Технологія збагачення залізних руд

Размещено на http://www.allbest.ru

1. Опис типового технологічного процесу збагачення залізної руди

Найбільша частина запасів залізної руди Криворізького басейну припадає на магнетитові кварцити. Особливістю цього типу руд є переважна наявність кварцу серед інших нерудних мінералів. Від нього вони й отримали своє найменування. Основним рудним мінералом цього типу руд є магнетит, представлений у вигляді тонких вкраплень у кварці та залізистих силікатах. Руди ці, як правило, середньої міцності та міцні, вміст заліза може коливатися в межах від 20 до 40%. Густина руди в моноліті залежить від вмісту заліза і для зазначених меж змінюється від 3,2 до 3,8 т/мі.

Насипна густина і коефіцієнт розпушення залежать від крупності магнетитових кварцитів. Наприклад, для крупності +0 мм коефіцієнт розпушення дорівнює 1,8-2,0, а насипна густина - 1,64-1,73 т/мі, для крупності -0,3 +0 мм - відповідно 2,3-2,4 і 1,36-1,44 т/мі [1].

Тонка вкрапленість заліза в магнетитових кварцитах потрібує високого ступеня дроблення та подрібнення руди. Застосовувані збагачувальні процеси - а це в більшості випадків мокра магнітна сепарація в слабких магнітних полях - здійснюються на матеріалі, що містить від 91 до 99% класу -0,074 мм. При зниженні крупності величина магнітної сприйнятливості помітно зменшується і істотно падає для частинок крупністю менше 0,020 мм. Тому збагачення магнетитових кварцитів ведеться при крупностях, близьких до 20 мкм.

Підготовка до збагачення починається з усереднення і шихтовання різних типів руди для стабілізації хімічного складу і фізичних властивостей сировини. залізний руда збагачення дробарка

Дроблення магнетитових кварцитів може здійснюватися за різними схемами. Однією з найпоширеніших є чотирьохстадіальна. В якості основного обладнання використовуються конусні дробарки. Велике дроблення забезпечується дробарками ККД, а додрібнення - дробарками КРД. Середнє дроблення на третій стадії здійснюється за допомогою дробарок КСД, а дрібне на четвертій - дробарками КМД. Перші дві стадії виконуються у відкритому циклі, третя - у відкритому або з попереднім грохоченням, четверта - з попереднім грохоченням [2].

Чотирьохстадіальна схема використовуються на збагачувальних фабриках дуже великої продуктивності (понад 40-60 тис. тонн руди на добу) [3].

Для спрощення розрахунків приймаємо трьохстадіальну схему дроблення. На її користь свідчать також більш високі економічні показники в порівнянні з чотирьохстадіальною схемою [4]. Дроблення руди здійснюється з метою отримання продукту крупністю 15-25 мм.

Далі, у зв'язку з тонким вкарапленням магнетиту, руду піддають подрібненню в кілька стадій. Наприклад, в умовах ЦГЗК застосовують трьохстадіальне подрібнення. На усіх стадіях млини працюють в замкненому режимі. На першій стадії використовуються кульові млини з розвантаженням подрібненого матеріалу через решітку, які працюють спільно зі спіральними класифікаторами. На подальших стадіях - кульові млини з центральним розвантаженням і гідроциклонами.

Можливий варіант дроблення та подрібнення руди за значно спрощеною схемою одностадійного дроблення руди до крупності 500 мм з подальшим подрібненням в млинах самоподрібнення.

Збагачення магнетитових кварцитів здійснюється магнітною сепарацією в слабкому магнітному полі в сепараторах барабанного типу. У схемі збагачення використовується кілька стадій магнітної сепарації, що дозволяє послідовно виділити відходи, розкрити зростки і отримати концентрат із вмістом заліза ~65%.

Далі концентрат зневоднюється до вологості 10-12% за допомогою дискових вакуум-фільтрів.

Отриманий концентрат не годиться для безпосереднього використання в доменній шихті, через те, що в силу своєї малої крупності не забезпечує достатньої газопроникності шихти. Тому концентрати залізних руд піддають огрудкування. Процес агломерації в даному випадку не підходить. Внаслідок надзвичайної малих розмірів частинок концентрату магнетитових кварцитів неможливо забезпечити газопроникність агломераційної шихти при її спіканні. Використовується технологічний процес огрудкування концентрату, що представляє собою виробництво сферичних гранул (окатишів) шляхом окатуванія шихти і подальшого зміцнювального випалу сирих окатишів.

На рис. 2 показана типова технологічна схема виробництва окатишів (на прикладі фабрики огрудкування Північного ГЗК).

До складу шихти для виробництва окатишів входять концентрат (вологість 9-12%, крупність - 94% -0,050 мм), вапняк (вологість до 1%, крупність - 90% -0,050 мм), бентоніт (вологість до 8%, крупність - 90 % -0,050 мм). Дроблення вапняку і бентоніту здійснюється молотковими дробарками, подрібнення - кульовими барабанними млинами.

Дозування концентрату, вапняку і бентоніту виконується тарілчастими живильниками, стрічковими вагодозаторами, змішування шихти - роторними, шнековими, барабанними змішувачами.

Огрудкування змішаної шихти здійснюється в барабанних або в чашкових огрудкувачах. На фабриках огрудкування ЦГЗК та Північного ГЗК використовуються чашкові огрудкувачі.

