Дипломный проект на тему: Обогатительная фабрика для переработки руды гайского месторождения

3.3. Выбор и расчёт основного технологического оборудования

3.3.1. Выбор и расчёт дробилок

Согласно приведённым расчётам схемы дробления составлена таблица 3.6, в которой приведены исходные данные для выбора и расчёта дробилок.

Таблица 3.6 – Исходные данные для выбора и расчёта дробилок додрабливания критического класса крупности разгрузки МПСИ

Наименование параметров

Стадия додрабливания

Размер требуемого загрузочного отверстия, мм

72

Размер максимального куска в питании, мм

60

Размер разгрузочной щели, мм

10

Производительность дробилки по питанию, т/ч

265

Согласно исходным данным для додрабливания возможно использование дробилок КМД 2200Гр, 2200Т.

Расчёт производительностей дробилок в проектных условиях произведён по формулам (3.9) и (3.10):

(3.8)

где - приведённая каталожная производительность, м3/ч;

- насыпная плотность руды, кг/м3;

– поправочные коэффициенты крепости руды, крупностипитания дробилки и влажности руды;

- коэффициент учёта характера цикла дробления.

(3.9)

где - производительность дробилки при номинальной щели, м3/ч;

- проектная разгрузочная щель, мм;

- номинальная разгрузочная щель дробилки, мм.

Количество дробилок для j-той стадии дробления рассчитано по формуле:

(3.10)

где н.пит .– коэффициент, учитывающий неравномерность питания ( н.пит. = 0,95).

Результаты расчётов дробилок сведены в таблицу 3.7.

Пример расчёта для дробилки КСД 2200Гр:

/ч;

Насыпная плотность продукта принята из соотношения:

(3.11)

где ? – плотность руды, кг/м3, ? = 3,5 т/м3.

;

kf = 0,95, так как руда твёрдой крепости /6/;

kкр = 1,10, так как массовая доля в питании класса +0,5Вприн составляет 2% /6/;

kвл = 0,75, так как влажность руды составляет 10 %;

kц = 1,00 для открытого цикла дробления.

Расчёт других дробилок аналогичен. Результат расчётов дробилок приведён в таблице 3.7. Технико-экономическиепоказатели для сравнения вариантов использования дробилок приведены в таблице 3.8.На основании таблицы 3.8 в проекте принято к установке одна дробилка КМД 2200Т в стадии додрабливания.

Таблица 3.7 – Расчёт дробилок

Стадия дробления

Qj, т/ч

Типоразмер дробилки

?н, кг/м3

kf

kкр

kвл

kц

Qкат.прив., м3

Qдр, м3

kн.пит

njрасч

nприн

Додрабливание

265

КМД 2200Гр

КМД 2200Т

2000

2000

0,95

0,95

1,10

1,10

0,75

0,75

1,00

1,00

240

220

376

345

0,95

0,95

0,74

0,81

1

1

Таблица 3.8 – Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок

Стадия дробления

Типоразмер дробилки

Количество дробилок

Коэффициент загрузки kзагр

Производи-тельность, т/ч

Масса, т

Мощность электродвигателя, кВт

одной

всех

одной

всех

одной

всех

Додрабливание

КМД 2200Гр

КМД 2200Т

1

1

0,85

0,86

501

460

501

460

88,5

88,4

88,5

88,4

250

250

250

250

3.3.2. Выбор и расчёт грохотов

Проектом рассмотрены грохота ГИТ и ГИСТ. Необходимая площадь для грохочения навибрационных грохотах, установленных после полусамоизмельчения для поверочногогрохочения, рассчитывается по удельным нагрузкам с учётом поправочныхкоэффициентов по условиям грохочения. Расчёт необходимой площади грохота произведён по формуле:

2, (3.12)

где Q – производительность операции «грохочение» по питанию, т/ч;

q – удельная производительность одного кв.метра просеивающей поверхности, м3/(м2?ч);

pн – насыпная плотность материала, т/м3;

k, l, m, n, o, p – поправочные коэффициенты, таблица 21 /6/;

kж.с. – коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности.

Пример расчёта грохота ГИТ – 41:

q= 16, 0 м3/(м2?ч), так как размер отверстия, а=8 мм;

pн = 2,0 т/м3;

k = 1, 0, так как содержание в питании зёрен меньше половины размера отверстия составляет 40%;

l = 1, 01, так как содержание в питании зёрен, размером больше а =8 мм составляет 27 %;

m = 1,00, так как эффективность грохочения составляет 90 %;

n = 1,00, так как на грохочение поступает дроблённый материал;

о = 0,80, так как материал, поступающий на грохочение влажный;

р = 1,30, так как грохочение мокрое с орошением;

kж.с. =1,00.

