Проектирование и расчет обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд

Размещено на http://www.allbest.ru/

Федеральное агенство по образованию

Государственное образовательное учреждение

высшего профессионального образования

Петрозаводский Государственный Университет Кольский филиал

Кафедра: Обогащение полезных ископаемых

Дисциплина: Проектирование обогатительных фабрик

Пояснительная записка к курсовой работе

«Проектирование обогатительных фабрик»

Курсовая работа студента 5 курса

очного отделения горного

факультета Акулова A.C.

Специальность: обогащение полезных ископаемых

Научный руководитель:

К.т.н, проф. Скороходов В.Ф.

Апатиты

2011

СОДЕРЖАНИЕ

Аннотация

Введение

1. Общая часть

1.1 Особенности вещественного состава вкрапленных медно-никелевых руд.

Промышленные руды Печенги

1.2 Характеристика медно-никелевых руд для обогащения

1.3 Характеристика конечных продуктов обогащения

2. Специальная часть

2.1 Выбор и обоснование технологической схемы обогащения

2.2 Расчет схемы дробления

2.3 Выбор и расчет оборудования для грохочения

2.4 Расчет качественно-количественной схемы обогащения медно-никелевых руд

2.5 Расчет водно-шламовой схемы обогащения

2.6 Выбор и расчет оборудования

2.6.1 Расчет I стадии измельчения

2.6.2 Расчет II стадии измельчения

2.6.3 Расчет I стадии классификации

2.6.4. Расчет II стадии классификации.

2.6.5 Расчет III стадии классификации

2.6.6 Выбор и расчет оборудования для флотации

2.6.7. Выбор и расчет оборудования для сгущения

2.6.8 Выбор и расчет оборудования для фильтрования

2.6.9 Выбор и расчет оборудования для сушки

3. Автоматизированная система управления технологическим процессом

обогащения

3.1 Автоматизированная система управления дробления

3.2 Автоматизированная система управления измельчения

3.2.1 Контроль подачи руды в мельницы

3.2.2 Контроль подачи воды

3.2.3 Контроль протока масла

3.3 Автоматизированная система управления флотации

3.4 Контроль параметров процессов сгущения и фильтрации

3.5 Контроль параметров процесса сушки

4. Охрана окружающей среды

4.1 Выбросы в атмосферу

4.2 Сточные воды

4.3 Образование отходов

5. Мероприятия по охране труда и технике безопасности

5.1 Промышленная санитария

5.2 Пожарная безопасность

5.3 Меры борьбы с пылеобразованием

5.4 Электробезопасность

5.5 Борьба с вибрацией

5.6 Борьба с шумом

5.7 Вентиляция

5.8 Освещенность

Заключение

Список использованной литературы

АННОТАЦИЯ

дробление грохочение обогащение руда

В данном курсовом проекте за аналог проектируемой обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд взят ГМК «Печенганикель».

По ходу работы был произведен выбор и расчет основного технологического оборудования, произведен расчет схемы дробления, качественно-количественной и водно-шламовой схемы, а также описаны основные сведения о фабрике.

К проектированию приняты трехстадиальная схема дробления и грохочени и двухстадиальная схема измельчения.

Принятая схема флотации позволила получить медно-никелевый концентрат со следующими характеристиками:

- содержание полезного компонента никеля 7,18%;

- выход полезного компонента никеля 5,59%;

- извлечение никеля 74,55%.

Данный курсовой проект содержит 83 страницы, 26 таблиц, 4 рисунка и 4 чертежа: совмещенная качественно-количественная и водно-шламовая схема обогащения, схема цепи аппаратов, план мельнично-флотационного отделения и разрез мельнично-флотационного отделения.

THE ANNOTATION

In the given academic year project for analogue of projected concentrating factory on processing of medno-nickel ores it is taken GMK « Pechenganikcel».

On an operation course the choice and calculation of the basic process equipment have been made, calculation of the scheme of crushing, is qualitative-quantitative and vodno-shlamovoj schemes is made, and also the basic data on factory are described.

To projection the ore benefication circuit design is accepted two stages

The accepted scheme of flotation has allowed to receive a medno-nickel concentrate with following characteristics:

- The maintenance of a useful component of nickel of 7,18 %;

- An exit of a useful component of nickel of 5,59 %;

- Extraction of nickel of 74,55 %.

The given academic year project contains 84 pages, 24 tables, 4 drawing and 4 drawings: combined is qualitative-quantitative and vodno-shlamovaja the enrichment scheme, the scheme of a chain of devices, the plan melnichno-flotatsionnogo branches and a cut melnichno-flotatsionnogo branches.

ВВЕДЕНИЕ

Сульфидные медно-никелевые руды являются главным источником производства никеля. На переработке этих руд основано около 90 % мирового производства никеля. Главный никелевый минерал -- пентландит -- (Fe, Ni)9S8.

В данном курсовом проекте за аналог проектируемой обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд взят ГМК «Печенганикель», который расположен в Печенгском районе Мурманской области в 3-4 км от Ждановского рудника. Обогатительная фабрика предназначена для переработки вкрапленных сульфидных медно-никелевых руд рудников «Центральный», «Северный», «Каула-Котсельваара». В результате переработки руды на фабрике получают коллективный медно-никелевый концентрат и отвальные хвосты. Коллективный концентрат после сгущения перекачивается в цех обжига для получения обожженных окатышей и далее в плавильный цех в плавку на файнштейн.

Сплавы никеля и меди, характеризующиеся высокой коррозийной стойкостью и легкой обрабатываемостью, используются в приборостроении, точном машиностроении и других отраслях [1].

Потребителем готовой продукции является цех обжига в городе Заполярном, где получают окатыши, которые направляются в плавильный цех комбината (г. Никель) для получения файнштейна с последующей переработкой его на готовый никель и медь на комбинате «Североникель».

При выполнении курсового проекта будут использованы данные и опыт в переработке данного вида руды полученного в комбинате «Печенганикель».

Целью курсового проекта является проектирование цехов дробления и грохочения, измельчения и флотационного обогащения, а также обезвоживания. Для этого необходимы следующие задачи:

1) Охарактеризовать минерально-сырьевую базу и вещественный состав обогащаемых медно-никелевых руд.

2) Обосновать целесообразность применения выбранной схемы обогащения. Надо при этом знать, что влияет на выбор схемы, в частности, на выбор числа стадий обогащения.

3) Выбрать оптимальное отношение Ж:Т в операциях водно-шламовой схемы, количество воды, добавляемой (выводимой) в той или иной операции, общий расход воды и составление балансов по воде.

4) Для технологической схемы обогащения, принятой к проектированию, произвести выбор и расчет оборудования.

