 420 т/ч
. Содержание магнетитового железа в суммарном концентрате
βсумм= εкм ·αм/ γсум = 85·19/32,8 = 49,2 %
. Содержание гематитового железа в суммарном концентрате
βсумг= εкг ·αг/ γсум = 81·5/32,8= 12,3%
.Содержание магнетитового железа в хвостов при гравитационном обогащении
θхвм =
(100· αм -
γсум
·βм )/
γхв =(100·19 - 32,8·61)/67,2= 1,5
. Содержание гематитового железа в хвостов при гравитационном обогащении
θхвг =
(100· αг -
γсум
·βг )/
γхв = (100·5 - 32,8·64)/67,2 = 23,7%
. Извлечение общего железа из магнетитового концентрата
εобщ м =
γкм · βм /αсум = 26,4·61/24 = 67,1 %
. Извлечение общего железа из гематитового концентрата
εобщ г =
γкг · βг /αсум = 6,4·64/24 = 17%
. Содержание общего железа в гематитовом концентрате
θхвг =
αг ·Qисх/ Qхвм
θм = θхвм + θхв г
θм = θхвм + αг ·Qисх/ Qхвм = 1,5 + 5·625/483= 6,4 %
.Извлечение общего железа из хвостов при магнитном обогащении
εхв =
γмхв
·θм/
αсум = 73,6·6,4/24 = 19,6 %
. Содержание общего железа при флотационном обогащении
θхв = (100· αсум -
γф
·βф)/γхв = (100·24 -36,4 ·60)/67,2 = 3,3 %
. Количество коллективного концентрата
Qф
= Qисх ·
γф/100 = 625·36,4/100 = 227,5 т/ч
27. Количество хвостов при флотационном обогащении
Qотхв = Qисх - Qф = 625 - 227,5 = 397,5 т/ч
28. Содержание магнетитового и гематитового железа при флотационном
обогащении
βкол.км =
εф ·
αм / γф = 91·19/36,4 = 47,5 %
βкол.кг =
εф ·
αг / γф = 91·5/36,4 = 12,5 %
. Содержание общего магнетитового железа при флотационном обогащении
θотвм =
εхв ·αм /
γхв = 15,68·19/67,2 = 4,4 %
30. Содержание общего гематитового железа при флотационном обогащении
θотвг =
εхв · αг /
γхв = 15,68·5/67,2 = 1,16 %
. Выход коллективного концентрата при флотационном обогащении
γф = εф ·
αсум /
βф = 91·24/60 = 36,4 %
Результаты расчетов основных технологических показателей можно
представить в виде следующей таблицы:
Таблица 4
Продукты обогащения
|
Выход продуктов
|
Содержание железа, %
|
Извлечение железа, %
|
|
т
|
%
|
всего
|
Магнетитового
|
всего
|
Магнети-тового
|
Гемати-тового
|
1-й вариант технологической
схемы
|
Магнетитовый концентрат
|
165
|
26,4
|
61
|
61
|
-
|
67,1
|
85
|
-
|
Гематитовый концентрат
|
40
|
6,4
|
64
|
-
|
64
|
17
|
-
|
81
|
Суммарный железосодержащий
концентрат.
|
205
|
32,8
|
61,5
|
49,2
|
12,3
|
84,05
|
85
|
81
|
Отвальные хвосты
|
420
|
67,2
|
25,2
|
1,5
|
23,7
|
19,6
|
15
|
17
|
Исх. руда
|
625
|
100
|
24
|
19
|
5
|
100
|
100
|
100
|
2-й вариант технологической
схемы
|
Коллективный концентрат.
|
227,5
|
26,4
|
60
|
47,5
|
12,5
|
84
|
85
|
81
|
Отвальные хвосты
|
397,5
|
73,6
|
5,56
|
1,5
|
4,4
|
16
|
15
|
19
|
Исходная руда
|
625
|
24
|
19
|
5
|
100
|
100
|
100
|
Определение
эффективности процесса обогащения
Для количественной оценки эффективности обогащения (η) полезного ископаемого при разделении
его на два продукта используют формулу:
η = (εк - jк) ·
100% / (100 - αмин)
αмин - содержание минерала, носителя
ценного компонента, в исходном продукте.