Кондиційні окатиші діаметром 8-16(20) мм спрямовуються на зміцнення, а дрібні (менше 8 мм) та надлишкового розміру окатиші повертаються в процес огрудкування після попереднього руйнування, наприклад, на роторному змішувачі. Поділ сировини окатишів на класи крупності здійснюється за допомогою грохотів різноманітних конструкцій.

Зміцнення сирих окатишів шляхом випалу здійснюється в основному на конвеєрних випалювальних машинах, в яких вони послідовно піддаються сушінню, нагріванню, випалу та охолодженню. Обпалені окатиші класифікуються для видалення дрібної фракції, яка повертається в процес огрудкування.

Нижче розглянуто приклад вибору, обгрунтування та розрахунку основних типів обладнання для збагачення магнетитових кварцитів за описаною технологією.

Вихідні дані:

- річна продуктивність збагачувальної фабрики - Q = 3 млн. тонн/рік;

- кількість секцій головного корпусу збагачувальної фабрики - N_c = 1;

- міцність руди за шкалою проф. М.М. Протод'яконова - f = 10;

- максимальний вихідний розмір шматків руди - D_max = 900 мм;

- максимальний розмір шматків після дроблення - d_max = 15 мм;

- густина руди (в моноліті) - д = 3,8 т/мі.

2. Вибір режиму роботи та розрахунок годинної продуктивності збагачувального підприємства

Для рудних збагачувальних фабрик приймають наступний режим роботи [5]: 350 робочих днів на рік при 24 годинах роботи на добу. Тоді добова продуктивність фабрики становитиме

т/добу

де Q_p - річна продуктивність фабрики, т/рік;

T - кількість робочих днів у році.

Розрахунок годинної продуктивності здійснюємо з урахуванням нерівномірності завантаження обладнання [5]

т/г

де К - коефіцієнт нерівномірності завантаження. Для рудозбагачувальних фабрик К = 1,1-1,15; m - кількість робочих змін на добу; t - тривалість робочої зміни, г.

Як правило, в цехах збагачувальних фабрик великої продуктивності приймається чотирьохзмінний графік роботи з 6-годинними змінами, з яких три зміни робочі технологічні і одна ремонтна.

3. Розрахунок та вибір дробильного обладнання

Як було зазначено в п.1, в нашій технологічній схемі збагачення прийнята трьохстадіальна схема дроблення.

Загальна ступінь дроблення визначається за формулою

де D_max, d_max - максимальні крупності кусків матеріалу відповідно до і після дроблення.

Середній ступінь дроблення

де n - кількість стадій дроблення.

Ступені дроблення в окремих стадіях залежать від фізико-механічних властивостей руди, циклу дроблення, типу використовуваного дробильного обладнання. Загальна ступінь дроблення буде дорівнювати добутку ступенів дроблення в окремих стадіях.

Оскільки в останній стадії дроблення, як правило, використовується контрольне грохочення, то для неї може бути призначена дещо більша в порівнянні з середньою ступінь дроблення. У першій і у другій стадіях ступені дроблення повинні бути менше S_сер.

Для першої та другої стадій орієнтовно приймаємо S₁ = S₂ = 3,6. Тоді

Далі визначаємо умовні максимальні крупності дроблення продуктів в окремих стадіях дроблення

мм,

мм,

мм.

Для визначення ширини розвантажувальних щілин дробарок в окремих стадіях дроблення використовується формула

,

де - Z_max безрозмірна крупність дробленого продукту.

Значення приймаються за результатами досліджень здатності руди до дроблення, а при їх відсутності - за типовими характеристиками (див. [3], рис. 8,9,10). Аналіз цих характеристик дає можливість рекомендувати наступні значення коефіцієнтів - див. табл. 1.Тоді для нашої руди маємо



Таблиця 1

Величини максимальної безрозмірної крупності Z_max

Коефіцієнт міцності за шкалою проф. М.М. Протод'яконова	Велике дроблення	Середнє дроблення	Дрібне дроблення
1-5	1,3	2,1	2,9
5-10	1,5	2,5	3,2
10-12	1,7	3,0	3,5
>12	1,9	3,2	3,8

мм,

мм,

мм.

У випадку використання на третій стадії замкненого циклу дроблення

мм.

Для дробарок першої та другої стадії дроблення приймаємо наступні значення ширин щілин: i₁ = 170 мм; i₂ = 30 мм.

Для першої стадії дроблення співвідношення між розмірами отворів грохотів і шириною вихідних щілин дробарок приймають рівним 1, а для другої стадії - 1,5-1,8.

Тоді розміри отворів сита грохотів на цих стадіях складуть

мм (колосниковий грохот);

Приймаємо для вібраційного грохота a₂ = 60.

Ефективність грохочення на першій стадії (для колосникових грохотов) - 60-70%, на другій - 80-85%.

У третій стадії дроблення, де подрібнювач працює в замкненому циклі, бажано знизити обсяг циркуляційного навантаження, тому потрібно підтримувати мінімальне значення вихідної щілини дробарки. Приймаємо для третьої стадії мм.

Співвідношення між розміром отворів грохотів і шириною щілини дробарки дрібного дроблення вибирається в межах - 2-3.

Тоді

(приймаємо 30).