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1 Особенности вещественного состава вкрапленных медно-никелевых руд. Промышленные руды Печенги

Сырьевая база медно-никелевых руд Кольского полуострова представлена богатыми (1% никеля) и бедными рудами. Последние составляют большую часть запасов и подвергаются обогащению.

Вкрапленные сульфидные медно-никелевые руды Кольского полуострова, в отличие, например, от норильских, характеризуются относительно стабильным составом рудных и силикатных минералов. Вместе с тем показатели обогащения в значительной мере предопределяются не только исходным содержанием сульфидов (минералов), но и соотношением рудных, силикатных минералов, их взаимосвязью, метасоматическими замещениями и другими минералого-технологическими параметрами.

Запасы промышленных вкрапленных медно-никелевых руд определены при содержании никеля 0,3% (открытая добыча) и 0,4% (подземная).

Основные рудные минералы: пентлантид - (Ni,Fe)9S8, халькопирит - CuFeS2, пирротин - FexSx-1, магнетит - Fe3O4.

Второстепенные: виоларит - (Ni,Fe)3S4, сфалерит - ZnS, борнит - Cu3FeS2, кубанит - CuFe2S3, макинавит - (Ni,Fe,Cu.Co)9S8, валлериит - Cu2Fe4S7(Cu3Fe4S7), пирит - FeS.

Встречаются: никелин - NiS, кобальтин - CoAsS, миллерит - NiS и др.

Обогатимость вкрапленных медно- никелевых руд зависит от количественного и качественного соотношения минеральных ассоциаций и разнообразия рудных минералов, большинство из которых представлены несколькими генерациями.

Пентлантид -главный никельсодржащий минерал вкрапленных медно-никелевых руд Печенги. Количество его в рудах, подвергающихся обогащению, составляет 1,5-2,5%. Характерен значительный изоморфизм (кобальт, платина, медь, мышьяк и др.)/6/. Имеются данные о наличии пентлантида двух генераций, которые существенно отличаются формой выделений. Пентлантид второй, более поздней генерации характеризуется чрезвычайно малыми размерами вкрапленников и сложным взаимопрорастанием как с силикатными минералами, так и с окислами (магнетитом).

Халькопирит, несмотря на разнообразие парагенетических ассоциаций, в которых он встречается во вкрапленных медно-никелевых рудах, и количественное соотношение халькопирита с другими сульфидами, состав этого минерала относительно постоянен /3/. Иногда в халькопирите могут содержаться никель и цинк за счет субмикроскопических включений пентлантида и сфалерита [1].

Величина зерен и агрегатов халькопирита редко превышает 100мкм, характерны тесные срастания с силикатами. Массовая доля халькопирита в рудах изменяется от 0,5 до 2%.

Пирротин представлен тремя разновидностями:

- гексагональный (не магнитен);

- моноклинный;

- троилит;

Полезность пирротина в медно-никелевых рудах определяется изоморфными примесями кобальта, серебра, платины и других редких элементов, а также наличием никеля.

Магнетит представлен несколькими генерациями. Магнетит ранней генерации находится в виде мономинеральных вкрапленников, а более позднего, чем сульфиды, происхождения замещает пирротин.

По измельчаемости руды подразделяются на:

- легкоизмельчаемые (высокое содержание талька, карбонатов, сульфидов);

- рядовой измельчаемости;

- трудноизмельчаемые;

Медно-никелевые руды подразделяются на 3 минералого-технологических типа: легкообогатимые (2 разновидности), рядовой обогатимости (3 разновидности) и труднообогатимые (3 разновидности).

Минералогический и химический состав медно-никелевых руд,а также их физическая характеристика представлены в таблице 1 и в таблице 2,и 3 [2].

Таблица 1 - Минералогический состав медно-никелевых руд

Наименование минералов	Содержание, %
	Руда Центрального рудника	Руда рудника Каула-Котсельваара	Руда Северного рудника
1. Пентландит	0,5 - 2,0	1,5 - 2,0	5,0 - 10,0
2. Халькопирит	0,5 - 1,0	1,5 - 2,0	не более 10,0
3. Пирротин	0,5 - 5,0	12,0 - 16,0	не более 30,0
4. Магнетит	3,0 - 15,0	4,0 - 5,0
5. Хромит	0,0 - 1,5	ед. зерна
6. Ильменит	0,5 - 4,0	1,0 - 2,0
7. Серпентин	30,0 - 55,0	20,0 - 25,0
8. Оливин	0,5 - 25,0
9. Хлорит-алюмосиликаты	2,0 - 16,0	8,0 - 10,0
10. Тальк	1,0 - 20,0	10,0 - 13,0
11. Карбонаты (кальций)	0,5 - 15,0	2,0 - 3,0
12. Полевой шпат алюмосиликаты	0,0 - 5,0
13. Пироксен силикаты	0,5 - 15,0	ед. зерна
14. Роговая обманка - силикаты	0,0 - 2,0
15. Хризотил асбест	0,0 - 1,0
16. Сорен	0,0 - 1,0
17. Виоларит	ед. зерна
18.Сперрилит	ед. зерна
19. Сфалерит	ед. зерна
20. Гидроокислы железа	ед. зерна
21. Апатит	ед. зерна
22. Биотит	ед. зерна
23. Гранат	ед. зерна
24. Амфиболсиликаты	0,0 - 2,0	1,0 - 2,0
25. Полидимит	0,0 - 2,0
26. Маухерит	0,0 - 2,0
27. Кубанит	0,0 - 2,0
28. Несульфидные	0,0 - 2,0		40,0- 70,0
29. Пирит	0,0 - 2,0		5,0 - 15,0

Таблица 2 - Химический состав медно-никелевых руд

Химический состав, %	Руда Центрального рудника	Руда рудника Каула-Котсельваара	Руда Северного рудника
1. Ni	0,400-0,630	0,620-0,730	1,000 -1,460
2. Cu	0,140-0,240	0,320-0,380	0,780 - 0,900
3. Co	0,021-0,024	0,023-0,026	0,026 - 0,028
4. S	1,140-1,950	4,000-5,200	4,800 - 6,700
5. Fe	13,000-14,000	14,400-16,500	13,900 -14,900
6. SiO2	34,400-35,600	35,300-37,000	32,600 - 33,500
7. CaO	1,900-3,450	4,200-4,600	4,800-5,300
8. Al2O3	2,770-3,960	4,000-5,200	4,500 - 5,500
9.МqO	23,000-30,300	13,500-19,900	13,200 -15,300

Таблица 3 - Физическая характеристика медно-никелевых руд

Наименование рудников	Уд. вес, т/мі	Насыпной вес дроб. руды, т/мі	Твердость по шкале Протодьяконова	Влажность, %
1. Руда Центрального рудника	2,90	1,89	20,50 - 22,50	1,80 - 2,00
2. Руда рудника Каула-Котсельваара	3,00	1,92	9,00 - 13,10	2,00 - 3,00
3. Руда Северного рудника	3,20	2,09	11,00 -14,00	3,00 - 4,00

1.2 Характеристика медно-никелевых руд для обогащения

Исходным сырьем для фабрики являются вкрапленные медно-никелевые руды месторождений Печенгского района. Эти руды добываются открытым способом на руднике "Центральный" и подземным способом на рудниках "Северный", "Каула-Котсельваара".

