Курсовая работа (т): Основы процесса измельчения руд Саякского месторождения

Внимание! Если размещение файла нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам

В вершине конуса в режиме классификации возникает разряжение, в результате чего в гидроциклон засасывается воздух, который в виде столба определенного диаметра уходит вместе со сливом. Таким образом, частицы и элементы жидкости одновременно движутся в трех (по радиусу, по касательной и по оси) направлениях в среде с переменной плотностью и вязкостью. Как правило, плотность пульпы увеличивается в направлении к стенкам и вниз. Кроме того, величина и направление действия сил зависят от координаты точки их приложения.

С повышением давления крупность граничного зерна уменьшается, если песковое отверстие не перегружается. В противном случае увеличивается выход слива и в него выносятся более крупные частицы.

Увеличение плотности питания сопровождается ростом плотности слива и его крупности. При содержании твердого в питании более 70% процесс классификации полностью нарушается.

При работе гидроциклона на крупнозернистой пульпе содержание твердого в песках выше и крупность слива больше, чем при работе на тонкозернистой пульпе при прочих постоянных условиях.

3. Расчеты технологического процесса

Производительность обогатительной фабрики по руде Qф.г=7 млн т в год. Определим часовую производительность отделения измельчения:

Qф.ч= Qф.г/ Nmn·KB·KH= Qф.г/ tk·KB·KH (3.1)

где

Qф.ч- часовая производительность оборудования отделения измельчения, т/ч;

Qф.г- годовая производительность фабрики, т/год;

tk- расчетное время обслуживания оборудования технологическим персоналом, ч.

tk= Nmn= 365·3·8=8760ч.

(N - число рабочих дней в году -365

m - число рабочих смен в сутки - 3

n - число рабочих часов в смене - 8).

KB- коэффициент использования оборудования,KB=0,8;

KH- коэффициент неравномерности питания, принимаем KH=0,95 т/ч.

Qф.ч=7000000/8760·0.8·0.95=607т/ч. 1051 т/ч

3.1 Расчет качественно-количественной схемы

Рассчитать двухстадиальную схему измельчения с замкнутым циклом во второй стадии.

Исходные данные для расчета Q1= 607 т/ч;

b8-74 = 60%;

Задаемся по чертежу проекта «Механобр»:

соотношение объемов мельниц по стадиям

m=VII/ VI= 82/60=1,37

удельная производительность по вновь образованному расчетному продукту в каждой стадии

K=qII-74 /qI-74 = 0.94/1.35=0.70

объемы VII и VI- по каталогам, чтобы отношение мощностей приводов мельниц

/NI= 1,5/2,0. По проекту

NII/NI=2500/2000=1,25=VII/ VI= 82/60=1,37

Iстадия измельчения

Определение содержания расчетного класса в продукте разгрузки мельницы Iстадии.

b8-74 = b1-74 + (b8-74 -b1-74)/ (1+Km)= 0,05+(0,60-0,05)/(1+0,70*1,91)=28

Дальнейший расчет должен быть аналогичным расчету одностадиальной схемы с совмещением операций предварительной и поверочной классификации.

Исходные данные: Q1; b1; b3= b3I=b3II; b7

При установленном процессе Q1 =Q7;Q5 =Q6

Необходимо определить производительность по всем продуктам .

Определяем значений

Q4IиQ3I

Q3I= Q1 - Q4I

Потаблицеbu1-74-25 ®buI-14,3

b-74с31 - 45 ®bIс31- 27,75

gс 1 = g131 = bIuRс- bIсRn/ bIс (Rс -Rn)

где

gс 1 и gn 1- выход соответственно слива и песков от операции;

Rс и Rn- Ж:Т по массе в продуктах;

bIuи bIс - содержание тонкого класса соответственно в исходном продукте и сливе.

gс 1 = 14,3·1,38-27,75-0,25/27,75(1,38-0,25)=0,41

Q31= Q1·g3 1 = 607·0,41=249

gn 1 = 1,38(27,75-14,3)/27,75(1,38-0,25)=0,59

Q41= Q1·g4 1= 607·0,59=358

Q41= Q1 -Q3 1 = 607-249=358

Определяем Q3 и Q8 b7-74=60 ®bI7 = 39,5

Q3 = Q1 ·bI7 (R7 -R 8)/bI3R7 -bI7 R 8 =607·39,5(2,33-0,43)/27,75·2,33-39,5·0,43= 950

Q8= Q3- Q7 = 950-607=343

Определяем

Q4II;Q4; Q5;Q6 и Q3II

Q4II+ Q8 =Q1 ·g1n* Сопт- Q1 · b7-b1 / b7- 0,05·Сопт

Q4II=Q1 ·b7-b1 / b7- 0,05·Сопт- Q8 = 607·0,60-0,25/0,60-0,05·2,0-303=432

Q4 = Q4I+ Q4II=358+432=796

Q5 = Q6 = Q4+ Q8 = 796+343=1139

Q3II=Q3-Q3I= 950-249=701

Q2 = Q1+ Q6 = 607+1139=1746

Определяем содержание расчетного класса в продуктах 8, 6, 2 и 5.

Q3b3 = Q7b7 + Q8b8

b8 = Q3b3 - Q7b7 / Q8

b8 = 950·45-607·60/343=18

b8 =18

b1+ Q6b6 = Q3b3 + Q4b4= Q3b3 + Q4b4 - Q1b1 / Q6

= 950·45+796·10-607·25/1139= 30= 30

b2 = Q1b1 + Q6b6

b2 = Q1b1 + Q6b6 / Q2

b2 = 607·25+1139·32/1746=30

b2 =30

b5 = Q4b4 + Q8b8

b5 = Q4b4 + Q8b8 / Q5

b5 =796·10+343·20/1139=13

b5 =13

Находим выхода продуктов, %:

gn= Qn/Q1 ·100

g1 = Q1/Q1 ·100= 607/607·100=100;

g2= Q2/Q1·100= 1746/607·100=288;

g3= Q3/Q1 ·100=950/607·100=157;

g4= Q4/Q1 ·100=796/607·100=131;

g5= Q5/Q1 ·100=1139/607·100=188;

g6= Q6/Q1 ·100=1139/607·100=188;

g7= Q7/Q1 ·100=607/607·100=100;

g8= Q8/Q1 ·100=343/607·100=57.

3.2 Расчет водно-шламовой схемы, баланс воды

Задаем содержаний твердого, %: Т1= 70; Т3= 42; Т4 = 80; Т6= 76;Т7= 30;Т8 = 70.

Находим отношение жидкого к твердому по массе в продуктах:

R1 = 100-Т1 /Т1 = 100-70/70=0,43;

R3 = 100-Т3 /Т3 =100-42/42=1,38;

R4= 100-Т4 /Т4 =100-80/80=0,25;

R6= 100-Т6 /Т6 =100-76/76=0,31;

R7= 100-Т7 /Т7 =100-30/30=2,33;

R8= 100-Т8 /Т8 =100-70/70=0,43.

Определяем содержаний твердого по уравнениям,%:

Q5R5=Q4R4 +Q8R8

R 5= Q4R 4 + Q8R 8/ Q5

R 5= 796·0,25+343·0,43/1139=0,26

R 5=0,26

Т5 =1/1+ R 5 = 1/1+0,26=0,72 0,72·100=72%

Т5 =72%

Q2R 2= Q3R 3 + Q4R 4

R 2=Q3R 3 +Q4R 4 /Q2

R 2= 950·1,38+796·0,25/1746=0,86

R 2=0,86

Т2=1/1+ R 2 =1/1+0,86=0,52 0,52·100=52%

Т2=52%.

Определяем количество воды в операциях или в продуктах, м3:

= QnRn

WI=QIRI =607·0,43=261

W1=Q1R 1= 607·0,43=261=Q2R 2=1746·0,86=1502=QIIRII =1497·0,87=1502=Q3R 3=950·1,38=1311=Q4R 4=796·0,25=199=Q5R 5= 1139·0,26=296I=QIIIRIII =1139·0,26=296= Q6R 6 =1139·0,31=3537= Q7R 7 =607·2,33=1414

W8= Q8R 8 =343·0,43=147

3.2.1 Вспомогательная таблица для расчета шламовой схемы

Таблица 3.1. Вспомогательная таблица для расчета шламовой схемы

Номер операций и продукта

Q, т/ч

R

W, М3/ч

I 1 2 II 3 4 5 III 6 7 8

607 607 1746 1746 950 796 1139 1139 1139 607 343

0.43 0.43 0.86 0.86 1.38 0.25 0.26 0.26 0.31 2.33 0.43

261 261 1502 1502 1311 199 296 296 353 1414 147


Определяем объем пульпы в продуктах, м3:

Vn= Qn(Rn+ 1/r), r= 3,4 г/см3

V1 = Q1 (R 1 + 1/r)= 607(0,43+1/3,4)=522

V2 = Q2 (R 2 + 1/r)=1746(0,87+1/3,4)=2043

V3 = Q3 (R 3 + 1/r)=950(1,38+1/3,4)=1596

V4= Q4 (R 4 + 1/r)=796(0,25+1/3,4)=438

V5= Q5 (R 5 + 1/r)=1139(0,30+1/3,4)=683

V6= Q6 (R 6 + 1/r)=1139(0,30+1/3,4)=683

V7= Q7 (R 7 + 1/r)=607(2,33+1/3,4)=1596

V8= Q8 (R 8 + 1/r)=343(0,43+1/3,4)=250

3.2.2 Баланс воды

Таблица 3.2. Баланс воды

Приходит, м3 в процесс с продуктом, W1

Уходит, м3 из процесса с продуктом, WK

Добавляемая вода, м2L

1  2     3    4

Измельчение I стадия: руда исходная 0 Классификация в классификаторе: слив мельницы: Iст 226 слив мельницы: IIст 291 итого 517 измельчение II стадия: Пески классификатора 167 Пески гидроциклона 130 Итого 297 Классификация в гидроциклоне: Слив классификатора 1144 Итого 1144 Всего 1958

Слив мельницы 226  Слив классификатора 1144 Пески классификатора 167 Итого 1537  Слив мельницы 291 Итого 291  Сливгидроциклона 1225 Пески гидроциклона 130 Итого 1355 Всего 3183

194      684    7 172 1051


На фабрике применяется оборотная вода их хвостохранилища.

Всего: - поступает в технологию

åWI+ åL= 1958+1225=3183 м3

выходит

åWК = 3183 м3

расход общей воды:

åL=åWК - åWI= 3183-1958=1225 м3

расход на 1т руды:

åL/ Q1 = 1225/607=2 м3

общее потребление 2·1,15=2,3 м3 т на измельчение.

3.3 Выбор и расчет оборудования для измельчения

Для создания условий эффективной работы измельчения стержневой мельницы в открытом цикле необходимо, чтобы отношение общего приведенного объема барабанов шаровых мельниц к приведенному объему барабана стержневой мельницы было не менее 1,5/2. Так как потребляемые мельницами мощности пропорциональны объемами их барабанов, таким образом для эффективной работы измельчения стержневой мельницы в открытом цикле необходимо, чтобы отношение Nm/Ncбыло не менее 1,5/2. Этим соотношением необходимо руководствоваться при выборе размеров и числа сопряженных стержневых и шаровых мельниц.

В проекте, предусматривающем установку в первой стадии измельчения стержневых, а во второй стадии - шаровых мельниц, расчет мельниц удобнее вести по методу эффективности измельчения. Стержневая мельница и сопряженные с ней шаровые мельницы рассматриваются как один измельчающий агрегат с установочной мощностью.

N = Nc+Nm, кВт

Расчет мельниц по эффективности измельчения

Выбрать размер мельниц подсчитать необходимое их число для измельчения в две стадии 526 т/ч от 20мм до крупности 60% -0,074мм(bк =60%). Содержание класса -0,074мм в исходной руде bu=5%.

Каждая мельница потребляет мощность 500кВт и дает производительность 125т/ч при питании рудой 0-20мм(bu=5% - 0,074мм) и содержании расчетного класса в конечном продукте 60% (bк =60%).

Определение эффективности измельчения мельниц по вновь образованному классу -0,074мм:

е 1,2 =Q1(bк-bu) /N1+ N2+ N3/2,

где

е 1,2- эффективность измельчения проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, Т/(кВт ·ч).

N1,N2,N3/2, - потребляемая мельницей мощности кВт

е 1,2 =125(0,60-0,05)/500+500+250=0,055 т/(кВт ·ч).

Определение производительности мельниц,

·5500мм QМ = (2000+2500)·0,055/0,60-0,05=450 т/ч

·6000мм

3.3.3 определяем расчетного числа мельниц

n = Q1/ Qm=607/450=1,3 (2 ед)

Таблица 3.3. Установки мельниц по основным показателям

Размеры барабанов мельниц 0*L, мм

Число мельниц

Масса мельниц, т

Установочная мощность, кВт



Одной

Всей

Одной

Всей

4500*6000

2

300

300

2500

2500


Выдержано условие эффективной работы измельчения стержневой мельницы в открытом цикле сопряжении с шаровой мельницей во IIстадии измельчения:

ш/Vс=82/60=1,37

Nш/Nс=2500/2000=1,25

Удельная производительность стержневой мельницы 607/60=10т/ч ,не превышает 8-10 т/ч · м3 , транспортирующая способность стержневой мельницы не ограничивается.

3.4 Выбор и расчет оборудования для классификации

.4.1 Расчет спирального классификатора

Q слив -950т/ч на 2 секции®950 т/ч на 1 секцию

Q пески -796т/ч на 2секции®796т/ч на 1 секцию

Крупность слива b-74 = 45®0,375мм

Плотностт руды r= 3,4 г/см3.

Для классификатора с непогруженной спиралью диаметр спирали классификатора:

D= -0,08+0,103ÖQ/mabcd, м,

где

Q - производительность по сливу, т/сут;

m- число спиралей

a и b - поправочные коэффициенты на крупность слива(таблица 42

«Проектирование обогатительных фабрик» К.А. Разумов, В.А.

Перов) и плотность материала

cи d - поправочные коэффициенты на плотность слива (таблица 43

«Проектирование обогатительных фабрик» К.А. Разумов, В.А.

Перов) и на содержание первичных шламов.

a=2; b=1; c=1; d=1.

D= -0,08+0,103Ö950·24/2·2·1·1= 4,3м.

Принят классификатор D=3м; L=12,5м; В=6,3м; n=1,5 об/м; m=2

Производительность классификатора по пескам

Q=135· m· b·n·D3

где

n - скорость вращения спирали.

Q=135·2·1·1,5·33=10935т/с

Производительность классификатора по пескам по расчету - 796т/ч

Производительность выбранного классификатора - 10935/24= 456т/ч.

Действительная производительность классификатора по сливу

измельчение руда месторождение шламовый

Q=mabcd (94·32+16 D)= 2·2·1·1·1(94·32+16·3)/24=149т/ч

Так как классификатор не удовлетворяет по производительности по пескам, к установке принимается два классификатора.

3.4.2 Расчет гидроциклона

Гидроциклоны - основные аппараты для гидравлической классификации, используемые на обогатительных фабриках. Из многочисленных конструкций гидроциклонов на разных обогатительных фабриках применяют главным образом цилиндроконические с углом конусности 200.

Условия работы гидроциклона:

Максимальная крупность зерна в сливе при содержании -0,074 мм 60% 0,24мм;

Производительность по исходному питанию - 1139/1 на 1 секцию;

По сливу - 950 т/ч на 1 секцию;

по пескам - 796т/ч на 1 секцию.

соотношение Ж:Т

в сливе - 2,33:1 (30% твердого)

в песках - 0,43:1 (70% твердого)

в питании - 1,38:1 (42% твердого)

Плотность руды - 3,4 г/см3

3.4.3 Определение максимального диаметра гидроциклона

Dш=0,38 (Ñ/d)2 SM (r - r0) ÖH / bu,

где

Ñ - диаметр отверстия пескового насадка, см;

d - диаметр отверстия шламовогонасадка , см;

SM - максимальная крупность зерна в сливе гидроциклона, мк;

r и r0- плотность твердой фазы и жидкой фазы, г/см3

H - давление пульпы на входе в гидроциклон, кг/см2 ; H=0,5кг/см2

bu- содержание твердого в исходном питании гидроциклона, %

Ñ/d - 0,5- 0,6

Dш - 0,38·0,52·2402(2,7-1)Ö0,5/42=157см.

Ближайший наименьший размер гидроциклона 1000мм .

dn175-320мм (пит)

d - 200-400мм (шлам)

Ñ - 60-150мм (песк)

a - угол конусности 200

3.4.4 Определение производительности гидроциклона

V= 5/(0,08D+2)/0,1D+1 КadndÖgH

D - диаметр гидроциклона, см;

Кa- поправка на угол конусности гидроциклона, вычисленная по формуле:

Кa= 0,79+0,044/0,0379+tga/2=1

g - ускорение силы тяжести.

g= 9,81 м/сек2

V= 5/(0,08·100+2)/0,1·100+1·1·15·16·Ö9,81=7128

Определение потребного числа гидроциклона

Минутный дебит пульпы

Vш =Q(R +1/r)/1440=950·24(1,38+1/3,4)/1440=26 м3/мин= 26000л/мин.

n=Vш/Vx= 26000/7128=3,6 4 гидроциклона на секцию

Далее проверяется нагрузка на песковый насадок:

qпеск=4∙Qпеск/π∙Δ2∙nгц,

где Qпеск - производительность операции по пескам, т/ч;

Δ - диаметр пескового насадка, см;

nгц - принятое количество гидроциклонов, шт.

Значение qпеск должно быть в диапазоне 0,5 ÷ 2,5 т/ч∙см2.

Проверка гидроциклона на удельную нагрузку по пескам -qпри Ñ/d=0,5

Расчетный диаметр отверстия песковой насадки Ñ= 0,5 d=0,5·32=16см.

Величина нагрузки на песковый насадок составила:

qпеск =4∙796/3,14∙162∙4=0,99 т/ч∙см2.

Удельная нагрузка по пескам должна быть в пределах 0,5-2,5 т/см2·ч

4. Экономическая часть

.1 Исходные данные для расчетов

Участок измельчения перерабатывает руду для дальнейшего перерабатывания и извлечения полезных ископаемых. В год перерабатывается 3800000 тон руды. Калькуляция цеховой себестоимости продукции, в случае проектируемого участка- измельчения, состоит из следующих статей:

сырье и основные материалы;

вспомогательные технологические материалы;

энергозатраты на технологические цели;

основная и дополнительная заработная плата;

отчисление на социальное страхование;

расходы на содержание и эксплуатацию оборудования;

цеховые расходы.

4.2 Расчет годовой суммы амортизации и показателей использования основных фондов

Стоимость вовлеченных в производственный процесс средств труда образует основные производственные фонды предприятий, а стоимость предметов труда, участвующих в производстве - оборотные производственные фонды. По назначению и видам основные производственные фонды подразделяются на следующие группы и виды:

. Здания и сооружения, создающие условия для осуществления производственных процессов и хранения материальных ценностей, защищающих их от внешних атмосферных воздействий;

. Передаточные устройства, в том числе устройства электропередачи и связи, теплосети и другие;

. Машины и оборудование;

. Инструменты;

. Инвентарь;

. Прочие основные фонды.

При выполнении настоящего дипломного проекта п.п.2-6 сведены в пункт «Оборудование».

В процессе производства, а также во время бездействия основные фонды постепенно изнашиваются.

Размеры ежегодного возмещения основных фондов определяются исходя из централизованно утвержденных норм амортизации - установленной годовой величины погашения стоимости основных фондов в процентах.

Норма амортизации На (%) определяют по формуле

NA = (А \ F) × 100; (2.1)

где:

А - годовая сумма амортизации;

F - балансовая стоимость основных фондов.

Источник: https://www.bibliofond.ru/detail.aspx?id=779426