Ефективність грохочення у межах 80-89% (як і на другій стадії).

Для знаходження наближених мас продуктів, що надходять на певні стадії дроблення, використовуємо значення орієнтовного виходу продуктів г_i, наведені в табл. 2 [3].

Таблиця 2

Орієнтовні значення виходу продуктів, що надходять в операції дроблення

Дроблення	Вихід продукта, що надходить у дроблення, % від маси вихідної руди
Велике	65-75	70-80	80-90
Середнє	65-75	70-80	80-85
Дрібне (замкнений цикл)	90-120	120-150	150-190

Тоді

т/г

т/г

т/г

Вибираємо дробарки.

Для першої стадії потрібна дробарка з крупністю найбільших шматків у живленні 900 мм, шириною розвантажувальної щілини 170 мм і продуктивністю 492 т/г, що для насипної густини крупного матеріалу приблизно 3.8 т/м³ складе 231 мі/г. Вибираємо дробарку великого дроблення типу ККД-1200/150 (для цього скористаємося таблицею Додатка 2).

Коефіцієнт завантаження дробарки

де: в чисельнику - необхідна продуктивність дробарки, в знаменнику - продуктивність за технічною характеристикою (мі/г).

У разі малого значення коефіцієнта завантаження (менше 0,5) дробарка буде занадто великою. Можна спробувати замінити її на щокову дробарку.

Для другої стадії потрібна дробарка з крупністю найбільших шматків у живленні 277 мм, шириною розвантажувальної щілини 30 мм і продуктивністю приблизно 434 ? 122 мі/г.

Вибираємо дробарку середнього дроблення КСД-1750Гр (Додаток 3). Кількість дробарок - 2.

Коефіцієнт завантаження дробарок

Тут 180 - приблизна продуктивність дробарки при ширині щілини 30 мм (отримана шляхом інтерполяції даних Додатку 3).

Для третьої стадії потрібна дробарка з крупністю найбільших шматків у живленні 77 мм, шириною розвантажувальної щілини 5 мм і продуктивністю приблизно 985/3.8 ? 259 мі/г.

Вибираємо дробарку дрібного дроблення КМД-1750Т (Додаток 4). Кількість дробарок - 6.

Коефіцієнт завантаження дробарок

,

де 230 мі/г - приблизна продуктивність вибраної дробарки для ширини щілини 15 мм. Визначена вона таким чином: з таблиці Додатка 3 інтерполяцією визначена величина продуктивності для щілини 15 мм (? 230 мі/г) і помножена на коефіцієнт 1,3, що враховує замкнений цикл роботи дробарки.

Коефіцієнти завантаження дробарок середнього і дрібного дроблення близькі, тому немає підстав змінювати прийняті ступені дроблення та режим роботи дробарок.

4. Розрахунок та вибір подрібнювального обладнання

Для розрахунку і вибору барабанних млинів із сталевими помельними тілами застосовуємо методику розрахунку за питомими навантаженнями [3,5]. При цьому використовується принцип подібності, коли проектовану машину порівнюють з еталонною, що працює на діючій фабриці на подібній сировині на режимах, близьких до оптимального.

В якості такої еталонної машини приймаємо млин з розвантаженням через решітку розміром DxL = 3600Ч4000 мм (D, L - відповідно внутрішній діаметр та довжина барабана млина). Потужність млина 1000 кВт, продуктивність Q = 80 т/г при живленні рудою міцністю f = 10 та крупністю 25-0 мм. Вміст розрахункового класу -0,074 мм у вихідному продукті в_n = 6%, в кінцевому - в_k = 60% [3].

Питома продуктивність еталонного млина по утвореному класу -0,074 мм

т/мі·г

У формулі діаметр барабана зменшено на 0,15 м (за рахунок футеровки).

Питома продуктивність проектованого млина визначається за формулою

,

де K_i - коефіцієнт, що враховує розбіжність у здатності до подрібнювання проектованої до переробки руди та руди, що переробляється. Зазвичай, якщо проектована до переробки руда м'якше еталонної, то K_i > 1, твердіше - K_i < 1, при однаковій твердості K_i = 1;

- коефіцієнт крупності руди, що дорівнює відношенню відносних продуктивностей проектованого та еталонного млинів. Для визначення показників m і m_em використовують значення табл. 3.

Таблиця 3

Значення відносної продуктивності млинів по знов утвореному класу -0,074 мм в залежності від крупності вихідного та кінцевого продуктів

Крупність вихідного материалу, мм	Вміст класу -0,074 мм у кінцевому продукті, %
	20-30	40	48	60	72	85	95
0-40	0,68	0,77	0,81	0,83	0,81	0,80	0,78
0-20	0,81	0,89	0,92	0,92	0,88	0,86	0,82
0-15	0,87	0,95	0,98	0,96	0,91	0,88	0,83
0-10	0,96	1,02	1,03	1,00	0,93	0,90	0,84
0-5	1,11	1,15	1,13	1,05	0,95	0,91	0,85
0-3	1,17	1,19	1,16	1,06	0,95	0,91	0,85

K_D - коефіцієнт діаметра млина. Тут D і D_em - номінальні діаметри барабанів проектованого та еталонного млинів;

K_T - коефіцієнт типу млина. K_T = 1,10-1,15 - при переході від млина з центральним розвантаженням до млина з розвантаженням через решітку; K_T = 0,9-0,85 - при зворотному переході; K_T = 1 - якщо тип млина не змінюється (по відношенню до еталонного).