Расчёт количества грохотов произведен по формуле:

(3.13)

где Fi - площадь грохота из каталога, м2.

Определён коэффициент загрузки по формуле:

(3.14)

Для ГИТ – 41 коэффициент загрузки равен:

Аналогично рассчитаны другие типоразмеры вибрационных грохотов.

Для самобалансных грохотов удельная производительность выше на 65 % по сравнению с аналогичной длясамоцентрирующихся грохотов /14/.

Результаты расчётов грохотов приведены в таблице 3.9.

К установке принимаются два грохота ГИСТ–72 с площадью сит 22,48 м2 и размером отверстия сита 8 мм.

Для выбранного типоразмера проведена проверка на толщину слоя, которая должна быть в конце просеивающей поверхности не более 100 мм или не более 4d.

(3.15)

где Q+ - производительность грохота по надрешётному продукту, т/ч;

Bр – рабочая ширина грохота, м; Bр = В – 0,15;

В – ширина короба грохота, м;

v – скорость движения по грохоту, м/с. Для самобалансных грохотов принято v=0,3 м/с.

0,015 м =15 мм.

Так как 15,0 мм < 100 мм, то проверка на толщину слоя материала в конце просеивающей поверхности выполнена успешно.

Таблица 3.9 - Расчётная таблица грохотов

Наименование грохочения

Q, т/ч

а, мм

q, м3/(м2?ч)

pн, т/м3

Коэффициенты

Fгр, м2

Типоразмер грохота и его площадь, Fi, м2

ni

nприн

kз, %

K

l

m

n

o

p

kж.с

Поверочное грохочение

1247

8

16,0

2,00

1,00

1,01

1,0

1,0

0,80

1,3

1,0

37,1

ГИТ – 41

4,46

ГИТ – 42

4,21

ГИТ – 51

5,74

ГИТ – 52

5,95

ГИТ – 71

10,63

8,76

9,28

6,80

6,56

3,67

9

10

7

7

4

97

93

97

94

92

22,48

ГИСТ – 51

6,69

ГИСТ – 61

5,78

ГИСТ – 72

14,88

3,54

4,09

1,59

4

4

2

89

102

80

3.3.3. Выбор и расчёт оборудования для измельчения

Расчёт мельниц полусамоизмельчения:

К установке принята мельница МПСИ 8530?3660.

Необходимое количество руды, поступающее на полусамоизмельчение, определяется по формуле:

где Qэ – производительность эталонной мельницы, т/ч;

Vп – объём проектируемой мельницы, м3;

Vэ – объём эталонной мельницы, м3;

Dп – диаметр барабана проектируемой мельницы, мм;

Dэ – диаметр барабана эталонной мельницы, мм,

Необходимое число мельниц определяется по формуле:

где Q – количество руды, поступающее на полусамоизмельчение, (Q=1247 т/ч).

Аналогично рассчитана мельница МПСИ 9000?3000 для стадии полусамоизмельчения. Расчёты сведены в таблицу 3.10.Для окончательного решения вопроса о количестве мельниц составлена таблица 3.11.

Расчёт мельниц второй стадии измельчения:

Производительность цикла по классу минус 71 мкм рассчитана по формуле:

где ?-71 и ?-71- массовая доля класса минус 71 мкм в питании мельницы и в сливе гидроциклона, %.

Удельная производительность i-го класса типоразмера мельниц для проектных условий рассчитано по формуле:

где qэт – удельная производительность эталонной мельницы по классу минус 71 мкм, т/(ч?м3);

kизм – коэффициент сравнительной измельчаемости руд, проектной и эталонной;

kт – коэффициент, учитывающий разницу в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке;

kкр – коэффициент, учитывающий разницу в крупности руды и конечного продукта для мельниц эталонной и проектной, определяется по формуле:

гдеm1 иm2 – относительная производительность (д.е.) по расчётному классу минус 71 мкм для эталонных и проектных условий соответственно.

kDi – коэффициент, которым учитывается разница в диаметрах барабанов мельниц проектируемой и эталонной. Рассчитано по формуле:

гдеDпроект, Dэт – диаметр (в свету) барабана мельниц проектируемой и эталонной, м.

Необходимый для измельчения объём мельниц рассчитан по формуле:

Число мельниц в i-ом варианте:

где - номинальный объем мельницы, м3.

где D – диаметр мельницы, м;

L – длина мельницы, м.

Пример расчёта шаровой мельницы для второй стадии измельчения. За эталон принята шаровая мельница МШЦ5490?7920, работающая во второй стадии измельчения на Гайской обогатительной фабрике.

Q-71 = 982?(72-38)/100 = 333, 88 334 т/ч;

qэт = 1,2т/(ч?м3) по данным практики действующей обогатительнойфабрике;

kизм = 1,10, так как руда твёрдая;

kт =1,0, так как разница в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке отсутствует /6/.

