Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное учреждение

высшего профессионального образования

Петрозаводский государственный университет

Кольский филиал

Кафедра: Обогащение полезных ископаемых

Курсовая работа

«Флотационные методы обогащения»

студентки 4 курса

очного отделения

горного факультета

специальность - Обогащение полезных ископаемых

Тазеевой Анастасии

Викторовны

Научный руководитель

проф. Скороходов В. Ф.

Апатиты 2006г.

Введение

Территория промышленного района проектируемой фабрики располагается в пригородной зоне городов Кировска и Апатиты на землях гослесфонда Кировского лесхоза в 500 м к юго-востоку от восточной горловины железнодорожной станции Новый Титан. Рудной базой фабрики является Восточный рудник, который геологически представляет собой единое апатито-нефелиновое рудное тело.

Анализ состояния сырьевой базы страны показывает, что запасы такого важнейшего вида полезного ископаемого, как фосфорсодержащие руды, отвечающие промышленным кондициям - ограничены.

Основным видом сырья для производства фосфатных удобрений в нашей стране является апатитовый концентрат, получаемый в процессе обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд на обогатительных фабриках АО “Апатит”.

Практически вся отечественная суперфосфатная промышленность базируется на Кольских апатитах и в первую очередь, на хибинских.

В данном курсовом проекте использована современная технология обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд с целью более рационального и экономичного их использования, а также вовлечения в производство всех апатитосодержащих руд Кольского полуострова. Также в работе рассмотрена возможность повышение эффективности обогатительного производства за счет внедрения новых технологий и оборудования, обеспечивающих получение высоких технико-экономических показателей в условиях постепенного снижения качества исходного минерального сырья.

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1 Характеристика сырьевой базы предприятия

Исходным сырьем мельнично-флотационного цеха для получения двух сортов концентрата является дробленая руда.

Инфраструктура предприятия развита на значительной территории, простирающейся с запада на восток на 70 км и с севера на юг на 30 км. Минерально-сырьевая база ОАО «Апатит» представлена сегодня 11 развитыми месторождениями апатит-нефелиновых руд, суммарные балансовые запасы которых составляют свыше 3600 млн. т. из которых 1473,4 млн. т. - государственный резерв.

В структуре подтвержденных мировых запасов апатитовых руд доля Хибинских месторождений составляет порядка 30%. Из разведанных месторождений эксплуатируется 6 наиболее благоприятных по запасам, качеству руд и горно-геологическим условиям, на базе которых действуют 4 рудника: Кировский, Расвумчоррский, Центральный и Восточный.

Эксплуатируемые месторождения образуют единую дугообразную зону в южной части Хибинского массива протяженностью более 25 км, мощностью до 250-300 м., с падением рудных тел к центру массива от 20 до 50о. Месторождения Кукисвумчорр, Юкспор, Апатитовый цирк и плато Расвумчорр являются частями единой апатитовой залежи, находящейся на отметках от +1050 до -650 м. Месторождения Коашва и Ньюркпахк являются юго-восточной частью рудной зоны и характеризуются наличием нескольких рудных тел и сложными горно-геологическими условиями.

Три месторождения - Олений ручей, Куэльпор и Партомчорр - детально разведаны и находятся в государственном резерве. Кроме того, существуют месторождения Эвеслогчорр и Валлепахк.

Запасы руд Хибинских месторождений могут обеспечить стабильную работу ОАО «Апатит» при существующей производительности еще не один десяток лет. Однако, различные горно-геологические условия, особенности состава и строения рудных тел, глубина залегания и способы отработки обуславливают неравномерную подготовленность и трудности в освоении рудной базы.

Основной негативной особенностью месторождений является снижение качества руды, усложнение горнотехнических и гидрогеологических условий по мере углубления добычных работ и ввода в эксплуатацию новых горизонтов.

Перспектива рудно-сырьевой базы ОАО «Апатит» определяется интенсивным развитием рудников, осуществляющих добычу подземным способом, прежде всего Кировского рудника, за счет освоения более глубоких горизонтов для компенсации выбывающих мощностей Центрального рудника и Ньюркпахкского карьера Восточного рудника. Доля руды добытой открытым способом будет сокращаться до 55% в 2005 г. и до 30% на рубеже 2015 г.

Апатитовые руды месторождений Хибин делятся на три типа. Первый из них представлен апатит-нефелиновыми рудами, второй - сфено-апатит-нефелиновыми и третий - полевошпато-нефелино-апатитовыми рудами.

Внутреннее строение центрального апатит-нефелинового тела достаточно сложное, почти на всем протяжении ему свойственна двухзональная структура. Богатая апатитом руда располагается в верхней части тела, бедная - в нижней.

В целом апатит-нефелиновые руды (пятнистой текстуры) характеризуются значительным разнообразием текстурных разновидностей, отличающихся внешним видом и содержанием апатита. По минералогическому составу апатитовые руды практически однотипны и отличаются лишь количественным соотношением рудообразующих минералов. Наиболее распространены: апатит, нефелин, сфен, полевой шпат, пироксен, титаномагнетит. Реже встречаются второстепенные минералы: натролит, лепидомелан, ринколит, канкринит. В пределах апатитовых месторождений установлено более 50 минеральных видов.