Перш ніж вибрати можливі варіанти проектованих млинів, повернемося до опису розглянутої схеми збагачення. Для умов ЦГЗК маємо наступні характеристики окремих стадій подрібнення [1, таблиця 4.18]:

- перша стадія - в_k1 = 57,3%, ступінь циркуляційного навантаження С₁ = 138%;

- друга стадія - в_k2 = 81,9%; С₂ = 378%;

- третя стадія - в_k3 = 94,6%; С₃ = 295%.

В якості прикладу розрахуємо можливі варіанти і виберемо млини для першої стадії подрібнення. Як вже зазначалося вище, це будуть млини типу МШР. Технічні характеристики кульових барабанних млинів наведені в Додатках 5 та 6.

Приймемо для першої стадії подрібнення наступні варіанти млинів:

а) МШР-3600x4000;

б) МШР-3600x5000;

в) МШР-4000x5000;

г) МШР-4500x5000.

Визначаємо значення коефіцієнтів, що входять у формулу (1).

Оскільки наша руда твердіша, ніж та, що перероблялася еталонним млином, то коефіцієнт K_i буде менше одиниці. Приймаємо K_i = 1

Для визначення коефіцієнта К_к за табл. 3 знайдемо значення m і m_em. Якщо це не можна зробити безпосередньо з таблиці, то вдаємося до інтерполяції табличних даних.

Звідси

Визначаємо коефіцієнти К_D.

Млини за варіантами а) і б) мають такий самий діа-метр, як і еталонна, тому для них

Для варіанта в):

Для варіанта г):

Нарешті, визначаємо значення коефіцієнта К_Т. На проектованих млинах так само, як і на еталонному, розвантаження здійснюється через решітку. Тому К_Т = 1.

Тепер для всіх варіантів визначаємо питому продуктивність проектованих млинів за формулою (1), їхні робочі об'єми, продуктивності по руді та розрахункову кількість, після чого здійснимо вибір найкращого варіанта. Питома продуктивність:

т/мі·г

т/мі·г

т/мі·г

т/мі·г

Робочі об'єми барабанів млинів:

мі

мі

мі

мі

Продуктивність млинів по руді визначаємо за формулою

Для першої стадії в_n = 6%, в_к1 = 57,3%.

Тоді

т/г

т/г

т/г

т/г

Для визначення розрахункового числа млинів потрібно знати добову кількість перероблюваної руди, що припадає на одну секцію. Оскільки в нашому варіанті кількість секцій збагачувальної фабриці N_c = 1, то

т/г

Крім того, слід враховувати той факт, що млини працюють в замкненому циклі, тобто з циркуляційним навантаженням, тому через них буде йти більше матеріалу.

Для першої стадії подрібнення розрахунок мас продуктів у характерних точках (див. рис. 1) буде мати такий вигляд (для однієї стадії):

т/г

т/г

де С = 1,38 (138%) - циркуляційне навантаження млинів першої стадії подрібнення в умовах ЦГЗК [1, табл. 4.18].

т/год

Тоді розрахункова кількість млинів становитиме

;

;

;

;

Вибір оптимального варіанту здійснюємо шляхом техніко-економічного порівняння конкуруючих варіантів. Дані для порівняння зводимо в табл. 4.

Таблиця 4

Порівняння варіантів млинів першій стадії подрібнення за основними показниками

Ва-рі-ант	DxL, мм	Шт.	Маса млинів, т	Встановлена потужнсть, кВт	Коеф. запасу
			одного	усіх	одной	всех
а	3600Ч4000	15	162	2430	1000	15000	1,01
б	3600Ч5000	12	166	1992	1250	15000	0,99
в	4000Ч5000	5	258	1290	2000	10000	0,95
г	4500Ч5000	4	290	1160	2500	10000	0,97

З точки зору загальної маси більш вигідний варіант «г», а загальний встановленої потужності - варіант «б» Однак слід все ж таки зупинитися на варіанті «г» (млині найбільшого розміру) через те, що при установці шести млинів замість одинадцяти буде велика економія в будівельних роботах і на всьому допоміжному обладнанні. У цьому варіанті немає резерву в продуктивності, тому можна піти на збільшення кількості млинів до семи.

Аналогічним чином здійснюється розрахунок, обгрунтування та вибір млинів наступних стадій подрібнення.



5. Розрахунок та вибір устаткування для класифікації

Вибір спірального класифікатора першої стадії подрібнення

Для замкненого циклу першої стадії подрібнення зазвичай використовують спіральні класифікатори з незануреною спіраллю. Діаметр спіралі визначається за формулою

м

де Q_доб - добова продуктивність секції, т/доб,

т/доб;

n₁ = 6 - прийнята кількість млинів першій стадії; m - кількість спіралей класифікатора. Приймаємо m = 2; K_в - поправка на крупність зливу. Зазвичай при в₇₄ < 65%

,

а при в₇₄ > 65% - .

Згідно [1, табл. 4.17] в₇₄ на сливі спірального класифікатора дорівнює 61,8%. Тому

- поправка на густину руди

Тогда

м.

