КАТЕГОРИИ: Архитектура-(3434)Астрономия-(809)Биология-(7483)Биотехнологии-(1457)Военное дело-(14632)Высокие технологии-(1363)География-(913)Геология-(1438)Государство-(451)Демография-(1065)Дом-(47672)Журналистика и СМИ-(912)Изобретательство-(14524)Иностранные языки-(4268)Информатика-(17799)Искусство-(1338)История-(13644)Компьютеры-(11121)Косметика-(55)Кулинария-(373)Культура-(8427)Лингвистика-(374)Литература-(1642)Маркетинг-(23702)Математика-(16968)Машиностроение-(1700)Медицина-(12668)Менеджмент-(24684)Механика-(15423)Науковедение-(506)Образование-(11852)Охрана труда-(3308)Педагогика-(5571)Полиграфия-(1312)Политика-(7869)Право-(5454)Приборостроение-(1369)Программирование-(2801)Производство-(97182)Промышленность-(8706)Психология-(18388)Религия-(3217)Связь-(10668)Сельское хозяйство-(299)Социология-(6455)Спорт-(42831)Строительство-(4793)Торговля-(5050)Транспорт-(2929)Туризм-(1568)Физика-(3942)Философия-(17015)Финансы-(26596)Химия-(22929)Экология-(12095)Экономика-(9961)Электроника-(8441)Электротехника-(4623)Энергетика-(12629)Юриспруденция-(1492)Ядерная техника-(1748) |
Лекция 15. Схемы рудоподготовки, принципы их расчета
Технология дробления. На отечественных и зарубежных обогатительных фабриках получили применение три основных способа подготовки руд к обогащению: 1) стадиальное дробление и измельчение шарами и стержнями; 2) стадиальное дробление и рудно-галечное измельчение; 3) одностадиальное крупное дробление и самоизмельчение (полусамоизмельчение) до конечной или промежуточной крупности с дополнением рудно-галечным или шаровым измельчением. Каждый способ характеризуется определенными технологическими схемами и соответствующей техникой. Наблюдается тенденция к снижению крупности руды, добываемой открытым способом, и применению в первой стадии дробления конусных дробилок меньших типоразмеров. Дробилки первой стадии располагаются в непосредственной близости к карьеру или в самом карьере. Транспортирование дробленой руды осуществляется ленточными конвейерами. При применении первых двух способов подготовки руд к обогащению наблюдается тенденция к применению замкнутых циклов в последней стадии дробления для получения руды крупностью до 16-19 мм, поступающей в стержневые мельницы, и до 10-16 мм – в шаровые. Все более широко используются схемы дробления с раздельными операциями предварительного и поверочного грохочения в последней стадии с установкой грохотов непосредственно под дробилками КСД и КМД, что дает значительное сокращение циркулирующего продукта. Для осуществления замкнутого цикла дробления грохоты устанавливают как перед дробилками КМД, так и после них. Стоимость измельчения в несколько раз выше стоимости дробления, она может быть снижена в результате уменьшения крупности дробленого материала, поступающего на измельчение. Выбор схемы дробления производится с учетом физических свойств и особенностей исходной руды (крепости, трещиноватости, наличия готового по крупности продукта, влажности, наличия глины). Схема дробления представляет собой стадиальный процесс сокращения крупности руды от начального до конечного значения, оптимального для последующего измельчения. В соответствии с нормами проектирования обогатительных фабрик конечная крупность дробленого продукта, поступающего на измельчение, не должна превышать: 1) для мельниц рудного само- и полусамоизмельчения – 300-350 мм; 2) для стержневых мельниц – 15-20 мм; 3) для шаровых мельниц – 10-13 мм. Конечные продукты дробления данной крупности получают при работе обычных дробилок КМД: 1) в открытом цикле – 16-25 мм; 2) в замкнутом цикле с грохотом – 10-15 мм. Возможно также применение дробилок типа КИД или центробежных дробилок самодробления типа ДС «Титан», позволяющих получать дробленый продукт крупностью менее 12 мм в открытом цикле. На рисунке 1 приведены наиболее часто встречающиеся схемы дробления (на схемах (е) и (ж) показана нумерация продуктов). При выборе рациональной схемы дробления необходимо определить число стадий дробления и целесообразность операций предварительного и поверочного грохочения в отдельных стадиях дробления. Число стадий дробления определяется необходимой степенью дробления SОБЩ = DMAX/dН. Максимальная крупность D кусков в исходной руде определяется технологией горных работ. Максимальная крупность дробленого продукта определяется необходимостью обеспечения оптимальной крупности питания мельниц, а также технологическими показателями применяемых в последней стадии дробления дробилок и грохотов. На практике чаще всего применяют двухстадиальные и трехстадиальные схемы дробления (рисунок 1).
а – двухстадиальная схема с предварительным грохочением; б – трехстадиальная схема с предварительным грохочением; в – двухстадиальная схема с поверочным грохочением в последней стадии; г – трехстадиальная схема с поверочным грохочением в последней стадии; д – четырехстадиальная; е и ж – нумерация продуктов на схеме дробления.
Рисунок 1 – Схемы дробления, применяемые на практике
Для расчета схемы дробления необходимо иметь следующие данные: 1) производственную мощность фабрики по исходной руде; 2) характеристику крупности исходной руды и продуктов дробления в отдельных стадиях; 3) заданную максимальную крупность дробленого продукта; 4) показатели эффективности грохочения в отдельных стадиях. Характеристики крупности исходной руды и продуктов дробления принимаются по практическим данным обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичные руды. При отсутствии опытных данных можно произвести ориентировочный расчет, используя уравнения баланса или типовые характеристики крупности, принимая прямолинейной характеристику крупности исходной руды. Режим работы корпуса крупного дробления определяется режимом подачи руды на фабрику согласно проекту горной части. Режим работы корпуса среднего и мелкого дробления устанавливается с учетом семидневной рабочей недели и режима работы корпуса крупного дробления. Расчетный режим работы корпуса обогащения принимают по режиму работы отделения измельчения. Расчетный фонд машинного времени за год:
ФМВ = 365 * 24* КВ;
где: КВ – коэффициент использования оборудования по времени, представляющий отношение машинного времени к годовому календарному. Машинное время – расчетное время работы оборудования при полной загрузке. Оно принимается согласно действующим нормам проектирования. Часовая производительность цеха дробления рассчитывается по формуле (1): Q0 = QГ / (N * m * n * KB), т/ч; (1) где: Q0 – часовая производительность цеха, т/ч; QГ – годовая производительность фабрики, т/г; N – число рабочих дней в году; m – число рабочих смен в сутки; n - число рабочих часов в смену; KB – коэффициент использования оборудования. Номинальная крупность дробленого продукта определяется типом мельницы, установленной в первой стадии измельчения. Номинальная крупность дробленого продукта dN по стадиям дробления определяется величиной разгрузочного отверстия дробилки (iN) и величиной коэффициента ZN и рассчитывается по формуле (2): dN = iN * ZN, мм; (2) где: dN – номинальная крупность дробленого продукта, мм; iN – разгрузочное отверстие дробилки, мм; ZN – относительная максимальная крупность; N – номер стадии дробления. Расчет характеристик крупности производится при отсутствии практических данных. Расчету подлежат характеристики крупности продуктов 4, 8 и 12 для открытых циклов дробления и, при необходимости, 8С для замкнутого цикла (смотри рисунок 1, схемы (е) и (ж)). Принцип расчета заключается в сложении выходов классов одинаковой крупности из характеристик крупности исходного питания стадий и разгрузки дробилок соответствующей стадии (приращение при дроблении). При расчете характеристик крупности допускается, что зерна руды меньше размера разгрузочного отверстия в процессе дробления не меняют своей крупности и приращение мелких классов при дроблении происходит за счет дробления классов крупнее величины разгрузочного отверстия. При таком допущении расчет характеристик крупности дробленых продуктов для схем (а) и (б) на рисунке 1 одинаков. Содержание классов для продукта 4 рассчитывается для d меньше iI по формуле (3) и для d больше iI по формуле (4): β4–d = β0–d + B0+I * β3–d, %; (3) β4–d = β0–d + B0+d * β3–d, %. (4) Для продуктов 8 и 12 расчет аналогичен, меняются лишь индексы продуктов. Например: β 8–d = β4–d + B4+I * β7–d, %; (5) β 8–d = β4–d + B4+d * β7–d, %. (6) Выхода продуктов или их содержание определяется по соответствующей характеристике крупности. Для определения содержания классов в продуктах 3, 7 и 11 используются типовые характеристики крупности, приведенные на рисунке 6, 1 доп. [25]. В формулах (3)-(6) β±d, B+I и B+d – выхода продуктов. Нагрузку на дробилку, работающую в замкнутом цикле с грохотом, при отсутствии практических данных рассчитывают по формулам: Q8C = Q8 * (1/EIII + β8+a/β8–a), т/ч; (7) Q10 = Q8C – Q12 = Q8C – Q0, т/ч. (8)
где: EIII – эффективность грохочения в III стадии, д.е. Подробнее «Принципы расчета схем дробления» смотри 1 доп. [12-26].
Выбор оборудования и расчет производительности дробилок. При выборе оборудования для дробления должны соблюдаться следующие условия: 1) размер загрузочного отверстия дробилки должен быть в 1,1-1,15 раза больше максимального куска руды. Обычно принимают следующее соотношение: В = DМАХ / 0,85, мм; (9) 2) выбранная дробилка должна обеспечивать необходимую производительность при запроектированной крупности дробленого продукта; 3) выбранный (рассчитанный) размер разгрузочного отверстия должен находиться в интервале, допускаемом для данного типоразмера дробилки. Дробилки крупного дробления. При выборе дробилок крупного дробления следует учитывать, что нормами технологического проектирования обогатительных фабрик в первой стадии дробления в большинстве случаев предполагается установка только одной дробилки – щековой или конусной. Поэтому в расчете производится сопоставление этих дробилок. Расчет производительности дробилок производится по данным каталогов заводов-изготовителей или справочным данным. Расчетная производительность дробилки рассчитывается по формуле (10) с учетом формулы (11): QP = KF * KK * KW * QП * δH, т/ч; (10) QП = qMIN + (qMAX – qMIN) * (iP – iMIN) / (iMAX – iMIN), м3/ч; (11) где: KF, KK, KW – поправочные коэффициенты; iMAX, iMIN – максимальное и минимальное разгрузочное отверстие, мм; qMAX, qMIN – максимальная и минимальная паспортная производительность, м3/ч; iP – запроектированное разгрузочное отверстие, мм.
Производительность дробилок среднего дробления определяется по формуле (12): QP = KF * KK * QП * δH, т/ч; (12) QП – рассчитывается по формуле (11). Производительность дробилок мелкого дробления, работающих в открытом цикле, рассчитывается по формуле (12); для замкнутого цикла вводится дополнительный коэффициент «замкнутого цикла» КЦ, определяемый по таблицам. Подробнее «Расчеты дробления» смотри 1 доп. [8-65].
Технология измельчения. Схемы измельчения. Измельчение применяется: 1) получения зерен определенной крупности или их распределения; 2) получения заданной удельной поверхности измельченного продукта; 3) раскрытия рудных и нерудных минералов; 4) физического или химического изменения материала. Технологию измельчения выбирают с учетом требований последующей технологии переработки полезного ископаемого. На обогатительных фабриках измельчение руд и других полезных ископаемых в барабанных мельницах производится по одно- (рисунок 2), двух- (рисунок 3) или трехстадиальным схемам. Трехстадиальные схемы ввиду их сложности применяются редко. Барабанные шаровые, стержневые и рудногалечные мельницы работают в замкнутом цикле и реже в открытом или частично открытом циклах. При открытом цикле (см. рисунок 2, а) измельченный материал проходит через мельницу один раз, и готовый продукт измельчения получается непосредственно из мельницы. Измельчение в открытом цикле применяется: 1) для стержневых мельниц – при сухом и мокром измельчении; 2) для шаровых мельниц – только при сухом измельчении. Мельницы шаровые, самоизмельчения и рудногалечные мокрого измельчения в подавляющем большинстве случаев работают в замкнутом цикле (см. рисунки 2, 3). При стадиальном измельчении могут применяться предварительная, поверочная и контрольная классификации. Предварительная классификация предназначена для отделения готового по крупности продукта перед данной стадией измельчения, чтобы не измельчать ничего лишнего. Поверочная классификация применяется для выделения готового по крупности продукта после данной стадии измельчения (со слива мельницы). Предварительная и поверочная классификации часто совмещаются в одном классифицирующем аппарате. Контрольную классификацию применяют тогда, когда необходимо получить более тонкий продукт измельчения в сравнении с продуктом, получаемым при поверочной классификации. При работе в замкнутом цикле мельница компонуется со спиральным классификатором, гидроциклоном или грохотом в один агрегат (см. рис. 2, схемы «б»-«д»). Схема «б» применяется при крупности исходного материала более 6-10 мм и небольшом содержании готового продукта. Схема «в» – при исходном материале мельче 10 мм, содержащем более 15 % готового продукта. Схема «г» отличается от схемы «в» тем, что предварительная и поверочная классификации производятся раз-дельно. В схеме «д» применяется контрольная классификация. Двухстадиальные схемы измельчения применяются при более тонком (до 150 мкм) измельчении руды на фабриках средней и большой производственной мощности. Двухстадиальные схемы различаются по способу передачи материала из первой стадии во вторую: через слив или пески. В первом случае (рисунок 3, б) мельницы первой и второй стадий работают в полностью замкнутом цикле, во втором (рисунок 3, а, г, д) – мельницы первой стадии работают в открытом или частично замкнутом цикле, а второй стадии – в замкнутом цикле. Мельницы I и II стадий устанавливают последовательно. Схема «а» применяется на фабриках большой производственной мощности; схема «б» находит широкое применение на обогатительных фабриках; схема «в» применяется при измельчении руд, содержащих тяжелые легкоизмельчаемые минералы. Кроме рассмотренных имеются двухстадиальные схемы, в которых предварительную и поверочную классификации производят раздельно, а также схемы с контрольной классификацией. Многостадиальные схемы измельчения рекомендуются при обогащении тонковкрапленных и весьма тонковкрапленных руд.
Рисунок 2 – Одностадиальные схемы измельчения
Рисунок 3 – Двухстадиальные схемы измельчения Расчеты схем измельчения включает расчет количественных и расчет водно-шламовой схемы. В расчете количественной схемы определяют выхода всех продуктов схемы. Основной метод расчета – составление уравнений баланса по расчетному классу в операциях классификации. Содержание расчетного класса в продуктах измельчения и классификации принимается по практическим и справочным данным (за исключением продуктов смешения). В расчетах приняты следующие буквенные обозначения: Q0 – часовая производительность цеха измельчения, т/ч; γ0 – выход исходной руды (γ0 = 100 %); QП – масса продукта измельчения, т/ч; γП – выход продукта измельчения, %; β0–74 – содержание расчетного класса в исходном дробленом продукте, %; βП–74 – содержание расчетного класса в продуктах измельчения, %; βН–74 – содержание расчетного класса в начальном продукте стадии измельчения, %; βК–74 – содержание расчетного класса в конечном продукте стадии измельчения, %. Расчет схемы измельчения выполняется в относительных или абсолютных показателях. Пересчет в абсолютные показатели производится по соотношению: QП = γП * Q0 / 100, %. (13) Расчет схемы измельчения «б» на рисунке 2 выполняется следующим образом. Исходные данные: γ0 = 100 %; β0–74; β2–74; β3–74; β4–74. При установившемся процессе имеем: γ0 = γ3 = 100 %; γ1 = γ2 = γ0 + γ4. Уравнения баланса по операциям классификации: по твердому 1) γ2 = γ3 + γ4; (14) по расчетному классу 2) γ2 β2–74 = γ3 β3–74 + γ4 β4–74. (15) Решая систему уравнений относительно γ4, найдем: γ4 = γ0 * (β3–74 – β2–74) / (β2–74 – β4–74), %. (16) Расчет количественных схем других вариантов схем измельчения смотри 1 доп. [68-76, 83-99]. Расчет водно-шламовой схемы измельчения проводится путем составления уравнений баланса по жидкому в каждой операции схемы измельчения. Для расчета используются следующие основные соотношения: RП = WП / QП, д.е.; (17) WП = QП * (100 – %ТВ) / %ТВ, м3/ч; (18) %ТВ = 100 * QП / (WП + QП), %; (19) где: RП – отношение жидкого к твердому (Ж:Т) по массе в продукте или операции, д.е.; WП – масса воды в продукте или операции, м3/ч; LП – масса воды, добавляемой в операцию, м3/ч. В расчете водно-шламовой схемы устанавливают три группы показателей: I группа – регулируемые показатели. Для схем измельчения ими являются содержание твердого в сливе мельниц, содержание твердого в исходном питании, сливе классификатора или гидроциклона; II группа – нерегулируемые показатели. Содержание твердого в песках классификаторов или гидроциклонов; III группа – нормы расхода воды на одну тонну руды или продукта измельчения или классификации. В схемах измельчения нормируется расход надситовой и подситовой воды при установке в цикле измельчения отсадочных машин. С учетом вышеизложенного уравнения баланса по жидкому для схемы «б» на рисунке 2 будут выглядеть следующим образом ОПЕРАЦИЯ I – измельчение – W0 + W4 + LI = W2, откуда LI = W2 – W0 – W4. ОПЕРАЦИЯ II – классификация – W2 + LII = W3 + W4, откуда LII = W3 + W4 – W2. Расчетные цифры проставляются у каждого продукта схемы. Более подробно: «Расчет вводно-шламовых схем измельчения» смотри 1 доп. [99-111], «Подбор оборудования дробления и измельчения» смотри 1 доп. [32-62, 111-116, 125-130]. Лит.: 1 доп. [8-65, 99-116, 125-130]. Контрольные вопросы: 1) крупность исходного питания стержневых и шаровых мельниц и мельниц самоизмельчения; 2) какой показатель определяет число стадий дробления?; 3) что такое коэффициент использования оборудования?; 4) какие условия необходимо соблюдать при выборе дробильного оборудования?; 5) что влияет на выбор схемы измельчения?; 6) какие циклы измельчения Вы знаете?
Дата добавления: 2017-01-13; Просмотров: 5456; Нарушение авторских прав?; Мы поможем в написании вашей работы! Нам важно ваше мнение! Был ли полезен опубликованный материал? Да | Нет |