Размещено на http://www.allbest.ru/

НАВОИЙСКИЙ ГОРН-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ КОМБИНАТ

НАВОИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ

«Химико-металлургический» факультет»

Кафедра «Металлургия »

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к выпускной квалификационной работе

На тему: Выбор, обоснование и расчет технологии переработки фосфоритовой руды

Выпускник: У. Нажимов

Навои- 2014

Содержание

Введение

1. Cырьевая база для производства фосфорсодержащих удобрений

1.1 Краткая геологическая характеристика Джерой- Сардаринского месторождения зернистых фосфоритов

1.2 Способы переработки фосфоритовых руд

2. Технологические расчеты

2.1 Расчет схемы дробления с выбором оборудования

2.2 Выбор оборудования для грохочения

2.3 Расчет схемы измельчения

2.4 Расчет качественно- количественной схемы

2.5 Выбор и расчёт дробилки

2.6 Выбор и расчёт колосникового грохота

2.7 Выбор и расчёт мельниц полусамоизиельчения

2.8 Выбор и расчёт грохота II стадии грохочения

2.9 Выбор и расчёт гидроциклонов

2.10 Выбор и расчёт мельницы П стадии измельчения

3. Охрана труда и техника безопасности на обогатительных фабриках

Заключение

Список использованной литературы

Введение

Полезные ископаемые являются основой народного хозяйства, и нет ни одной отрасли, где бы не применялись полезные ископаемые или продукты их обработки.

Значительные запасы полезных ископаемых многих месторождений Узбекистана позволяют строить крупные высокомеханизированные горно-обогатительные и металлургические предприятия, добывающие и перерабатывающие многие сотни миллионов тонн полезных ископаемых с высокими технико-экономическими показателями.

Горнодобывающая промышленность имеет дело с твёрдыми полезными ископаемыми, из которых при современном уровне техники целесообразно извлекать металлы или другие минеральные вещества. Главными условиями при разработке месторождений полезных ископаемых являются повышение извлечения их из недр и комплексное использование. Это обусловлено:

- значительными материальными и трудовыми затратами при разведке и промышленном освоении новых месторождений;

- возрастающей потребностью различных отраслей народного хозяйства практически во всех минеральных компонентах, входящих в состав руды;

- необходимостью создания безотходной технологии и тем самым предотвращения загрязнения окружающей среды отходами производства.

По этим причинам возможность промышленного использования месторождения определяется не только ценностью и содержанием полезного ископаемого, его запасами, географическим расположением, условиями добычи и транспортирования, другими экономическими и политическими факторами, но и наличием эффективной технологии переработки добываемых руд.

1. Cырьевая база для производства фосфорсодержащих удобрений

Основными районами производителями фосфорсодержащих и кормовых фосфоритов является Украина, Прибалтика, северо-западный, центральный, уральский районы России, Казахстан и Центральная Азия.

Фосфоритное сырье представлено апатит нефелиновыми, апатитовыми, фосфоритовыми и комплексными апатитосодержащими рудами, которые неравноценны по качеству и технологическим свойствам.

По запасам и качеству наиболее промышленное значение имеет апатит-нефелиновые руды, сосредоточенные в России на Кольском полуострове (Хибинский массив) разведанные запасы 473 млн. тонн. Среднее содержание Р₂О₅ колеблется в рудах от 14-18 %. По качеству лучше не только в СНГ, но и превосходит все зарубежные. Он пригоден для производства для любых видов фосфоритных удобрений. Прогнозы запасов апатит-нефелиновых руд до глубины составляет 310 млн. тонн (12 % от общих запасов СНГ). Из них 30-35 % являются неразведанными. Содержание фосфоритного ангидрида 5-14%.

Вторым по промышленной значимости типом фосфоритных руд является микрозернистые фосфориты группы месторождений, объединяемых в Каратауский фосфоритоносный бассейн, расположенный на юге Казахстана (Джамбульский и Чимкентский областях). Запасы около 400 млн. тонн, отличаются высоким содержанием полезного компонента от 23-30 % Р₂О₅ . По составу руды преимущественны кремнисто-карбонатные, которые в основном идут на производство товарной руды (более 21,5 %) для электротермической переработки на желтый фосфор. Прогнозные запасы фосфоритов в Каратауском бассейне определены в 635 млн. тонн Р₂О₅ из них 450 млн. возможные, остальные предполагаемые. В большей своей части эти запасы находятся в глубоких (до 1000 метров) горизонтах. Среднее содержание Р₂О₅ в рудах 20-25 %.

Разведанные месторождения желваковых фосфоритов (с суммарными запасами 430 млн. тонн Р₂О₅) расположены в европейской части стран СНГ (Волжской и Днепровско-Донецкой фосфоритового бассейна) и на северо-западе Казахстана (актюбинский бассейн). Основная часть запасов желваковых фосфоритов учитывается по четырем месторождениям: Егоровский (в московской области), Вятско-Камское (в кировской области), Полпинское (в брянской области) и Чилисайское (в актюбинской области Казахстана). Остальные месторождения мелкие и не выгодно на их базе создавать перерабатывающие предприятия. Средние содержание полезного компонента, в желваковых рудах 6-18 %. они пригодны для производства фосфоритной муки и кислотной переработки. Прогнозные запасы фосфоритных руд этого типа составляет 465 млн. тонн Р₂О₅. Основная их часть находится в актюбинском бассейне (430 млн. тонн Р₂О₅). Глубина залегания продуктивных толщ достигает 20 метров, содержание фосфорного ангидрида в рудах 5-13 %, и они пригодны для производства фосфоритной муки, растворимых удобрений, а также для получения элементарного фосфора методом электровозгонки.

Разведанные запасы ракушечниковых фосфоритов сосредоточены в десятках месторождениях прибалтийско-ладожского фосфоритного бассейна и равны суммарно 72,2 млн. т. Р₂О₅. Разрабатываются месторождения Кингисепского (в Ленинградской области) и в Маарду, Тоолсе (в Эстонии). Руды представлены кварцевыми песками и песчаниками с включением обломков и целых створок фосфоритных раковин, соотношение которых не постоянно. Среднее содержание Р₂О₅ в рудах отдельных месторождений изменяется от 6,5-13 % и идут на производство фосфорной муки и кислотную переработку для получения растворимых удобрений.