Объемы руды с рудников характеризуются следующими значениями(1999 г.): рудник "Центральный" 89 %, рудник "Северный" 3,8 %, рудник "Каула-Котсельваара" - 7,2 %. Естественно, что эти объемы могут незначительно изменяться, исходя из производственной ситуации на комбинате.

Месторождение рудника "Центральный" преимущественно представлено вкрапленными рудами с небольшим количеством (в лежачем боку) брекчиевых и массивных руд.

Руды рудников "Северный", "Каула-Котсельваара" сложены из вкрапленных, брекчиевых и массивных руд. [1]

1.3 Характеристика конечных продуктов обогащения

При переработке руд на фабрике получают два конечных продукта - коллективный медно-никелевый концентрат и отвальные хвосты.

В таблицах 4, 5 приведены данные о химическом и минералогическом составах этих продуктов.

Крупность концентрата должна быть не менее 78% класса -0,044 мм и не менее 90% класса -0,074 мм [2].

Таблица 4 - Химический состав концентрата и отвальных хвостов

Наименование продуктов	Содержание, %
	Ni	Cu	Co	S	SiO2	CaO	MqO	Al203	Fe
Коллективный медно-никелевый концентрат	7,900-9,000	3,000-4,500	0,250-0,320	19,300-24,300	12,000-17,000	1,000-1,700	8,000-12,000	1,090-1,250	30,000-32,000
Отвальные хвосты	0,150- 0,200	0,060-0,085	0,008 - 0,009	1,000-1,500	35,000-36,000	3,000-4,000	30,000-31,000	3,000-4,000	12,000-13,000

Таблица 5 - Состав рудной минерализации концентрата и отвальных хвостов

Наименование продуктов	Массовая доля рудных минералов	Состав сульфидной массы, %
	% общее	В том числе от массы	пирротин	пентландит	халькопирит
		оксидов	сульфидов
Коллективный медно-никелевый концентрат	52,9	19,0	81,0	41,0	42,0	17,0
Отвальные хвосты	6,4	58,0	42,0	65,0	26,0	9,0

В отвальных хвостах количество рудных минералов невелико и составляет 6,4%. Основными видами потерь сульфидов с хвостами являются:

- сростки сульфидов с минералами пустой породы в классе +0,1 мм;

- сростки сульфидов с труднофлотируемым пирротином;

- сростки сульфидов с магнетитом;

- раскрытые зерна сульфидов в классах крупности - 0,02 мм

Потребителем готовой продукции является цех обжига в городе Заполярном, где получают окатыши, которые направляются в плавильный цех комбината (г. Никель) для получения файнштейна с последующей переработкой его на готовый никель и медь на комбинате «Североникель».

С целью получения качественных показателей по требованию металлургов выдвинуты жесткие требования к гранулометрическому составу флотационного концентрата (содержание класса -0,074 мм не 85%).

Качество коллективного концентрата определяется ВТУ ГМК «Печенганикель».

Показателями, обязательными для проверки перед фильтрацией являются:

1. Содержание никеля в сменной пробе концентрата должно быть не менее 4,8%;

2. Среднемесячное содержание никеля в концентрате не ниже 5,3 %;

3. Содержание класса -0,044 мм должно быть не менее 80 %;

4. Содержание твердого в сгущенном продукт 60-70 %.

Стандарт предприятия - концентрат флотационный медно-никелевый.

Никель в виде сплавов применялся задолго до получения его в чистом виде и даже задолго до открытия его как химического элемента (как химический элемент никель был открыт в 1751 году и получен в чистом виде в 1804 году).

Никель относится к основным элементам улучшающим свойства стали. Добавка никеля повышает прочность стали (броня морских кораблей, танков). Сплавы никеля (8-80 % никеля) и железа известны под названием нержавеющие и жаропрочные стали. Некоторые никелевые сплавы (нихром, никелин, хромель) отличаются весьма ценными электрическими и магнитными свойствами, что обуславливает их применение в производстве термопар и реостатов.

Сплавы никеля и меди, характеризующиеся высокой коррозийной стойкостью и легкой обрабатываемостью, используются в приборостроении, точном машиностроении и других отраслях.

2. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

2.1 Выбор и обоснование технологической схемы

При выполнении проекта учитывается опыт работы действующей фабрики «Печенганикель», принятой за аналог при проектировании, а также крупность начального и конечного продуктов измельчения, производительность обогатительной фабрики, физические свойства руды.

На проектируемой фабрике применяется трехстадиальное дробление с замкнутым циклом в третьей стадии. При работе КМД в замкнутом цикле производительность дробилки по питанию больше, так как возвращающийся дробленый оборотный продукт понижает среднюю крупность поступающего в дробилку материала. Замкнутый цикл позволит получить более мелкий дробленый продукт, который поступает в мельницы на измельчение.

В первой и второй стадиях предусматриваем предварительное грохочение, а в третьей - совмещенные операции предварительного и поверочного грохочения. Операции предварительного грохочения применяем для сокращения количества материала поступающего в дробление и увеличения подвижности материала. Последнее особенно важно при дроблении в конусных дробилках среднего и мелкого дробления, подверженных забиванию рудной мелочью особенно в зимний период из-за значительного количества снега в руде. Поверочное грохочение позволяет возвратить в дробилку избыточный по крупности материал.

Принимаем к проектированию двухстадиальную схему измельчения, принятую на действующей фабрике, которая позволяет получать коллективный концентрат, который соответствует международным стандартам качества.

Процесс измельчения применяется для доведения минерального сырья до необходимой крупности, обеспечивающей максимальное раскрытие сростков ценных минералов и минералов пустой породы перед флотацией.

Измельченная руда после мельницы является неоднородным по крупности продуктом. Кроме того, в крупных классах присутствует значительное количество нераскрытых сростков ценных минералов с пустой породой.

Измельченную руду направляют на гидравлическую классификацию, которая позволяет выделить сростки и крупные классы в пески, а раскрытые тонкие частицы в слив.

Гидравлическая классификация производится в гидравлических классификаторах и гидроциклонах. На показатели работы гидроциклонов влияют содержание твердого в питании и его гранулометрия, форма и геометрические размеры гидроциклона, а также питающий и разгрузочный насадок, давление на входе.

