Разработка проекта мельнично-флотационного цеха переработки апатитовых руд с получением двух сортов концентрата
Своеобразие технологических схем обогащения апатит-нефелиновых руд обусловлено особенностями их вещественного состава, необходимостью комплексного использования сырья и извлечения в соответствующие продукты обогащения, кроме апатита и нефелина, других данных компонентов (титаномагнетита, сфена, эгирина, и др.), возможностями последующей переработки получаемых концентратов. По технологической… Читать ещё >
Разработка проекта мельнично-флотационного цеха переработки апатитовых руд с получением двух сортов концентрата (реферат, курсовая, диплом, контрольная)
- Введение
- 1. Общая часть
- 1.1 Характеристика сырьевой базы предприятия
- 1.2 Краткая характеристика основных минералов
- 1.3 Характеристика производимой продукции
- 2. Специальная часть
- 2.1 Выбор и обоснование схемы, принятой к проектированию
- 2.2 Расчет качественно-количественной схемы для получения концентратов «Супер» и «Стандарт»
- 2.3 Расчет водно-шламовой схемы для получения концентратов «Супер» и «Стандарт»
- 2.4 Выбор и расчет основного технологического оборудования
- 2.4.1 Выбор и расчет оборудования для измельчения
- 2.4.2 Выбор и расчет оборудования для классификации
- 2.4.3 Выбор и расчёт оборудования для флотации
- 2.5 Реагентный режим
- 3. Экономическая часть
- 3.1 Определение экономических показателей работы проектируемого цеха
- Заключение
- Список использованной литературы
Территория промышленного района проектируемой фабрики располагается в пригородной зоне городов Кировска и Апатиты на землях гослесфонда Кировского лесхоза в 500 м к юго-востоку от восточной горловины железнодорожной станции Новый Титан. Рудной базой фабрики является Восточный рудник, который геологически представляет собой единое апатито-нефелиновое рудное тело.
Анализ состояния сырьевой базы страны показывает, что запасы такого важнейшего вида полезного ископаемого, как фосфорсодержащие руды, отвечающие промышленным кондициям — ограничены.
Основным видом сырья для производства фосфатных удобрений в нашей стране является апатитовый концентрат, получаемый в процессе обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд на обогатительных фабриках АО «Апатит».
Практически вся отечественная суперфосфатная промышленность базируется на Кольских апатитах и в первую очередь, на хибинских.
В данном курсовом проекте использована современная технология обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд с целью более рационального и экономичного их использования, а также вовлечения в производство всех апатитосодержащих руд Кольского полуострова. Также в работе рассмотрена возможность повышение эффективности обогатительного производства за счет внедрения новых технологий и оборудования, обеспечивающих получение высоких технико-экономических показателей в условиях постепенного снижения качества исходного минерального сырья.
1. Общая часть
1.1 Характеристика сырьевой базы предприятия
Исходным сырьем мельнично-флотационного цеха для получения двух сортов концентрата является дробленая руда.
Инфраструктура предприятия развита на значительной территории, простирающейся с запада на восток на 70 км и с севера на юг на 30 км. Минерально-сырьевая база ОАО «Апатит» представлена сегодня 11 развитыми месторождениями апатит-нефелиновых руд, суммарные балансовые запасы которых составляют свыше 3600 млн. т. из которых 1473,4 млн. т. — государственный резерв.
В структуре подтвержденных мировых запасов апатитовых руд доля Хибинских месторождений составляет порядка 30%. Из разведанных месторождений эксплуатируется 6 наиболее благоприятных по запасам, качеству руд и горно-геологическим условиям, на базе которых действуют 4 рудника: Кировский, Расвумчоррский, Центральный и Восточный.
Эксплуатируемые месторождения образуют единую дугообразную зону в южной части Хибинского массива протяженностью более 25 км, мощностью до 250−300 м., с падением рудных тел к центру массива от 20 до 50о. Месторождения Кукисвумчорр, Юкспор, Апатитовый цирк и плато Расвумчорр являются частями единой апатитовой залежи, находящейся на отметках от +1050 до — 650 м. Месторождения Коашва и Ньюркпахк являются юго-восточной частью рудной зоны и характеризуются наличием нескольких рудных тел и сложными горно-геологическими условиями.
Три месторождения — Олений ручей, Куэльпор и Партомчорр — детально разведаны и находятся в государственном резерве. Кроме того, существуют месторождения Эвеслогчорр и Валлепахк.
Запасы руд Хибинских месторождений могут обеспечить стабильную работу ОАО «Апатит» при существующей производительности еще не один десяток лет. Однако, различные горно-геологические условия, особенности состава и строения рудных тел, глубина залегания и способы отработки обуславливают неравномерную подготовленность и трудности в освоении рудной базы.
Основной негативной особенностью месторождений является снижение качества руды, усложнение горнотехнических и гидрогеологических условий по мере углубления добычных работ и ввода в эксплуатацию новых горизонтов.
Перспектива рудно-сырьевой базы ОАО «Апатит» определяется интенсивным развитием рудников, осуществляющих добычу подземным способом, прежде всего Кировского рудника, за счет освоения более глубоких горизонтов для компенсации выбывающих мощностей Центрального рудника и Ньюркпахкского карьера Восточного рудника. Доля руды добытой открытым способом будет сокращаться до 55% в 2005 г. и до 30% на рубеже 2015 г.
Апатитовые руды месторождений Хибин делятся на три типа. Первый из них представлен апатит-нефелиновыми рудами, второй — сфено-апатит-нефелиновыми и третий — полевошпато-нефелино-апатитовыми рудами.
Внутреннее строение центрального апатит-нефелинового тела достаточно сложное, почти на всем протяжении ему свойственна двухзональная структура. Богатая апатитом руда располагается в верхней части тела, бедная — в нижней.
В целом апатит-нефелиновые руды (пятнистой текстуры) характеризуются значительным разнообразием текстурных разновидностей, отличающихся внешним видом и содержанием апатита. По минералогическому составу апатитовые руды практически однотипны и отличаются лишь количественным соотношением рудообразующих минералов. Наиболее распространены: апатит, нефелин, сфен, полевой шпат, пироксен, титаномагнетит. Реже встречаются второстепенные минералы: натролит, лепидомелан, ринколит, канкринит. В пределах апатитовых месторождений установлено более 50 минеральных видов.
Апатит-нефелиновые руды пятнистой текстуры представлены светлыми массивными породами, в которых четко выделяются более темные пятна. Это наиболее богатая разновидность руды состоит на 60−90% из апатита, в его массе в виде пятен располагаются пироксены, сфен и нефелин. Размер отдельных пятен колеблется в пределах от 0,5 до 4 см.
Пятнисто — полосчатые руды близки к пятнистым, но здесь пятна или вытянуты в одном направлении, или сгущаясь, выделяются в виде почти беспрерывных полос. Линзовидно-полосчатые апатит-нефелиновые руды представляют собой широко распространенную текстурную разновидность. Они сложены линзами мелкозернистых нефелиновых пород, которые цементируются прослойками апатита. Выделяются две разновидности светло-серого цвета — богатая (свыше 17% P2O5) и бедная. В богатых рудах мощность апатитовых прожилок достигает 10 см и более, в бедных — тончайшие апатитовые прожилки.
Сетчатые руды представляют собой разновидность линзовидно-полосчатых руд, но отличаются от последних меньшим количеством апатита (содержание P2O5 6−12%). Это темно — серые породы, сложенные в основном линзами мелкозернистого ийолита, на фоне которых апатитовые прожилки образуют как бы ажурную сеть, вытянутую в одном направлении. Руды характеризуются повышенным содержанием нефелина и темноцветных минералов. Особое место занимают окисленные руды, которые образовались в результате физических и химических процессов при выветривании. Этим рудам свойственны бурая окраска, рыхлость, наличие значительных количеств глинистых шламов и коллоидов.
Основными породообразующими минералами всех разновидностей апатит-нефелиновых руд являются апатит, нефелин, сфен, эгирин, полевой шпат и титаномагнетит. Преобладают апатит (10−80%) и нефелин (15−50%). [4]
Примерный химический состав перерабатываемых руд (в % масс.)
P2O5 — 16,9AI2O3 — 13,2SiO2 — 25,3Fe2 O3 - 3,2
FeO — 1,5TiO2 — 2,0CaO — 23,2Na2O — 5,9
M2O — 0,4MgO — 0,7K2O — 3,7 °F — 0,7
1.2 Краткая характеристика основных минералов
Апатит — Ca5 (PO4) 3? (F, CI, OH), ассоциирует практически со всеми минералами, часто включен в зерна других минералов: пироксенов, сфена и титаномагнетита. Менее характерны включения апатита в нефелин. Форма зерен правильная короткостолбчатая, столбчатая до игольчатой. Поверхность апатитовых зерен никогда не бывает гладкой, на ней постоянно наблюдаются фигуры роста и растворения. В мономинеральных агрегатах апатитовые зерна несут на себе многочисленные отпечатки соседних зерен. Размер зерен апатита почти всегда меньше зерен нефелина, полевого шпата, пироксенов и составляет у мелких зерен от 0,1 до 1 мм, у крупных от 2 до 12 мм. Иголочки апатита имеют длину 2−20 мм, в очень редких случаях 30 мм. Основная масса апатитовых зерен не имеет на поверхности включений и пленок. В редких случаях наблюдаются прочно закрепленные на поверхности апатитовых зерен пленки халькопирита. Значительно чаще встречается апатит, поверхность которого покрыта бурыми пленками гидроокислов железа. Твердость апатита — 5, плотность — 3,2 г/см3, блеск стеклянный, цвет — бледно-зеленый, серый, черный, темно-серый, желтовато-зеленый.
Примерный химический состав апатита, %:
P2O5 — 40, 36; CaO 52, 74; AI2O3 0, 22; Na2O — 0, 13;
Fe2 O3 - 0,32; MgO 0,04; TiO2 0,02; K2O 0,09.
Нефелин — (Na, К) AI Si O4, ассоциирует со всеми минералами апатит-нефелиновых руд и вмещающих пород. Форма зерен разнообразная, размер зерен колеблется от 0,05 до 10 мм, редко до 80−100 мм. В нефелине постоянно наблюдаются инородные включения эгирина, апатита, титаномагнетита, лепидомелана, гидрослюды и глины.
Цвет — темно-зеленый, зеленовато-серый, серый. Блеск жирный, реже — стеклянный. Плотность — 2,6−2,7 г/cм3.
Сфен - CaTiSiO4 (O, OH, F). Присутствует в хибинских рудах в нескольких разновидностях. Наиболее распространены светло-бурые удлиненно-призматические кристаллы, из которых слагаются апатитo-сфеновые руды. По физическим свойствам все эти разновидности близки между собой. Плотность — 3,4−3,56 г/см3, твердость — 5−6, содержание TiO2 - 38−41%.
Пироксены (эгирин и эгирин-авгит) — химическая формула NaFeSi2O6 - Ca (Mg, Fe, Al) [Si2O6].
Эгирин и эгирин-авгит встречаются во всех породах, но распространены в них неравномерно: количественное содержание их выше во вмещающих породах и ниже в апатитовых рудах.
Наиболее часто встречаются игольчатый эгирин (продольный размер зерен 5 — 20 мм при диаметре 0,2−1 мм), длиннопризматический (размером 2×0,2 мм), волокнистый эгирин, а также мелкие включения (до 0,0001 мм). Игольчатый эгирин обычно бывает черным, а волокнистый — ярко-зеленым.
Эгирин-авгит встречается в виде разнообразных по форме зерен размером до 30 мм, а в пегматитовых выделениях — до несколько десятков сантиметров. Цвет эгирина-авгита — черный с зеленоватым оттенком.
Для пироксенов характерен «стеклянный» блеск; удельный вес — от 3,41 до 3,72, причем максимальный удельный вес у зеленого волокнистого эгирина. Твердость пироксенов — 5. Им свойственна хрупкость, занозистый излом, а также электромагнитная восприимчивость. В кислотах пироксены не растворяются.
Титаномагнетит — химическая формула FeFe2O4 * FeTiO3. Титаномагнетит встречается со всеми породообразующими минералами массива, однако чаще — с пироксеном и сфеном. Наиболее широко он распространен в породах верхней контактной зоны. Представлен в массиве несколькими модификациями, чаще всего в виде крупных кристаллов, включающих пироксены, апатит, нефелин, лепидомелан.
Наиболее часто встречаются зерна размером от 0,2 до 30 мм. Цвет, твердость и блеск минерала — обычные. Удельный вес 4,6 — 4,8. Минерал обладает сильными магнитными свойствами.
Совершенно очевидно, что совершенствование технологии обогащения хибинских апатит-нефелиновых руд с целью более рационального и экономичного их использования имеет большое значение. [4]
1.3 Характеристика производимой продукции
Апатитовый концентрат является основным продуктом обогащения апатит-нефелиновой руды и представляет собой кристаллический порошок серого цвета, содержащий 95−97% чистого минерала апатита, имеющего удельный вес 3,15−3,20 т/м3. Апатит не ядовит, не токсичен, хорошо растворяется в неорганических кислотах, не горит.
Апатитовый концентрат выпускается согласно техническим требованиям ГОСТ 22 275–90 «Концентрат апатитовый. Технические условия» и ТУ 2111−37−203 938−96 «Концентрат апатитовый «Супер». [13]
Нормируемые показатели стандартного концентрата приведены в таблице 1.
Таблица 1 — Нормируемые показатели стандартного концентрата
№ п/п | Наименование показателя | ||
Массовая доля оксида фосфора (Р2О5), %, не менее | 39,0 | ||
Массовая доля воды, % | 1,0±0,5 | ||
Остаток на сите с сеткой № 016К (ГОСТ6613−86), %, не менее | 13,5 | ||
Примечание:
1. Массовая доля оксида фосфора дана в пересчёте на сухое вещество.
2. Массовая доля полуторных оксидов (FeO, Fe2O3, Al2O3) не более 3,0% гарантируется поставщиком и определяется периодически один раз в месяц по требованию потребителя, а также в случае разногласий по оценке качества.
3. По согласованию с потребителем допускается отгрузка апатитового концентрата в период с мая по сентябрь включительно с содержанием массовой доли воды 1,50,5%.
Примерный минералогический состав апатитового концентрата, %:
Апатит — 94,5−96,0
нефелин — 2,1−3,0
полевой шпат — 0,1−0,2
сфен — 0,2−0,5
эгирин — 0,4−0,7
титаномагнетит — следы Химическая формула апатита Ca10 (PО4) 6 (FOH) 2
Примерная гранулометрическая характеристика стандартного апатитового концентрата приведена в таблице 2.
Таблица 2 — Примерная гранулометрическая характеристика стандартного апатитового концентрата
Классы, мм | Выход классов, % | Суммарный выход по плюсу, % | |
+0,224 | 3,70 | 3,70 | |
— 0,224+0,18 | 3,90 | 7,60 | |
— 0,18+0,16 | 3,00 | 10,60 | |
— 0,16+0,09 | 18,90 | 2,50 | |
— 0,09+0,071 | 13,35 | 4,85 | |
— 0,071 | 57,15 | 100,0 | |
Нормируемые показатели апатитового концентрата «Супер» приведены в таблице 3.
Таблица 3 — Нормируемые показатели апатитового концентрата «Супер»
Наименование показателя | Норма | |
1. Массовая доля оксида фосфора Р2О5, %, не менее | 40,0 | |
2. Массовая доля оксида титана TiO2, %, не более | 0,2 | |
3. Масса подрешетного продукта сита с сеткой № 0071К (ГОСТ 6613), %, не более | 20,0 | |
4. Массовая доля воды | 1,00,5 | |
Примечание — Массовая доля оксида фосфора дана в пересчёте на сухое вещество.
Примерная гранулометрическая характеристика апатитового концентрата «Супер» приведена в таблице 4.
Таблица 4 — Примерная гранулометрическая характеристика апатитового концентрата «Супер»
Классы, мм | Выход классов, % | Суммарный выход по плюсу, % | |
+0,224 | 11,05 | 11,05 | |
— 0,224+0,18 | 12,45 | 23,50 | |
— 0,18+0,16 | 14,55 | 38,05 | |
— 0,16+0,09 | 37,15 | 75, 20 | |
— 0,09+0,071 | 11,50 | 86,70 | |
— 0,071 | 13,30 | 100,0 | |
Апатитовый концентрат имеет:
Паспорт безопасности РПБ № 203 938.21.5 237 от 15 12.1999 г.;
Информационную карту ПОХВ серия АТ № 599 от 19.09.95 г.
апатитовая руда флотационный концентрат Апатитовый концентрат применяется как высококачественное сырьё для производства фосфорных и сложных минеральных удобрений, для получения фосфорной кислоты высокой концентрации, элементарного фосфора, двойного и тройного суперфосфата и других фосфорных соединений.
Потребителями апатитового концентрата являются химические и суперфосфатные заводы России. Часть апатитового концентрата экспортируется в другие страны. [13]
2. Специальная часть
2.1 Выбор и обоснование схемы, принятой к проектированию
Своеобразие технологических схем обогащения апатит-нефелиновых руд обусловлено особенностями их вещественного состава, необходимостью комплексного использования сырья и извлечения в соответствующие продукты обогащения, кроме апатита и нефелина, других данных компонентов (титаномагнетита, сфена, эгирина, и др.), возможностями последующей переработки получаемых концентратов. По технологической схеме флотации на бывшей действующей обогатительной фабрике АНОФ-1 видно, что флотацию руды на двух потоках проводили при содержании 52−55% класса крупности — 0,074 мм без последующего доизмельчения концентрата. На третьем потоке (35% общего объема) при более грубом помоле — 43−46% класса — 0,074 мм, но с доизмельчением концентрата в соответствии с требованиями ГОСТ 5.1188−72, когда добываемые руды характеризовались высокой вкрапленностью апатита — это позволило увеличить объемы производства на существующих площадях без ухудшения технологических показателей. Но в дальнейшем практика работы показала, что при флотации грубоизмельченных руд имеет место снижение извлечения P2 O5 за счет повышенных потерь апатита с крупными фракциями хвостов, преимущественно в виде сростков с другими минералами. Это вызвано уменьшением размера вкрапленности полезного минерала — апатита в бедных апатито-нефелиновых рудах вовлекаемых в переработку с новых участков и месторождений. В результате снижения вкрапленности требуется тонкое измельчение руды для полного раскрытия зерен.
При дальнейшем понижении качества руды и особенно ухудшении ее технологических свойств участился выпуск некондиционного по качеству концентрата и снизилось технологическое извлечение. Вследствие этого была скомпонована технологическая схема, включающая три перечистки чернового концентрата, основную, контрольную флотации.
В виду низкого содержания полезного компонента в руде, высокой кондиции на концентрат, хорошей флотируемости полезного минерала, в частности апатита, к проектированию принимаем схему флотации с тремя перечистками чернового концентрата и контрольной флотацией хвостов. Концентрат контрольной флотации можно возвратить только в основную флотацию. Если концентрат контрольной и основной флотаций объединить и направить в первую перечистку, то вместо двух перечиток получится одна — со временем флотации, равным суммарному времени для основной и контрольной флотаций. Таким образом, мы потеряем контрольную флотацию, а время основной флотации увеличится, что плохо скажется на флотационном процессе. Так же для получения апатитового концентрата двух видов «Стандарт» (слив) и «Супер» (пески) концентрат третьей перечистки подвергаем классификации в гидроциклонах.
Принимаем к проектированию шаровые мельницы с центральной разгрузкой-МШЦ. По сравнению с мельницами с разгрузкой через решетку, меньшая сложность в конструкции и, поэтому, более низкая стоимость на единицу массы и полезного объема. Эксплуатация данного типа мельниц более проста и дешевле, так как в разгрузке мельниц МШЦ меньше самых крупных классов по сравнению с мельницами МШР. Поэтому износ насосов и гидроциклонов, работающих в замкнутом цикле с мельницами, уменьшается. Ввиду того, что концентрат третьей перечистки будет подвергаться дальнейшей обработки, для получения более качественных продуктов передела классификации, его качество должно быть не менее 39,3% по Р2О5. Данная схема хорошо зарекомендовала себя на действующих фабриках ОАО " Апатит" и позволит получить необходимое содержание фосфорного ангидрида и его извлечение. Проектируемая схема флотации изображена на рисунке 1.
Рисунок 1. Технологическая схема, принятая к проектированию
2.2 Расчет качественно-количественной схемы для получения концентратов «Супер» и «Стандарт»
Имея качественную характеристику сырья и используя рисунок 1, задаемся следующими показателями и начинаем расчет качественно-количественной схемы:
по извлечению: e?1 = 22,00?, e?2 = 14,00?, e?7 = 18,00?, e?9 = 11,00?, e20 = 34,00?,
e21 = 60,00?
по содержанию:—b?? = 11,40%, b?2 = 13, 20%,? b?7 = 26,00%,? b?9 = 36,00%,? b20 = 40,00%,?
b21 = 39,00%
1. Определяем число исходных показателей:
N = C * (np — ap + 1) — 1 = 2 * (12 — 6 + 1) — 1 =13 (1.1) [1]
np = 7,9,10,11,12,13,16,17,18, 19, 20,21 = 12 шт.
ap = 6 операций
N — число исходных показателей
С = 1 + e = 2, e = 1
С — число расчётных показателей
е — число металлов, на которые рассчитывается схема
np - число продуктов разделения
ap — число операций разделения
2. Определяем число исходных показателей, относящихся к продуктам разделения:
Np = C * (np - ap) = 2 * (12 — 6) = 12 (1.2) [1]
3. Определяем максимально возможное число показателей извлечения:
N = np - ap =12 — 6 = 6 (1.3) [1]
4. Задаемся показателями по извлечению и по содержанию:
по извлечению: e?1 = 22,00?, e?2 = 14,00?, e?7 = 18,00?, e?9 = 11,00?, e20 = 34,00?, e21= 60,00?
по содержанию:—b?? = 11,40%, b?2 = 13, 20%,? b?7 = 26,00%,? b?9 = 36,00%,? b20 = 40,00%,?
b21 = 39,00%
Рассчитываем по уравнениям баланса недостающие расчеты по извлечению:
Принимаем циркулирующую нагрузку:
е2 = е5 + е1 = 300 + 100 = 400%, е1 = е2 = 100%
е18 = е20 + е21 = 34 + 60 = 94%
е6 = е14 - е4 = 36 + 100 = 136%
е14 = е11 + е12 = 22 + 14 = 36%
е15 = е16 + е17 = 105 + 18 = 123%
е16 = е18 + е19 = 94 + 11 = 105%
е10 = е15 - е19 = 123 — 11 = 112%
е8 = е10 + е11 = 112 + 22 = 134%
е7 = е8 - е17 = 134 — 18 = 116%
е9 = е6 - е7 = 136 — 116 = 20%
е13 = 100% - (е21+ е20) = 100- (60+34) = 6%
Проверка:
6. Рассчитываем выхода продуктов, для которых имеются содержание по формуле
: (1.4) [1]
Принимаем циркулирующую нагрузку:
Остальные выхода рассчитываем по уравнениям баланса:
Проверка:, 100,00%=100,00%
7. Рассчитываем недостающие показатели содержания:
(1.5) [1]
8. Рассчитываем абсолютные массы производств по формуле
(1.6) [1]
Qч = Qг/n * з * ф, где
n — запланированное календарное число дней работы обогатительной фабрики в год;
з — коэффициент использования оборудования фабрики по времени — отношение чистого
времени работы фабрики к запланированному календарному времени;
ф — количество рабочих часов в сутки.
n = 358
з = 0,92 — 0,95
n * з = 330 — 340
ф = 24 часа
Qч = 10 000 000/340*24 = 1225,00 т/час
Q10 = 1225,00 * 39,58/100 = 484,85 т/час
Q11 = 1225,00 * 23,86/100 = 292,28 т/час
Q12 = Q14 — Q11 = 458,51 — 292,28 = 166,23 т/час
Q13 = 1225,00 * 69,42/100 = 850,40 т/час
Q14 = 1225,00 * 37,43/100 = 458,51 т/час
Q15 = 1225,00 * 44,58/100 = 546,10 т/час
Q16 = 1225,00 * 35,58/100 = 435,85 т/час
Q17 = 1225,00 * 9,00/100 = 110,25 т/час
Q18 = 1225,00 * 30,58/100 = 374,60 т/час
Q19 = 1225,00 * 5,00/100 = 61,25 т/час
Q20 = 1225,00 * 10,88/100 = 133,28 т/час
Q21 = 1225,00 * 19,70/100 = 241,32 т/час
Q9 = Q12 + Q13 = 166,23 + 850,40 = 1016,63 т/час
Q8 = Q10 + Q11 = 484,85 + 292,28 = 777,13 т/час
Q7 = Q8 - Q17 = 777,13 — 110,25 = 666,88 т/час
Q6 = Q7 + Q9 = 666,88 + 1016,63 = 1683,51 т/час
Проверка: Q21 + Q20 + Q13 = Q1
241,32 + 133,28 + 850,40 = 1225,50 т/час
1225,00 = 1225,00
Находим Q2, Q3, Q5 для этого задаёмся циркулирующей нагрузкой С = 300%
Q2 = Q3 = Q1 * C = 1225,00*3 = 3675,00 т/час, Q4 = Q1
Q5 = Q3 — Q4 = 3675,00 — 1225,00 = 2450,00 т/час
9. Результаты расчетов записываем в таблицу 5.
Таблица 5. — Результаты расчета качественно-количественной схемы
N п/п | Наименование операций и продуктов | Q, т/ч | % | % | % | ||
I | Измельчение | ||||||
Поступает: | |||||||
исх. руда | 1225,00 | 100,00 | 12,80 | 1280,00 | |||
пески классификации | 2450,00 | 300,00 | 12,80 | 3840,00 | |||
Итого | 3675,00 | 400,00 | 12,80 | 5120,00 | |||
Выходит: | |||||||
питание измельчения | 3675,00 | 400,00 | 12,80 | 5120,00 | |||
Итого | 3675,00 | 400,00 | 12,80 | 5120,00 | |||
II | Классификация | ||||||
Поступает: | |||||||
питание измельчения | 3675,00 | 400,00 | 12,80 | 5120,00 | |||
Итого | 3675,00 | 400,00 | 12,80 | 5120,00 | |||
Выходит: | |||||||
слив классификации | 1225,00 | 100,00 | 12,80 | 1280,00 | |||
пески классификации | 2450,00 | 300,00 | 12,80 | 3840,00 | |||
Итого | 3675,00 | 400,00 | 12,80 | 5120,00 | |||
III | Осн. флотация | ||||||
Поступает: | |||||||
слив классификации | 1225,00 | 100,00 | 12,80 | 1280,00 | |||
Объединённый продукт | 458,51 | 38,27 | 12,04 | 460,00 | |||
Итого | 1683,51 | 138,27 | 12,60 | 1740,00 | |||
Выходит: | |||||||
пен. продукт | 666,88 | 55,28 | 26,86 | 1484,00 | |||
кам. продукт | 1016,63 | 82,99 | 3,08 | 256,00 | |||
Итого | 1683,51 | 138,27 | 12,60 | 1740,00 | |||
IV | I перечистка | ||||||
Поступает: | |||||||
пен. продукт | 666,88 | 55,28 | 26,86 | 1484,00 | |||
кам. продукт | 110,25 | 9,00 | 26,00 | 230,00 | |||
Итого | 777,13 | 64,28 | 26,68 | 1714,00 | |||
Выходит: | |||||||
пен. продукт | 484,85 | 39,58 | 36,22 | 1433,00 | |||
кам. продукт | 292,28 | 24,70 | 11,40 | 281,00 | |||
Итого | 777,13 | 64,28 | 26,68 | 1714,00 | |||
V | Контрольная флотация | ||||||
Поступает: | |||||||
кам. продукт основ. флот. | 1016,63 | 82,99 | 3,08 | 256,00 | |||
Итого | 1016,63 | 82,99 | 3,08 | 256,00 | |||
Выходит: | |||||||
пен. продукт | 166,23 | 13,57 | 13, 20 | 179,60 | |||
хвосты контр. флот. | 850,40 | 69,42 | 1,10 | 76,40 | |||
Итого | 1016,63 | 82,99 | 3,08 | 256,00 | |||
VI | II перечистка | ||||||
Поступает: | |||||||
пен. продукт | 484,85 | 39,58 | 36,22 | 1433,00 | |||
кам. продукт | 61,25 | 4,00 | 36,00 | 141,00 | |||
Итого | 546,10 | 43,58 | 36,12 | 1574,00 | |||
Выходит: | |||||||
пен. продукт | 435,85 | 34,58 | 28,86 | 1344,00 | |||
кам. продукт | 110,25 | 9,00 | 26,00 | 230,00 | |||
Итого | 546,10 | 43,58 | 36,12 | 1574,00 | |||
VII | III перечистка | ||||||
Поступает: | |||||||
пен. продукт | 435,85 | 34,58 | 28,86 | 1344,00 | |||
Итого | 435,85 | 34,58 | 28,86 | 1344,00 | |||
Выходит: | |||||||
пен. продукт | 374,60 | 30,58 | 38,34 | 1203,00 | |||
кам. продукт | 61,25 | 4,00 | 36,00 | 141,00 | |||
Итого | 435,85 | 34,58 | 28,86 | 1344,00 | |||
VIII | Классификация | ||||||
Поступает: | |||||||
пен. продукт | 374,60 | 30,58 | 38,34 | 1203,00 | |||
Итого | 374,60 | 30,58 | 38,34 | 1203,00 | |||
Выходит: | |||||||
пески | 133,28 | 10,88 | 40,00 | 435,00 | |||
слив | 241,32 | 19,70 | 39,00 | 768,00 | |||
Итого | 374,60 | 30,58 | 38,34 | 1203,00 | |||
Рисунок 2. Водно-шламовая схема мельнично-флотационного цеха для получения концентратов «Супер» и «Стандарт»
2.3 Расчет водно-шламовой схемы для получения концентратов «Супер» и «Стандарт»
Используя рис.2:
1. Зададимся разжижениями продуктов для расчета водно-шламовой схемы процесса измельчения по таблице ориентировочного содержания твердого в некоторых операциях и продуктах:
R1 = 0,03 (1.7) [1]
R4 = 1,50
R5 = 0,25
R3 (I) = 0,54
2. Исходные показатели для процесса флотации:
Оптимальные значения R | Нерегулируемые значения R | Норма расхода | |
RIII = 1,90 RIV = 1,80 RVI = 2,30 RVII = 2,30 | R7 = 1,40 R18 = 1,40 R20 = 2,50, R21 = 0,63 R10 = 1,38 R16 = 2,10 | l12 = 1,50 м3/т L12 = l12*Q12 =1,50 * 166,23 = 249,34 м3/ч | |
3. Рассчитываем количества воды, добавляемые в отдельные операции:
для операции измельчения:
WI = LI + W1 +W5
W1 = R1 * Q1 = 0,03 * 1225,00 = 36,75 м3/ч
W5 = R5 * Q5= 0,25 * 2450,00 = 612,50 м3/ч
WI = RI * (Q1 + Q5) = 0,54 * (1225,00 + 2450,00) = 1984,50 м3/ч
LI = WI - W1 - W5 = 1984,50 — 36,75 — 612,50 = 1335,25 м3/ч для операции классификации:
LII=W4 +W5-W3 W3=WI
W4 = R4 * Q4 = 1,50 * 1225,00 = 1837,50 м3/ч
LII = 1837,50 + 612,25 — 1984,50 = 465,25 м3/ч
WII = W4 +W5 = 1837,50 + 612,50 = 2450,00 м3/ч для операции I перечистки:
WIV = RIV * (Q10 + Q11) = 1,80 * (484,85 + 292,28) = 1398,83 м3/ч
W10 = R10 * Q10 = 1,38 * 484,85 = 669,33 м3/ч
W11 = WIV - W10 = 1398,83 — 669,33 = 729,50 м3/ч
LIV = WIV - W7 - W17 = 1398,83 — 933,63 — 340,75 = 124,45 м3/ч для операции основной флотации:
WIII= W4+ W12 +W11 +L12, W7 = R7 * Q7 = 1,40 * 666,88 = 933,63 м3/ч
L12 = l12 * Q12 = 249,34 м3/ч
W12 = WIII — W4 — W11 — L12
WIII = RIII * (Q4 + Q11 + Q12) = 1,90 * (1225,00 + 292,28 + 166,23) = 3198,67 м3/ч
W12 = 3198,67 — 1837,50 — 729,50 — 249,34 = 382,33 м3/ч
W9 = WIII — W7 = 3198,67 — 933,63 = 2265,04 м3/ч для операции классификации:
W20 = R20 * Q20 = 2,50 * 133,28 = 333,20 м3/ч
W21= W18 - W20 = 486,98 — 333,20 = 153,78 м3/ч
W18 = R18 * Q18 = 1,40 * 374,60 = 486,98 м3/ч
R21 = W21/Q21 = 153,78/241,32 = 0,63
для операции контрольной флотации:
W13= W9 — W12 = 2265,04 — 382,33 = 1882,71 м3/ч для операции III перечистки:
W16 = R16 * Q16= 2,10 * 435,85 = 915,28 м3/ч
WVII= RVII* (Q18+ Q19) = 2,30* (374,60 + 61,25) = 1002,45 м3/ч
W19 = WVII - W18 = 1002,45 — 486,98 = 515,47 м3/ч
LVII = WVII - W16
LVII = 1002,45 — 915,28 = 87,17 м3/ч для операции II перечистки:
WVI = W16 + W17
WVI = RVI * (Q16 + Q17) = 2,30 * (435,85 + 110,25) = 1256,03 м3/ч
W17 = WVI — W16 =1256,03 — 915,28 = 340,75 м3/ч
LVI = WVI - W10 - W19 = 1256,03 — 669,33 — 515,47 = 71,23 м3/ч
4. Рассчитываем значения Rn:
Rn = Wn / Qn (1.8) [1]
RII = WII / Q3 = 2450,00/3675,00 = 0,66
R11 = W11/Q11 = 729,50/292,28 = 2,50
R9 = (WIII — W7) / Q9 = (3198,67 — 933,63) / 1016,63 = 2,22
R17 = (WIV — W7 - LIV) / Q17 = (1398,83 — 933,63 — 124,45) / 110,25 = 3,09
R19 = (WVI — W10 - LVI) / Q19 = (1256,03 — 669,33 — 71,23) / 61,25 = 4,00
RVII = (W18 + W19) / Q16 = (486,98 + 515,47) / 435,85 = 2,30
R13 = W13/Q13 = 1882,71/850,40 = 2,21
5. Результаты расчетов записываем в таблицу 6.
Таблица 6. — Результаты расчета водно-шламовой схемы
N п/п | Наименование операций и продуктов | Q, т/ч | Rn | Wn, м3/ч | Vn, м3/ч | |
I | Измельчение | |||||
Поступает: | ||||||
исх. руда | 1225,00 | 0,03 | 36,75 | 419,56 | ||
пески классификации | 2450,00 | 0,25 | 612,50 | 1378,12 | ||
LI | свежая вода | ; | ; | 1335,25 | 1335,25 | |
Итого | 3675,00 | 0,54 | 1984,50 | 3132,93 | ||
Выходит: | ||||||
питание измельчения | 3675,00 | 0,54 | 1984,50 | 3132,93 | ||
Итого | 3675,00 | 0,54 | 1984,50 | 3132,93 | ||
II | Классификация | |||||
Поступает: | ||||||
пит. измельчения | 3675,00 | 0,54 | 1984,50 | 3132,93 | ||
LII | свежая вода | ; | ; | 465,50 | 465,50 | |
Итого | 3675,00 | 0,66 | 2450,00 | 3598,43 | ||
Выходит: | ||||||
слив классификации | 1225,00 | 1,50 | 1837,50 | 2220,31 | ||
пески классификации | 2450,00 | 0,25 | 612,50 | 1378,12 | ||
Итого | 3675,00 | 0,66 | 2450,00 | 3598,43 | ||
III | Основная флотация | |||||
Поступает: | ||||||
слив классификации | 1225,00 | 1,50 | 1837,50 | 2220,31 | ||
кам. продукт I перечистки | 292,28 | 2,50 | 729,50 | 822,00 | ||
пен. продукт | 166,23 | 2,30 | 382,33 | 434,00 | ||
L12 | свежая вода | ; | ; | 249,34 | 249,34 | |
Итого | 1683,51 | 1,90 | 3198,67 | 3725,65 | ||
Выходит: | ||||||
пен. продукт | 666,88 | 1,40 | 933,63 | 1142,03 | ||
кам. продукт | 1016,63 | 2,22 | 2265,04 | 2583,62 | ||
Итого | 1683,51 | 1,90 | 3198,67 | 3725,65 | ||
IV | I перечистка | |||||
Поступает: | ||||||
пен. продукт | 666,88 | 1,40 | 933,63 | 1142,03 | ||
кам. продукт | 110,25 | 3,09 | 340,75 | 375, 20 | ||
LIV | свежая вода | ; | ; | 124,45 | 124,45 | |
Итого | 777,13 | 1,80 | 1398,83 | 1641,68 | ||
Выходит: | ||||||
пен. продукт | 484,85 | 1,38 | 669,33 | 819,68 | ||
кам. продукт | 292,28 | 2,50 | 729,50 | 822,00 | ||
Итого | 777,13 | 1,80 | 1398,83 | 1641,68 | ||
V | Контрольная флотация | |||||
Поступает: | ||||||
кам. продукт осн. флотации | 1016,63 | 2,22 | 2265,04 | 2583,62 | ||
Итого | 1016,63 | 2,22 | 2265,04 | 2583,62 | ||
Выходит: | ||||||
пен. продукт | 166,23 | 2,30 | 382,33 | 434,00 | ||
хвосты контр. флотации | 850,40 | 2,21 | 1882,71 | 2149,62 | ||
Итого | 1016,63 | 2,22 | 2265,04 | 2583,62 | ||
VI | II перечистка | |||||
Поступает: | ||||||
пен. продукт | 484,85 | 1,38 | 669,33 | 819,68 | ||
кам. продукт | 61,25 | 4,00 | 515,47 | 535,77 | ||
LVI | свежая вода | ; | ; | 71,23 | 71,23 | |
Итого | 546,10 | 2,30 | 1256,03 | 1426,68 | ||
Выходит: | ||||||
пен. продукт | 435,85 | 2,10 | 915,28 | 1051,48 | ||
кам. продукт | 110,25 | 3,09 | 340,75 | 375, 20 | ||
Итого | 546,10 | 2,30 | 1256,03 | 1426,68 | ||
VII | III перечистка | |||||
Поступает: | ||||||
пен. продукт | 435,85 | 2,10 | 915,28 | 1051,48 | ||
LVII | свежая вода | ; | ; | 87,17 | 87,17 | |
Итого | 435,85 | 2,30 | 1002,45 | 1138,65 | ||
Выходит: | ||||||
пен. продукт | 374,60 | 1,40 | 486,98 | 602,88 | ||
кам. продукт | 61,25 | 4,00 | 515,47 | 535,77 | ||
Итого | 435,85 | 2,30 | 1002,45 | 1138,65 | ||
VIII | Классификация | |||||
Поступает: | ||||||
пен. продукт | 374,60 | 1,40 | 486,98 | 602,88 | ||
Итого | 374,60 | 1,40 | 486,98 | 602,88 | ||
Выходит: | ||||||
концентрат «Стандарт» | 133,28 | 2,50 | 333, 20 | 374,85 | ||
концентрат «Супер» | 241,32 | 0,63 | 153,78 | 228,03 | ||
Итого | 374,60 | 1,40 | 486,98 | 602,88 | ||
6. Для рассчитанной водно-шламовой схемы баланс воды приведен в таблице 7.
Таблица 7. — Результаты расчета баланса воды водно-шламовой схемы
Поступает воды в процесс | W, м3/ч | Уходит воды из процесса | W, м3/ч | |
С исходной рудой W1 | 36,75 | С хвостами W13 | 1882,71 | |
В измельчение LI | 1335,25 | С концентратом «Супер» W20 | 153,78 | |
В классификацию LII | 465,50 | С концентратом «Стандарт» W21 | 333, 20 | |
В пен. продукт контр. флотации L12 | 249,34 | |||
В I перечистку LIV | 124,45 | |||
Во II перечистку LVI | 71,23 | |||
В III перечистку LVII | 87,17 | |||
Всего поступает W1 + | 2369,69 | Всего уходит | 2369,69 | |
Баланс общей воды выражается равенством:
(1.9) [1]
где — количество воды, поступающее с исходным сырьем;
— суммарное количество воды, добавляемой в процесс;
— суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами.
7. Из уравнения (1.9) следует, что расход общей воды будет:
(2.1) [1]
8. Объем пульпы в продукте определяем по формуле и результат записываем в таблицу 6
где — плотность твердого в продукте; = 3,2 (г/см3) = 3,2 (т/м3) (2.2) [1]
2.4 Выбор и расчет основного технологического оборудования
При выборе обогатительного оборудования приходится решать три основные задачи — выбор типа аппарата, определение его производительности, выбор оптимального в технико-экономическом отношении размера аппарата и в связи с этим потребного количества устанавливаемых аппаратов.
2.4.1 Выбор и расчет оборудования для измельчения
Расчет мельниц производим по удельной производительности. Рассчитываем шаровые мельницы с центральной разгрузкой — они имеют большую пропускную способность, высокий уровень слива обеспечивает длительное пребывание частиц породы в рабочей зоне, и как следствие, равномерность продукта по крупности. Принимаем за эталонную руду, перерабатываемую на действующей фабрике АНОФ-3, оборудованной мельницами с центральной разгрузкой МШЦ 55 006 500. Каждая мельница потребляет 4000 кВт и имеет производительность 302,50 т/ч. при питании рудой крупностью 25−0 мм (и = 7% кл. — 0,074 мм) и содержании расчетного класса в готовом продукте — к = 55%. [13]
Удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т (м3ч) рассчитывается по формуле:
q = q1*Kи*Kк *KD*KТ, где (2.3) [1]
q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому расчетному классу, т (м3ч);
q1 - удельная производительность работающей мельницы по тому же классу, т (м3ч);
Kи - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;
Кк - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения;
КD — коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проетируемой и работающей мельниц;
КТ — коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц.
1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу — 0,074 мм действующей мельницы:
q1 = Q * (вк - ви) * 4/ р * (D — 0,15) 2 * L, где (2.4) [1]
вк и ви — содержание расчетного класса соответственно в конечном и исходном продукте;
Q - производительность действующей мельницы;
D — диаметр барабана действующей мельницы;
L — длина барабана действующей мельницы
q1 = 302,50 * (0,55 — 0,08) * 4/3,14 (5,5 — 0,15) 2 * 6,5 = 1,01 т/м3ч
2. Определяем значение коэффициента Кк по формуле:
Кк = m4/m1, где (2.5) [1]
m4 - значение m по таблице 43 [1, стр.217] для запроектируемой крупности исходного и конечного продуктов;
m1 — значение m по таблице 43 [1, стр.217] для крупности тех же продуктов на действующей обогатительной фабрике.
Найдем m2 по табл.43 для проектируемых условий измельчения:
крупность исходного продукта 13−0 мм;
к = 55%; и = 7% (из технологического регламента).
Для нахождения m2 воспользуемся данными табл.8.
Таблица 8.
Крупность Исходного материала, мм | Содержание класса — 0.074 мм в готовом продукте, % | |||
10−0 | 1.03 | 1.00 | 0.93 | |
20−0 | 0.92 | 0.92 | 0.88 | |
40−0 | 0.81 | 0.83 | 0.81 | |
Проинтерполируем при к = 55%
а) для крупности исходного материала 20−0 мм m = 0,92;
б) для крупности исходного материала 10−0 мм
m = 1,03 — (1,03 — 1,00) * (0,60 — 0,55) / (0,60 — 0,48) = 1,018;
в) для крупности исходного 13−0 мм
m2 = 1,018 — (1,018 — 0,92) * (20 — 13) / (20 — 10) = 0,949
Значение m1 определим по данным таблицы 43 для условий измельчения проектируемой мельницы:
крупность исходного материала 25 — 0 мм; к-0,074 = 60%
m1 = 0,92 — (0,92 — 0,83) * (20 — 13) / (40 — 20) = 0,889,тогда kк = m2/m1 = 0,949/0,889 = 1,067
3. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых мельниц по формуле:
KD = [ (D2 — 0,15) / (D1 — 0,15)] 0,5, где (2.6) [1]
D2 и D1 - соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и работающей мельниц.
для МШЦ 4500×6000 — KD = [ (4,5 — 0,15) / (5,5 — 0,15)] 0,5 = 0,91;
для МШЦ 5500×6500 — KD = [ (5,5 — 0,15) / (6,5 — 0,15)] 0,5 = 0,91;
для МШЦ 6000×8500 — KD = [ (6,0 — 0,15) / (8,5 — 0,15)] 0,5 = 0,83
4. Определяем значение коэффициента Кт
kт = 1,0, т.к. действующая мельница с центральной разгрузкой и на проектируемой фабрике предполагается установка мельницы того же типа.
5. Определяем удельные производительности мельниц по вновь образуемому классу
0,074 мм по формуле:
q = q1 * Kи * Kк * KD * KТ (2.7) [1]
для мельницы МШЦ 4,5×6,0 q = 1,01 * 0,92 * 1,067 * 0,91 * 1,0 = 0,90 т/ч м3;
для мельницы МШЦ 5,5×6,5 q = 1,01 * 0,92 * 1,067 * 0,91 * 1,0 = 0,90 т/ч м3;
для мельницы МШЦ 6,0×8,5 q = 1,01 * 0,92 * 1,067 * 0,83 * 1,0 = 0,82 т/ч м3
6. Найдем рабочий объем барабанов сравниваемых мельниц по формуле:
V = [ * (D — 0,15) 2 L] / 4 (2.8) [1]
V4,5×6,0 = [3,14 * (4,5 — 0,15) 2 * 6,0] / 4 = 89,10 м3;
V5,5×6,5 = [3,14 * (5,5 — 0,15) 2 *6,5] / 4 = 146,00 м3;
V6,0×8,5 = [3,14 * (6,0 — 0,15) 2 * 8,5] / 4 = 228,00 м3
7. Определяем производительность мельниц по руде по формуле:
Qм = (q * V) / (к — и) (2.9) [1]
Q4,5×6,0 = (0,90 * 89,1) / (0,55 — 0,07) = 150,30 т/ч;
Q5,5×6,5 = (0,90 * 146,00) / (0,55 — 0,07) = 273,75 т/ч;
Q6,0×8,5 = (0,82 * 228,00) / (0,55 — 0,07) = 389,50 т/ч
8. Определяем расчетное количество мельниц по формуле
N = Qисх / Qм (3.0) [1]
N4,5×6,0 = 1225,00/150,30 = 8 шт.;
N5,5×6,5 = 1225,00/273,75 = 5 шт.;
N6,0×8,5 = 1225,00/389,50 = 4 шт Сравнение проектируемых мельниц и результаты расчетов приведены в таблице 9.
Таблица 9. — Результаты расчетов проектируемых мельниц
Размеры бара банов м-ц, DL, мм | Количество | Масса м-ц, т | Установленная мощность, кВт | |||
Одной | Всех | Одной | Всех | |||
МШЦ 55 006 500 | ||||||
МШЦ 45 006 000 | ||||||
МШЦ 60 008 500 | ||||||
Следует установить 5 мельниц типа МШЦ 45 006 000 мм. При установке будет большая экономия в объеме здания и на всем вспомогательном оборудовании.
Технические характеристики мельницы МШЦ 45 006 000 приведены в таблице 10.
Таблица 10. — Технические характеристики мельницы МШЦ 45 006 000
Длина барабана, мм | ||
Диаметр барабана, м | ||
Рабочий объем барабана, м3 | ||
Частота вращения барабана, мин-1 | 74,2 от критической | |
Мощность электродвигателя, кВт | ||
2.4.2 Выбор и расчет оборудования для классификации
В практике работы фабрик для классификации продуктов применяют классификаторы и гидроциклоны. Но в связи с тем, что гидроциклоны по сравнению с классификаторами имеют следующие преимущества: дают возможность получения более плотных сливов, обеспечивают меньшую влажность песков, более высокую эффективность классификации; они более компактны, следовательно, требуют меньше площадей под их установку, более просты в обслуживании, не имеют вращающихся и движущихся частей; гидроциклоны не требуют расхода электроэнергии. Исходя из этого, к установке принимаем гидроциклоны. Выбор гидроциклонов осуществляется путем сравнения.
1) для операции II
Определяем максимальный диаметр гидроциклонов при отношении Д/d = 0,5:
а) H = 0,5 кГ/см2
Dм = 0,38 м2 * (Д/d) 2 * (с — с0) vH / ви (3.1) [1]
м - крупность максимальных зерен в сливе гидроциклона, мк;
Д — диаметр отверстия пескового насадка, см;
d — диаметр отверстия шламового насадка, см;
Д/d — от 0,5 до 0,6;
с — плотность классифицируемого матариала, г/см3;
с0 - плотность жидкой фазы (с0 = 1 г/см3);
H — давление пульпы на входе в гидроциклон, кГ/ см2;
ви - содержание твердого в исходном питании, %
Dм = 0,38*1502*0,52* (3,2 — 1) v0,5/75 = 44 см; (3.2) [1]
б) для H = 1 кГ/см2
Dм = 44 v1,0/0,5 = 62 см;
в) для H = 1,5 кГ/см2
Dм = 44 v1,5/0,5 = 76 см;
Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 500, 750, 1000 мм.
2. Определяем производительность гидроциклонов по формуле:
V = 5 * (0,08 D + 2) / 0,1 D + 1 * Kб * dп * d * (g * H) ½ (3.3) [1]
V — производительность по исходному питанию, л/мин;
D — диаметр гидроциклона, см;
Kб — поправка на угол конусности гидроциклона (б = 200, град, Kб= 1)
dп - диаметр отверстия питающего насадка, см;
d — диаметр отверстия шламового насадка, см;
g — ускорение силы тяжести (g = 9,81 м/сек2);
Н — давление пульпы на входе в гидроциклон, кГ/см2
а) для гидроциклона D = 500 мм, б = 200
V = 5 * (0,08*50 + 2) /0,1 * 50 + 1* 1 * 7,2 * 11 v9,81 * 0,5 = 876 л/мин;
б) для гидроциклона D = 750 мм, б = 200
V = 5 * (0,08*75+ 2) /0,1 * 75 + 1* 1 * 16,5 * 20 v9,81 * 1 = 4880 л/мин;
в) для гидроциклона D = 1000 мм, б = 200
V = 5 * (0,08*100+ 2) /0,1 * 100 + 1* 1 * 25* 30v9,81 * 1,5 = 13 300 л/мин;
Значения dn и dm приняты средние из пределов, указанных в приложении 16 [1]
3. Определяем потребное число гидроциклонов
Минутный дебит пульпы
VМ = Q * (R + 1/) / 1440 = 3598,43 * (0,66 + 1/3,2) / 1440 = 2,43 м3/мин = 2430 л/мин (3.4) [1]
Число гидроциклонов:
ГЦ-500 na= VM / Va = 2430 л/мин / 876 л/мин = 2,77? 3 к установке
ГЦ-750 na= VM / Va = 2430 л/мин / 4880 л/мин = 0,49? 2 к установке
4. Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам.
В соответствии с принятым Д/dм = 0,5 расчетные диаметры отверстий песковых насадков будут:
для ГЦ-500 Д = 0,5 * 11 = 5,5 см;
для ГЦ-750 Д = 0,5 * 20 = 10 см.
Удельные нагрузки по пескам
Для ГЦ-500 g = 4 * Q / 24 * na * Д2 * р = 4 * 3675,00/24 * 4 * 3,14 * 5,52 = 1,61 т/см2*ч
Для ГЦ-750 g = 4 * Q / 24 * na * Д2 * р = 4 * 3675,00/24 * 2 * 3,14 * 102 = 0,97 т/см2*ч
К установке принимаем 2 гидроциклона ГЦ-750 рабочих и 2 в резерв.
2) для операции VIII
Определяем максимальный диаметр гидроциклонов при отношении Д/d = 0,5:
а) H = 0,5 кГ/см2
Dм = 0,38 м2 * (Д/d) 2 * (с — с0) vH / ви
м - крупность максимальных зерен в сливе гидроциклона, мк;
Д — диаметр отверстия пескового насадка, см;
d — диаметр отверстия шламового насадка, см; Д/d — от 0,5 до 0,6;
с — плотность классифицируемого матариала, г/см3;
с0 - плотность жидкой фазы (с0 = 1 г/см3);
H — давление пульпы на входе в гидроциклон, кГ/ см2;
ви - содержание твердого в исходном питании, %
Dм = 0,38*1502*0,52* (3,2 — 1) v0,5/75 = 44 см;
б) для H = 1 кГ/см2
Dм = 44 v1,0/0,5 = 62 см;
в) для H = 1,5 кГ/см2