αмин = αмин г +
αмин м = 38,7 + 10 = 48,7%
М(Fe) = 56 3 =
0,724
M(Fe3 O4) 56 3 + 16 4
αмин м =
αм / 0,724 = 19 / 0,724 = 26,2%
М(Fe) = 56· 2 =
0,7
M(Fe2 O3) 56 · 2 + 16 · 3
αмин г =
αг / 0,7 = 5 / 0,7 = 7,1%
Эффективность обогащения для технологической схемы 1:
η = ((εсум
- γсум) /
(100 - αмин)) ·100% =
= (84,05 - 32,8) · 100% / (100 - 26,2) = 69,4%
(Процесс эффективен, т.к. η > 50%)
Процесс обогащения характеризуется также степенью обогащения или степенью
концентрации (К): К = β / α
К =
βсум
/ α = 61,5/ 24 = 2,6
Степень сокращения (R)
показывает, во сколько раз количество концентрата (γк) меньше количества переработанного полезного
ископаемого:
R = 100 / γк
R = 100 / γсум = 100 / 32,8 = 3
Эффективность схемы обогащения для технологической схемы 2:
η = (εф - γф). 100% / (100 - αмин) = ((91 - 36,4) / (100 -26,2 )) 100%
= 74%
(Процесс эффективен, т.к. η > 50%)
К =
βф
/ α = 60 / 24= 2,5
К =
100 / γф =100 / 36,4 = 2,7
Исходная руда
Q =
625 т/ч
γ = 100%
d = -
1200 +0 мм
Предварительное грохочение
Q1
п = 86,25 т/ч Q1 н = 538,75 т/ч
γп1= 13,8% γн1 = 86,2%
d =
-240 +0 мм
ККД
d =
-1200 +240 мм
Q =
538,2 т/ч
γ = 86,2%
d =
-240 +0 мм
Q
п 2= 625 т/ч
γ п2 = 100%
d =
-240 +0 мм
КСД
Q =
625 т/ч
γ = 100%
d =
-40 +0 мм
Qc =1698,5 т/ч
γ = 100%
d =
-40 +0 мм
Контрольное грохочение
Q3 н = 565 т/ч
γ3 н =88%
d =
-40 +0 мм
КМД
Q3п = 60
γ3п = 9,6
d = -5
+0 мм На измельчение
Исходная руда
γ = 100%
αсум = 24%
ε = 100% Q = 565 т/ч
Магнитное обогащение
Хвосты
γкм = 26,4%
γхвм = 73.6 %
β = 38,2%
ε = 67,9%
ε хвм= 15 %км = 165 т/ч
Qхвм = 483 т/ч
Гравитационное обогащение
Отв. хвосты
γкг = 6,4%
γхв = 67,2 %
βкг = 12,5%
θ = 3,9 %
εобщ г = 17%
εхв = 15,8 %кг =
40 т/ч
Qотхв = 397,5 т/ч
Гематитовый концентрат
Суммарный концентрат
Отвальные хвосты
На агломерацию в хвостохранилище
γсум = 32,8%
βсум = 61,5%
εсум = 84,05% сум = 205 т/ч
Качественно-количественная схема операций магнитного и
гравитационного обогащения железной руды
Исходная руда
γ = 100%
α= 24%
ε = 100%= 625 т/ч
Флотационное обогащение
Концентрат Хвосты
γф = 36,4 % γ хв = 67,2 %
β ф = 60% θ хв = 5,6 %
ε ф = 91% ε хв = 15,8 %
Qф = 227,5 т/ч Qхв = 420
т/ч
Коллективный концентрат на производство окатышей
Отвальные хвосты в хвостохранилище
Качественно-количественная схема операции флотации железной
руды
Вывод:
. Для данной железной руды эффективно трехстадийная операция дробления с
предварительным грохочением на первой стадии и контрольным на третей стадии.
. Анализ технологических показателей обогащения железной руды
показал, что наиболее эффективной является флотационная технология, т. к.
эффективность процесса, степени сокращения и концентрации выше, чем у
магнитного и гравитационного обогащения.
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 стр. с илл.
. Разумов
К.А., Перов В.А. проектирование обогатительных фабрик. М., Недра, 1982 г.
Похожие работы на - Расчет качественно-количественных показателей подготовительных и основных операций обогащения железной руды
|