Концентрация ценных минералов никеля и меди достигаются на фабрике с использованием процесса флотации. Единым является разделение схем флотации на 2 крупных блока: рудный цикл флотации и перечистной цикл.

Рудный цикл флотации состоит из 3 операций: межцикловой флотации, основной флотации и контрольной флотации.

По схеме коллективной флотации измельчение руды в 1 стадии осуществляется до 40-50% класса -0,074 мм, после чего руда направляется на классификацию, а затем на межцикловую флотацию.

Собиратели (бутиловый, амиловый ксантогенаты, бутиловый дитиофосфат или их сочетания) лучше подавать в мельницы, где они могут взаимодействовать со свежеобнаженной поверхностью пирротина, способного к быстрому окислению. Последующая основная флотация проводится при доизмельчении хвостов межцикловой флотации до крупности 80% класса -0,074 мм.

Межцикловая и основная флотации проводятся, как правило, в открытом цикле, а получаемые промпродукты перерабатываются в отдельном цикле при до измельчении до 80% класса -0,074 мм. Получаемые в этом цикле концентраты объединяются с концентратами основной флотации.

Иногда для повышения технологических показателей обогащения применяется раздельная флотация песков и шламов с подачей дополнительного собирателя - аполярного масла (керосин, машинное масло и т. п.)

Коллективная флотация никеля и медьсодержащих сульфидов, как правило, осуществляется в щелочных средах (рН=9,5-9,8), создаваемых кальцинированной содой, а последующая селекция - при рН = 11,0-11,5 в присутствии извести /14/.

Снижение извлечения никеля тем интенсивней, чем выше качество концентрата и беднее исходная руда. В условиях действующего стандарта ОФ-1 при исходном содержании никеля 0,55% снижение качества концентрата на 0,1% против 5,7-5,8% соответствует повышению извлечения на 0,1%. Самый простой способ повысить извлечение цветных металлов из вкрапленных медно-никелевых руд - это снизить качество концентрата.

Чтобы в конечном концентрате не было влаги, на фабрике необходимы процессы обезвоживания.

На запроектированной фабрике предусматривается сгущение концентрата в сгустителях корпуса сгущения. Сливы сгустителей, а также вакуум-фильтров являются отвальными, разгрузка сгустителей направлялась в цех обжига.

Для сгущения концентрата применяем цилиндрические сгустители как наиболее производительное оборудование, дающее высокое содержание твердой фазы в сгущенном материале. Для повышения эффективности сгущения на фабрике используется флокулянт - Магнафлок 336.

Сгущенный продукт с высоким содержанием твердого подвергается фильтрованию, которое обычно проводится в вакуум-фильтрах непрерывного действия. Жидкая фаза проходит через перегородку и удаляется в виде слива, а твердые частички задерживаются на ее поверхности в виде слоя - кека, который и направляется на последнюю стадию обезвоживания - сушку, где влага испаряется и уходит в атмосферу. Конечным продуктом сушки является медно-никелевый концентрат.

Технологическая схема обогащения медно-никелевых руд проектируемой фабрике показана на рисунке 1.

2.2 Расчет схемы дробления

Исходные данные:

Q ф.г = 35 млн. т/г;

насыпная плотность руды сн=1,9 т/м3;

Dmax = 1000 мм,

dmax = 12 мм.

б = 0,54

Схема дробления медно-никелевых руд представлена на рисунке 2.

Определяем часовую производительность отделения крупного дробления, принимая режим его работы по режиму рудника с открытыми работами (непрерывная 7-дневная неделя, 3 смены, 8 часов в сутки)

Q к.д.ч = Qф.г / 340*3*8 = 35000000/ 340*3*8 = 4289,21 т/ч.

Предусматриваем склад крупнодробленой руды и работу отделений среднего и мелкого дробления принимаем по семидневной неделе при сменах с коэффициентом использования оборудования К в = 0,83:

Q см.д.ч = Q ф. г / 365 * 24 К в = 35000000 / 365 * 24 * 0,83 =

4813,77 т/ч.

Определяем общую степень дробления S по схеме:

S = D1 / D11 = 1000 / 12 = 83,4

Средняя степень дробления:

S ср = 3S = 383,4 4,37

Принимаем в первых двух стадиях степени дробления S 1 = S2 = 4 и определяем степень дробления для замкнутого цикла:

S 3 = S / S1 * S2 = 83,4 / 4 * 4 = 5,2

Находим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:

D5 = D1/S1 = 1000 /4 = 250 мм;

D9 = D1/S1 S2= 1000 /4*4 = 62,5 65 мм;

D12 = D1/S1 S2 S3 = 1000/4*4*5,2 = 12 мм

Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в I и II стадиях дробления:

iII = D5/ZII = 250/1,45 180 мм;

значение ZII снимаем с типовой характеристики крупности конусных дробилок для средних по крепости руд.

Для II стадии: iIV = D9 / ZIV = 65 / 2,1 = 30 мм;

значение Z IV находим по таблице для дробилок КСД-2200.

Учитывая крупность конечного продукта -12 мм, желательно дробилку мелкого дробления устанавливать на минимальную выпускную щель, т.е. 5-6 мм, но дробилки больших размеров при таких малых щелях трудно устойчиво эксплуатировать. Практика показывает, что возможный размер щели 7-8 мм. Примем iVI= 7мм.

Рис.2 Схема дробления медно - никелевых руд

Намечаем размеры отверстий грохотов для I и II стадий дробления (операции I и III):

а= 200 мм, EI = 70% ( неподвижный колосниковый грохот );

а= 60 мм, EIII = 85% ( вибрационный грохот ).

Для III стадии дробления (операция V):

В замкнутом цикле предусмотрим вибрационные грохоты с размером отверстий сита 12 мм и эффективностью EV = 85 %.

Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию.

Q1 = Qкдч = 4289,21 т/ч.

Построим характеристики крупности , в II+d, в IV+d, в VI+d при выбранных размерах выпускных щелей дробилок. Характеристику в II+d построим по типовой как геометрически подобную для максимального куска D1 = 1000 мм. Перечет от типовых дан в таблице 6 и 7, а характеристики построены на рисунке 3 и 4.

Таблица 6 - Перечет типовой характеристики в характеристики исходной руды

Суммарный выход класса по плюсу, %		Крупность класса, мм
5		1000
13		830
35		553
67		276
85		138

Таблица 7 - Перечет типовых характеристик для среднего и мелкого дробления

Суммарный выход класса по плюсу, %		Крупность класса продукта среднего дробления, мм		Крупность класса продукта мелкого дробления, мм
5		64		27
11		51,2		21,6
22		38,4		16,2
40		25,6		10,8
66		12,5		5,4
80		6,4		2,7



Рис.3. Характеристика крупности исходной руды.