Приймаємо найближчий більший розмір спіралі (див. Додаток 7) і вибираємо класифікатор 2КСН-30 з двома спіралями діаметром 3,0 м і частотою обертання n_об = 1,5 об/хв.

Підраховуємо продуктивність класифікатора по пісках

т/доб

Повинна виконуватися умова

т/доб

Як бачимо, класифікатор справляється з транспортуванням пісків із значним резервом.

Вибір гідроциклонів

Для класифікації в другій стадії подрібнення зазвичай використовують гідроциклони діаметром від 360 до 710 мм. Розглянемо два варіанти: моделі діаметром 500 і 710 мм.

Вихід зливу гидроциклона дорівнює



,

де С₂ = 378% = 3,78 - циркуляційне навантаження в другій стадії подрібнення [1, табл. 4.18].

Вміст твердого в зливі гідроциклонів визначається за формулою

,

де K = 1.0 і 0,95 - відповідно для гідроциклонів діаметром 500 і 710 мм; - вміст класу -0,074 мм в зливі гідроциклонів другої стадії подрібнення [1, табл. 4.18]; Т_п = 0,65-0,75вміст твердого в пісках гідроциклонів. Приймаємо Т_п = 0,7.

Тоді

Об'ємна продуктивність по зливу

, л/хв.,

де Q₂ - кількість матеріалу, що надходить на другу стадію подрібнення (у розрахунку на одну стадію), т/рік

т/рік

д - густина руди, т/мі.

Тоді

л/хв.

л/хв.

Об'ємна продуктивність по пісках

л/хв.

л/хв.

Загальна об'ємна продуктивність гідро циклонів

, л/хв.

л/хв.

/хв.

Об'ємна продуктивність одного циклона

, л/хв.

де - коефіцієнт, що враховує вплив діаметра гидроциклона.

,

де D - диаметр гидроциклона в сантиметрах.



- діаметр зливного патрубка, см (див. Додаток 8). За ва-ріантом «а» у нас гідроциклон ГЦ-500, за варіантом «б» - ГЦ-710. Тоді d_зл-а = 15 см, а d_зл-б = 20 см;

d_ж = 0,8d_зл - еквівалентний діаметр живильного патрубка, см. Звідси маємо

d_ж-а = 0,8·15 = 12 см; d_ж-б = 0,8·20 = 16 см;

g = 9,82 м/с² - прискорення вільного падіння;

Н - тиск на вході в гідроциклон, кг/смІ.

Через те, що продуктивності гідроциклонів в Додатку 8 розраховані, по тиску 0,1 МПа (1 кг/смІ), то такий тиск і враховуємо.

Тоді

л/хв.

л/хв.

Визначаємо необхідну кількість гідроциклонів для однієї секції другої стадії подрібнення.

;

;

Для порівняння конкуруючих варіантів зводимо отримані результати в табл. 5.

Таблиця 5

Порівняння варіантів гідроциклонів другій стадії подрібнення

Варіант	Кількість на секцію	Типорозмір гідроциклона	Маса, кг
			одного	усіх
а	35	ГЦ-500	450	15750
б	27	ГЦ-710	1450	39150

Варіант «а» передбачає використання більшої кількості установок, але всього на ~30%, що, враховуючи менші їхні розміри у порівнянні з моделлю ГЦ-710, не потребують занадто великого зростання виробничих площ. Зате виграш за масою досить істотний. Тому вибираємо саме варіант «а».

Аналогічним чином можна підібрати гідроциклони і для третьої стадії подрібнення.

6. Розрахунок та вибір збагачувального обладнання

Магнітне збагачення магнетитових кварцитів здійснюється найчастіше мокрим способом за допомогою сепараторів типу ПБМ. Тип ванни сепаратора (прямотечійна, протитечійна, напівпротитечійна) залежить від крупності збагачуваного продукту.

Для першої стадії збагачення на зливі спірального класифікатора маємо 57,3% матеріалу крупністю -0,074 мм [1, табл. 4.18]. Вибираємо напівпротитечійний тип ванни.

Розрахунок продуктивності сепараторів ведемо за величиною питомої продуктивності вхідного живлення (на 1 м довжини барабану за годину, т/г·м). Для барабанів діаметром 900 мм приймаємо q = 30 т/г·м, діаметром 1200 мм - q = 40 т/г·м [3, табл. 59].

Вибираємо дві моделі сепараторів (Додаток 9).

а - ПБМ-П-120/300, діаметр барабана 1200 мм, довжина 3000 мм;

б - ПБМ-ПП-120/300, діаметр барабана 1200 мм, довжина 3000 мм. Обидві моделі мають один барабан.

Продуктивність сепараторів визначаємо за формулою

, т/г

де n - кількість барабанів; L - довжина барабану, м.

Тоді

т/г;

т/г.

Кількість матеріалу, що надходить на першу стадію збагачення (у розрахунку на одну секцію) - Q_c = 547 т/г.

Тоді необхідна кількість сепараторів першій стадії збагачення становитиме

;

;

Для порівняння варіантів зводимо отримані результати в табл. 6.

Таблиця 6

Порівняння варіантів використання магнітних сепараторів першій стадії збагачення

Варіант	Тип сепараторів	Кількість на секцію	Робоча площа, мІ	Маса, кг
			одного	усіх	одного	усіх
а	ПБМ-ПП-90/250	6	5,15	~30	3300	19800
б	ПБМ-ПП-120/300	5	8,14	~49	7000	35000

Площа, яку займають сепаратори за обома варіантами, практично однакова, загальна маса менше за варіантом «а», проте він вимагає більшої кількості допоміжного обладнання. Варіанти приблизно однакові, тому можна вибрати будь-який.