Так как на действующей обогатительной фабрике крупность исходного продукта составляет -8+0 мм, ?-71=69 %, тогда m1=0,97.

Так как в проектных условиях крупность исходного продукта составляет -8+0 мм, ?-71=72 %, тогдаm2=0,94 /6/.

kкр = 0,94/0,97=0,96.

Для проектируемой обогатительной фабрики выбрано два типоразмера шаровых мельниц для второй стадии измельчения МШЦ 5500?6500 и МШЦ 5490?7920.

Пример расчёта шаровой мельницы МШЦ 5500?6500:

=1,2?1,10?1,0?0,96?0,82=1,04т/(ч?м3);

;

Рассчитана допускаемая пропускная способность мельницы по формуле:

Пропускная способность проектируемой мельницы рассчитана по формуле:

где Qпит - количество руды, подаваемой в мельницу, т/ч;

- принятое количество мельниц в i-ом варианте.

.

Шаровая мельница МШЦ 5500?6500 удовлетворяет по пропускной способности, так как =15,56 т/(ч?м3) > =6,46 т/(ч?м3).

Аналогично рассчитаны остальные типоразмеры шаровых мельниц для второй стадии измельчения и третьей стадииизмельчения для доизмельчения коллективного концентрата. Расчёты сведены втаблицу 3.10. Для окончательного решения вопроса о количестве мельниц составлена таблица 3.11.

На основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов мельниц к установке приняты: в первой стадииизмельчения две мельницы МПСИ 8530?3660, во второй стадии измельчения двешаровые мельницы МШЦ 5490?7920, в третьей стадии измельчения длядоизмельчения коллективного концентрата одна шаровая мельница МШЦ 4500?6000.

Таблица 3.10 – Расчётная таблица мельниц

Стадия измельчения

Вариант и типоразмер мельницы

Рабочий объем мельницы, м3

Di

kизм

kт

kкр

kDi

qэт

qi

kн.пит

Vi, м3

nрасч

nпри.

kзаг, %

т/(ч?м3)

I стадия измельчения

МПСИ 8530?3660

МПСИ 9000?3000

200

184

8,53

9,0

1,73

1,98

2

2

87

99

II стадия измельчения

МШЦ 5490?7920

МШЦ 5500?6500

160

146

5,49

5,5

1,10

1,10

1,00

1,00

0,96

0,96

0,90

0,82

1,20

1,20

1,05

1,04

0,98

0,98

325

328

1,84

2,25

2

3

92

73

III стадия измельчения

МШЦ 3600?4000

МШЦ 4500?6000

36

89

3,6

4,5

1,10

1,10

1,00

1,00

1,00

1,00

1,0

1,12

0,45

0,45

0,50

0,55

0,98

0,98

98

88

2,71

0,99

3

1

90

99

Таблица 3.11 – Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Стадия измельчения

Вариант, типоразмер мельницы

Количество мельниц

Объём мельницы, м3

Масса, т

Установленная мощность, кВт

kзагр, %

одной

всех

одной

всех

одной

всех

I стадия измельчения

МПСИ 8530?3660

МПСИ 9000?3000

2

2

200

184

200

368

800,0

816,0

1600,0

1632,0

5000

4000

10000

8000

87

99

II стадия измельчения

МШЦ 5500?6500

МШЦ 5490?7920

3

2

146

160

438

146

657,5

710,0

1972,5

1420,0

4000

4100

12000

8200

73

92

III стадия измельчения

МШЦ 3600?4000

МШЦ 4500?6000

3

1

36

89

9

18

117,0

299,0

351,0

299,0

1000

2500

3000

2500

90

99

3.3.4.Выбор и расчёт оборудования для классификации

Для классификации принимаем к установке гидроциклоны для получения тонкоизмельчённого продукта. Расчёт гидроциклонов сводитсяв нахождении максимального диаметра гидроциклона, определения достаточногодавления на входе в гидроциклон, нахождения диаметра песковой насадки и номинальной крупности слива.

Максимальный диаметр гидроциклона рассчитан по формуле:

где d2макс – номинальная крупность (d0,95) зёрен (мкм) в сливе гидроциклона;

dп, dсл – диаметры насадок песковой и сливной соответственно, см;

? и ?0– плотность твёрдой и жидкой фаз пульпы, т/м3;

Н – рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

?тв.пит - массовая доля твёрдого в питании гидроциклона, %.