Рис.4. Характеристика крупности продуктов 7 и 11.

Расчет I стадии дробления :

Q4 = Q1 * в1 * E1 = Q1 * в1-200 * E1-200

= 4289,21 * 0,23 * 0,70 = 590,56 т/ч;

Q2 = Q1 - Q4 = 4289,21 - 590,56 = 3698,65 т/ч;

Значение в1-200 берем с рисунка 3.

Для II стадии:

Q8 = Q1 в5-60 E-60 = 4289,21 *0,92*0,85 = 3354,16т/ч;

Q6 = Q1- Q8 = 4289,21 -3354,16= 985,05т/ч

Для III стадии :

Q10 = Q9 (1/Ev-12 + в9-12) = 1415 ( 1/0,85 + 0,60) = 2513,70т/ч;

Q11 = Q1 - Q10 = 4289,21 - 2513,70 = 1775,51т/ч;

Значения в VI-12 берем с рисунка 4.

Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводим в таблицу 8. Объемную производительность находим путем деления массовой производительности на насыпную плотность ( сн=1,9 т/м3 ).

Таблица 8. - Требования к дробилкам, полученные в результате расчета

Стадии дробления	I	II	III
Размер наибольшего куска в питании, мм	1000	250	65
Ширина разгрузочной щели, мм	180	30	7
Производительность: Q, т/ч Q, м3/ч	3698,65 1849,32	985,05 518,44	1775,51 934,47

С учетом требований к дробилкам на основании их технических характеристик выбираем типоразмер для каждой стадии дробления и определяем потребное количество дробильных машин для обеспечения заданной производительности.

Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:

nдр = Qрасч / Qi

где Qрасч - требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м3/ч; Qi -производительность дробилки выбранного типоразмера при требуемом размере выходной щели i, м3/ч.

1 стадия дробления: ККД -1500/180, Q= 1450 м3/ч.

nдр = Qрасч / Qi = 3698,65 / 1450 *1,9 = 1,3 => 2

дробилки ККД- 1500/180.

ККД- 1350/180, Q= 1200 м3/ч.

nдр = Qрасч / Qi = 3698,65 / 1200*1,9 = 1,6 =>

2 дробилки ККД 1350/180.

2 стадия дробления:

КСД-2200Гр, Q = 360-610 м3/ч.

nдр = Qрасч / Qi = 985,05 / 360*1,9 =1,44 => 2 дробилки КСД-2200Гр

КСД- 3000Т , Q = 425 - 850 м3/ч.

nдр = Qрасч / Qi = 985,05/ 510*1,9 = 1,01=> 2дробилки КСД-2200Гр

3 стадия дробления:

КМД -2200Т1, Q = 160 - 220 м3/ч,

nдр = Qрасч / Qi * Кц =1775,51/ (338,2*1,3)= 4,03

4 дробилки КМД -2200Т1

где Кц- коэффициент крупности для замкнутого цикла (1,3 - 1,4)

КМД-3000Т , Q = 320 - 440 м3/ч,

nдр = Qрасч / Qi * Кц =1775,51/ (640,3*1,3)= 2,13

2 дробилки КМД -3000Т

Определяем коэффициент загрузки дробилок:

ККД -1500/180: K1 = Q3 / Qдр *n = 3698,65 / 1450*1,9*2 = 1,05;

ККД- 1350/180: K2 = Q3 / Qдр * n = 3698,65 / 1200*1,9*2 = 1,03;

КСД-2200Гр: K3 = Q7 / Qдр * n = 985,05/ 360*1,9*2 = 1,01;

КСД- 3000Т: K4 = Q7 / Qдр * n = 985,05/ 510*1,9*2 = 1,0;

КМД -2200Т1: K5 = Q12 / Qдр * n = 1775,51/ 338*2 = 1,31;

КСД- 3000Т: K6 = Q12 / Qдр * n = 1775,51/ 640,3*2 = 1,38;

Для сравнивания вариантов дробилок составляем таблицу 9. Дробилки выбираем в результате технико-экономического сравнения нескольких возможных вариантов. Сравнение производится по установленной мощности, отражающей эксплуатационные расходы, по массе, пропорциональной стоимости капитальных затрат, и по коэффициенту загрузки.

Таблица 9 - Характеристика выбранных дробилок

Типоразмер, мм	Число	Производительность, м3/ч	Коэффициен т загрузки	Масса, т	Установленная мощность, кВт
		одной	всех		одной	всех	одной	всех
ККД 1500/180	1	1450	1450	1,05	404	404	400	400
ККД- 1350/180	2	1200	2400	1,03	320	640	400	800
КСД-2200Гр	2	360	720	1,01	92	184	250	500
КСД- 3000Т	2	510	1020	1,0	217	434	400	800
КМД -2200Т1	4	178	712	1,31	93	372	250	1000
КМД-3000Т	2	337	674	1,38	86	172	400	800

В результате сравнения выбираем к установке следующие типы дробилок:

Для 1 стадии - 2 дробилки ККД- 1350/180, для второй стадии - 2 дробилки КСД-2200Гр, для третьей стадии - 2 дробилки КМД-3000Т.

2.3 Выбор и расчет оборудования для грохочения

Для удобства компоновки и снижения затрат при капитальном строительстве грохота должны работать в паре с дробилками.

Расчет грохотов для первой стадии дробления (операция I):

Рассчитаем требуемую площадь грохочения для сита с отверстием 200 мм

, м2;

где: Q= Q1 / n = 4289,21/ 2 = 2144,6 т/ч;

q= 50 м3/ч - удельная производительность на 1 м2 поверхности сита;

= 1,9 т/м3 - насыпная плотность руды;

= 0,60 - коэффициент влияния мелочи;

= 1,55 - коэффициент влияния крупных зерен ;

= 1,65 - коэффициент эффективности грохочения при = 0,70;

= 1 - коэффициент формы зерен;

= 1 - коэффициент влажности;

= 1 - коэффициент способа грохочения.

= 14,71м2.

Число грохотов определяем делением потребной площади грохочения на площадь сита одного выбранного грохота. Выбираем неподвижный колосниковый грохот с площадью грохочения 15 м2.

Тогда число грохотов составит:

NI =

Принимаем к установке 1 неподвижный колосниковый грохот (по 1 грохоту на дробилку).

Расчёт грохотов для второй стадии дробления (операция III):

Рассчитываем площадь грохочения для сита с отверстием 60 мм:

, м2

где: Q = 5 / n = 4289,21 / 2 = 2144,60 т/ч - производительность одного грохота;

n - число дробилок;

= 24,5 м3/ч - удельная производительность на 1 м2 поверхности сита;

= 0,8 - коэффициент влияния мелочи;

= 1,48 - коэффициент влияния крупных зерен;

= 1,45 - коэффициент эффективности грохочения при = 0,85;

м2

Выбираем инерционный грохот ГИТ-51 площадью грохочения 15,3 м2.