Прогнозные запасы ракушечных фосфоритов в прибалтийско-ладожском бассейне учтены в количестве 122 млн. тонн Р₂О₅ глубина залегания от 30-135 метров.

Суммарные разведанные запасы комплексных апатитосодержащих руд в СНГ составляют 109,5 млн. тонн Р₂О₅ из них 55 млн. тонн падает на запасы Кавдорского месторождения (Кольский полуостров) и около 40 млн. тонн Белоземинского (восточной Сибири). Они используются в производстве растворимых удобрений и обесфторинных фосфатов. Прогнозные запасы в районе Кавдорского месторождения составляют 50 млн. тонн Р₂О₅. Глубина запасов 600 метров. Содержание Р₂О₅ 6,3-18,3 %.

Кроме того, в пределах Карело-Кольской провинции подсчитаны прогнозные запасы в объеме 112 млн. т. Р₂О₅. Глубина подсчета запасов 500м. Руды представлены апатито - магнетитовыми, апатито- силикатными, апатито- карбонатными типами. Содержание Р₂О₅ в них составляют 3,6-6,0%.

На Даугузской, Сардаринской, Джеройской и других площадях центрального Кызылкума республики Узбекистан были выявлены несколько месторождений зернистых фосфоритов.

Зернистые фосфориты предоставляют собой эолиты с песчаным ядром, окруженным фосфоритным веществом, и чаще всего сцементированы глинистым и карбонатным материалом, вследствие чего достаточно легко обогащаются по стандартном схеме. При содержании в исходной руде 13-14% Р₂ О₅ дают концентрат в 23-25% Р₂О₅, идущий на дальнейшую переработку, стандартная фосфоритная мука (18% Р₂О₅) и хвосты содержанием порядка 10% Р₂ О_5.

Дальнейшая переработка фосфоритного концентрата возможна по нескольким направлениям для получения лимонно-растворимого фосфора, суперфосфата, аммофос, нитрофоска, плавленых фосфоритов (термофосфатов) и механическая обработка (механическая активация).

Разведанные запасы зернистых фосфоритов определены 1,5 млрд. т Р₂ О_{5 .} Наибольшей интерес представляет Джерой-Сардаринское месторождение зернистых фосфоритов входящих в эту провинцию.

Анализ показывает, что в большинстве рудников происходит снижение качества сырья и рост расхода руды, увеличение потери в недрах, что существенным образом отразилось на экономике производства. Так себестоимость апатитового концентрата на ПО «Апатит» возросла с 9,9 у. е. до 11 у. е.

Расширение производства фосфатного сырья будет сопровождаться дальнейшим общим ухудшением горно-геологических и горнотехнических условий эксплуатации, обусловленных вовлечением в разработку бедных руд, увеличением вследствие этого расходных коэффициентов на единицу продукции, переходом на отработку глубоких горизонтов в более сложных для освоения периферийных районах СНГ. Это приведет к значительному увеличению материальных и трудовых затрат и ухудшит технико-экономические показатели добычи и обогащение фосфатного сырья.

В настоящее время дефицит сырья в СНГ составит около 4,5-5 млн. тонн Р₂О₅ в год. Перспективы дальнейшего увеличения добычи фосфатного сырья для ликвидации или хотя бы снижения дефицита определяется во первых, возможностями увеличения добычи руд на эксплуатируемых и намечаемых к освоению месторождениях; во вторых, вовлечением в в освоение месторождений с разведанными запасами; в третьих за счет месторождений которые не имеют разведанных запасов, но являются прогнозными.

Республика Узбекистан является страной интенсивного потребления фосфоритных удобрений. Годовой объем потреблений фосфоритных удобрений при норме внесения на 1 га обращаемой земли 110-130 кг в среднем составит 375-400 тыс. т.

1.1. Краткая геологическая характеристика Джерой- Сардаринского месторождения зернистых фосфоритов

Джерой-Сардаринское месторождение расположено в центральной части Кызылкумского горнорудного района, занимающего более 80 % территории Навоийской области Республики Узбекистан. Общая площадь месторождения более 2500 кв.км.

Площадь месторождения совпадает с одноименными впадинами: Джерой, Сардара и Ташкура, ограниченными горными грядами Мурунтау и Тамдытау с севера и северо-запада, Ауминзатау - с запада, Аристантау - с юга и юго-востока. Рельеф месторождения слабохолмистый с абсолютными отметками 200-310 м.

Поверхностные водотоки в районе месторождения отсутствуют. Кратковременные потоки селевого типа наблюдаются в весенний период по руслам саев. Среднегодовое количество осадков 119.8 мм.

Климат района резко континентальный. Лето продолжительное и жаркое, а зима короткая, сравнительно холодная. Частые морозы с температурой - 15С. среднегодовая температура воздуха +13,8С. абсолютный минимум - 29С, максимум +16,3С. длительность периодов с температурой ниже 0С около 73 дня, а выше +10С - 180 дней. Климат района характеризуется в целом малым количеством атмосферных осадков.

Участок Ташкура, где намечено проектом ведение горных работ, входит в состав Джерой- Сардаринскаго фосфоритного месторождения Республики Узбекистан и занимает площадь более 500км² . В настоящее время здесь действует опытный карьер пускового комплекса Кызылкумского фосфоритного комбината.

По инженерно-геологическим условиям участок Ташкура Джерой- Сардаринского месторождения относится к простому типу. Строение пород, вмещающих фосфоритовые пласты небольшой мощности, по инженерно-геологическим характеристикам весьма однородно и крупные тектонические нарушения в пределах участка Ташкура отсутствуют. Выявлены две системы мелкой трещиноватости: субвертикальная с углами падения трещин 80-90^ои наклонная с падением трещин под углами 45-50^о.

1.2 Способы переработки фосфоритовых руд

Фосфорсодержащие продукты находят широкое применение в различных областях народного хозяйства, но главным потребителем их (не менее 80% всего добываемого фосфора) является промышленность минеральных удобрений.

Фосфор в тех минеральных формах, которые присутствуют в его рудах (апатит, франколит), в основном недоступен или трудно доступен для растений. Лишь некоторые фосфаты (Желваковых, ракушечных и фосфоритов коры выветривания) обладают, как отмечалось ранее, довольно высокой (25-35% отн.) растворимостью в 2%-ной лимонной кислоте. Содержащие их породы могут применяться в качестве фосфоритной муки для непосредственного внесения в почву.

Улучшаются физические свойства фосфоритной муки и облегчается внесение ее в почву гранулированием; при этом в качестве связующего материала могут применяться различные агрохимически ценные вещества, например, хлористый калий.

Фосфоритная мука эффективна лишь на кислых подзолистых почвах, что существенно ограничивает масштабы ее применения.

При выработке удобрений главная задача - перевести природные фосфаты в соединения, более доступные растениям. Наиболее распространенный способ в современной технологии - разложение апатитоподобных фосфатов кислотами: серной, фосфорной или азотной.

Обработкой фосфатов H₂SO₄ получают простой суперфосфат - твердую смесь водорастворимого монокальцийфосфата и гипса:

Ca₁₀(PO₄)₆F₂ + 7H₂SO₄ + 17H₂O 3Ca (H₂PO₄)₂H₂O + 7 CaSO₄ 2H₂O + 2 HF (1)

Согласно реакции (1) теоретическое содержание Р₂О₅ в простом суперфосфате составляет около 22%, в реальных продуктах оно колеблется в зависимости от качества сырья от 14 - 15 до 19 - 21%.

Значительно более концентрированный продукт - двойной суперфосфат получается при обработке фосфатного сырья не серной, а фосфорной кислотой:

Ca₁₀(PO₄)F₂ + 14H₃PO₄ +10H₂O 10Ca(H₂PO₄)₂ H₂O + 2HF (2)

В двойном суперфосфате содержатся 45 - 56% Р₂О₅, почти исключительно в водорастворимой форме.

Получение фосфорной кислоты, необходимой для выработки двойного суперфосфата и других туков, является важным промежуточным этапом производства удобрений и осуществляется следующими двумя способами:

1) экстракционным - разложением природных фосфатов серной кислотой:

Ca₁₀(PO₄)₆F₂ + 10H₂SO₄ + 20H₂O 6H₃PO₄ + 10 CaSO₄ 2H₂O + 2 HF(3)

Раствор фосфорной кислоты отфильтровывают от осадка (так называемого фосфогипса);

2) электротермическим - восстановлением в электрических печах (при 1100 - 1300⁰С) природных фосфатов углеродом в присутствии кремнезема по схеме

Ca₃(PO₄)₂ + 5C + n SiO₂ P₂ + 5 CO + 3 CaO n SiO₂ (4)

Элементарный фосфор окисляют и гидратируют, получая фосфорную кислоту высокой чистоты и качества. Этот метод, однако, значительно дороже экстаркционного; в зарубежных странах на долю термической фосфорной кислоты приходится всего 10 - 15% от общего производства этого продукта.

Нейтрализацией фосфорной кислоты известняком, а затем известковым молоком - раствором Са(ОН)₂ получают преципитат - двузамещенный фосфат кальция СаНРО₄ 2Н₂О, содержащий около 42% Р₂О₅ в цитратно-растворимой форме.

К числу сложных удобрений, содержащих фосфор, относятся аммофос и нитрофоска.

Аммофос, получаемый нейтрализацией экстракционной фосфорной кислоты аммиаком, состоит из смеси моно- и диаммонийфосфатов. В нем 10 - 13% N и 47 - 50% водорастворимой Р₂О₅.

При азотнокислотной схеме разложения природных фосфатов получается раствор, содержащий фосфорную кислоту и нитрат кальция:

Ca₁₀(PO₄)₆F₂ + 20HNO₃ 6H₃PO₄ + 10 Ca(NO₃)₂ + 2 HF (5)

Один из способов переработки этого раствора включает вымораживание части Ca(NO₃)₂ и последующую аммонизацию пульпы. В результате фосфорная кислота переходит в диаммонийфосфат, а остаточный нитрат кальция - в дикальцийфосфат. Продукт упаривают, добавляют к нему KCl и гранулируют. Полученное удобрение - нитрофоска - содержит 12 - 20 % N, 10 - 21% Л и 10 - 14% Р₂О₅ в цинтратно- и водорастворимой формах.

В левой части реакций (1) - (5) представлен теоретический состав фторапатита (или трехкальциевого фосфата). На самом деле переработке подвергаются природные продукты, в которых фосфатный минерал отличен от фторапатита и содержатся различные примеси.

Течение реальных процессов, выход и качество конечных продуктов, экономические показатели производства во многом зависят от того, каким будет исходный фосфатный продукт. Поэтому промышленность фосфорных удобрений предъявляет определенные требования к сырью для переработки, ограничивая нижний предел содержания полезного компонента - Р₂О₅ и верхние пределы - вредных примесей.

При производстве суперфосфата минимальное содержание Р₂О₅ в фосфатном сырье зависит от допускаемого нижнего предела качества этого вида удобрений. Чтобы производить 18%-ный по усвояемой Р₂О₅ суперфосфат, в фосфатном сырье должно быть 32 - 33% Р₂О₅, для 15%-ного супефосфата - не менее 28 - 29%. Для выработки экстракционной фосфорной кислоты можно применять и более низкокачественное сырье. Нижним пределом при отсутствии вредных примесей считают цифру 18 - 20% Р₂О₅.

Примесь кальцита в фосфатном сырье также вредна, хотя и меньше, чем доломитовая. Она вызывает излишний расход кислоты и интенсивное пенообразование вследствие бурного выделения СО₂. Поэтому содержание карбонатной СО₂ выше 5 - 6% нежелательно, независимо от того, в каком конкретном минерале она связана.

SiO₂ в фосфоритах находится в виде свободного кремнезема (кварц, халцедон) и в составе силикатов (железа, магния, алюминия). Сама по себе двуокись кремния не оказывает вредного действия при химической переработке природных фосфатов и играет роль балластной примеси, понижая содержание полезного компонента. Поскольку устанавливаются технические требования по Р₂О₅ и вредным компонентам, содержание SiO₂ обычно не нормируется.

Качество фосфатного сырья действующих предприятий регламентируется официальными документами. Лучшим фосфатным продуктом в мире является концентрат из хибинских апатито-нефелиновых руд. ГОСТ 22275-76 определяет исключительно высокое - 39,5% - содержание в нем Р₂О₅, что отвечает примерно 95% апатита.

Для фосфоритных продуктов требования намного мягче. Так, кингисеппский концентрат должен содержать не менее 28,0% Р₂О₅ и до 2,5% MgO (ТУ 6-12-96-77). Это соответствует минимальному количеству фосфата около 71% и максимальному доломита - 11,5%. В каратауском сырье для кислотной переработки (на аммофос) ТУ 6-25-16-75 устанавливают содержание Р₂О₅ 24,5% (63,5% фосфата) и не более 3,5% MgO и 8% СО₂ (16% доломита).

Шихта для получения электротермического фосфора и фосфорной кислоты должна содержать кроме фосфатов (и кокса) еще и кремнезем в качестве флюсующей добавки [см. реакцию (III.4)]. Этот компонент присутствует в значительном количестве в используемых для электротермии каратауских рудах, что и предопределяет специфику требований промышленности к ним.

Товарные фосфориты Каратау для электротермии подразделяются на:

- фосфориты частично офлюсованные (ФЧО);

- фосфориты полностью офлюсованные (ФПО);

- фосфориты высококремнистые флюсовые (ФВКФ).

Последние представляют собой по сути дела слабо фосфатизированные кремни (не менее 80% н.о. и 2% Р₂О₅). В офлюсованных фосфоритах содержание Р₂О₅ 21 (ФЧО) и 25 (ФПО) %, нерастворимого остатка соответственно 25 и 28 - 30%.

Для ФЧО и ФВКФ нормируется также величина универсального комплексного показателя (УКП), учитывающего как необходимое содержание Р₂О₅ в шихте, так и технологическую роль SiO₂, Al₂O₃ и Fe₂O₃ в ходе процесса и обеспечения затрат энергии и выхода фосфора на требуемом уровне:

УКП = 3,7 (Р₂О₅) + 1,1 (SiO₂ + Al₂O₃) - 3,5 (Fe₂O₃ - 2,5) (6)

Для ФЧО нормируемый УКП 105, для ФКВФ 103. В сырье для термовозгонки нормируется также крупность кусков фосфоритов.

Кроме рассмотренных выше, существуют еще следующие способы получения (цитратно- или лимонно-растворимых) удобрений из природных фосфатных продуктов:

1) гидротермическая обработка водяным паром с получением так называемых обесфторенных фосфатов;

2) разложение фосфатов путем спекания или сплавления с солями щелочных или щелочноземельных металлов. В результате получаются термофосфаты или плавленые фосфаты.

В первом случае апатитоподобный фосфат фосфоритов переходит в основном в силикофосфаты: силикокарнотит 5СаО х Р₂О₅ х SiO₂, нагельшмитит 7СаО Р₂О₅ 2SiO₂ с примесью тетракальциевого фосфата 4СаО Р₂О₅. Во втором образуются кальций-щелочные фосфаты типа ренанита СаNaPO₄, плавленые магниевые фосфаты содержат аморфизованный расплав апатитового состава.

Состав фосфоритовых руд - химический и минеральный - будет подробно рассмотрен ниже. Следует отметить только, что подавляющее большинство руд в естественном виде далеко не удовлетворяет изложенным здесь требованиям ни по содержанию Р₂О₅, ни по количеству вредных примесей. Поэтому в общую схему переработки фосфоритовых руд включается еще один важный этап - обогащение. Сущность его состоит в концентрировании разными механическими способами полезного минерала и удалении в отвал (хвосты) вредных и балластных примесей.

Обогащение основано на особенностях строения и различии свойств минералов руды. Ниже перечисляются те способы обогащения, которые нашли применение при переработке фосфоритовых руд или могут, на наш взгляд, оказаться перспективными в дальнейшем.

1. Рудоразборка - выборка в концентрат богатых кусков или в отвальный продукт - пустой породы. Может производиться вручную или механически по цвету, радиометрическим характеристикам и т.п.

2. Обогащение по крупности производится по размеру частиц и кусков руды. Осуществляется путем грохочения на ситах (сухого или с промывкой), классификации в гидроциклонах и т.п.

3. При различии в прочностных свойствах минералов обогащение по крупности ведется после предварительного избирательного измельчения. В мелком материале концентрируются менее прочные, легко измельчающиеся минералы, в крупном - более прочные.

4. Гравитационное разделение (по плотности). Крупный материал можно разделять в тяжелых суспензиях на специальных установках, более мелкий - в аппаратах с движущейся струей или слоем воды.

5. Флотация основана на искусственно создаваемом с помощью реагентов различии в смачиваемости минералов водой. Молекулы этих реагентов, так называемых собирателей (коллекторов), гетерополярны, причем полярные группы обладают сродством к определенным минералам. Избирательно прилипая к поверхности этих минералов, коллекторы образуют пленки, аполярные концы которых направлены в сторону от поверхности. Частицы минералов с такими пленками становятся несмачиваемыми водой. При продувании через пульпу воздуха его пузырьки прилипают к этим частицам и выносят их в пену; зерна минералов, не взаимодействующих с собирателями, остаются в камере флотационной машины.

Флотационный процесс может вестись одновременно с использованием различия минералов в плотности - на концентрационных столах, винтовых и других сепараторах (флотогравитация).

6. Электростатическое обогащение используют различие в знаке и величине электрических зарядов, приобретаемых минералами при трении или нагревании.

7. Некоторые железосодержащие минералы могут быть выделены путем электромагнитной сепарации.

Кроме названных собственно обогатительных методов в комбинированных схемах могут также использоваться:

- обжиг, вызывающий такие изменения состава и свойств минералов, которые улучшают возможности обогащения, и

- избирательное растворение, т.е. химическое удаление карбонатов (прежде всего доломита) разными реагентами.

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ РАСЧЕТЫ

2.1 Расчет схемы дробления с выбором оборудования

1. Определим производительность цеха дробления. Расчет производительности ведем по Разумову К.А. 1, стр. 39-40. При весьма большой производительности (свыше 3 млн. /год) режим работы цеха крупного дробления непрерывный (без выходных), семидневная рабочая неделя, продолжительность смены 7 часов по 3 смены в сутки. Расчетное число рабочих дней в году - 340, то есть:

где: Q_{ц. др.} -производительность цеха дробления часовая, т/час

3 - количество смен в сутки

340 - расчетное число рабочих дней

k_н - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья, принимаем равным 1 (для руд однородных по составу)

По типовым правилам проектирования предусмотрим склад крупнодробленой руды, чтобы цех дробления работал независимо от графика подачи руды с рудника.

График работы отделений среднего и мелкого дробления принимаем по нормам института «Механобр» - три смены в сутки по 7 часов с годовым фондом машинного времени 7266 часов.

Предусмотрим склад мелкодробленой руды.

2. Расчет схемы дробления. Расчет ведем согласно стр. 68-78 2.

По заданию влажность исходной руды очень низкая - 2,5%,т. е. при операциях дробления, и, особенно, грохочения, будет образовываться огромное количество пыли. Опыт работы фабрик показывает, что введение дополнительных операций грохочения неблагоприятно сказывается на запыленности рабочих мест, и, как следствие, влияет на здоровье обслуживающего персонала. Поэтому предусмотрим операцию поверочного грохочения только на стадии мелкого дробления. Введение операции грохочения обеспечит равномерную крупность дробленого продукта.

Порядок расчета:

1. Определим общую степень дробления

Данную степень дробления можно достичь в три стадии.

2. Примем степени дробления в отдельных стадиях.

Определим среднюю степень дробления:

S_ср = ³vS ? 4,65

Согласно Разумову К.А. при наличии поверочного грохочения в стадии мелкого дробления, в I и II стадиях степень дробления должна быть несколько меньше S_ср, в III стадии - несколько больше.

Принимаем:

3. Определим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий:

4. Определим ширину разгрузочных щелей в каждой стадии, приняв по типовым характеристикам Z - закрупнение дробленого продукта относительно размера разгрузочной щели.



Схема дробления:

принимаем щель несколько больше для устойчивой работы дробилки

Исходя из принятых щелей, пересчитываем фактические максимальные крупности продуктов дробления:

D₂ = 150 х 1,6 = 240 мм (либо 160 х 1,6 = 256 мм)

D₄ = 30 х 1,8 = 54 мм

D₈ = 8 х 2 = 16 мм

5. Выберем режим работы грохотов

а_III = 10 мм - принимаем размер отверстий сита по крупности, заданной проектом

Е^-10_III = 85 - эффективность грохочения.

6. Проверим соответствие выбранной схемы дробления выпускаемому оборудованию.

По таблице 8 1 находим ориентировочное значение массы продукта 8.

₈ 150% Q₈ = 275,2 х 1,5 = 412,8 т/час

По ширине приемного отверстия и диапазону регулировки щели разгрузочной подходят дробилки:

- для крупного дробления ККД-1500/160 (ККД-1200/150 не подходит по ширине приемного отверстия)

- для среднего дробления КСД-3000Т

- для мелкого дробления КМД-3000Т

Найдем фактические производительности дробилок для условий, определенных проектом:

Q_{др. факт} = Q_п х k_др. х k х k_кр х k_вл,

где Q_п - паспортная производительность дробилки, м³/час

k_др., k , k_кр, k_вл - поправочные коэффициенты на крепость (дробимость), насыпной вес, крупность и влажность руды.

Значение коэффициентов находим по таблице 27 1:

а) крупное дробление

ККД-1500/160 В=1500 мм Q_п = 1300 м³/час

k_вл = 1 (для влажности 5%)

k_др = 1,0 (для крупности 14)

k_кр = 1,08 (для d_п/В = 1100/1500 = 0,73)

Q _{факт ККД} = 130,0 х 1 х 1 х 1,08 х 1 = 140,4 м³/час = 224,6 т/час

б) среднее дробление

КСД-3000Т В = 380 мм

По технической характеристике при диапазоне 15-40 мм, паспортная производительность 850-1200 м³/час.

Найдем производительность при щели 30 мм:

Значения k_вл, k_др., k те же, что выше.

Q^факт_{КСД-3000т} = 106,0 х 1 х 1 х 1,12 х 1 = 118,7 м³/час = 189,9 т/час

в) мелкое дробление

КМД-3000т В = 95 мм

Паспортная производительность 320 - 440 м³/час при диапазоне щелей 620 мм.

Найдем производительность при щели 7 мм:

Q^факт_{КМД-3000Т} = 329 х 1 х 1 х 1,23 х 1 = 405 м³/час = 648 т/час

При работе в замкнутом цикле с грохотом производительность дробилки равна:

Q_др = Q х k_ц

где k_ц = 1,3 - коэффициент на замкнутый цикл 1 стр. 75

Q^зц_{КНД-3000Т} = 405 х 1,3 = 526 м³/час = 841 т/ч

На основании принятых размеров щелей дробилок произведем уточненный расчет третьей стадии дробления:

при размере отверстий сит грохота а = 10 мм массы продуктов находим по формулам:

Q₆ = Q₅ - Q₇

где Е^-10_III = 0,85% - эффективность грохочения

⁺¹⁰₄ - содержание класса +10 мм в разгрузке дробилки КСД-3000Т

^-10_IV - содержание класса -10 мм в разгрузке КМД-3000Т.

Для нахождения ⁺¹⁰₄ и ^-10_IV необходимо построить ситовые характеристики продуктов разгрузки дробилок на основании типовых характеристик.

Пересчет типовых характеристик для дробилок КСД-3000Т и КМД-3000Т к проектным размерам выходных щелей:

Q₆ = Q₈ = 277,1 - 140,05 = 137,05 т/час

По результатам расчета определим количество дробилок в каждой стадии:

Принимаем к установке: ККД-1500/160 - 1 шт., КСД-3000Т - 1 шт., КМД-3000Т - 2 шт.

2.2 Выбор оборудования для грохочения

Для руд с насыпным весом 1,6 т/м³ используют грохота вибрационные тяжелого типа.

Производительность грохота определяется по формуле:

Q = F х q х х k х l х m х n х o х p, т/час,

где F - площадь сита, м²

q - удельная производительность на 1 м² поверхности сита, м³/м² час

- насыпной вес руды, т/ м³

k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты (находятся по таблице 30 1) фосфорсодержащее удобрение грохочение

q = 19 м³/час - по таблице 29 1 для отверстия сита 10 мм.

Для нахождения k и l нужно рассчитать содержание классов с размерами зерен больше размера отверстий сита грохота и с размерами меньше половины размера отверстий сит по формулам №28 и №29 стр. 72 1.

⁺¹⁰₅ = 100 - ^-10₅ = 100 - 29,7 = 70,3%, ^-5₅ = 0,5 х ^-10₅ = 0,5 х 29,7 = 14,85%

По таблице 30 1 находим:

k = 0,78 (для ^-5₅ = 14,85%) - учитывает влияние мелких зерен

l = 2,16 (для ⁺¹⁰₅ = 70,3%) - учитывает влияние крупных зерен

m = 1,17 (для Е^-10_III = 0,85) - поправка на эффективность грохочения

n = 1,0 - влияние формы зерен; 0 = 1,0 - влияние влажности

р = 1,0 - влияние способа грохочения

Найдем необходимую минимально необходимую площадь сита грохота:

Принимаем к установке грохот ГИТ-71 двухситный (2 сита по 12 м² каждое), то есть 24 м² - общая площадь сит. С учетом того, что в стадии мелкого дробления принято 4 шт. КМД-3000Т, принимаем деление потока руды на 4 части, то есть требуемая площадь сита 92,5/4 = 23,1.

Количество грохотов - 46,25/24 = 1,9 2 шт.

Определим фактическую производительность грохота:

Q_ГИТ-71 = 24 х 19 х 1,6 х 0,78 х 2,16 х 1,17 х 1 х 1 х 1 = 1438 т/час

Расчетное количество грохотов:

Принимаем в проекте 2 грохота ГИТ-71 в стадии мелкого дробления.

2.3 Расчет схемы измельчения

Выбранная в проекте схема измельчения представляет собой разновидность ГА Разумов К.А. стр. 86.

Порядок расчета:

1. Определяем часовую производительность цеха измельчения, которая является фактически часовой производительностью всей фабрики, так как цех измельчения является главным корпусом рудоподготовки:

Qчас=	Qгод	х Кн
	365 х 24 х Кв

где: 365 - количество рабочих дней в году

24 - непрерывная рабочая неделя 3 смены по 8 часов (3х8=24 часа)

К_в - коэффициент использования оборудования

К_н - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья

Принимаем: К_в=0,9 К_н=1,0

Qчас=Q1=	2000000	х 1	=255,8 т/ч
	362 х 24 х 0,9

Принимаем исходные данные

зададимся разжижением в сливе и песках классификации:

R₆=3 R₇=0,28

(R₇ взято на основе ряда 2 стр. 262 в зависимости от крупности слива)

в₁^-0,074=10% - содержание класса - 0,074 мм в дробленой руде

в₇^-0,074=77% - содержание класса - 0,074 мм в сливе классификации.

Принимаем оптимальную циркуляционную нагрузку С_опт=200%.

Порядок расчета:

Измельчение I и II стадий представлены схемой типа ГЕ [1] стр. 86 рис. 23.

Расчет ведем согласно Разумову К.А. 1 стр. 107-108.

1. Определим в₂^-74 - содержание класса - 0,074 мм в разгрузке мельницы I стадии

в2= в1 +	в 6 - в1
	1 + k х m

где k - отношение удельных производительностей мельниц II стадии к мельницам I стадии, принимаем равным 0,85

m - отношение приведенных объемов мельниц II стадии к I стадии = 2

в2-74=0,1+	0,77 - 0,1	= 0,348 = 34,8%
	1 + 0,85 х 2

2. Определим массы продуктов второй стадии

В операции классификации предварительная и поверочная классификации совмещены. Для производства расчётов представим схему измельчения в развернутом виде:

Формулы для расчета берем со стр. 108 [1]

Q7'= Q1 х	R6 х (в'6 - в'2)
	в'6 х (R 6 - R 7)

Q₇^II= Q₇^I х C_опт Q₇ = Q₇^I + Q₇^II

где в'₆ и в'₂ - содержание класса - 0,040 мм в продуктах, которое находим по табл. 14 стр. 102 [1] интерполяцией для в₂ ^-74= 34,8%

2.4 Расчет качественно- количественной схемы

Производительность проектируемой фабрики 2 млн. т/год. Находим суточную производительность.

Q_сут. =

Содержание в руды Р₂О₅ =16%

1. Определяем значения е опираясь на результаты полученные на действующих фабриках:

е₁ =100 % , е₁₁ =65 %; е₉ =35 %; е₂ =114 %; е₃ =70 %; е₄ =44 %; е₈ =9 %;

е₅ =81 %; е₁₂ =11 %; е₇ =5 %; е₆ =76 %; е₁₀=14 %;

2. Выхода продуктов определяем по уровнению баланса и по формуле.

г_n=;

г₁=100%; г₂=117%; г₃=65%; г₄=52%; г₅=74%; г₆=61%; г₇=13%;

г₈=4%; г₉=48%; г₁₀=17%; г₁₁=52%; г₁₂=9%;

3. Содержание металла в продуктах определяем по формуле

в_n =

в₁ =16%; в₂ =15,6%; в₃ =17,2%; в₄ =13,5%; в₅ =17,5%; в₆ =19,9%;

в₇ =6,1%; в₈ =19,8%; в₉ =11,7%; в₁₀ =13,2%; в₁₁ =22,5%; в₁₂ =19,5%;

4. Определяем массу продуктов по формуле.

Q_n=Q₁• г_n ; Q₁=6072,38т/сутки; Q₂=7104,7т/сутки; Q₃=3947т/сутки;

Q₄=3157,6т/сутки; Q₅=4493,6т/сутки; Q₆=3704,1т/сутки;

Q₇=789,4т/сутки; Q₈=242,9т/сутки; Q₉=2914,7т/сутки;

Q₁₀=1032,3т/сутки; Q₁₁=3157,6т/сутки; Q₁₂=546,5т/сутки;

2.5 Выбор и расчёт дробилки

Выбор типа и размера дробилки зависит от физических свойств руды, требуемой производительности дробилки, крупности дробленого продукта и твердости руды.

Максимальный размер куска руды, поступающей в операцию дробления равен 1000 мм.

Для дробления руды, поступающей с рудника, принимаю к установке щековую дробилку с простым качанием щеки ЩДП 12x15. *

Производительность дробилки, Q равна:

Q =q*L*i, т/ч,

где q - удельная производительность щековой дробилки на 1 см² площади разгрузочной щели, т/(см² * ч);

L - длина разгрузочной щели шековой дробилки, см;

i - ширина разгрузочной щели, см. /4/

По данным практики работы дробильного отделения обогатительных фабрик удельная производительность щековой дробилки равна 0,13 т/см² * час.

Производительность щековой дробилки определится:

Q= 0,13*150*15,5 = 302,25 т/ч.

Принятая к установке дробилка обеспечивает заданную производительность по руде.

Максимальный размер куска в питании дробилки составит:

120*0,8 = 96 см.

2.6 Выбор и расчёт колосникового грохота

Перед дробилкой устанавливается колосниковый грохот с размером отверстий 95 см (950 мм).,

Необходимая площадь грохочения определяется по формуле:

F=- 0,04 м²,

где Q* - производительность, т/ч;

а - коэффициент равный ширине шели между колосниками, мм. /5/ По условиям компоновки ширину колосникового грохота принимаем равной 2,7 м, длину 4,5 м.

Практика работы дробильного отделения фабрики «Кубака» показывает, что в руде, доставляемой из карьера, содержится около 4,5 % кусков крупностью более 950 мм. Куски такой крупности доставляют фронтальным погрузчиком на рудный двор, где они подвергаются пневмодроблению и снова подаются погрузчиком на колосниковый грохот.

2.7 Выбор и расчёт мельниц полусамоизиельчения

В последнее время при переработке руд в мировой и отечественной практике в первой стадии измельчения все больше распространение находят мельницы полусамоизмельчения. Поэтому принимаю к установке в первой стадии измельчения мельницу полусамоизмельчения (ПСИ).

1. Находим удельную производительность по вновь образованному классу действующей мельницы ПСИ, т/(м³ * ч):

где Q - производительность действующей мельницы, т/ч;

- содержание класса -0,074 мм в сливе мельницы, %;

- содержание класса -0,074 мм в исходном продукте, %;

Д - диаметр действующей мельницы, м;

L - длина действующей мельницы, м.

2. Определяем удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу:

где q₁ - удельная производительность работающей мельницы по тому же классу;

К_и - коэффициент, учитывающий различия в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды (Ки=1);

К_к - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой фабриках (К_к=1);

К_D - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц: К_D = ,

где D и D₁ соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой к установке и работающей мельниц. (К_D =1,1);

К_т - коэффициент, учитывающий различия в типе проектируемой и работающей мельниц (Кт=1).

q = 0,77*1*1*1,1*1 =0,85 т/(м³ * ч).

Принимаю к установке мельницу самоизмельчения « Каскад» диаметром 7 м и длиной 2,3 м с рабочим объемом 81,05 м³

3. Определяем производительность мельниц по руде по формуле:

где V - рабочий объем мельницы. /4/

4. Определяем расчетное число мельниц:

n- 101/125,72 = 0,8;

тогда и принятое будет равно 1 . Мельница «Каскад» обеспечивает заданную производительность.

2.8 Выбор и расчёт грохота II стадии грохочения

Слив мельниц полусамоизмельчения насосами подается на вибрационный грохот с размером отверстий сит равным 1 мм. Класс + 1 мм самотёком подаётся на доизмельчение в мельницу ПСИ.

Во второй стадии грохочения принимается к установке вибрационный грохот ГИСТ 61 с размером отверстий сита 1,0 мм и площадью грохочения 10 м². Производительность принятого к установке вибрационного грохота определяется:

где F - полезная площадь сита, м²;

q₀- удельная объемная производительность, м /(м * ч);

р_н- насыпная плотность руды, т/м³;

k₁,k₂,k_3,k₄,k₅,k₆- поправочные коэффициенты /4/.

Принятый к установке грохот обеспечивает проектную производительность цеха измельчения.

2.9 Выбор и расчёт гидроциклонов

На классификацию в гидроциклонах поступает подрешетный продукт грохота II стадии грохочения и слив мельницы II стадии измельчения. 1. Определяем максимально возможный диаметр гидроциклона:

Д_махс=1,2d²_макс(d_п/d_ck)²(р-р₀)/6/

где (d_макс - номинальная крупность зёрен (мкм) в сливе гидроциклона d_макс =94 мкм);

d_п,d_cл- диаметры (см) насадков пескового и сливного (d_п/d_cл- =0,7): р, р_о-- плотность (т/м"¹) твердой и жидкой фаз пульпы; Н - рабочий напор (МПа) пульпы на входе в гидроциклон (Н=0,1МПа);

_тв.пит - массовая доля (%) твердого в питании гидроциклона

%)

Д_макс1,2 * 94² * 0,7 * /42,9 - 93,0 см.

К установке принимаю стандартный гидроциклон диаметром 350 мм ГЦ-350

2. Для данного гидроциклона определяем производительность (м³/ч) по питанию:

V_ГЦ=3*К_а*К_Д*dпит*dсл

где К_а-- коэффициент учета угла конусности гидроциклона (К._а=1,0);

Кд- коэффициент учета диаметра гидроциклона (Кд =1,06);

d _пит - эквивалентный диаметр (см) питающего насадка (d _пит=9 см);

d _сл - диаметр (см) сливного патрубка (d _сл =11,5 см);

р_о - давление пульпы на входе в гидроциклон. Р_о=Н для гидроциклонов диаметром 500 мм и менее.

Диаметры питающего насадка и сливного патрубка принимаются из каталога по оборудованию.

V = 3* 1 * 1,6*9* 11,5* -157,1 м³/ч.

Дебит пульпы (м³/ч) рассчитывается по формуле:

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

R- разбавление пульпы, которая подаётся на классификацию:

R = (100- = (100-42,9)/42,9=1,33

V_П = 404*(1,33+ 1/2,7) - 689,95 м³/ч.

Количество гидроциклонов: n = V_П-/ V_ГЦ = 689,95/157,1 = 4,4

Принимаю к установке пять гидроциклонов диаметром 350 мм.

3. Определим нагрузку на песковую насадку (т/ч * см"') по формуле:

где Q_ПЕСК- производительность (т/ч) операции классификации по пескам;

d _песк - диаметр (см) пескового насадка;

n_ГЦ- принятое количество гидроциклонов.

q_песк = 4*303 /(3,14*7,5²*5) = 1,37 т/ч * см²

Эта нагрузка находится в пределах нормы (0,5-2,5 т/ч * см ) /5/ и можно принять насадку около 7,5 см.

2.10 Выбор и расчёт мельницы П стадии измельчения

На измельчение II стадии подаются пески гидроциклонов, которые работают в замкнутом цикле с стержневой мельницей.

Во второй стадии измельчения к установке принимается стержневая мельница с центральной разгрузкой.

1. Находим удельную производительность работающей мельницы по вновь образованному классу 0,074 мм.

К установке принимаю стержневую мельницу МСЦ 4,0x5,5 с рабочим объемом 59,11 м³.

2. Определяем удельную производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу:

q = 0,962* 1 * 1 *0,99* 1 = 0,952 т/(м³ * ч)

3. Определяем производительность мельниц по руде:

4. Определяем расчетное число мельниц:

n= 101/112,54 = 0,89

В стержневой мельнице стержни будут заменены металлическими шарами диаметром 50 мм. Это позволяет увеличить время пребывания материала в мельнице и позволяет за две стадии измельчения получить конечную крупность измельчения и классификации 90 % класса -0,074 мм.

3. Охрана труда и техника безопасности на обогатительных фабриках

Охрана труда трудящихся на дробильно-сортировочных, обогатительных и других фабриках обеспечивается выполнением Единых правил безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов, Правил безопасности на предприятиях по обогащению и брикетированию углей и сланцев, требований санитарно-технических норм.

Существующим законодательством установлен перечень заболеваний, при наличии которых прием трудящихся на обогатительную фабрику не допускается. Рабочие обогатительных фабрик должны проходить медицинское освидетельствование не реже одного раза в год.

Обучение и инструктаж по технике безопасности. Перед допуском к работе вновь принятые рабочие должны пройти первичный инструктаж и трехдневное обучение по технике безопасности. На время обучения рабочих прикрепляют к опытным производственникам. К самостоятельной работе рабочих допускают после сдачи экзамена комиссии.

Спецодежда и спецобувь. Для защиты здоровья трудящихся от воздействия внешней среды работающим на обогатительных фабриках бесплатно по установленным нормам выдают спецодежду и спецобувь. Спецодежда и спецобувь должны находиться в исправном состоянии, исключающем захват их движущимися частями оборудования.

Передвижение по фабрике. При передвижении по территории фабрики следует руководствоваться установленными знаками. Передвижение по фабрике допускается только по предусмотренным для этого проходам, лестницам и площадкам. Существующие нормы устанавливают ширину свободных проходов между оборудованием от 0,7 до 2,2 м в зависимости от интенсивности движения и от 0,6 до 1 м между ленточными конвейерами в зависимости от их ширины. Ширина лестниц менее 0,6 м не допускаегся. Угол наклона постоянно эксплуатируемых лестниц должен быть не более 45°, а редко посещаемых -- не более 60°. Через ленточные конвейеры, длина которых превышает 20 м, устанавливают переходные мостики.

Ограждения. Все обслуживающие площадки, расположенные на высоте более 0,3 м, переходные мостики и лестницы снабжаются перилами высотой не менее 1 м со сплошной зашивкой по низу перил на высоту 0,14 м. Перилами снабжаются и проемы, зумпфы, колодцы и каналы. Все вращающиеся части оборудования должны иметь прочные и надежные ограждения, исключающие возможность травмирования обслуживающего персонала. Ограждения блокируются с пусковыми устройствами, чтобы не допустить пуск в работу оборудования при снятом ограждении.

Пуск механизмов в работу. На современных обогатительных фабриках пуск и остановка оборудования производятся с центрального пульта. При этом допускается и местное управление. Перед пуском в работу оборудования подается звуковой сигнал продолжительностью 10 с, затем не менее чем через 30 с подается второй сигнал продолжительностью 30 с. Одновременно о пуске сообщается через громкоговорящую связь. Для аварийной остановки механизмов на рабочих местах устанавливаются аварийные кнопки «Стоп».

Безопасность ремонтных работ. При выполнении ремонтных работ для обеспечения безопасности ремонтного и технологического персонала на обогатительных фабриках введена бирочная система. Перед выполнением ремонтных работ издается распоряжение с указанием организационных и технических мер по их безопасности и назначается ответственный производитель работ. Ремонт разрешается начинать после очистки и промывки оборудования от находящегося в нем материала и при наличии удобной для работы ремонтно-монтажной площадки. Применяемые при ремонтах подъемно-транспортные механизмы должны иметь грузоподъемность, обеспечивающую подъем наиболее тяжелых узлов и деталей. Использовать неисправные подъемно-транспортные механизмы или механизмы, у которых истек срок технического освидетельствования, запрещается. Работа на высоте при отсутствии обслуживающих площадок должна выполняться только с применением предохранительного пояса. Запрещается пользоваться неисправным инструментом.

Работа с вредными веществами. Помещения, в которых хранятся реагенты и выполняется работа с ними, должны быть оборудованы вентиляцией, обеспечивающей удаление вредных веществ до установленных предельно допустимых концентраций.

Подготовка, растворение и транспортирование реагентов должны производиться без применения ручного труда. Все виды работ в реагентном отделении выполняются не менее чем двумя рабочими с использованием предусмотренных средств защиты. При работе с реагентами необходимо принимать меры, предупреждающие распыление, разбрызгивание и проливы их на пол, оборудование, тару, одежду.

В местах хранения, погрузки, разгрузки и растворения реагентов необходимо иметь средства для обезвреживания пролитых и просыпанных реагентов. В реагентных отделениях предусматриваются шланги с пробковым краном и распылителем для смыва водой кислот и щелочей с поверхности кожи, а для промывки глаз -- устройства типа питьевых фонтанчиков.

Запрещается хранить в помещении с реагентами личную одежду и продукты питания. Все лица, соприкасающиеся с реагентами, должны после работы принимать душ.

Обслуживание оборудования. При обслуживании оборудования необходимо соблюдать следующие общие правила:

не работать на неисправном оборудовании и с неисправным инструментом, при снятых или неисправных ограждениях;

...