Производительность по питанию рассчитана по формуле:

где – коэффициент учёта угла конусности гидроциклона;

- коэффициент учёта диаметра гидроциклона;

- давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Давление пульпы на входе в гидроциклон рассчитано по формуле:

где - высота гидроциклона, м;

– плотность пульпы на входе в гидроциклон, т/м3, рассчитано по формуле:

Дебит пульпы рассчитан для каждого варианта по формуле:

где - количество руды, поступающей на классификацию, т/ч;

R – разбавление пульпы, которая подаётся на классификацию:

Количество гидроциклонов для каждого варианта рассчитано по формуле:

Нагрузки на песковую насадку рассчитаны по формуле:

Пример расчёта гидроциклона ГЦ-500 для первой стадии классификации:

dмакс. = 172 мкм, так как массовая доля класса минус 71 мкм в сливе гидроциклона составляет 72 %, /6/.

dп/dсл принято 0,55;

Н = 0,04 МПа,/6/;

= 1,00 /6/;

= 1,00 /6/;

= 2,3 /6/;

;

, то есть соответствует допустимой = 0,5 – 2,5 .

Аналогично рассчитаны другие варианты типоразмеров гидроциклонов. Результаты расчёта сведены в таблицу 3.12.

К установке в первой стадии классификации принято десять гидроциклонов ГЦ-710 работающих и два резервных.Во второй стадии классификации принят к установке два гидроциклона ГЦ-710 работающих и один резервный.

Таблица 3.12 – Расчёт гидроциклонов

Стадия и наименование классификации

Вариант

Vп, м3

dп/dсл

dмакс

Массовая доля, %

Н, МПа

Дмакс, см

Р0, МПа

Диаметр насадков, см

?п, т/м3

Vг.ц.

пi

пг.ц.

qпеск, т/(ч?м3)

?тв.пит

?тв.сл.

?тв.п

dпит

dсл

dп

Первая, поверочная

ГЦ-710

ГЦ-500

4899

4899

0,55

0,55

172

172

50,00

50,00

44,78

44,78

72,0

72,0

0,04

0,04

107,4

107,4

0,09

0,08

21

15

25

20

15

15

1,56

1,56

472,50

254,56

10,06

19,24

10

20

1,6

0,80

Доизмельчение, поверочная

ГЦ-710

ГЦ-500

600

600

0,55

0,55

75

75

38,18

38,18

24,24

24,24

65,0

65,0

0,04

0,04

24,51

24,51

0,09

0,07

21

15

25

20

7,5

7,5

1,37

1,37

443,73

240,67

1,35

2,40

2

3

1,88

1,36

3.3.5.Выбор и расчёт флотационных машин

Для ведения флотационного процесса во флотационной машине должно обеспечиваться:

а) необходимое перемешивание пульпы для поддержания минеральных частиц во взвешенном состоянии;

б) необходимый для эффективного разделения частиц расход воздуха, его диспергирование на мелкие пузырьки и равномерное их распределение по объёму камеры;

в) создание способной зоны пенообразования на поверхности пульпы;

г) подача питания и раздельная разгрузка пенного и камерного продуктов;

По способу перемешивания и аэрации пульпы применяемые в настоящее время флотационные машины разделяются на:

а) механические, в которых перемешивание пульпы и засасывания воздуха осуществляется импеллером;

б) пневмомеханические, в которых перемешивание пульпы осуществляется импеллером, а воздух подаётся от воздуходувки;

г) пневматические, в которых перемешивание и аэрация пульпы осуществляется подачей сжатого воздуха.

Отличительная особенность пневмомеханических флотационных машин заключается в том, что в этихмашинах импеллер вращается с частотой, необходимой для поддержания частиц вовзвешенном состоянии и тонкого диспергирования воздуха, воздух подаётся вмашину от воздуходувки. Поступление воздуха от воздуходувки позволяет посравнению с механическими флотационными машинами обеспечить постоянный расходвоздуха в машине независимо от износа аэратора и регулировать его по фронтуфлотации. Также они могут работать с противотоком пены, при установке большогоколичества машин на одной отметке, с использованием подсасывания продуктов вкамеры соответствующего размеров. В проекте принято к установке флотационные машины типа «РИФ».

Пневмомеханические машины типа «РИФ» предназначены для обогащения руд методом пенной флотации. Новыегидроаэродинамические условия, создаваемые аэрационными узлами конструкции РИФза счет оптимальных придонных и восходящих потоков пульпы, позволяют увеличитьколичество тонкодиспергируемого воздуха и снизить мощность, потребляемую приводом блока аэратора новой конструкции.

Конструкция флотационных машин типа «РИФ» обеспечивает:

– успешную флотацию частиц широкого диапазона крупности, в том числе класса +0,2 мм и более;

– повышение технологических показателей по содержанию и извлечению полезных компонентов в концентрат, снижение потерь в хвостах;

– высокая эксплуатационная надежность.

Главной конструктивной особенностью флотационных машин является модульный принцип построения. Благодаря такойконструкции флотационные машины легко транспортировать как по железной дороге, так и автомобильным транспортом.

Необходимое число флотационных камер для флотации рассчитано по формуле:

где Wп – объём пульпы, поступающей в данную операцию, м3/мин;

t – продолжительность флотации, мин;

Vk – геометрический объём камеры, м3;

? – коэффициент заполнения камеры, равный отношению полезного объёма камеры к геометрическому (? = 0,65-0,80).

Объём пульпы, поступающей в данную операцию, рассчитан по формуле:

где Q – масса твёрдого, поступающая в операцию флотации, т/ч;

Мж – масса жидкого в пульпе, т/ч.

Значения Qи Мж найдены по результатам водно-шламовой схемы (таблица 3.4).

Число параллельно работающих секций флотационного отделения определено из соотношения:

где Vф.м. – максимальная производительность выбранного типоразмера флотационной камеры по потоку пульпы, м3/ч.

Время пребывания пульпы в камере найдено по формуле:

Пример расчёта флотационной машины РИФ-25 для медной «головки»:

t = 7 мин, по данным практики Гайской обогатительной фабрики;

что является удобным, так как диапазон продолжительности пребывания пульпы в камере флотационной машины составляет 0,5–2 минуты.

Аналогичным образом рассчитаны флотационные машины для всех операций. Результаты расчёта количества флотационных машин сведены в таблицу 3.13.

Проектом принято к установке флотационные машины РИФ–100 в медной «головке», в основнойи контрольной коллективных флотациях; РИФ?16 приняты в основной иконтрольной медной флотациях, первой, второй, третьей перечистных коллективных флотациях, в перечистной медной флотации.

Таблица 3.13 – Сводные данные расчёта флотационных машин

Операция флотации

Объём пульпы, поступающей в операцию, м3/мин

Продолжительность флотации

Типоразмер флотомашины

Геометрический объём камеры, м3

Количество параллельных потоков

Количество камер

Время пребывания пульпы в камере, мин

на один поток

всего

Медная «головка»

41,17

7,00

РИФ-100

РИФ-45

РИФ-25

100,0

45,0

25,0

1

2

2

4

4

8

4

8

16

1,75

0,88

0,44

Основная коллективная флотация

50,44

20.00

РИФ-100

РИФ-45

РИФ-25

100,0

45,0

25,0

1

2

2

12

14

26

12

28

52

1,66

0,71

0,38

Контрольная коллективная флотация

46,70

15,00

РИФ-100

РИФ-45

РИФ-25

100,0

45,0

25,0

1

2

2

8

10

18

8

20

36

1,87

0,75

0,42

I перечистная медно-цинковая флотация

9,62

10,00

РИФ-25

РИФ-16

РИФ-8,5

25,0

16,0

8,5

1

1

2

6

8

8

6

8

16

1,67

1,25

0,63

II перечистная медно-цинковая флотация

5,82

7,00

РИФ-25

РИФ-16

РИФ-8,5

25,0

16,0

8,5

1

1

1

4

4

8

4

4

8

1,75

1,75

0,88

Окончание таблицы 3.13

Операция флотации

Объём пульпы, поступающей в операцию, м3/мин

Продолжительность флотации

Типоразмер флотомашины

Геометрический объём камеры, м3

Количество параллельных потоков

Количество камер

Время пребывания пульпы в камере, мин

На один поток

всего

III перечистная медно-цинковая флотация

2,98

3,00

РИФ-16

РИФ-8,5

РИФ-6,5

16,0

8,5

6,5

1

1

1

2

2

2

2

2

2

1,50

1,50

1,50

Основная медная флотация

9,95

15,00

РИФ-25

РИФ-16

РИФ-8,5

25,0

16,0

8,5

1

1

1

8

12

24

8

12

24

1,88

1,25

0,63

Контрольная медная флотация

8,34

10,00

РИФ-25

РИФ-16

РИФ-8,5

25,0

16,0

8,5

1

1

1

6

8

14

6

8

14

1,66

1,25

0,71

Перечистная медная флотация

3,11

3.00

РИФ-16

РИФ-8,5

РИФ-6,5

16,0

8,5

6,5

1

1

1

2

4

4

2

4

4

1,5

0,75

0,75

Схема движения флотационной пульпы

Рисунок 3.5 – Схема движения флотационной пульпы

3.3.6.Выбор и расчёт питателей для реагентов

Для точной и равномерной подачи реагентов в процесс флотации используют питатели реагентов.

Расход флотационного реагента за один час рассчитан по формуле:

Расход раствора флотационного реагента с необходимой концентрацией рассчитан по формуле:

Пример расчёта расхода флотационного реагента: флотореагент - бутиловый ксантогенат; точка подачи – питающая коробкафлотационной машины медной «головки»; производительность Q=982 т/ч; расход реагента q=15 г/т (согласно таблицы 3.1):

Так как концентрация бутилового ксантогената составляет С=5 %(по практике Гайской фабрики), то:

Проектом принято устанавливать на реагентной площадке расходные баки, обеспечивающие двухчасовую потребность во флотационном реагенте.

Проектом принят питатель ПРИУ-5М с производительностью 10-1000 л/ч.

Аналогично выбраны и рассчитаны питатели реагентов для других операций. Результаты расчётов и выбора реагентного оборудования сведены в таблицу 3.14.

Таблица 3.14 – Расчёт питателей для реагентов.

Наименование реагента

Точка подачи

Количество точек

Расход в одну точку, л/ч

Питатель реагентов

Расходные баки

типоразмер

паспортная производительность, л/ч

количество питателей

размеры, L?B?H, м

(объём, м3)

количество

на одну точку

на операцию

Бутиловый ксантогенат

питающая коробка:

медной «головки»

1

294,6

ПРИУ-5М

10-1000

1

1

2,0?2,0?2,0

(8,00)

1

основной коллективной флотации

2

1473

ПРИУ-5М

10-1000

1

2

контрольной коллективной флотации

2

144,9

ПРИУ-4

3-200

1

2

основной медной флотации

1

66,8

ПРИУ-4

3-200

1

1

контрольной медной флотации

1

12,2

ПРИУ-4

3-200

1

1

Продолжение таблицы 3.14

Наименование реагента

Точка подачи

Количество точек

Расход в одну точку, л/ч

Питатель реагентов

Расходные баки

типоразмер

паспортная производительность, л/ч

количество питателей

размеры, L?B?H, м

(объём, м3)

количество

на одну точку

на операцию

Флотационное масло Т-80

питающая коробка:

медной «головки»

1

9,8

ПМР-2-Ф

0,3-20

1

1

0,5?0,5?0,5

(0,125)

основной коллективной флотации

2

5,4

ПМР-2-Ф

0,3-20

1

2

Медный купорос

питающая коробка:

основной коллективной флотации

2

134,7

ПРИУ-4

3-200

1

2

1,0?1,0?1,0

(1,00)

Сернистый натрий

сгуститель коллективного концентрата

1

48,0

ПРИУ-4

3-200

1

1

Продолжение таблицы 3.14

Наименование реагента

Точка подачи

Количество точек

Расход в одну точку, л/ч

Питатель реагентов

Расходные баки

типоразмер

паспортная производительность

количество питателей

размеры, L?B?H, м

(объём, м3)

количество

на одну точку

на операцию

Сернистый натрий

питающая коробка перечистной медной флотации

1

6,0

ПРИУ-4

3-200

1

1

0,5?0,5?0,5

(0,125)

1

Цинковый купорос

питающая коробка:

основной медной флотации

1

607,3

ПРИУ-5М

10-1000

1

1

1,0?1,0?1,5

(1,50)

1

перечистной медной флотации

1

10,2

ПРИУ-4

3-200

1

1

Уголь активированный

Сгуститель коллективного концентрата

1

11,2

ПРИУ-4

3-200

1

1

Продолжение таблицы 3.14

Наименование реагента

Точка подачи

Количество точек

Расход в одну точку, л/ч

Питатель реагентов

Расходные баки

типоразмер

паспортная производительность

количество питателей

размеры, L?B?H, м

(объём, м3)

количество

на одну точку

на операцию

Уголь активированный

Питающая коробка основной медной флотации

1

5,2

ПРИУ-4

3-200

1

1

0,5?0,5?0,5

(0,125)

1

Известь

Питатель мельницы:

третьей стадии

1

2024,0

ПБР-2

40-4000

1

1

Питающая коробка:

медной «головки»

1

2450,0

ПБР-2

40-4000

1

1

основной коллективной флотации

2

2421,0

ПБР-2

40-4000

1

2

Продолжение таблицы 3.14

Наименование реагента

Точка подачи

Количество точек

Расход в одну точку, л/ч

Питатель реагентов

Расходные баки

типоразмер

паспортная производительность

количество питателей

размеры, L?B?H, м

(объём, м3)

количество

на одну точку

на операцию

Известь

первой перечистной коллективной флотации

1

936,0

ПБР-2

40-4000

1

1

2,0?2,0?2,0

(8,00)

4

второй перечистной коллективной флотации

1

700,0

ПБР-2

40-4000

1

1

третьей перечистной коллективной флотации

1

608,0

ПБР-2

40-4000

1

1

основной медной флотации

1

920,0

ПБР-2

40-4000

1

1

Окончание таблицы 3.14

Наименование реагента

Точка подачи

Количество точек

Расход в одну точку, л/ч

Питатель реагентов

Расходные баки

типоразмер

паспортная производительность

количество питателей

размеры, L?B?H, м

(объём, м3)

количество

на одну точку

на операцию

Всего:

ПБР-2

40-4000

7

2,0?2,0?2,0

(8,00)

5

ПМР-2-Ф

0,3-20

2

ПРИУ-5М

10-1000

3

1,0?1,0?1,5

(1,50)

1

1,0?1,0?1,0

(1,000)

1

ПРИУ-4

3-200

6

0,5?0,5?0,5

(0,125)

3

3.3.7. Выбор и расчёт сгустителей

На процесс сгущения, протекающий под действием силы тяжести, влияют минералогический игранулометрический состав материала, форма частиц, содержание твёрдого висходной пульпе, плотность твёрдой и жидкой фаз, рН среды, наличие в пульпереагентов и специального ввода добавок.

Сгущение жидких продуктов в основном производится в цилиндрических сгустителях с механическойразгрузкой осадка. В зависимости от устройства механизма разгрузки и, главнымобразом, от расположения привода этого механизма цилиндрические сгустителиразделяются на два типа: с центральным приводом и с периферическим.

Расчёт сгустителя для десорбции.

На сгущение поступает 36 т/ч (864 т/сут), взято из водно-шламовой схемы (таблица 3.4). По даннымдействующей фабрики принимаем удельную нагрузку по коллективному концентрату q=0,75 т/(м2?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле:

(3.41)

где Q – производительность, поступающая на сгущение, т/сут;

q – удельная нагрузка, т/(м2?сут).

К установке принят сгуститель с периферическим приводом П-50М с диаметром чана 50 м, глубиной в центре 5 м и площадью сгущения 1950 м2.

Необходимое число сгустителей определяется по формуле:

(3.42)

где Si – площадь сгустителя принятого к установке, м2.

В проекте принят к установке один сгуститель П-50М.

Расчёт сгустителя для сгущения медного концентрата.

На сгущение медного концентрата поступает 69 т/ч (1656 т/сут), взято из водно-шламовойсхемы (таблица 3.4). По данным действующей фабрики принимаем удельную нагрузкупо медному концентрату q=0,6 т/(м2?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле 3.41:

К установке принят сгуститель с периферическим приводом П-50М с диаметром чана 50 м, глубиной в центре 5 м и площадью сгущения 1950 м2.

Необходимое число сгустителей определяется по формуле 3.42:

В проекте принято к установке два сгустителя П-50М.

Расчёт сгустителя для сгущения цинкового концентрата.

На сгущение цинкового концентрата поступает 5 т/ч (120 т/сут), взято из водно-шламовойсхемы (таблица 3.4). По данным действующей фабрики принимаем удельную нагрузку по цинковому концентрату q=0,4 т/(м2?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле 3.41:

К установке принят сгуститель с периферическим приводом П-25М с диаметром чана 5 м, глубиной в центре 3,6 м и площадью сгущения 500 м2.

Необходимое число сгустителей определяется по формуле 3.42:

В проекте принят к установке один сгуститель П-25М.

3.3.8. Выбор и расчёт пресс-фильтров

На проектируемой фабрике на фильтрование поступают тонкоизмельчённые продукты, исходя из этого, устанавливаемвертикальные фильтр-прессы, что подтверждается практикой работы обогатительной фабрики.

На горнодобывающих предприятиях при современной тенденции к более тонкому измельчению на обогатительных установкахпроцесс обезвоживания стал более трудным и потребовал применение пресс-фильтрования.

Преимущества пресс-фильтров по сравнению с другими типами фильтровального оборудования:

- низкая влажность осадка благодаря высокому давлению фильтрования;

- высокая адаптация к фильтруемой среде;

- низкое энергопотребление при эксплуатации;

- возможность промывки кека (внутри камеры) на фильтр-прессе;

- чистота фильтрата;

- низкий расход вспомогательных реагентов (коагулянтов, флокулянтов).

Пресс-фильтры фирмы «Larox»

Автоматические пресс-фильтры Larox являютсявертикальными фильтрами периодического действия с горизонтально расположеннымимембранными камерами. Пресс-фильтры Larox являютсяполностью автоматическими, как в отношении механических операций, так и приоптимизации процесса. Все операции контролируются программируемым логическимконтроллером, который регулирует работу также и дополнительного оборудования,например насосов и конвейеров. Фирма Larox предлагаетразностороннюю техническую поддержку в процессе продажи, тестирования иобслуживания для выбора оптимальной модели фильтра, помощи в разработкепроекта, обеспечения эффективной и надёжной работы.

Преимущества автоматических пресс-фильтров Larox:

- кек с низкой влажностью (7%), что позволяет сэкономить энергию и снизить расходы на сушку и транспортировку;

- горизонтальные плиты без распорных утолщений позволяют получать однородный кек и делать эффективную промывку;

- передвижение фильтроткани гарантирует, что весь образовавшийся кек будет выгружен полностью, а одновременная промывка фильтроткани увеличивает её качество и срок службы;

- высокая производительность и вертикальная конструкция позволяют сократить до минимума количество единиц оборудования и установочные площади.

- плиты большого размера, позволяющие сократить количество требующих обслуживания компонентов;

- система управления фильтротканью;

- надежная конструкция и материалы, делающие возможной эксплуатацию в жестких условиях.

- полностью автоматическая работа, а не просто автоматизация функций. Система автоматически поддерживаетсогласованную работу и эффективность даже при колебаниях свойств исходнойсуспензии и изменении условий процесса.

Работа пресс-фильтра Larox включает следующие циклы: фильтрование, диафрагменноепрессование I, промывку кека, дифрагменное прессование II, продувку воздухом, выгрузку кека и промывку.

Фильтрование. Пульпа подается насосом одновременно во все фильтровальные камеры. Поступающая пульпа вытесняет изкамеры фильтрат, а на фильтроткани формируется твердый кек. По мере увеличенияколичества твердого давление возрастает до тех пор, пока не будет достигнута нужная толщина слоя.

Диафрагменное прессование I.Воздух или вода под высоким давлением автоматически заполняет наддиафрагменноепространство в каждой камере, сокращая объем камеры и выдавливая из кека большефильтрата. Плотная фильтроткань и слой отфильтрованного твердого кека позволяютполучать исключительно чистый фильтрат.

Эффективность фильтрования повышается благодаря использованиювысокого давления. Диафрагменное прессование формирует гомогенный обезвоженныйслой твердого вещества одинаковой толщины и с минимальным остаточнымсодержанием жидкости, которое затем подвергается промывке и продувке воздухом.

Промывка кека. Пресс-фильтры Larox могут эффективно промывать прямо в камере образовавшийся слойтвердого кека, чтобы максимально удалить из него растворенные вещества, иличтобы получить минимально разбавленный маточный фильтрат. Промывочная жидкостьраспределяется очень равномерно, поскольку слой твердого вещества однороден ирасположен горизонтально. Проходя через кек, промывочная жидкость вытесняет изнего маточный раствор с минимальным смешением.

Диафрагменное прессование II. Повторное диафрагменное прессование равномерно продавливает промывочнуюжидкость через слой кека. Это обеспечивает эффективность промывки выше 95 %,получение сухого твердого вещества одинакового качества, и минимальный расходпромывочной жидкости.

Продувка воздухом.Сжатый воздух продувается через слой кека для его окончательной сушки. Содержаниевлаги снижается при этом до минимума, и может точно регулироваться путем изменения давления и продолжительности продувки.

Выгрузка кека и промывки. После раскрытияпакета фильтровальных плит фильтроткань приводится в движение и кек выгружаетсяиз каждой камеры. Одновременно происходит двусторонняя промывка фильтроткани,что сводит к минимуму ее забивку и гарантирует неизменное качество фильтрации.

Фильтрование медного концентрата.

На фильтрование поступает 69 т/ч, удельная производительность q=0,35т/(м2?ч).

Необходимая площадь фильтрования определяется по формуле:

(3.43)

где Q – производительность, поступающая на фильтрование, т/ч;

q – удельная нагрузка, т/(м2?ч).

К установке принят фильтр-пресс Larox PF 120/120 М1 60.

Необходимое число фильтр-прессов определяется по формуле:

(3.44)

где Si – площадь вакуум-фильтра принятого к установке, м2.

В проекте принято к установке два фильтр-пресса Larox PF 120/120 М1 60.

Фильтрование цинкового концентрата.

На фильтрование поступает 5 т/ч, удельная производительность q=0,06т/(м2?ч).

Необходимая площадь фильтрования определяется по формуле 3.43:

К установке принят фильтр-пресс Larox PF 120/120 М1 60.

Необходимое число вакуум-фильтров определяется по формуле 3.44:

В проекте принято к установке один фильтр-пресс Larox PF 120/120 М1 60.

3.3.9. Выбор и расчёт бункеров склада медного и цинкового концентратов

Максимальную вместимость склада для концентратов, отправляемых

ж.-д. транспортом, принимают равной 5 суток для фабрик большой производительности.

Объём бункеров для медного концентрата найден по формуле:

V= 120 * Qч. фильт. / ?н., м3, (3.45)

V = 3500 м3.

Объём бункера для цинкового концентрата найден по формуле 3.45:

V= 120 * Qч. фильт. / ?н., м3

V = 300 м3.

Каталог платных и бесплатных чертежей