Тогда число грохотов составит:

NIII =

Принимаем к установке 2 инерционных грохота тяжелого типа ГИТ-51 (по 1 грохоту на дробилку)

Расчёт грохотов для третьей стадии дробления (операцияV):

Рассчитываем площадь грохочения для сита с отверстием 12 мм:

, м2

где: Q = 10 / n = 2513,70/ 2 = 1256,84т/ч - производительность одного грохота;

n - число дробилок;

= 31,00 м3/ч - удельная производительность на 1 м2 поверхности сита;

= 1,9 - коэффициент влияния мелочи;

= 0,97 - коэффициент влияния крупных зерен;

= 1,45- коэффициент эффективности грохочения при = 0,85;

м2

Выбираем односитный инерционный грохот ГИТ-71 с площадью грохочения 12,7 м2.

Тогда число грохотов составит:

NV =

Принимаем к установке 2 инерционных грохота ГИТ-71 (по 1 грохоту на дробилку).

Основные параметры выбранных грохотов представлены в таблице 10.

Таблица 10 - Основные параметры выбранных грохотов

	ГИТ-51	ГИТ-71
Размеры сита, мм: ширина длина	1750 3500	2500 5000
Количество сит, шт	1	1
Диаметр отверстий си, мм: верхнего нижнего	12; 20;40; 50;80; -	50-120 -
Наибольший размер кусков в питании, мм	350	800
Ориентировочная производительность, т/ч	600	700-1200

2.4 Расчет качественно - количественной схемы обогащения медно-никелевых руд

Порядок расчета:

N = c ( 1 + np - ap ) - 1 = 2 ( 1 + np - ap ) - 1

где np - число продуктов разделения; ap - число операций разделения; определяется необходимое и достаточное число исходных показателей для расчета схемы (включая и показатель 1, относящийся к исходной руде).

По формуле:

NП = с ( np - ap ) = 2 ( np - ap )

определяется число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки.

По формуле:

N max = np - ap

определяется максимальное число показателей извлечения, которое может быть принято для расчета схемы.

По формуле:

NП = N + N + N

определяем число исходных показателей содержания, принимая при этом, что N = 0 и N = N max.

По данным отчетов об испытаниях обогащения руды и практики обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье, назначаются численные значения исходных показателей (,) для обогащенных продуктов отдельных операций (концентратов).

По уравнениям, связывающим технологические показатели, находим значение n для всех продуктов схемы.

По формуле:

, %

определяются выходы для продуктов с известными значениями n.

Путем составления и решения уравнений баланса выходов вычисляются значения n для всех остальных продуктов схемы.

По формуле:

, %

определяются содержания для всех остальных продуктов схемы.

Расчет схемы в абсолютных показателях производится на основании рассчитанной схемы в относительных показателях. Для расчета схемы в абсолютных показателях нужно знать вес какого - либо продукта схемы, обычно исходного. При расчете пользуются формулой:

Qn = Q1n, т/час

Определяем число исходных показателей:

= 19,20,28,30,30,31,37,38,39,40,41,42=12 шт.

= 6 операций разделения

= 1+е, где е=1, следовательно с=2

Определяем число исходных показателей, относящихся к продуктам разделения:

Определяем максимально возможные показатели извлечения:

Задаемся показателями по содержанию и по извлечению:

В28 = 2,57%; в30 = 7,20%; в31 = 0,90%; в43 = 0,26%; в44 = 2,51%; в45 = 0,20%;

Е28 = 13,20%; е30 = 75,00%; е31 = 30,00%; е43 = 4,90; е44 = 7,50; е45 = 4,00%;

5.Рассчитываем по уравнениям баланса недостающие извлечения:

в13=б = в17= 0,54%

Циркулирующая нагрузка = 200,00%

е13 = е16 = 100,00%

е14 = е13 + е17 = 100,00+200,00= 300,00%

е15 = е16 + е17 = 100,00+200,00= 300,00%

е46 = 100 - е30 = 100,00-75,00 = 25,00%

е41 = е46 - е43 = 25,00-4,90= 20,10%

е42 = е44 + е45 = 7,50+4,00= 11,50%

е40 = е42 + е43 = 11,50+4,90 = 16,40%

е39 = е40 + е41 = 16,40+ 20,10= 36,50%

е29 = е39 - е45 = 36,50- 4,00 = 32,50%

е16 = е30 + е31 - е44 - е30 = 75,00+ 30,00 - 7,50- 13,20 = 84,30%

е22 = е28 + е29 = 13,20+ 32,50= 45,70%

е18 = е16 + е31 = 100,00+ 30,00= 130,00%

е20 = е18 - е19 = 130,00- 84,30= 45,70%

е23 = 2* е22 = 2*45,70 =91,40%

е21 = е22 + е23 =45,70+91,40= 137,10%

е26 = е21 - е20 = 137,10- 45,70= 91,40%

е27 = 2* е26 = 2*91,40= 182,80%

е25 = е24 = е26 + е27 =91,40+182,80= 274,20%

Проверка: е30 + е41 + е43 = 75,00+20,10+ 4,90 = 100,00%

100,00% = 100,00%

Определяем показатели выходов продуктов схемы по формуле:

п=1*п/п

Принимаем циркулирующую нагрузку в операциях измельчения, равную 200%.

г13 = 0,54*100,00 / 0,54 = 100,00%

г28 = 0,54*13,20 / 2,57 = 2,77%

г30 = 0,54*75,00 / 7,20 = 5,62%

г31 = 0,54*30,00 / 0,90 = 18,00%

г43 = 0,54*4,90 / 0,26 = 10,17%

г44 = 0,54*7,50 / 2,51 = 1,61%

г45 = 0,54*4,00 / 0,2 = 10,8%

г17 = 2* г16 = 2*100,00= 200,00%

г14 = г16 + г17 = 200,00+100,00=300,00%

г14 = г15 =300,00%

г16 = г13 =100,00%

г46 =100,00- г30 =100,00-5,62=94,38%

г41 = г46 - г43 =94,38-10,17=84,21%

г42 = г44 + г45 =1,61+10,4=12,01%

г40 = г42 + г43 =12,01+10,17=22,18%

г39 = г40 + г41 =22,18+84,21=106,39%

г29 = г39 - г45 =106,39-10,8=95,59%

г19 = г30 + г31 - г44 - г28 =5,62+18,00-1,61-2,77=19,24%

г22 = г28 + г29 =2,77+95,59=98,76%

г18= г16 + г31 =100,00+18,00=118,00%

г20 = г18 - г19 =118,00-19,24=98,76%

г23 =2* г22 =2*98,76=197,52%

г21 = г22 + г23 =98,76+197,52=296,28%

г26 = г21 - г20 =296,28-98,76=197,52%

г27 =2* г26 =2*197,52=395,04%

г25 = г26 + г27 =197,52+395,04=592,56%

г24 = г23 + г27 =197,52+395,04=592,56%

Проверка: г13 = г30 + г40 + г42 = 100%

100%=100%

Определяем показатели содержания никеля в продуктах схемы по формуле:

п = 13 *п/п

в13 = 0,54*100,00 / 100,00=0,54%

в14 = 0,54*300,00 / 300,00=0,54%

в15 = 0,54%

в16 = 0,54%

в17 = 0,54*200,00 / 200,00=0,54%

в18 = 0,54*130,00 / 118,00=0,59%

в19 = 0,54*84,30 / 19,24=2,36%

в20 = 0,54*45,70 / 98,76=0,24%

в21 = 0,54*137,10 / 296,28=0,24%

в22 = 0,54*45,70 / 98,76=0,24%

в23 = 0,54*91,40 / 197,52=0,24%

в24 = 0,54*274,20 / 592,56=0,24%

в25 = 0,54*274,20 / 592,56=0,24%

в26 = 0,54*91,40 / 197,52=0,24%

в27 = 0,54*182,80 / 395,04=0,24%

в29 = 0,54*32,50 / 95,99=0,18%

в39 = 0,54*36,50 / 106,39=0,18%

в40 = 0,54*16,40 / 22,18=0,39%

в41 = 0,54*20,10 / 84,21=0,12%

в42 = 0,54*11,50 / 12,01=0,51%

в46 = 0,54*25,00 / 94,38=0,14%

Определяем вес остальных продуктов по формуле

Qп = Q14 * гп :

Q13 = Q16 = 4289,21 т/час

Q15 = 4289,21 *300,00 / 100,00= 12867,63 т/час

Q17 = 4289,21 *200,00 / 100,00= 8578,42 т/час

Q18 = 4289,21 *118,00 / 100,00= 5061,26т/час

Q19 = 4289,21 *19,24 / 100,00= 825,24 т/час

Q20 = 4289,21 *98,76 / 100,00=4236,02 т/час

Q21 = 4289,21 *296,28 / 100,00= 12708,07 т/час

Q22 = 4289,21 *98,36 / 100,00=4218,86 т/час

Q23 = 4289,21 *197,52 / 100,00=8472,04 т/час

Q24 = 4289,21 *592,26 / 100,00= 25403,27 т/час

Q25 = 4289,21 *592,26 / 100,00=25403,27 т/час

Q26 = 4289,21 *197,52 / 100,00= 8472,04 т/час

Q27 = 4289,21 *395,04 / 100,00= 16944,09 т/час

Q28 = 4289,21 *2,77 / 100,00=118,81 т/час

Q29 =4289,21 *100,00 / 95,59= 4100,05т/час

Q30 = 4289,21 *5,62 / 100,00=241,05 т/час

Q31 = 4289,21 *18,00 / 100,00=772,05 т/час

Q39 = 4289,21 *106,39/ 100,00=4563,29 т/час

Q40 = 4289,21 *22,18/ 100,00= 951,34т/час

Q41 = 4289,21 *84,21 / 100,00= 3611,94 т/час

Q42 = 4289,21 *12,01/ 100,00= 515,13т/час

Q43 = 4289,21 *10,17 / 100,00= 436,21 т/час

Q44 = 4289,21 *1,61 / 100,00= 69,05 т/час

Q45 = 4289,21 *10,8/ 100,00= 463,23т/час

Q46 = 4289,21 *94,38 / 100,00= 4048,15 т/час

Результаты расчетов качественно-количественной схемы сводим в табл. 11.

Таблица 11 - Результаты расчетов качественно-количественной схемы

№	ОПЕРАЦИЯ	Q,т/ч	г,%	в,%	вг,%	е,%
VII	Измельчение
	поступает
13	исходная руда	4289,21	100,00	0,54	54,00	100,00
17	пески классификации I	8578,42	200,00	0,54	108,00	200,00
	итого	12867,63	300,00	0,54	162,00	300,00
	выходит
15	измельченный продукт	12867,63	300,00	0,54	162,00	300,00
	итого	12867,63	300,00	0,54	162,00	300,00
VIII	Классификация
	поступает
15	измельченный продукт	12867,63	300,00	0,54	162,00	300,00
	итого	12867,63	300,00	0,54	162,00	300,00
	выходит
16	слив	4289,21	100,00	0,54	54,00	100,00
17	пески	8578,42	200,00	0,54	108,00	200,00
	итого	12867,63	300,00	0,54	162,00	300,00
IX	Межцикловая флотация
	поступает
16	слив	4289,21	100,00	0,54	54,00	100,00
31	кам. прод. осн. перечистки	772,05	18,00	0,90	16,20	30,00
	итого	5061,26	118,00	0,59	69,62	130,00
	выходит
19	пенный продукт	825,24	19,24	2,36	45,40	84,30
20	камерный продукт	4236,02	98,76	0,24	23,70	45,70
	итого	5061,26	118,00	0,59	69,62	130,00
X	Классификация
	поступает
20	кам. прод. межцикл. флотации	4236,02	98,76	0,24	23,70	45,70
26	слив классификации	8472,04	197,52	0,24	47,40	91,40
	итого	12708,06	296,28	0,24	71,10	137,10
	выходит
22	слив	4218,86	98,76	0,24	23,70	45,70
23	пески	8472,04	197,52	0,24	47,40	91,40
	итого	12708,06	296,28	0,24	71,10	137,10
XI	Основная флотация
	поступает
22	слив	4218,86	98,76	0,24	23,70	45,70
	итого	4218,86	98,76	0,24	23,70	45,70
	выходит
28	пенный продукт	118,81	2,77	2,57	8,42	13,20
29	камерный продукт	4100,05	95,59	0,18	17,27	32,50
	итого	4218,86	98,76	0,24	23,70	45,70
XII	Измельчение
	поступает
23	пески	8472,04	197,52	0,24	47,40	91,40
27	пески	16944,09	395,04	0,24	94,80	182,80
	итого	25403,27	592,56	0,24	142,20 ...

Подобные документы

• Проектирование обогатительной фабрики

  Мероприятия по выбору и обоснованию технологии обогащения для заданного сырья, на основе анализа вещественного состава и технологических свойств минералов, входящих в состав исследуемого сырья. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы.
  