Апатит-нефелиновые руды пятнистой текстуры представлены светлыми массивными породами, в которых четко выделяются более темные пятна. Это наиболее богатая разновидность руды состоит на 60-90% из апатита, в его массе в виде пятен располагаются пироксены, сфен и нефелин. Размер отдельных пятен колеблется в пределах от 0,5 до 4 см.

Пятнисто- полосчатые руды близки к пятнистым, но здесь пятна или вытянуты в одном направлении, или сгущаясь, выделяются в виде почти беспрерывных полос. Линзовидно-полосчатые апатит-нефелиновые руды представляют собой широко распространенную текстурную разновидность. Они сложены линзами мелкозернистых нефелиновых пород, которые цементируются прослойками апатита. Выделяются две разновидности светло-серого цвета - богатая (свыше 17% P2O5) и бедная. В богатых рудах мощность апатитовых прожилок достигает 10 см и более, в бедных - тончайшие апатитовые прожилки.

Сетчатые руды представляют собой разновидность линзовидно-полосчатых руд, но отличаются от последних меньшим количеством апатита (содержание P2O5 6-12%). Это темно - серые породы, сложенные в основном линзами мелкозернистого ийолита, на фоне которых апатитовые прожилки образуют как бы ажурную сеть, вытянутую в одном направлении. Руды характеризуются повышенным содержанием нефелина и темноцветных минералов. Особое место занимают окисленные руды, которые образовались в результате физических и химических процессов при выветривании. Этим рудам свойственны бурая окраска, рыхлость, наличие значительных количеств глинистых шламов и коллоидов.

Основными породообразующими минералами всех разновидностей апатит-нефелиновых руд являются апатит, нефелин, сфен, эгирин, полевой шпат и титаномагнетит.

Преобладают апатит (10-80%) и нефелин (15-50%).

Примерный химический состав перерабатываемых руд (в % масс.)

P2O5 - 16,9 AI2O3 - 13,2 SiO2 - 25,3 Fe2 O3 - 3,2

FeO - 1,5 TiO2 - 2,0 CaO - 23,2 Na2O - 5,9

M2O - 0,4 MgO - 0,7 K2O - 3,7 F - 0,7

1.2 Краткая характеристика основных минералов

Апатит - Ca5(PO4)3?(F,CI,OH), ассоциирует практически со всеми минералами, часто включен в зерна других минералов: пироксенов, сфена и титаномагнетита. Менее характерны включения апатита в нефелин. Форма зерен правильная короткостолбчатая, столбчатая до игольчатой. Поверхность апатитовых зерен никогда не бывает гладкой, на ней постоянно наблюдаются фигуры роста и растворения. В мономинеральных агрегатах апатитовые зерна несут на себе многочисленные отпечатки соседних зерен. Размер зерен апатита почти всегда меньше зерен нефелина, полевого шпата, пироксенов и составляет у мелких зерен от 0,1 до 1 мм, у крупных от 2 до 12 мм. Иголочки апатита имеют длину 2-20 мм, в очень редких случаях 30 мм. Основная масса апатитовых зерен не имеет на поверхности включений и пленок. В редких случаях наблюдаются прочно закрепленные на поверхности апатитовых зерен пленки халькопирита.

Значительно чаще встречается апатит, поверхность которого покрыта бурыми пленками гидроокислов железа. Твердость апатита - 5, плотность - 3,2 г/см3, блеск стеклянный, цвет - бледно-зеленый, серый, черный, темно-серый, желтовато-зеленый.

Примерный химический состав апатита, %:

P2O5 - 40, 36; CaO 52, 74; AI2O3 0, 22; Na2O - 0, 13;

Fe2 O3 - 0,32; MgO 0,04; TiO2 0,02; K2O 0,09.

Нефелин - (Na,К)AI Si O4, ассоциирует со всеми минералами апатит-нефелиновых руд и вмещающих пород. Форма зерен разнообразная, размер зерен колеблется от 0,05 до 10 мм, редко до 80-100 мм. В нефелине постоянно наблюдаются инородные включения эгирина, апатита, титаномагнетита, лепидомелана, гидрослюды и глины.

Цвет - темно-зеленый, зеленовато-серый, серый. Блеск жирный, реже - стеклянный. Плотность - 2,6-2,7 г/cм3.

Сфен - CaTiSiO4 (O, OH, F). Присутствует в хибинских рудах в нескольких разновидностях. Наиболее распространены светло-бурые удлиненно-призматические кристаллы, из которых слагаются апатитo-сфеновые руды. По физическим свойствам все эти разновидности близки между собой. Плотность - 3,4-3,56 г/см3, твердость - 5-6, содержание TiO2 - 38-41%.

Пироксены (эгирин и эгирин-авгит) - химическая формула

NaFeSi2O6 - Ca(Mg, Fe, Al) [Si2O6]

Эгирин и эгирин-авгит встречаются во всех породах, но распространены в них неравномерно: количественное содержание их выше во вмещающих породах и ниже в апатитовых рудах.

Наиболее часто встречаются игольчатый эгирин (продольный размер зерен 5 - 20 мм при диаметре 0,2-1 мм), длиннопризматический (размером 2 x 0,2 мм), волокнистый эгирин, а также мелкие включения (до 0,0001 мм). Игольчатый эгирин обычно бывает черным, а волокнистый - ярко-зеленым.

Эгирин-авгит встречается в виде разнообразных по форме зерен размером до 30 мм, а в пегматитовых выделениях - до несколько десятков сантиметров. Цвет эгирина-авгита - черный с зеленоватым оттенком.

Для пироксенов характерен «стеклянный» блеск; удельный вес - от 3,41 до 3,72, причем максимальный удельный вес у зеленого волокнистого эгирина. Твердость пироксенов - 5. Им свойственна хрупкость, занозистый излом, а также электромагнитная восприимчивость. В кислотах пироксены не растворяются.

Титаномагнетит - химическая формула FeFe2O4 * FeTiO3. Титаномагнетит встречается со всеми породообразующими минералами массива, однако чаще - с пироксеном и сфеном. Наиболее широко он распространен в породах верхней контактной зоны. Представлен в массиве несколькими модификациями, чаще всего в виде крупных криссталов, включающих пироксены, апатит, нефелин, лепидомелан.

Наиболее часто встречаются зерна размером от 0,2 до 30 мм. Цвет, твердость и блеск минерала - обычные. Удельный вес 4,6 - 4,8. Минерал обладает сильными магнитными свойствами.

Совершенно очевидно, что совершенствование технологии обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд с целью более рационального и экономичного их использования имеет большое значение.[4]

1.3 Характеристика производимой продукции

Апатитовый концентрат является основным продуктом обогащения апатит-нефелиновой руды и представляет собой кристаллический порошок серого цвета, содержащий 95-97% чистого минерала апатита, имеющего удельный вес 3,15-3,20 т/м3. Апатит не ядовит, не токсичен, хорошо растворяется в неорганических кислотах, не горит.

Апатитовый концентрат выпускается согласно техническим требованиям ГОСТ 22275-90 "Концентрат апатитовый. Технические условия" и ТУ 2111-37-00203938-96 "Концентрат апатитовый "Супер".[13]

Нормируемые показатели стандартного концентрата приведены в таблице 1.

Таблица 1 - Нормируемые показатели стандартного концентрата

№ п/п	Наименование показателя
1	Массовая доля оксида фосфора (Р2О5), %, не менее	39,0
2	Массовая доля воды, %	1,0±0,5
3	Остаток на сите с сеткой №016К (ГОСТ6613-86), %, не менее	13,5

Примечание: 1. Массовая доля оксида фосфора дана в пересчёте на сухое вещество

2. Массовая доля полуторных оксидов (FeO, Fe2O3, Al2O3) не более 3,0% гарантируется поставщиком и определяется периодически один раз в месяц по требованию потребителя, а также в случае разногласий по оценке качества.

3. По согласованию с потребителем допускается отгрузка апатитового концентрата в период с мая по сентябрь включительно с содержанием массовой доли воды 1,50,5%.

Примерный минералогический состав апатитового концентрата, %:

Апатит - 94,5-96,0

нефелин - 2,1-3,0

полевой шпат - 0,1-0,2

сфен - 0,2-0,5

эгирин - 0,4-0,7

титаномагнетит - следы

Химическая формула апатита

Ca10(PО4)6(FOH)2

Примерная гранулометрическая характеристика стандартного апатитового концентрата приведена в таблице 2.

Таблица 2 - Примерная гранулометрическая характеристика стандартного апатитового концентрата

Классы, мм	Выход классов, %	Суммарный выход по плюсу, %
+0,224	3,70	3,70
-0,224+0,18	3,90	7,60
-0,18+0,16	3,00	10,60
-0,16+0,09	18,90	2,50
-0,09+0,071	13,35	4,85
-0,071	57,15	100,0

Нормируемые показатели апатитового концентрата "Супер" приведены в таблице 3.

Таблица 3 - Нормируемые показатели апатитового концентрата "Супер"

Наименование показателя	Норма
1. Массовая доля оксида фосфора Р2О5, %, не менее	40,0
2. Массовая доля оксида титана TiO2, %, не более	0,2
3. Масса подрешетного продукта сита с сеткой № 0071К (ГОСТ 6613), %, не более	20,0
4. Массовая доля воды	1,00,5

Примечание - Массовая доля оксида фосфора дана в пересчёте на сухое вещество

Примерная гранулометрическая характеристика апатитового концентрата "Супер" приведена в таблице 4.

Таблица 4 - Примерная гранулометрическая характеристика апатитового концентрата "Супер"

Классы, мм	Выход классов, %	Суммарный выход по плюсу, %
+0,224	11,05	11,05
-0,224+0,18	12,45	23,50
-0,18+0,16	14,55	38,05
-0,16+0,09	37,15	75,20
-0,09+0,071	11,50	86,70
-0,071	13,30	100,0

Апатитовый концентрат имеет:

Паспорт безопасности РПБ № 00203938.21.05237 от 15 12.1999 г.;

Информационную карту ПОХВ серия АТ № 000599 от 19.09.95 г.

Апатитовый концентрат применяется как высококачественное сырьё для производства фосфорных и сложных минеральных удобрений, для получения фосфорной кислоты высокой концентрации, элементарного фосфора, двойного и тройного суперфосфата и других фосфорных соединений.

Потребителями апатитового концентрата являются химические и суперфосфатные заводы России. Часть апатитового концентрата экспортируется в другие страны.[13]

2. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

2.1 Выбор и обоснование схемы, принятой к проектированию

Своеобразие технологических схем обогащения апатит-нефелиновых руд обусловлено особенностями их вещественного состава, необходимостью комплексного использования сырья и извлечения в соответствующие продукты обогащения, кроме апатита и нефелина, других данных компонентов (титаномагнетита, сфена, эгирина, и др.), возможностями последующей переработки получаемых концентратов.

По технологической схеме флотации на бывшей действующей обогатительной фабрике АНОФ-1 видно, что флотацию руды на двух потоках проводили при содержании 52-55% класса крупности -0,074 мм без последующего доизмельчения концентрата. На третьем потоке (35% общего объема) при более грубом помоле - 43-46% класса -0,074 мм, но с доизмельчением концентрата в соответствии с требованиями ГОСТ 5.1188-72, когда добываемые руды характеризовались высокой вкрапленностью апатита - это позволило увеличить объемы производства на существующих площадях без ухудшения технологических показателей. Но в дальнейшем практика работы показала, что при флотации грубоизмельченных руд имеет место снижение извлечения P2 O5 за счет повышенных потерь апатита с крупными фракциями хвостов, преимущественно в виде сростков с другими минералами. Это вызвано уменьшением размера вкрапленности полезного минерала - апатита в бедных апатито-нефелиновых рудах вовлекаемых в переработку с новых участков и месторождений. В результате снижения вкрапленности требуется тонкое измельчение руды для полного раскрытия зерен.

При дальнейшем понижении качества руды и особенно ухудшении ее технологических свойств участился выпуск некондиционного по качеству концентрата и снизилось технологическое извлечение. Вследствие этого была скомпонована технологическая схема, включающая три перечистки чернового концентрата, основную, контрольную флотации.

В виду низкого содержания полезного компонента в руде, высокой кондиции на концентрат, хорошей флотируемости полезного минерала, в частности апатита, к проектированию принимаем схему флотации с тремя перечистками чернового концентрата и контрольной флотацией хвостов. Концентрат контрольной флотации можно возвратить только в основную флотацию. Если концентрат контрольной и основной флотаций объединить и направить в первую перечистку, то вместо двух перечиток получится одна - со временем флотации, равным суммарному времени для основной и контрольной флотаций. Таким образом, мы потеряем контрольную флотацию, а время основной флотации увеличится, что плохо скажется на флотационном процессе. Так же для получения апатитового концентрата двух видов “Стандарт” (слив) и “Супер” (пески) концентрат третьей перечистки подвергаем классификации в гидроциклонах.

Принимаем к проектированию шаровые мельницы с центральной разгрузкой-МШЦ. По сравнению с мельницами с разгрузкой через решетку, меньшая сложность в конструкции и, поэтому, более низкая стоимость на единицу массы и полезного объема. Эксплуатация данного типа мельниц более проста и дешевле, так как в разгрузке мельниц МШЦ меньше самых крупных классов по сравнению с мельницами МШР. Поэтому износ насосов и гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле с мельницами, уменьшается. Ввиду того, что концентрат третьей перечистки будет подвергаться дальнейшей обработки, для получения более качественных продуктов передела классификации, его качество должно быть не менее 39,3% по Р2О5. Данная схема хорошо зарекомендовала себя на действующих фабриках ОАО “Апатит” и позволит получить необходимое содержание фосфорного ангидрида и его извлечение.

2.2 Расчет качественно-количественной схемы для получения концентратов «Супер» и «Стандарт»

Имея качественную характеристику сырья, задаемся следующими показателями и начинаем расчет качественно-количественной схемы:

по извлечению: ?1 22,00?, ?2 = 14,00?, ?7 18,00?, ?9 11,00?, 20 34,00?, 21 60,00?

по содержанию ?? = 11,40%, ?2 = 13,20%,? ?7 = 26,00%,? ?9 = 36,00%,? 20 = 40,00%,? 21 = 39,00%

1. Определяем число исходных показателей:

N = C * (np - ap + 1) - 1 = 2 * (12 - 6 + 1) - 1 =13

np = 7,9,10,11,12,13,16,17,18,19,20,21 = 12 шт.

ap = 6 операций

N - число исходных показателей

С = 1 + e = 2, e = 1

С - число расчётных показателей

е - число металлов,на которые рассчитывается схема

np - число продуктов разделения

ap - число операций разделения

2. Определяем число исходных показателей, относящихся к продуктам разделения:

Np = C * (np - ap) = 2 * (12 - 6) = 12

3. Определяем максимально возможное число показателей извлечения:

N = np - ap =12 - 6 = 6

4. Задаемся показателями по извлечению и по содержанию:

по извлечению: ?1 22,00?, ?2 = 14,00?, ?7 18,00?,?9 11,00?, 20 34,00?, 21 60,00?

по содержанию ?? = 11,40%, ?2 = 13,20%,? ?7 = 26,00%,? ?9 = 36,00%,? 20 = 40,00%,? 21 = 39,00%

5. Рассчитываем по уравнениям баланса недостающие расчеты по извлечению:

Принимаем циркулирующую нагрузку:

е2 = е5 + е1 = 300 + 100 = 400% , е1 = е2 = 100%

е18 = е20 + е21 = 34 + 60 = 94%

е6 = е14 - е4 = 36 + 100 = 136%

е14 = е11 + е12 = 22 + 14 = 36%

е15 = е16 + е17 = 105 + 18 = 123%

е16 = е18 + е19 = 94 + 11 = 105%

е10 = е15 - е19 = 123 - 11 = 112%

е8 = е10 + е11 = 112 + 22 = 134%

е7 = е8 - е17 = 134 - 18 = 116%

е9 = е6 - е7 = 136 - 116 = 20%

е13 = 100% -(е21+ е20) = 100-(60+34) = 6%

Проверка:

6. Рассчитываем выхода продуктов, для которых имеются содержание по формуле

Принимаем циркулирующую нагрузку:

Остальные выхода рассчитываем по уравнениям баланса:

Проверка

100,00%=100,00%

7. Рассчитываем недостающие показатели содержания

8. Рассчитываем абсолютные массы производств по формуле

Qч = Qг/n * з * ф

Где n - запланированное календарное число дней работы обогатительной фабрики в год;

з - коэффициент использования оборудования фабрики по времени - отношение чистого времени работы фабрики к запланированному календарному времени;

ф - количество рабочих часов в сутки.

n = 358

з = 0,92 - 0,95

n * з = 330 - 340

ф = 24 часа

Qч = 10000000/340*24 = 1225,00 т/час

Q10 = 1225,00 * 39,58/100 = 484,85 т/час

Q11 = 1225,00 * 23,86/100 = 292,28 т/час

Q12 = Q14 - Q11 = 458,51 - 292,28 = 166,23 т/час

Q13 = 1225,00 * 69,42/100 = 850,40 т/час

Q14 = 1225,00 * 37,43/100 = 458,51 т/час

Q15 = 1225,00 * 44,58/100 = 546,10 т/час

Q16 = 1225,00 * 35,58/100 = 435,85 т/час

Q17 = 1225,00 * 9,00/100 = 110,25 т/час

Q18 = 1225,00 * 30,58/100 = 374,60 т/час

Q19 = 1225,00 * 5,00/100 = 61,25 т/час

Q20 = 1225,00 * 10,88/100 = 133,28 т/час

Q21 = 1225,00 * 19,70/100 = 241,32 т/час

Q9 = Q12 + Q13 = 166,23 + 850,40 = 1016,63 т/час

Q8 = Q10 + Q11 = 484,85 + 292,28 = 777,13 т/час

Q7 = Q8 - Q17 = 777,13 - 110,25 = 666,88 т/час

Q6 = Q7 + Q9 = 666,88 + 1016,63 = 1683,51 т/час

Проверка: Q21 + Q20 + Q13 = Q1

241,32 + 133,28 + 850,40 = 1225,50 т/час

1225,00 = 1225,00

Находим Q2, Q3, Q5 для этого задаёмся циркулирующей нагрузкой С = 300%

Q2 = Q3 = Q1 * C = 1225,00*3 = 3675,00 т/час, Q4 = Q1

Q5 = Q3 - Q4 = 3675,00 - 1225,00 = 2450,00 т/час

9. Результаты расчетов записываем в таблицу 5.

Таблица 5. - Результаты расчета качественно-количественной схемы

N п/п	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	,%	,%		,%
I	Измельчение
	Поступает:
1	исх.руда	1225,00	100,00	12,80	1280,00	100
5	пески классификации	2450,00	300,00	12,80	3840,00	300
2	Итого	3675,00	400,00	12,80	5120,00	400
	Выходит:
2	питание измельчения	3675,00	400,00	12,80	5120,00	400
3	Итого	3675,00	400,00	12,80	5120,00	400
II	Классификация
	Поступает:
3	питание измельчения	3675,00	400,00	12,80	5120,00	400
2	Итого	3675,00	400,00	12,80	5120,00	400
	Выходит:
4	слив классификации	1225,00	100,00	12,80	1280,00	100
5	пески классификации	2450,00	300,00	12,80	3840,00	300
3	Итого	3675,00	400,00	12,80	5120,00	400
III	Осн.флотация
	Поступает:
4	слив классификации	1225,00	100,00	12,80	1280,00	100
14	объединённыйпродукт	458,51	38,27	12,04	460,00	36
6	Итого	1683,51	138,27	12,60	1740,00	136
	Выходит:
7	пен.продукт	666,88	55,28	26,86	1484,00	116
9	кам.продукт	1016,63	82,99	3,08	256,00	20
6	Итого	1683,51	138,27	12,60	1740,00	136
IV	I перечистка
	Поступает:
7	пен.продукт	666,88	55,28	26,86	1484,00	116
17	кам.продукт	110,25	9,00	26,00	230,00	18
8	Итого	777,13	64,28	26,68	1714,00	134
	Выходит:
10	пен.продукт	484,85	39,58	36,22	1433,00	112
11	кам.продукт	292,28	24,70	11,40	281,00	22
8	Итого	777,13	64,28	26,68	1714,00	134
V	Контрольная флотация
	Поступает:
9	кам.продукт основ.флот.	1016,63	82,99	3,08	256,00	20
9	Итого	1016,63	82,99	3,08	256,00	20
	Выходит:
12	пен.продукт	166,23	13,57	13,20	179,60	14
13	хвосты контр.флот.	850,40	69,42	1,10	76,40	6
9	Итого	1016,63	82,99	3,08	256,00	20
VI	II перечистка
	Поступает:
10	пен.продукт	484,85	39,58	36,22	1433,00	112
19	кам.продукт	61,25	4,00	36,00	141,00	11
15	Итого	546,10	43,58	36,12	1574,00	123
	Выходит:
16	пен.продукт	435,85	34,58	28,86	1344,00	105
17	кам.продукт	110,25	9,00	26,00	230,00	18
15	Итого	546,10	43,58	36,12	1574,00	123
VII	III перечистка
	Поступает:
16	пен.продукт	435,85	34,58	28,86	1344,00	105
16	Итого	435,85	34,58	28,86	1344,00	105
	Выходит:
18	пен.продукт	374,60	30,58	38,34	1203,00	94
19	кам.продукт	61,25	4,00	36,00	141,00	11
16	Итого	435,85	34,58	28,86	1344,00	105
VIII	Классификация
	Поступает:
18	пен.продукт	374,60	30,58	38,34	1203,00	94
18	Итого	374,60	30,58	38,34	1203,00	94
	Выходит:
20	пески	133,28	10,88	40,00	435,00	34
21	слив	241,32	19,70	39,00	768,00	60
18	Итого	374,60	30,58	38,34	1203,00	94

2.3 Расчет водно-шламовой схемы для получения концентратов «Супер» и «Стандарт»

1. Зададимся разжижениями продуктов для расчета водно-шламовой схемы процесса измельчения по таблице ориентировочного содержания твердого в некоторых операциях и продуктах:

R1 = 0,03

R4 = 1,50

R5 = 0,25

R3(I) = 0,54

2. Исходные показатели для процесса флотации:

Оптимальные значения R	Нерегулируемые значения R	Норма расхода
RIII = 1,90 RIV = 1,80 RVI = 2,30 RVII = 2,30	R7 = 1,40 R18 = 1,40 R20 = 2,50, R21 = 0,63 R10 = 1,38 R16 = 2,10	l12 = 1,50 м3/т L12 = l12*Q12 =1,50 * 166,23 = 249,34 м3/ч

3. Рассчитываем количества воды, добавляемые в отдельные операции:

-- для операции измельчения:

WI = LI + W1 +W5

W1 = R1 * Q1 = 0,03 * 1225,00 = 36,75 м3/ч

W5 = R5 * Q5= 0,25 * 2450,00 = 612,50 м3/ч

WI = RI * (Q1 + Q5) = 0,54 * (1225,00 + 2450,00) = 1984,50 м3/ч

LI = WI - W1 - W5 = 1984,50 - 36,75 - 612,50 = 1335,25 м3/ч

— для операции классификации:

LII=W4 +W5-W3 W3=WI

W4 = R4 * Q4 = 1,50 * 1225,00 = 1837,50 м3/ч

LII = 1837,50 + 612,25 - 1984,50 = 465,25 м3/ч

WII = W4 +W5 = 1837,50 + 612,50 = 2450,00 м3/ч

— для операции I перечистки:

WIV = RIV * (Q10 + Q11) = 1,80 * (484,85 + 292,28) = 1398,83 м3/ч

W10 = R10 * Q10 = 1,38 * 484,85 = 669,33 м3/ч

W11 = WIV - W10 = 1398,83 - 669,33 = 729,50 м3/ч

LIV = WIV - W7 - W17 = 1398,83 - 933,63 - 340,75 = 124,45 м3/ч

— для операции основной флотации:

WIII= W4+ W12 +W11 +L12

W7 = R7 * Q7 = 1,40 * 666,88 = 933,63 м3/ч

L12 = l12 * Q12 = 249,34 м3/ч

W12 = WIII - W4 - W11 - L12

WIII = RIII * (Q4 + Q11 + Q12) = 1,90 * (1225,00 + 292,28 + 166,23) = 3198,67 м3/ч

W12 = 3198,67 - 1837,50 - 729,50 - 249,34 = 382,33 м3/ч

W9 = WIII - W7 = 3198,67 - 933,63 = 2265,04 м3/ч

-- для операции классификации:

W20 = R20 * Q20 = 2,50 * 133,28 = 333,20 м3/ч

W21= W18 - W20 = 486,98 - 333,20 = 153,78 м3/ч

W18 = R18 * Q18 = 1,40 * 374,60 = 486,98 м3/ч

R21 = W21 / Q21 = 153,78 / 241,32 = 0,63

-- для операции контрольной флотации:

W13= W9 - W12 = 2265,04 - 382,33 = 1882,71 м3/ч

-- для операции III перечистки:

W16 = R16 * Q16= 2,10 * 435,85 = 915,28 м3/ч

WVII= RVII*(Q18+ Q19) = 2,30*(374,60 + 61,25) = 1002,45 м3/ч

W19 = WVII - W18 = 1002,45 - 486,98 = 515,47 м3/ч

LVII = WVII - W16

LVII = 1002,45 - 915,28 = 87,17 м3/ч

— для операции II перечистки:

WVI = W16 + W17

WVI = RVI * (Q16 + Q17) = 2,30 * (435,85 + 110,25) = 1256,03 м3/ч

W17 = WVI - W16 =1256,03 - 915,28 = 340,75 м3/ч

LVI = WVI - W10 - W19 = 1256,03 - 669,33 - 515,47 = 71,23 м3/ч

4. Рассчитываем значения Rn:

Rn = Wn / Qn

RII = WII / Q3 = 2450,00 / 3675,00 = 0,66

R11 = W11 / Q11 = 729,50 / 292,28 = 2,50

R9 = (WIII - W7) / Q9 = (3198,67 - 933,63) / 1016,63 = 2,22

R17 = (WIV - W7 - LIV) / Q17 = (1398,83 - 933,63 - 124,45) / 110,25 = 3,09

R19 = (WVI - W10 - LVI) / Q19 = (1256,03 - 669,33 - 71,23) / 61,25 = 4,00

RVII = (W18 + W19) / Q16 = (486,98 + 515,47) / 435,85 = 2,30

R13 = W13 / Q13 = 1882,71 / 850,40 = 2,21

5. Результаты расчетов записываем в таблицу 6.

Таблица 6. - Результаты расчета водно-шламовой схемы

N п/п	Наименование операций и продуктов	Q,т/ч	Rn	Wn,м3/ч	Vn,м3/ч
I	Измельчение
	Поступает:
1	исх.руда	1225,00	0,03	36,75	419,56
5	пески классификации	2450,00	0,25	612,50	1378,12
LI	свежая вода	-	-	1335,25	1335,25
2	Итого	3675,00	0,54	1984,50	3132,93
	Выходит:
3	питание измельчения	3675,00	0,54	1984,50	3132,93
2	Итого	3675,00	0,54	1984,50	3132,93
II	Классификация
	Поступает:
3	пит.измельчения	3675,00	0,54	1984,50	3132,93
LII	свежая вода	-	-	465,50	465,50
2	Итого	3675,00	0,66	2450,00	3598,43
	Выходит:
4	слив классификации	1225,00	1,50	1837,50	2220,31
5	пески классификации	2450,00	0,25	612,50	1378,12
2	Итого	3675,00	0,66	2450,00	3598,43
III	Основная флотация
	Поступает:
4	слив классификации	1225,00	1,50	1837,50	2220,31
11	кам.продукт I перечистки	292,28	2,50	729,50	822,00
12	пен.продукт	166,23	2,30	382,33	434,00
L12	свежая вода	-	-	249,34	249,34
6	Итого	1683,51	1,90	3198,67	3725,65
	Выходит:
7	пен.продукт	666,88	1,40	933,63	1142,03
9	кам.продукт	1016,63	2,22	2265,04	2583,62
6	Итого	1683,51	1,90	3198,67	3725,65
IV	I перечистка
	Поступает:
7	пен.продукт	666,88	1,40	933,63	1142,03
17	кам.продукт	110,25	3,09	340,75	375,20
LIV	свежая вода	-	-	124,45	124,45
8	Итого	777,13	1,80	1398,83	1641,68
	Выходит:
10	пен.продукт	484,85	1,38	669,33	819,68
11	кам.продукт	292,28	2,50	729,50	822,00
8	Итого	777,13	1,80	1398,83	1641,68
V	Контрольная флотация
	Поступает:
9	кам.продукт осн.флотации	1016,63	2,22	2265,04	2583,62
9	Итого	1016,63	2,22	2265,04	2583,62
	Выходит:
12	пен.продукт	166,23	2,30	382,33	434,00
13	хвосты контр.флотации	850,40	2,21	1882,71	2149,62
9	Итого	1016,63	2,22	2265,04	2583,62
VI	II перечистка
	Поступает:
10	пен.продукт	484,85	1,38	669,33	819,68
19	кам.продукт	61,25	4,00	515,47	535,77
LVI	свежая вода	-	-	71,23	71,23
15	Итого	546,10	2,30	1256,03	1426,68
	Выходит:
16	пен.продукт	435,85	2,10	915,28	1051,48
17	кам.продукт	110,25	3,09	340,75	375,20
15	Итого	546,10	2,30	1256,03	1426,68
VII	III перечистка
	Поступает:
16	пен.продукт	435,85	2,10	915,28	1051,48
LVII	свежая вода	-	-	87,17	87,17
16	Итого	435,85	2,30	1002,45	1138,65
	Выходит:
18	пен.продукт	374,60	1,40	486,98	602,88
19	кам.продукт	61,25	4,00	515,47	535,77
16	Итого	435,85	2,30	1002,45	1138,65
VIII	Классификация
	Поступает:
18	пен.продукт	374,60	1,40	486,98	602,88
18	Итого	374,60	1,40	486,98	602,88
	Выходит:
20	концентрат «Стандарт»	133,28	2,50	333,20	374,85
21	концентрат «Супер»	241,32	0,63	153,78	228,03
18	Итого	374,60	1,40	486,98	602,88

6. Для рассчитанной водно-шламовой схемы баланс воды приведен в таблице 7.

Таблица 7. - Результаты расчета баланса воды водно-шламовой схемы

Поступает воды в процесс	W,м3/ч	Уходит воды из процесса	W,м3/ч
С исходной рудой W1	36,75	С хвостами W13	1882,71
В измельчение LI	1335,25	С концентратом «Супер» W20	153,78
В классификацию LII	465,50	С концентратом «Стандарт» W21	333,20
В пен. продукт контр.флотации L12	249,34
В I перечистку LIV	124,45
Во II перечистку LVI	71,23
В III перечистку LVII	87,17
Всего поступает W1 +	2369,69	Всего уходит	2369,69

Баланс общей воды выражается равенством:

где - количество воды, поступающее с исходным сырьем;

- суммарное количество воды, добавляемой в процесс;

- суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами.

7. Из уравнения (1.9) следует, что расход общей воды будет:

8. Объем пульпы в продукте определяем по формуле и результат записываем в таблицу 6

где - плотность твердого в продукте; = 3,2 (г/см3) = 3,2 (т/м3)

2.4 Выбор и расчет основного технологического оборудования

При выборе обогатительного оборудования приходится решать три основные задачи - выбор типа аппарата, определение его производительности, выбор оптимального в технико-экономическом отношении размера аппарата и в связи с этим потребного количества устанавливаемых аппаратов.

2.4.1 Выбор и расчет оборудования для измельчения

Расчет мельниц производим по удельной производительности. Рассчитываем шаровые мельницы с центральной разгрузкой - они имеют большую пропускную способность, высокий уровень слива обеспечивает длительное пребывание частиц породы в рабочей зоне, и как следствие, равномерность продукта по крупности. Принимаем за эталонную руду, перерабатываемую на действующей фабрике АНОФ-3, оборудованной мельницами с центральной разгрузкой МШЦ 55006500. Каждая мельница потребляет 4000 кВт и имеет производительность 302,50 т/ч. при питании рудой крупностью 25-0 мм (и = 7% кл.-0,074 мм) и содержании расчетного класса в готовом продукте - к = 55%.[13]

Удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т(м3ч) рассчитывается по формуле:

q = q1*Kи*Kк *KD*KТ

где q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т(м3ч);

q1 - удельная производительность работающей мельницы по тому же классу, т(м3ч);

Kи - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;

Кк - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения;

КD - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проетируемой и работающей мельниц;

КТ - коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.

1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0,074 мм действующей мельницы:

q1 = Q * (вк - ви) * 4/ р * (D - 0,15)2 * L

вк и ви - содержание расчетного класса соответственно в конечном и исходном продукте;

Q - производительность действующей мельницы;

D - диаметр барабана действующей мельницы;

L - длина барабана действующей мельницы

q1 = 302,50 * (0,55 - 0,08) * 4 / 3,14(5,5 - 0,15)2 * 6,5 = 1,01 т/м3ч

2. Определяем значение коэффициента Кк по формуле:

Кк = m4 / m1

m4 - значение m по таблице 43 [1, стр.217] для запроектируемой крупности исходного и конечного продуктов;

m1 - значение m по...