7. Розрахунок та вибір допоміжного обладнання

У цьому розділі вибираємо тип і розраховуємо необхідну кількість дискових вакуум-фільтрів для зневоднення кінцевого продукту збагачувального процесу - концентрату.

За даними ЦГЗК вихід концентрату становить 32% [1, табл. 4.17]. Тому його кількість в розрахунку на одну секцію складе

т/г.

Для дискових вакуум-фільтрів рекомендоване питоме навантаження при зневодненні магнетитових концентратів, що містять 95-99% класу -0,050 мм, становить 350-500 кг/мІ·рік (по сухому продукту). Приймаємо величину питомого навантаження 500 кг/мІ·рік. Оскільки враховується тільки сухий матеріал (а його за умови вологості кінцевого продукту 10-12% буде в ньому 88-90%), то його кількість становитиме

т/г.

Розглянемо два варіанти типорозмірів дискових вакуум-фільтрів (Додаток 10):

- а - ДУ80-2,7 з діаметром диска 2,7 м;

- б - ДУ100-2,5 з діаметром диска 2, 5 м.

Тоді площі дисків становитимуть

мІ;

мІ.

Продуктивність обраних фільтрів по сухому продукту складе

т/г;

т/г.

Необхідна кількість фільтрів

;

;

Для порівняння варіантів зведемо отримані дані в табл. 7.

Безумовно, краще варіант «б». Загальна маса фільтрів хоч ненабагато, але менша, проте основний ефект отримуємо за рахунок значного зниження виробничих площ та обслуговуючого обладнання (фільтрів за варіантом «б» удвічі менше).

Таблиця 7

Порівняння варіантів використання дискових вакуум-фільтрів

Варіант	Тип фільтра	Кількість	Маса, т
			одного	усіх
а	ДУ80-2,7	45	11,1	499,5
б	ДУ100-2, 5	64	16,9	1081,6

8. Розрахунок та вибір основного огрудкувального обладнання

У цьому розділі здійснюється вибір устаткування для основних операції технологічного процесу огрудкування концентрату, отриманого в результаті збагачення магнетитових кварцитів. Розглянемо операції змішування компонентів шихти, отримання сирих окатишів шляхом огрудкування та їхнього зміцнювального випалу.

В умовах ЦГЗК змішування здійснюється в одну стадію в барабанних змішувачах.

У складі шихти для окатишів приблизно 12% займає частка вапняку, в середньому 1,5% - бентоніту і в середньому 9,5% - води. Значить, на частку концентрату доводиться решта - 77%. Тому загальна маса шихти, що переробляється змішувачами, складе

, т/г,

де т/г - кількість концентрату, що видається одні-єю секцією збагачувальної фабрики; - кількість секцій.

т/г.

Для такої продуктивності підходить барабанний змішувач СБ1-3,2Ч8 (див. Додаток 11), у якого максимальна величина продуктивності сягає 850 т/г. Для створення необхідного запасу приймаємо кількість змішувачів - 2.

В якості огрудкувального обладнання вибираємо чашкові огрудкувачі (див. Додаток 12).

Для нашої продуктивності більше підходять огрудкувачі з діаметром чаші 7000 і 7500 мм. Розглянемо ці два варіанти:

- а - чашковий огрудкувач з діаметром чаші 7000 мм, продуктивність по сирих окатишах - 80-90 т/г. Приймаємо величину продуктивності 90 т/г;

- б - чашковий огрудкувач з діаметром чаші 7500 мм, продуктивність по сирих окатишах - 80-90 т/г. Приймаємо величину продуктивності 130 т/г.

Тоді необхідну кількість огрудкувачів складе

З параметрів розглянутих огрудкувачів (див. Додаток 12) видно, що габаритні розміри і маси конкуруючих варіантів відрізняються незначно, тому більш вигідним буде варіант «б», в якому необхідна кількість установок майже вдвічі менша.

Найбільш поширеним у вітчизняних умовах обладнанням для зміцнювального випалу сирих окатишів є конвеєрні випалювальні машини. На огрудкувальних фабриках ЦГЗК та Північного ГЗК застосовуються машини ОК-108 та ОК-306. Розглянемо їх у якості можливих варіантів «а» і «б» (див. Додаток 13). Середня продуктивність першої становить 108 т/г, другої - 265 т/г (за готовою продукцією).

Для перерахунку її на сирі окатиші скористаємося даними ЦГЗК: на 1 т готових обпалених окатишів витрачається 1056 кг концентрату, 100 кг вапняку і 19 кг бентоніту [10, табл. 32]. У сумі це становить 1183 кг або 90,5% маси сирих матеріалів (як зазначалося вище, 9,5% займає вода). Таким чином, загальна маса сировини на 1 т обпалених окатишів буде складати 1183 : 0,905 ? 1307 кг, а коефіцієнт перерахунку маси дорівнюватиме приблизно 1,31.

Тоді продуктивність розглянутих варіантів випалювальних машин по вихідній сировині складе:

- а - т/г,

- б - т/г.

Необхідна кількість випалювальних машин



;

.

Вибір найкращого варіанту буде залежати від можливостей розміщення обладнання (робоча довжина машини ОК-306 майже вдвічі більше, ніж у ОК-108 і перевищує 100 м, а маса машини більше в 3,5 рази).

9. Опис однієї з розглянутих машин:

“Конусна дробарка великого дроблення”

Призначення і область застосування

Конусні дробарки за своїм призначенням поділяються на дробарки для крупного, середнього і дрібного дроблення. Дроблення матеріалу в конусних, дробарка проводиться в кільцевому просторі, утвореному зовнішньої 'нерухомою конічною чашею що є верхньою частиною станини дробарки, і які є всередині цієї чаші рухомим дробить конусом, насадженим на вал. У дробарок для великого дроблення вал підвішується або жорстко закрепляютсяс обох кінців.

Короткий опис конструкції

Конусні дробарки застосовують для дроблення руд чорних і кольорових металів, а також неметалічних матеріалів, включаючи особливо тверді, абразивні і важко дробимі. Винайдена у 1877, впроваджена в промисловість а 1920-х рр.

Розрізняють конусні дробарки крупного, середнього та дрібного дроблення. Конусні дробарки крупного дроблення характеризуються шириною приймального і вихідного отворів (наприклад, ККД-1500/300 -- конусна крупного дроблення з шириною приймального отвору 1500 мм і вихідного отвору 300 мм). Дробарки цього типу можуть приймати грудки розміром до 1200 мм і мають продуктивність до 2600 м3/год; застосовуються як головні машини гірничо-збагачувальних комплексів.

Застосування

Конусні дробарки встановлюють на збагачувальних фабриках великої продуктивності. Для крупного дроблення руд застосовуються конусні дробарки з підвісним валом і розвантаженням під дробарку.

Використовують для крупного, середнього і дрібного дроблення гранітів, базальтів, кварцитів, вапняків, руд і інших гірських порід, що мають підвищену твердість.

Конусні дробарки крупного дроблення ККД-1200, ККД-1500 можуть працювати «під завалом».

Класифікують конусні дробарки наступним чином:

I. По кінематичному ознакою розрізняють:

- Дробарки з нерухомим вертикальним валом, геометрична вісь дробить конуса яких залишається паралельної свого початкового стану, застосовують вкрай рідко у зв'язку з малою роботою дроблення і швидким зносом футерувальних плит (в Росії в даний час не випускаються);

- Дробарки з рухомою вертикальним валом, вісь яких утворює малий кут з віссю симетрії дробарки, за рахунок чого всі точки дробить конуса описують конічні поверхні різного радіусу. Радіус кругових рухів тим більше, чим струми ближче до вихідної щілини.

II. За способом кріплення центрального вала розрізняють дробарки:

- З підвісним валом, укріпленим на верхньому шарнірі в гнізді двухлапой траверси. Вони мають крутий конус (з великим радіусом кривизни) і застосовуються для крупного дроблення;

- З консольним валом з опорою в центральній частині на опорний підп'ятник. Мають пологий конус і застосовуються для дрібного і середнього дроблення.

III. Залежно від типу привідного механізму розрізняють дробарки:

- З ексцентриковим механізмом (за кордоном називаються гіраціонние) застосовуються для крупного ККД і КРД, середнього КСД і дрібного КМД дроблення;

- З дебалансного віброзбуджувачем КИД (інерційні) застосовуються для дрібного і особливо тонкого дроблення.

Не залежно від типу дробарки матеріал руйнується в кільцевому просторі, утвореному зовнішньої нерухомої конічної чашею (верхньою частиною станини дробарки) і розташованим всередині цієї чаші рухомим дроблять конусом, насадженим на вал. У дробарок для великого дроблення вал підвішується до верхньої траверси, а у дробарок для середнього й дрібного дроблення підвішується на сферичний підп'ятник, на який спирається дробить конус, жорстко закріплений на валу. Дробарки з таким підвісом вал ще називають - дробарками з консольним валом.

Схема конусної дробарки для крупного дроблення з підвішеним валом (ККД): 1 - верхня частина станини (нерухома конічна чаша); 2 - дробить конус; 3 - вал; 4 - ексцентриковий стакан; 5 - нижня частина станини; 6 - конічна передача; 7 - приводний вал; 8 - шків

Дробарка типу ККД має корпус, що складається з нижньої і верхньої частин. Верхня частина станини є нерухомий конус (чашу), звернений більшою підставою вгору, всередині якого виробляється дроблення. Кут нахилу конічної поверхні (кут між твірною конуса і вертикаллю) становить 17-20 0. Внутрішня поверхня нерухомого конуса футерують плитами з марганцевистої сталі. Рухомий дробить конус жорстко закріплений на валу і також покритий футеровкою. Вал дробарки підвішений в спеціальному гнізді в центральній голівці траверси.

Нижній кінець валу вільно входить в довгий порожнистий ексцентраковий склянку, вставлений у втулку, вісь якої збігається з вертикальною віссю дробарки і відлита заодно з нижньою частиною корпусу, глее розміщується привід дробарки, що складається з пари конічних зубчастих шестерень, одна з яких закріплена на ексцентрикових склянці, а інша на валу приводу. Стакан за рахунок шестерень обертається, і вісь вала описує конічну поверхню, завдяки чому рухливий дробить конус робить кругові рухи, наближаючись і віддаляючись від поверхні нерухомого конуса. Вихідний матеріал завантажується зверху, а посічений продукт розвантажується під дробарку.

Експлуатація конусних дробарок для великого дроблення

Великі конусні дробарки для великого дроблення (В > 900 мм) за умови відповідності вагона ( самоскида ) , що подає руду , продуктивності дробарки можуть працювати під завалом , що дозволяє завантажувати в них Дроблений матеріал безпосередньо з перекидних ваг. Дробарки меншого розміру під завалом працювати не можуть , а для цього для них необхідно споруджувати приймальні пристрої для вихідного матеріалу . З приймального пристрою матеріал подається в дробарку пластинчастим живильником і в цьому випадку схема установки конусної дробарки буде аналогічна схемі установки щічної дробарки. Подрібнений продукт розвантажується на стрічковий конвеєр , передає його в наступну стадію дроблення. У разі , якщо перед дробаркою встановлений колосниковий гуркіт , то в дроблення надходить надрешетного продукт. Подрешетний продукт з гуркоту , якщо на нього матеріал подається живильником , надходить посередньо на конвеєр роздробленої руди , минаючи дробарку . У цьому случає матеріал надходить на грохот з перекидних вагонів , тобто завалом , подрешетний продукт з гуркоту і дроблений продукт з дробарки не можна подавати безпосередньо на стрічковий конвеєр , так як в момент перекидання вагона- конвеєр можна перевантажити . У цьому випадку обидва продукти надходять в невеликі проміжні бункера , з яких живильниками подаються на конвеєр. Конусні дробарки для великого дроблення встановлюються на фундаментах , не зв'язаних з будівлею , щоб не розхитувати його . Дробарки цього типу можуть давати ступінь з мельченной до 8 , але зазвичай працюють при ступенях подрібнення від 3 до 4.

Запуск конусних дробарок для великого дроблення виробляє за відсутності роздрібнюванню матеріалу в робочому простору . Перед пуском перевіряється кількість мастила в баку рідкого мастила верб резервуарі консистентним мастила. Спочатку включається масляний насос і система охолодження масла. Через 3-5 хв , коли переконаються в справності системи рідкого мастила та змащування надійде до тертьових частинах, включають електродвигатель дробарки. Дроблений матеріал подається в дробарку після того , як вона пропрацює на холостому ходу 1-2 хв. Під час роботи дробарки необхідно стежити за системою мастила і за розвантаженням дробленого продукту . Спостереження за роботою системи рідкого мастила полягає в контролі тиску масла в маслопроводах і температури масла. Тиск в масло ¬ проводі підтримується в межах 0,6-1,2 ат , що забезпечують надходження масла до місць змащення в достатній кількості і без надлишку. У випадку надлишку тиску частина олії з масло проводі скидається назад в бак. Температура масла при роботі дробарки не повинна перевищувати 60 °. Масло охолоджується у фільтрі водою , що циркулює в системі охолодження масла. Перед запуском дробарки температура масла повинна бути не нижче 15-20°. Якщо в холодну пору року ця температура не витримувался , то масло підігрівають електронагрівником в баку. При зупинці дробарки спочатку припиняють подачу дробленого матеріалу , опрацьовують матеріал , наявний в робочому просторі дробарки , зупиняють електродвигун дробарки і останнім зупиняють масляний насос. Для змащення конусних дробарок застосовуються: рідка смазка - масло машинне СУ при витраті в залежності від розміру дробарки і регенерації масла від 1 до 4 г на рік; Консистентна мастило ІП 1-3 при витраті від 60 до 300 кг на рік . Рідке мастило змінюється раз на 3 міс. Періодичність ремонтів дробарок : поточний - через 0,5 міс. , Середній - через 6 міс. , Капітальний - раз на 5 років



Список літератури

1. Остапенко П.Е. Обогащение железных руд. М., Недра, 1977.

2. Билецькій В.С., Смирнов В.О. Переробка та якість корисних копалин. Донецьк: Схидній видавничий дім, 2005.

3. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительних фабрик. М., Недра, 1982.

4. Кармазин В.И. Обогащение руд черных металлов. М., Недра, 1982.

5. Смирнов В.О., Білецький В.С. Проектування збагачувальних фабрик. Донецьк: Схидній видавничий дім, 2002.

6. Справочник по обогащению руд. В 3-х т. Гл. ред. О.С. Богданов. М., Недра, 1972.

7. Бедрань Н.Г. Машины для обогащения полезных ископаемых. Киев-Донецк. Вища школа, 1980.

8. Бессараб В.И. Проектирование и эксплуатация фабрик окомкования, М., Металлургия, 1986.

9. Ловчиновский Э.В. Механическое оборудование фабрик для окускования железорудного сырья. М., Металлургия, 1977.

10. Бережной Н.Н., Булычев В.В., Костин А.И. Производство железорудных окатышей. М., Недра, 1977.

11. Кожевников И.Ю., Равич Б.М. Окускование и основы металлургии. М., Металлургия, 1991.

12. Кармазин В.И., Серго Е.Е., Шендринский А.П. Процессы и машины для обогащения полезных ископаемых. М., Недра, 1974.

Размещено на Allbest.ru

...