  дипломная работа [421,6 K], добавлен 01.02.2011
  

• Проект обогатительной фабрики по переработке медно-цинковых руд Абызского месторождения

  Разработка схемы обогащения медно-цинковых руд Абызского месторождения. Технико-экономическое обоснование строительства обогатительной фабрики. Основные технологические и проектные решения. Генеральный план, транспорт и рекультивация нарушенных земель.
  
  дипломная работа [323,0 K], добавлен 18.03.2015
  

• Сплавы никеля

  Некоторые особенности переработки окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд. Подготовка никелевых руд к плавке на штейн. Конвертирование никелевых штейнов. Окислительный обжиг файнштейна. Восстановительная плавка. Гидрометаллургия никеля.
  
  курсовая работа [1,0 M], добавлен 08.03.2015
  

• Гравитационные методы обогащения

  Выбор и обоснование схемы измельчения, классификации и обогащения руды. Вычисление выхода продукта и содержания в нем металла. Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы. Методы контроля технологического процесса средствами автоматизации.
  
  курсовая работа [1,2 M], добавлен 23.10.2011
  

• Технология обогащения полезных ископаемых

  Технология обогащения железной руды и концентрата, анализ опыта зарубежных предприятий. Характеристика минерального состава руды, требования к качеству концентрата. Технологический расчет водно-шламовой и качественно-количественной схемы обогащения.
  
  курсовая работа [218,3 K], добавлен 23.10.2011
  

• Цех обогащения фабрики для переработки железной руды

  Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.
  
  курсовая работа [120,0 K], добавлен 15.04.2015
  

• Расчет качественно-количественной схемы операций дробления и грохочения руды

  Построение качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды: выбор метода, выход продуктов. Обзор рекомендуемого оборудования. Магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение железной руды.
  
  курсовая работа [67,5 K], добавлен 09.01.2012
  

• Оценка энергетических показателей электроплавки медно-никелевого сырья при переходе на брикетированную шихту

  Современное состояние переработки медно-никелевых руд и концентратов. Оценка энергетических показателей электроплавки медно-никелевого сырья при переходе на новый вид исходных материалов. Определение корреляционных взаимосвязей и теплоты реакций.
  
  дипломная работа [1,1 M], добавлен 01.03.2012
  

• Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения

  Проект фабрики по переработке сульфидных медно-цинковых вкрапленных руд Гайского месторождения производительностью 1,5 млн. тонн в год флотационным методом. Технология переработки вкрапленной медно-цинковой руды. Схема обезвоживания пиритного концентрата.
  
  дипломная работа [462,3 K], добавлен 29.06.2012
  

• Расчет качественно-количественной схемы работы дробильно-сортировочного комплекса

  Расчет операции дробления и грохочения. Выбор типоразмера дробилки. Расчет фракционного состава дробленого продукта. Определение выходов и объемов промежуточного продукта. Расчет размерных параметров виброгрохота и определение рабочей площади грохочения.
  
  курсовая работа [1,6 M], добавлен 01.06.2012
  

• Проект обогатительной фабрики на базе медно-молибденовых руд Эрденетовского месторождения

  Характеристика исходной руды. Расчет производительности дробильных цехов и измельчительного отделения обогатительной фабрики. Выбор и расчет дробилок и грохотов. Расчет производительности измельчительных мельниц. Расчет гидроциклонов, схем цепей.
  
  курсовая работа [433,0 K], добавлен 08.07.2012
  

• Расчет качественно-количественных показателей подготовительных и основных операций обогащения железной руды

  Качественно-количественные операции флотации железной руды. Расчет процесса дробления-грохочения, крупности и выхода продуктов. Показатели обогащения: выход концентратов, хвостов; содержание компонентов. Технологическая эффективность процессов обогащения.
  
  курсовая работа [66,6 K], добавлен 20.12.2014
  

• Процесс электроплавки сульфидных медно-никелевых материалов на штейн

  Краткая теория процесса электроплавки, расчет материального и теплового баланса. Современное состояние автоматизации технологических процессов рудно-термической электроплавки. Характеристика электропечного передела как источника загрязнения атмосферы.
  
  дипломная работа [3,1 M], добавлен 10.12.2011
  

• Характеристика процесса обогащения металлических руд на примере Учалинской обогатительной фабрики

  Геологическая характеристика Учалинского месторождения. Нормы и параметры процессов дробления и грохочения. Технологический процесс обогащения руд на Учалинской обогатительной фабрике. Теоретические основы процесса измельчения и классификации руды.
  
  курсовая работа [55,7 K], добавлен 13.11.2011
  

• Сплавы металлов

  Обзор состава простых конструкционных сталей. Получение чугуна и легированных сталей. Характерные особенности медно-никелевых сплавов. Применение алюминиевых бронз, нейзильбера, мельхиора в народном хозяйстве. Механические свойства сплавов меди с цинком.
  
  презентация [3,3 M], добавлен 06.04.2014
  

• Ингулецкое месторождение

  Физические свойства сырья ингулецкого месторождения. Вертикальная мощность коры выветривания железистых пород. Оценка производительности обогатительной фабрики. Результаты расчета качественно-количественной схемы обогащения. Антивирусные программы.
  
  дипломная работа [1,8 M], добавлен 06.12.2012
  

• Проект цеха дробления обогатительной фабрики АО "Казахалтын" рудника Бестобе

  Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.
  
  курсовая работа [59,7 K], добавлен 25.02.2012
  

• Разработка проекта обогатительной фабрики производительностью 4,7 млн. тонн в год на базе минерального сырья ЦОФ "Киселевская"

  Расчет баланса продуктов обогащения. Выбор оборудования обогатительной фабрики. Характеристики гидроциклонов и особенности их применения. Внутрифабричный транспорт и складское хозяйство. Расчет челнокового и горизонтально-наклонного ленточного конвейера.
  
  дипломная работа [1,7 M], добавлен 16.05.2017
  

• Проект реконструкции плавильного участка обжигового цеха Никелевого завода ЗФ ОАО "ГМК "Норильский никель", включающий замену печей переменного тока РНБ-5500 на дуговую печь постоянного тока ДППТУ-25

  Технологическая схема пирометаллургической переработки сульфидных медно-никелевых руд. Расчет количества электропечей. Определение материальных, энергетических, временных и трудовых затрат на производство анодного никеля и оценка его себестоимости.
  
  курсовая работа [105,0 K], добавлен 24.02.2015
  

• Отделение гравитационного обогащения углеобогатительной фабрики для углей коксующих марок производительностью 2,5 млн. т/год

  Выбор процесса обогащения и машинных классов. Построение кривых обогатимости для шихты и машинных классов. Составление практического баланса продуктов обогащения. Расчет оборудования для грохочения, обезвоживания концентратов и обесшламливания.
  
  курсовая работа [1,0 M], добавлен 25.03.2023
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам