Основа анализа существующей технологии и организации производства

Работа из раздела: «Геология, гидрология и геодезия»

Введение

Минерально-сырьевая база твердых полезных ископаемых Северо-Западного федерального округа, учитывая ее состав и степень освоения, продолжает играть существенную роль в экономике округа и в значительной мере определяет перспективы его развития. Округ обладает развитой горно-добывающей промышленностью, которая наращивает свою ресурсную базу, добычу и переработку важнейших видов твердых полезных ископаемых.

На территории Северо-Западного федерального округа действует более 20 крупных горно-добывающих предприятий. Все предприятия горнопромышленного комплекса области являются градообразующими, поэтому их финансовое положение в значительной мере определяет уровень и состояние производственной и социальной инфраструктуры, а также занятость, обустройство и благосостояние населения районов их расположения.

В данной пояснительной записке будут представлены данные по расчётам проектирования обогатительной фабрики по переработке комплексных руд ковдорского месторождения. За аналог предприятия взят АО «Ковдорский ГОК», разрабатывающее открытым способом месторождение комплексных бадделеит-апатит-магнетитовых руд. Ковдорский ГОК - крупное и градообразующее предприятие в городе Ковдоре Мурманской области. Второй по объёмам добычи производитель апатитового концентрата в России и единственный в мире производитель бадделеитового концентрата, крупный производитель железорудного концентрата.

Целью дипломного проектирования является на основе анализа существующей технологии и организации производства выявить возможности внедрения нового оборудования, которое позволит улучшить технико-экономические показатели.

1. Общая часть

1.1 Характеристика минерально-сырьевой базы

экономический руда обогатительный месторождение

Ковдорское комплексное бадделеит-апатит-магнетитовое месторождение открыто в 1933 году одновременно с самим массивом, а в 1962 году вступил в строй Ковдорский горно-обогатительный комбинат, выпускавший магнетитовый концентрат для Череповецкого металлургического завода. До 1975 года из его руд извлекался только магнетит, хотя параллельно велись исследования по разработке эффективной технологии попутного извлечения апатита и бадделеита. Эти исследования оказались успешными, и в настоящее время Ковдорский комбинат является крупным многопрофильным предприятием, на котором работают почти 5000 человек, выпуская, помимо магнетитового, ещё апатитовый и бадделеитовый концентраты.

Характеристика месторождений

Разработка комплексного магнетит-апатит-бадделеитового месторождения ведётся акционерным обществом «Ковдорский горно-обогатительный комбинат» открытым способом, так что за 40 лет на месте некогда возвышавшейся здесь горы образовался огромный карьер длиной 2300 метров и глубиной более 270 метров. АО «Ковдорский ГОК» производит магнетитовый концентрат с 64.0-64.2 процентным содержанием железа, бадделеитовый концентрат с 98.1-98.3 процентным содержанием ZrO₂ и апатитовый концентрат с 38 и более процентным содержанием Р₂О₅.

Наконец, необходимо отметить, что Ковдорское железорудное месторождение необычайно богато редкими коллекционными минералами, по крайней мере 6 из которых: ковдорскит, гирвасит, римкорольгит, красновит, стронциовитлокит и ёнаит - являются минералами-эндемиками, то есть не встречаются больше нигде в мире.

Флогопитовое месторождение было открыто в 1960 г. В.И. Терновым при разведке вермикулитового месторождения. Его промышленная разработка началась в 1965 году, а к 1970 году вступили в строй эксплуатационная шахта, карьер и обогатительная фабрика, позволяющие ежегодно добывать около 5000 тонн флогопита. Флогопитовое месторождение является крупнейшим в мире.

Ковдорское франколитовое месторождение протянулось на 3 км вдоль южного и юго-западного экзоконтакта пород железорудного комплекса. Франколитовые руды заполняют глубокую впадину на поверхности карбонатитов, их запасы невелики, и поэтому они рассматриваются только как резервная база АО «Ковдорский ГОК». По вещественному составу эти руды подразделяются на существенно франколитовые и франколит-гидрослюдистые. Главным минералом является карбонат-фторапатит, в переменных количествах присутствуют магнетит и вермикулит.

Месторождение апатит-карбонатных руд и карбонатитов залегает в виде неполнокольцевой зоны в фенитах юго-западной части массива. Более чем 90% пород месторождения представлены апатит-кальцитовыми карбонатитами с магнетитом, зелёным флогопитом и форстеритом; кроме того присутствуют кальцитовые карбонатиты с флогопитом и акцессорным пирохлором, доломитовые и доломит-кальцитовые карбонатиты.

Геологическое строение Ковдорского месторождения

Ковдорское месторождение комплексных апатит-магнетитовых руд находится в Мурманской области, в 1,5 км к западу от ж.д. станции Ковдор.

Месторождение расположено на юго-западной окраине Ковдорского массива ультраосновных, щелочных пород и карбонатитов, рельеф поверхности которого представляет депрессию, окруженную возвышенностями с абсолютными отметками вершин до 430 м и с относительными превышениями до 200 м.

Запасы месторождения оконтурены геологоразведочными скважинами до глубины около 2 км от поверхности, без признаков уменьшения мощности вертикального рудного тела и снижения качества руды.

В главной рудной залежи сосредоточено 97% балансовых запасов месторождения. Залежь тело вытянута на 1400 м, форма ее в плане неправильная. Морфологически залежь разделена на 2 части: южную и северную. Южная представляет собой изометричное в плане крутопадающее трубообразное тело шириной 700-800 м, северная - апофизу рудной трубы мощностью 200…250 м, вытянутую в субмеридиональном направлении на 500 м. Падение залежи в целом крутое, близкое к вертикальному, с незначительным склонением под углом 80-85 град. к югу. Внешние контуры залежи сложные, извилистые. Границы с вмещающими породами определяются опробованием с учетом бортовых содержаний компонентов.

Рудные образования месторождения образуют два резко отличающихся друг от друга количественным соотношением карбонатов (главным образом кальцита) и силикатов (форстерита, флогопита, редко пироксена) минеральных комплекса (в последовательности формирования): апатит-силикатно-магнетитовый (силикатные руды) и апатит-карбонатно-магнетитовый (карбонатные руды). Во всех типах руд присутствует бадделеит.

Руды подразделяются на два промышленных типа: бадделеит-апатит-магнетитовые (БАМР) и маложелезистые апатитовые руды (МЖАР). Каждый из этих типов подразделяется по преобладающему составу нерудных минералов на силикатный и карбонатный подтипы.

Природные типы ковдорских руд:

АФМ (апатит-форстерит-магнетитовые), включающие отдельные участки форстерит-магнетитовых руд, пользуются господствующим положением по всей площади месторождения. Для них характерна окраска от светло-серых, до тёмных тонов в зависимости от концентрации магнетита. В наших пробах вариации вещественного состава следующие: магнетита от 19 до 68 процентов, апатита от 9 до 44 процентов, форстерита от 10 до 34 процентов. Руды характеризуются вкрапленно-полосчатыми, полосчато-гнездовидными, грубополосчатыми и брекчиевидными текстурами.

КФМ (кальцит-форстерит-магнетитовые) руды занимают небольшие площади рудной залежи, группируясь вокруг её карбонатного ядра. Руды КФМ залегают совместно с рудами апатит-карбонат-магнетитового состава, и слагают ряд неправильных по форме участков с очень извилистыми краями. Для этих руд характерны: вкрапленно-гнездовидные, массивные текстуры в сочетании с крупнозернистыми структурами;

АКМ (апатит-карбонат-магнетитовые) руды располагаются в центральной части месторождения, где слагают зону переменной ширины, окаймляющую карбонатное ядро. В северной части месторождения руды АКМ образуют небольшое столбообразное тело неправильной формы. Контакты рудных тел неровные, расплывчатые, с многочисленными изгибами. Руды АКМ, в зависимости от содержания и размещения в них составляющих компонентов (апатита, карбоната, магнетита), обладают полосчато-пятнистымми, шлировыми, гнездовидными текстурами. Для руд этого типа характерна крупнозернистая структура.;

Кальцитовые карбонатиты и руды, связанные с их образованием, апатит-карбонатного свойства, расположены в центральной части месторождения и приурочены к кольцевой структуре. Границы крупных тел извилистые, неровные. Очень часто кальцитовые карбонатиты o6paзуют небольшие жильные тела среди АФМ-ых и АКМ-ых руд.

Доломитовые карбонатиты образуют жильные тела, прорывающие АК (апатит-карбонатовые) руды. Окраска их отличается от кальцитовых карбонатитов желтоватым оттенками. Структура мелкозернистая на фоне массивных текстур.

Силикатный подтип БАМР включает в себя форстерит-магнетитовые сплошные и штокверковые (ФМ) и апатит-форстерит-магнетитовые (АФМ) природные разновидности руд, которые в совокупности составляют 77% запасов МЖАР. Карбонатный подтип БАМР представлен апатит-кальцит-магнетитовыми (АКМ) и гумит-тетрафлогопит-апатит-кальцит-магнетитовыми рудами, а также карбонатно-форстерит-магнетитовыми (КФМ), в том числе кальцит-форстерит (флогопит) - магнетитовыми и доломит-форстерит (флогопит, тремолит) - магнетитовыми рудами (23% запасов МЖАР).

Относительные количества разновидностей руд в запасах промышленных типов руд в недрах и средние содержания основных компонентов в них приведены в табл. 1.1. Физико-механические свойства руд и пород представлены в табл. 1.2.

Таблица 1.1. Характеристика разновидностей руд

Таблица 1.2 Физико-механические свойства руд и пород

Основными компонентами руд, имеющими промышленную ценность, являются Fe, P₂O₅ и ZrO₂; важное значение для обогащения руд имеет также CO₂. Вредные примеси - U и Th, а также MgO, S и TiO_2.

1.3 Добыча полезного ископаемого

Добыча и изучение полезных ископаемых Ковдорского месторождения производится в соответствии с лицензиями на право пользования недрами.

Горно-транспортный цикл является головным в составе основной технологии предприятия. Его предназначение и задача - разработка месторождений полезных ископаемых с целью добычи исходного рудного сырья, подготовка рудного сырья с заданными параметрами качества (шихтовка) и подача на последующие переделы (дробление и обогащение).

Основные объекты горных работ на комбинате:

- карьер по добыче комплексных бадделеит-апатит-магнетитовых руд;

- карьер по добыче лежалых отходов обогащения (хвостов), содержащих апатит и бадделеит.

Технологический процесс горно-транспортного цикла основной технологии ведут следующие подразделения комбината:

- рудник «Железный», численность работников 703 чел.;

- цех технологического транспорта (ЦТТ), численность работников 613 чел.;

- цех горно-дорожных и строительных машин (ЦГДиСМ), численность работников 175 чел.

Для основного производства устанавливается следующий режим работы: на добыче руды и на производстве вскрышных работ - 365 рабочих дней в 3 смены с продолжительностью одной смены 8 часов; для вспомогательного производства предусматривается несколько режимов: 365 дней в 3 смены по 8 часов, 301 день в 3 (или 2) смены по 8 часов, 249 дней в 1 смену по 8 часов и др.

Способ добычи полезного ископаемого и система разработки

Способ разработки - открытые горные работы. Система разработки с углубкой карьера горизонтальными уступами, отработка уступов круговыми заходками, направление перемещения фронта работ многостороннее, отвалообразование внешнее с автомобильной и конвейерной транспортировкой вскрыши. В таблице 1.3 приведены параметры карьера.

Таблица 1.3 Основные параметры карьера

Наименование

Ед. измерения

Показатель

Производственная мощность по руде

Возможная максимальная производительность

Глубина карьера

по утвержденному проекту по

замкнутому контуру

на длительную перспективу

Периметр карьера

Длина карьера (север - юг)

Ширина карьера (запад - восток)

Ширина рабочих площадок

Высота рабочих уступов

до гор.+70 м

ниже гор.+70 м

Высота подъема груза (горной массы) автотранспортом за 9 мес.

по руде

по вскрыше

по горной массе

Протяженность автомобильных дорог, в том числе:

карьерные дороги

дороги на отвалах

Руководящий уклон

млн. т/год

км

12,4

364

650-700

6216

2350

1680

26-30

174

244,8

222,9

44,8

25,4

19,4

0,06

не более 0,08

Процесс добычи и подготовки рудной шихты состоит из следующих последовательных, тесно связанных между собой и взаимозависимых технологий: а) буровые работы: бурение взрывных скважин осуществляется станками шарошечного бурения типа СБШ-250 МН с диаметрами породоразрушающего инструмента 244,5 и 250,8 мм.

Обуривание блоков производится в соответствии с планом горных работ по проектам, которые составляются работниками рудника «Железный» (маркшейдерской, геологической службами, ИТР бурового участка) и утверждаются зам. главного инженера по БВР.

Объемы и места бурения взрывных скважин определяются планами горных работ, исходя из необходимости своевременной подготовки запасов отбитой руды и вскрыши, ширины рабочих площадок.

Основными факторами, влияющими на производительность буровых станков, а также выбор оптимальных режимов бурения, типов и диаметров шарошечных долот являются высокая изменчивость физико-механических свойств (коэффициент крепости по Протодьяконову колеблется от 4-8 до 15-20), обводненность, абразивность, степень трещиноватости горных пород.

Организация буровых работ обеспечивается таким образом, чтобы выполнять своевременную сдачу части или всего блока под зарядку путем последовательного бурения скважин от первого ряда к последующему и от одного фланга блока к другому;

б) взрывные работы: специфика ведения взрывных работ на АО «Ковдорский ГОК» при подготовке горной массы к экскавации обусловлена сложными горно-геологическими условиями в карьере с одной стороны и близостью зданий и сооружений промплощадки и города с другой стороны.

Cложность горно-геологических условий обуславливается высокой обводнённостью месторождения (водоприток в карьер составляет 1500-2000 мі воды в час) и высокой степенью перемежаемости руд и пород, различных по минеральному составу, крепости и трещиноватости с преобладанием трудно- и весьма трудновзрываемых пород и руд. Особые условия на производство взрывных работ накладывает близость зданий и сооружений промплощадки комбината (ТЭЦ, корпуса крупного и мелкого дробления дробильной фабрики), расположенные в карьере дробильно-перегрузочные узлы ЦПТ руды и вскрыши, стационарная станция главного водоотлива, проходческие станции водоотлива, ЛЭП глубоких вводов.

Всё вышеперечисленное предъявляет весьма жесткие требования к производству взрывов в карьере: при необходимости обеспечения высокого качества дробления горной массы, воздействие сейсмики и УВВ на здания и сооружения промплощадки и города должно быть минимальным.

При подготовке горной массы на руднике «Железный» применяется взрывная отбойка методом скважинных зарядов.

В настоящее время применяется отвечающая мировым стандартам технология производства массовых взрывов эмульсионными взрывчатыми веществами (ЭВВ) с системой инициирования скважинных зарядов «Нонель» (Дино Нобель). Приготовление компонентов ЭВВ, их доставка на взрываемые блоки смесительно-зарядными машинами (СЗМ) «Трейдстар» и размещение ЭВВ в скважины осуществляются сторонней организацией - филиалом фирмы ИМС, учрежденной в России совместно норвежской компанией Норск Гидро и американской - МСАЙ.

Для заряжания скважин применяются взрывчатые вещества (ВВ), допущенные к применению на открытых горных работах:

для заряжания сухих скважин - граммонит 79/21 заводского изготовления и эмульсионное ВВ - эмулит ВЭТ 300;

для заряжания обводненных скважин - гранулотол и эмульсионное ВВ - эмулит ВЭТ 700.

Эмулиты марок ВЭТ представляют собой механическую смесь эмульсии «ВЭТ 70С», гранулированной аммиачной селитры, дизельного топлива и газогенерирующей добавки (ГГД) и изготовляются на местах применения в процессе заряжания скважин смесительно-зарядной машиной (СЗМ) «Трейдстар».

СЗМ «Трейдстар» предназначена для раздельного транспортирования к местам производства взрывных работ невзрывчатых компонентов и изготовления, в процессе зарядки скважин, эмульсионных взрывчатых веществ эмулитов марок ВЭТ.

Эмульсия «ВЭТ 70С» и ГГД изготавливаются на стационарном пункте изготовления (СПИ) Ковдорского филиала ООО «ИМС». На СПИ производится также заправка СЗМ компонентами ЭВВ: эмульсией, ГГД, аммиачной селитрой и дизельным топливом.

Параметры взрывных работ установлены Технологической инструкцией «Организация и ведение взрывных работ на руднике «Железный» и дополнениями №1и №3 к этой инструкции.

Технологию и организацию ведения взрывных работ устанавливает инструкция и является основным регламентирующим документом для всех подразделений рудника «Железный», а также других цехов предприятия и сторонних организаций, связанных с подготовкой и проведением взрывных работ. Она разработана в связи с коренной модернизацией взрывных работ на комбинате: использованием при ведении ВР эмульсионных взрывчатых веществ (ЭВВ) и полного комплекта низкоэнергетической системы инициирования «Нонель».

Технология и организация взрывных работ на «АО Ковдорский ГОК» установлена с использованием взрывчатых веществ - эмулитов марки ВЭТ на основании технологической инструкции (ТИ 182-Р-01-94). Эмулиты марки ВЭТ представляют собой механическую смесь эмульсии «ВЭТ 70С», гранулированной аммиачной селитры, дизельного топлива и газогенерирующей добавки.

Эмулиты марки ВЭТ предназначены для производства взрывных работ при отбойке сухих и обводненных горных пород методом скважинных зарядов в температурном диапазоне окружающей среды от -50^? до +50^?С. Для раздельного транспортирования к местам производства взрывных работ невзрывчатых компонентов и изготовления, в процессе зарядки скважин, эмульсионных взрывчатых веществ эмулитов марки ВЭТ, предназначена смесительно-зарядная машина «Трейдстар».

Производительность заряжания скважин, в зависимости от их обводненности и способа подачи ВВ в скважину, составляет:

для сухих скважин или сухой части обводненных скважин при подачи шнеком -450 кг/мин для эмулитов марки ВЭТ-300;

для полностью обводненных скважин при подаче ВВ насосом по шлангу под столб воды-230 кг/мин для змулитов марки ВЭТ-700.

Для расчетов годового расхода ВВ применялся фактический удельный расход равный 1,374 кг/м³. При использовании эмулитов ВЭТ на карьере применяется конструкция скважинного заряда со сплошной колонкой заряда ВВ.

Проектом предусматривается многорядное короткозамедленное взрывание скважин. Массовые взрывы предусматривается производить один раз в неделю.

1.4 Требования к исходному сырью

Бадделеит-апатит-магнетитовые и маложелезистые апатитовые руды основного карьера

Содержание полезного компонента, ограничение по примесям и методы анализа регламентируются СТП 182 2-16.01-2001 (с изм. №1). Регламентированные технические требования к руде указанны в таблице 1.4

Таблица 1.4 Технические требования к руде

Наименование показателей	Норма
	Среднечасовая по экспрессным измерениям	Среднесменная
1. Массовая доля железа общего, %	плановая ± отн. 10
2. Массовая доля железа в магнетите, %	-	не менее 65,2; не более 66,2
3. Массовая доля пентоксида фосфора, %	-	плановая ± отн. 12
4. Массовая доля диоксида циркония, %	-	не менее 0,14; не более 0,18
5. Карбонатность - массовая доля диоксида углерода (СО₂), %	-	не менее 5; не более 10
6. Радиоактивность - гамма-активность, мкр/час	не более 19	16,5±1,0
7. Размер отдельных наибольших кусков по ребру, мм, не более	1300	1300

Примечание:

в течение смены, но не более 2-х часов, допускаются среднечасовые колебания содержания железа общего в руде ±12 относит.%;

содержание железа в магнетите в месячной партии рудной шихты, поданной на переработку, определяется и планируется в соответствии с геологическими расчетами по плану горных работ в пределах 65,4-65,8%;

в связи с требованиями потребителей по ограничению содержания ТiО₂ и МqО в концентрате железорудном и радиоактивности в порошке бадделеитовом, в нормы технических требований по п.п. 2,5,6, по представлению главного геолога и согласованию с техническим директором, могут оперативно вноситься временные изменения;

содержание диоксида циркония в месячной партии рудной шихты, поданной на переработку, определяется и планируется в соответствии с геологическими расчетами по плану горных работ в пределах 0,14-0,16%;

справочно: в процессе проведения добычных работ, в зависимости от складывающихся условий производства и отгрузки концентратов, месячная плановая норма массовых долей железа общего и пентоксида фосфора в рудной шихте может изменяться в пределах 23,5-25,0% и 6,7-7,2% соответственно.

Физические свойства руды:

- удельный вес - 3.7 т/м³

- насыпной вес - 2.0 т/м³

- крепость по шкале Протодьяконова - 8-10

Минеральный и химический составы руды представлены в таблицах 1.5 и 1.6 соответственно.

Таблица 1.5 Минеральный состав руды

Массовая доля минералов, %
Магнетит	Апатит	Форстерит	Кальцит	Доломит	Слюды	Пироксен	Серпентин	Бадделеит
34,1	16,2	22,8	11,3	5,1	5,2	2,1	1,6	<0,2

Таблица 1.6 Химический состав руды

Массовая доля компонентов, %
Fe_м_a_гн.	SiO₂	MqO	CaO	Al₂O₃	TiO2	P₂O₅	S	ZrO₂	CO₂	CO₂/P2O₅
22,3	13,0	15,1	18,3	1,92	0,52	6,8	0,29	0,16	7,5	1,10

1.5 Требования к качеству готовой продукции

Требования к железорудному концентрату

Содержание полезного компонента, ограничение по примесям и методы анализа регламентированы ТУ 0712-002-00186759-2002 (с изменением №1).

Регламентированные технические требования к качеству железорудного концентрата указаны в таблице 1.7

Таблица 1.7 Технические требования к качеству железорудного концентрата

Наименование показателей	Нормы
Массовая доля железа общего, %	64,0^+1,0 ^-0,5
Массовая доля фосфора, % не более	0,10
Массовая доля влаги: Влажный концентрат, % не более Высушенный концентрат, %	8,5 1,0±0,5

Примечание:

по согласованию в каждом конкретном случае с предприятиями-потребителями, в отдельных партиях (маршрутах) железорудного концентрата допускается превышение верхнего предела по содержанию железа;

по согласованию с предприятиями-потребителями допускается отгрузка смеси влажного и высушенного концентратов с массовой долей влаги по согласованию сторон;

срок перехода на отгрузку высушенного железорудного концентрата устанавливается 1 ноября, срок перехода на отгрузку влажного концентрата - 1 апреля.

Физико-химические свойства железорудного концентрата:

удельный вес - 4,7 т/м³

насыпной вес при содержании влаги 9.8% - 3,1 т/м³

угол естественного откоса при влажности 8% - 38,5°

при влажности 0,7% - 35,7°

Железорудный концентрат хорошо растворяется в кислотах, особенно в соляной и серной. Нерастворимое железо составляет 0,1%.

Минеральный и химический составы железорудного концентрата представлены в таблицах 1.8 и 1.9 соответственно.

Таблица 1.8 Минеральный состав железорудного концентрата

Массовая доля минералов, %
Магнетит	Апатит	Форстерит	Карбонаты	Слюды	Сульфиды	Прочие
97,6	0,2	1,2	0,3	0,1	0,6	Ед.зн.

Таблица 1.9 Химический состав железорудного концентрата

Массовая доля компонентов, %
Fe	SiO₂	CaO	MqO	Al₂O₃	TiO₂	Р	ZrO₂	СоО	МnO	ZnO	NiO	V₂O₅	S
63,9	0,75	0,37	6,0	2,0	1,09	0,055	0,015	0,024	0,56	0,041	0,011	0,13	0,31

Апатитовый концентрат

Содержание полезного компонента, ограничение по примесям и методы анализа регламентированы ТУ 2111-001-00186759-99.

Регламентированные технические требования к качеству апатитового концентрата указаны в таблице 1.10

Таблица 1.10 Технические требования к качеству апатитового концентрата

Наименование показателя	Норма
	КА-1	КА-2
1. Массовая доля пентоксида фосфора, %, не менее	38,0	37,0
2. Массовая доля оксида магния, %, не более	2,3	3,5
3. Массовая доля воды, %	1,0±0,6	1,0±0,6
4. Остаток на сите с сеткой №0,2 (ГОСТ 6613), %, не более	13,5	13,5

Примечание:

нормы по показателям подпунктов 1, 2 и 4 таблицы 4 даны в пересчете на сухой продукт;

допускается, по согласованию с потребителями, отгружать апатитовый концентрат с влагой менее 0,4%.

Физические свойства апатитового концентрата:

насыпной вес - 1,8-1,9 т/м³

удельный вес - 3,13 т/м³

угол естественного откоса - от 27 до 35°

Минеральный и химический составы апатитового концентрата представлены в таблицах 1.11 и 1.12 соответственно.

Таблица 1.11 Минеральный состав апатитового концентрата

	Массовая доля минералов, %
Апатит	Форстерит	Кальцит	Доломит	Прочие
90,9	2,1	5,7	1,3	Ед.зн.

Таблица 1.12 Химический состав апатитового концентрата

Массовая доля компонентов, %
P₂O5	SiO₂	CaO	MgO	ZrO₂	CO₂	Fe₂O₃	F	S
38,2	0,98	53,9	1,6	0,025	3,2	0,28	1,00	0,01

Черновой бадделеитовый концентрат

Минеральный и химический составы чернового бадделеитового концентрата представлены в таблицах 1.13 и 1.14 соответственно.

Таблица 1.13 Минеральный состав чернового бадделеитового концентрата

Массовая доля минералов, %
Бадделеит	Рудные минералы	Сульфиды	Апатит	Пироксены	Форстерит	Перовскит	Циркон	прочие
91,4	3,0	0,9	0,4	0,4	1,8	1,6	0,5	Ед.зн.

Таблица 1.14 Химический состав чернового бадделеитового концентрата

Массовая доля компонентов, %
ZrO₂	Fe	SiО₂	MgO	СаО	TiO₂	Р₂О₅	S	Fe_магн
91,2	2,2	1,00	1,09	0,96	1,92	0,22	0,39	0,2

Питание флотации

Минеральный и химический составы питания флотации представлены в таблицах 1.15 и 1.16 соответственно.

Таблица 1.15 Минеральный состав питания флотации

Массовая доля минералов, %
Магнетит	Апатит	Форстерит	Кальцит	Доломит	Слюды	Пироксены	Серпентины	Сульфиды	Бадделеит	прочие
1,1	24,9	33,8	17,2	7,5	7,9	3,4	2,5	0,6	0,3	0,8

Таблица 1.16 Химический состав питания флотации

Массовая доля компонентов, %
Fe_общ	Fe_магн	SiО₂	СаО	MgO	Al₂O₃	TiO₂	Р₂O₅	S	ZrO₂	СO₂	СаО/P₂O₅
3,5	0,9	20,6	27,9	20,7	1,90	0,18	10,6	0,24	0,24	11,0	1,04

1.6 Сведения о площадке строительства обогатительной фабрики

Климатические условия

Ковдорский район характеризуется умеренно континентальным климатом с относительно мягкой, но продолжительной зимой (с октября по апрель) и прохладным летом, которое длится 2-2,5 месяца. Среднемесячная температура воздуха по многолетним наблюдениям изменяется от +13,6^оС в июле до -14,2^оС в феврале, а среднегодовая температура равна -1,7^оС. Район находится в зоне избыточного увлажнения и характеризуется значительным количеством осадков, составляющих в среднем 600 мм в год. Снежный покров устанавливается к началу ноября, а исчезает к концу мая. Преобладающее направление ветра в районе - западное и юго-западное. Нелишне отметить, что с начала декабря до середины января здесь стоит полярная ночь, - не такая темная, как на крайнем севере, но солнце над горизонтом все же не показывается, а только окрашивает южную часть неба в красный цвет разнообразных оттенков. И, наоборот, с конца мая до середины июля солнце за горизонт не заходит - стоит полярный день.

Одним из основных элементов климата, влияющим на режим поверхностных и подземных вод, является температура воздуха.

Среднегодовая температура воздуха за период с 1994 по 2010 г. изменялась от -2.1^?С (1998 год) до +1.33^?С (2010 год). Для района работ, в основном, характерны отрицательные значения среднегодовых температур воздуха. Самый теплый месяц года - июль, со среднемесячной температурой +11.8 - + 14.1^?С, самые холодные месяцы - январь, февраль, со среднемесячной температурой -11.7 - -13.3 ^?С. Переходным месяцем от зимнего периода является апрель, от осени к зиме - октябрь. Средняя продолжительность безморозного периода - 76 дней, наибольшая - 114. Преобладающее направление ветра в районе - западное и юго-западное. Доля штилевых дней в среднем за год составляет 25%.

Как и вся Мурманская область, рассматриваемый район находится в зоне избыточного увлажнения и для него характерно значительное количество осадков - в среднем 600 мм в год. Многолетняя среднегодовая норма осадков по метеостанции «Ковдор» составляет 466 мм.

За период с 1994 по 2010 год наблюдаются значительные отклонения от этой нормы от 111 до 157%. В годовом цикле осадки выпадают неравномерно: наибольшее количество осадков выпадает (более 2/3) в виде дождя в теплый период года. Среднее число дней с осадками - 196. Максимальное суточное количество осадков приходится на июль и изменяется от 11.2 мм до 19.6 мм. В зимнее время осадки выпадают, главным образом, в виде снега. Максимальная высота снежного покрова наблюдается в марте и достигает 80 см. Максимальный запас воды в снежном покрове в конце марта - начале апреля составляет 116 мм. Наибольшая средняя многолетняя глубина промерзания почвы на открытых местах 116-120 см (март). Появление устойчивого снежного покрова происходит к началу ноября, его сход - к концу мая.

Среднегодовая влажность (ГМС «Ковдор») составляет 83-85%. Испарение выпавших осадков незначительное и не превышает 200-230 мм.

Рельеф и источники воды

Гидрографическая сеть рассматриваемой территории принадлежит бассейну Белого моря. Благодаря избыточному увлажнению, сильно расчлененному рельефу и глубокому врезу речных долин, существуют благоприятные условия для питания поверхностными водами рек, ручьев и других водоемов.

Рельеф района низкогорный и холмистый. Долины ручьев и рек сменяются высотами с пологими склонами. Очертания мезорельефа плавные. Относительные превышения обычно составляют не более 70 м. Непосредственно в районе Ковдорского массива картину рельефа можно охарактеризовать как депрессию, совмещенную с выходом на поверхность щелочных пород массива, окруженную кольцом возвышенностей, приходящихся на контактовые зоны массива. Абсолютные отметки вершин в кольцевой зоне достигают 450 м, что на 240 м выше уровня оз. Ковдоро.

Территория характеризуется достаточно густой и хорошо развитой речной сетью, принадлежащей бассейну Белого моря. Главной рекой района является р. Ена, которая в качестве левых притоков принимает реки Ковдора и Лейпи, протекающие непосредственно по территории деятельности ОАО «Ковдорский ГОК». Реки района имеют горный или полугорный характер, отличаются быстрым течением, достигающим на порожистых участках русел скорости 2-3 м/сек. Река Ена служит источником хозяйственно-питьевого водоснабжения г. Ковдор. На ее левом берегу в 1,2 км выше впадения р. Ковдоры оборудован водозабор, соединяющийся с городом водоводом длиной около 20 км.

Наиболее крупным озером района является оз. Ковдоро, представляющее озеровидное расширение реки Ковдоры и делящее ее на два отрезка, известные под названиями Верхняя Ковдора (участок выше озера) и Нижняя Ковдора (участок ниже озера). Длина озера в нынешнем состоянии (после осушения западной части) 2,5 км, ширина - от 50 до 400 м. Характерной особенностью озера является повсеместное развитие на его дне диатомитовых илов, достигающих мощности 15-17 м. Озеро служит источником технического водоснабжения КГОКа. Остальные озера района имеют незначительную площадь зеркала и приурочены, в основном, к понижениям рельефа.

Гидрогеологические условия эксплуатации месторождения апатит-штаффелитовых руд несложные, что подтверждается вскрытием этих руд в железорудном карьере. Коэффициенты фильтрации пород иизменяются от тысячной долей до первых метров в сутки. Рассчитанные максимальные водопритоки в карьер на конец его отработки (глубина 155 м) оцениваются величиной порядка 650 куб. м/час. По заключению ГКЗ, указанная величина может рассматриваться лишь как ориентировочная, т.к. к моменту началаотработки значительная часть статических запасов подземных вод будет сдренирована. До начала проектирования необходимо провести дополнительные гидро-геологические исследования по программе и в сроки, согласованные с проектирующей организацией, с целью уточнения гидрогеологических параметров, необходимых для надежного расчета водопритоков в будущий карьер.

Вопросы водоснабжения предприятия питьевой и технической водой решены. Осуществляется оно из водозабора на р. Ена.

Контроль качества подземных и поверхностных вод проводится с периодичностью: один раз в месяц в трёх точках наблюдений - пруд-отстойник оборотной воды, зумпф проходческого водоотлива у дамбы №1 и гидропост руч. Можель; один раз в квартал - в скважинах расширенной опорной наблюдательной сети.

Анализ воды включает определение 26-ти показателей: прозрачность (см), рН, щёлочность общая (мг-экв/л), взвешенные вещества сухие (мг/л), взвешенные вещества прокалённые (мг/л), плотный остаток сухой (мг/л), плотный остаток прокалённый (мг/л), СО₃ (мг/л), НСО₃ (мг/л), азот аммонийный (мг/л), азот нитратный (мг/л), азот нитритный (мг/л), ХПК (мг/л), БПК5 (мг/л), БПК20 (мг/л), хлорид-ион (мг/л), сульфат-ион (мг/л), железо общее (мг/л), жёсткость общая (мг-экв/л), кальций-ион (мг/л), магний-ион (мг/л), фосфаты (мг/л), нефтепродукты (мг/л), СПАВ анионоакт. (мг/л), марганец-ион (мг/л).

Пробы воды регистрируются в соответствующих журналах и снабжаются этикетками с указанием места отбора, условий взятия пробы, фактических свойств воды в момент взятия пробы и т.д.

Методика выполнения гидрогеологических наблюдений и замеров, инструментарий их производства регламентируются «Инструкцией по гидрогеологическому и инженерно-геологическому обслуживанию горнодобывающих предприятий» (ВИОГЕМ, 1983) и другими нормативными документами.

Электроснабжение

Энергообеспечение объектов предприятия производится от систем «Колэнерго», тепловую энергию объекты основной промплощадки получают от теплоэлектроцентрали, включающую в себя непосредственно ТЭЦ и котельную. Теплоэлектроцентраль обеспечивает тепловой энергией весь город Ковдор.

Теплоэлектроцентраль работает на мазуте М-100. Годовой расход мазута в 1999 году составил 96380 т.

Продукты сгорания мазута - мазутная зола (в пересчете на ванадий), диоксид азота, диоксид серы, оксид углерода, банз(а) пирен поступают в атмосферный воздух через 2 дымовые трубы:

- 1-я высотой 100 м и диаметром 5,1 м;

- 2-я высотой 150 м и диаметром 4,8 м.

Электроснабжение потребителей проектируемого карьера рудника «Железный» АО «Ковдорский ГОК» предусмотрено от двух источников энергосистемы. Кроме этого на ГОКе имеется автономный источник ТЭЦ с турбогенераторами мощностью 2х4 МВт, который обеспечит электроэнергией особо ответственных потребителей при погашении электроснабжения от энергосистемы.

При длительном перерыве электроснабжения от энергосистемы, электроснабжение насосных водоотлива карьера должно производиться от ТЭЦ. Учитывая большую возрастающую концентрацию горных работ при углубке карьера, для исключения при взрывах повреждения кабелей 6 кВ, питающих насосные, их прокладка предусмотрена в стальных трубах диаметром 1000 мм.

На карьере не предусмотрены электроустановки с маслонаполненным оборудованием, что исключит возможность взрыва, пожара и загрязнения окружающей среды.

Для обеспечения безопасности персонала обслуживающего запроектированные электроустановки проектом предусматриваются:

- величины напряжения электроустановок приняты не выше значений, регламентированных ЕПБ и ПУЭ;

- режим заземления нейтрали сети 6 кВ принят с заземленной нейтралью через высокоомное сопротивление обеспечивающее снижение перенапряжений и селективную работу устройств релейной защиты;

- блокировки от ошибочных действий персонала при переключениях;

- сеть заземления карьера не связана с заземлением ПС 150/35/6 кВ и ПС 150/6 кВ;

- предупредительная и аварийная сигнализация на подстанциях;

- электрооборудование и аппаратура предусмотрены в исполнении отвечающим условиям окружающей среды;

- средства защиты персонала при работе в электроустановках;

- противопожарные средства.

2. Технологическая часть

2.1 Анализ работы предприятий, перерабатывающих аналогичное сырье

Основными направлениями развития народного хозяйства предусматривается дальнейшее повышение содержания железа в товарной железной руде главным образом за счет расширения и повышения эффективности обогащения магнетитовых руд. В настоящее время в широких масштабах обогащаются магнетитовые и гематитовые руды, в меньших - бурожелезняковые и сидеритовые. Содержание железа в магнетитовых рудах составляет 31 - 35%, в гематитовых - 40-50%, бурожелезняковых - 20 - 40%, сидеритовых 28 - 33%.

Магнетитовые руды представлены в основном рудным минералом магнетитом. Кроме магнетита в зонах выветривания имеются значительные содержания гематита, мартита и сидерита. Пустая порода представлена кварцем, полевыми шпатами, железистыми силикатами, карбонатами и др.

Наиболее широко распространенную группу магнетитовых руд составляют магнетитовые кварциты осадочно-метаморфического происхождения (район Курской магнитной аномалии, Оленегорское, Кировогорское и другие месторождения).

Вкрапленность и магнитная восприимчивость являются наиболее важными технологическими характеристиками магнетитовых кварцитов. Вкрапленность рудных минералов в магнетитовых кварцитах изменяется в широких пределах - от сплошной и крупнозернистой до пылевидной. Преобладающий размер вкрапленности в рудных слоях составляет 0,15 - 0,18 мм, в смешанных - 0,07 - 0,12 и в нерудных - 0,04 - 0,08 мм.

Технология обогащения магнетитовых кварцитов включает ряд последовательных операций: дробление, грохочение, измельчение, классификацию и магнитную сепарацию. В зависимости от применяемого метода измельчения магнетитовые кварциты подвергают дроблению до максимальной крупности 15-25 или 300 мм. Дробление осуществляется по различным схемам: одно-, двух-, трехстадиальной с открытым или замкнутым циклами и четырехстадиальной с открытым циклом. Первичная переработка руды по всем схемам дробления производится в дробилках крупного дробления ККД-1500/180 с загрузочной щелью 200-220 или 170-180 мм. Среднее дробление магнетитовых кварцитов осуществляют в дробилках КСД-2200 как с предварительным грохочением так и без него. Для мелкого дробления применяют дробилки КМД-2200.

Для снижения крупности дробленой руды до 15-12 мм применяют замкнутые циклы дробления в последней стадии. Измельчение магнетитовых кварцитов осуществляется по двух-, трех- и четырехстадиальным схемам с применением барабанных мельниц со стальными мелющими телами, самоизмельчением, рудно-галечным измельчением, а также комбинированными методами. При измельчении стальными мелющими телами применяют шаровые и стержневые мельницы. Стержневые мельницы, как правило, работают в открытом цикле. Шаровое измельчение производится в замкнутом цикле со спиральными классификаторами или гидроциклонами. Доизмельчение промпродуктов по всем схемам производится в мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами.

Основные отечественные и зарубежные горно-обогатительные комбинаты перерабатывают бедные магнетитовые руды и получают концентраты высокого качества (65-66% железа). На рис. 2.1 приведена типовая схема обогащения железных (магнетитовых) руд.

Рис. 2.1 Типовая схема обогащения железных (магнетитовых) руд

Гематитовые крупновкрапленные руды в больших объемах обогащаются только гравитационным методом. Обогащение тонковкрапленных гематитовых руд осуществляется в ограниченных объемах флотационным (США) и обжигмагнитным (Россия) методами. Объем обогащения бурожелезняковых и сидеритовых руд ограничен и сокращается в связи низким качеством получаемых из них концентратов.

Технология обогащения магнетитовых кварцитов характеризуется применением большого числа стадий магнитной сепарации, что позволяет выводить пустую породу из процесса по мере ее раскрытия.

Практика мокрого обогащения руд и промпродуктов после тонкого измельчения показывает, что на всех обогатительных фабриках схемы обогащения магнетитовых кварцитов имеют не менее трех стадий и 10 приемов мокрой магнитной сепарации, а наиболее тонковкрапленные руды Ингулийского и Михайловского ГОКов обогащаются по пятистадиальным схемам. По таким же схемам работают обогатительные фабрики Южного и Полтавского ГОКов, которые при переработке более крупно-вкрапленных кварцитов производят концентраты повышенного качества с содержанием железа более 65%.

Основными путями совершенствования технологии обогащения магнетитовых кварцитов являются: повышение степени раскрытия рудных и нерудных минералов, увеличение стадиальности обогащения, применение доводочных операций (тонкое грохочение, селективная флокуляция, обратная флотация), совершенствование конструкции сепараторов. В первой стадии обогащения применяются обычно сепараторы с прямоточными ваннами типа 209-СЭ и ПБМ-120/300; во второй - с противоточными, в третьей, четвертой и пятой - с полупротивоточными.

Напряженность магнитного поля во всех стадиях одинакова и находится в пределах 63,7-87,6 кА/м на поверхности барабана.

Обогащение магнетитовых руд скарнового типа производится также магнитными методами в слабом магнитном поле. В нашей стране широкое применение получили многостадиальные комбинированные схемы сухой и мокрой магнитной сепарации.

Одностадиальные схемы мокрого магнитного обогащения применяются при обогащении крупновкрапленных и мелковкрапленных руд. Развитие одностадиальной схемы обогащения промпродуктов сухой сепарации идет по пути включения в замкнутые циклы измельчения мокрой магнитной сепарации (Гороблагодатская и Абагурская обогатительные фабрики), что дает повышение содержания железа в концентрате на 1-2%. Двухстадиальные схемы мокрой сепарации промпродуктов сухой сепарации применяются для обогащения мелко- и тонковкрапленных руд.

Трехстадиальная схема мокрой сепарации промпродуктов сухой сепарации применена на Соколовско-Сарбайском ГОКе для тонковкрапленных и весьма тонковкрапленных руд. Развитием этой схемы является четырехстадиальная схема обогащения с тремя стадиями измельчения. Магнитная сепарация осуществляется на барабанных сепараторах 168-СЭА и 209-СЭ. При одно- и двухстадиальных схемах обогащения сепарация производится в прямоточных сепараторах, а при трех- и четырехстадиальных - сливы гидроциклонов поступают в полупрямоточные, а сливы мельниц - в противоточные сепараторы.

Технологические схемы мокрого магнитного обогащения магнетитовых и титаномагнетитовых руд отличаются большим разнообразием.

Одностадиальные схемы обогащения применяют для легкообогатимых руд. Например, на двух секциях Ковдорской обогатительной фабрики технологическая схема включает измельчение в замкнутом цикле и магнитную сепарацию с двойной перечисткой магнитного продукта. На остальных четырех секциях применяется одна стадия измельчения и две стадии магнитной сепарации.

Двухстадиальные схемы мокрого магнитного обогащения применяются на Абагурской обогатительной фабрике при обогащении промпродуктов. Крупность измельчения промпродуктов до 70% класса -0,074 мм.

Для переработки мелко- и тонковкрапленных руд на Качканарском, Ковдорском и Коршуновском ГОКах применяются трехстадиальные схемы обогащения. Для снижения крупности концентрата на Качканарском ГОКе внедрены трехстадиальные схемы измельчения с четырьмя стадиями мокрой сепарации. Повышение стадиальности обогащения обеспечивает рост содержания железа в концентрате на 0,1-0,3%. Магнитную сепарацию производят на барабанных сепараторах типа 209-СЭ и др.

В зависимости от вкрапленности рудных и нерудных минералов по магнитно-гравитационным или магнитно-флотационным схемам. Например, на Оленегорском ГОКе технологическая схема включает двухстадиальное измельчение руды до крупности 40-50% класса -0,074 мм, магнитную сепарацию руды с выделением готового концентрата и гравитационное обогащение продуктов немагнитной сепарации на винтовых сепараторах. Гематитомагнетитовьге руды Магнитогорского металлургического комбината обогащаются по схеме, включающей промывку исходной руды, стадиальное магнитное и гравитационное обогащение.

Для народного хозяйства не менее важна и достигаемая в этом случае экономия земель и пресной воды при рекультивации поверхности, отчужденной под хранилища (отвалы и пруды). Приведенные сведения доказывают важность создания комплексных высокопроизводительных дробильно-технологических линий (КТЛ) и сухих магнитных сепараторов для обработки мелкодробленых руд, отходов и вторичного сырья.

Отметим, что на зарубежных фабриках для обогащения магнетитовых кварцитов (таконитов) также применяется предобогащение мелкодробленой руды. Например, на фабрике «Батлер» (США) при предобогащении выход сухих хвостов достигает 37%.

Известно, что концентраты магнитного обогащения в основном состоят из свободных рудных зерен магнетита и разубожены небольшим количеством сростков и шламов. Поэтому для повышения их качества целесообразно не подвергать измельчению весь концентрат, а применить такие методы обогащения, при которых можно выделить в конечный концентрат основную массу свободных рудных зерен. В США и Канаде в последнее время применяют для этой цели методы флотации и тонкого грохочения. Метод флотации применяется для доводки магнетитовых концентратов с целью повышения содержания железа в них с 64 до 68%. В США он применяется на фабриках «Эмпайр» и «Пайлот Ноб», в Канаде - на фабриках «Адамс», «Шерман», «Гриффит» и «Мус-Маунтон», в Норвегии - на фабриках «Сидварангер», «Киркенес». Концентраты этих фабрик в основном используют для приготовления окатышей, а концентраты фабрики «Сидварангер» - для специальных целей. На зарубежных фабриках для доводки олаг-петитовых концентратов используют катионные собиратели.

Дообогащение магнетитовых концентратов может быть осуществлено без дополнительного измельчения путем флотации анионными собирателями в щелочной среде.

Зарубежные магнетитовые руды (Швеция, США, Канада) являются крупновкрапленными, что предопределяет возможность применения сухой магнитной сепарации руды крупностью 50-70 мм с выделением отвальных хвостов. Таконитовые магнетитовые руды являются труднообогатимыми (США), они имеют сходство с магнетитовыми кварцитами месторождений России. Обогащение магнетитовых руд за рубежом производят в основном магнитной сепарацией в слабом поле и обратной флотацией. В зависимости от обогатимости руд применяются одностадиальные, двухстадиальные, трехстадиальные и комбини-рованные схемы.

Одностадиальные схемы обогащения предусматривают дробление руды примерно до 50 мм, сухую для крупных классов и мокрую для мелких классов магнитную сепарацию или дробление, грубое измельчение и мокрую магнитную сепарацию.

Двухстадиальные схемы включают две стадии измельчения дробленой исходной руды и промпродукта сухой магнитной сепарации и две или три стадии мокрой магнитной сепарации.

Трехстадиальные схемы измельчения и обогащения включают до четырех стадий мокрой магнитной сепарации. Третья стадия является обычно доводочной. Комбинированные схемы включают две стадии магнитной сепарации и обратную флотационную доводку.

При обогащении магнетитовых таконитов широкое применение получили двухстадиальные схемы измельчения с двумя или тремя стадиями магнитной сепарации; обогащение скарновых магнетитовых руд - трехстадиальное с одной стадией магнитного обогащения в цикле крупного или среднего дробления.

Основными направлениями повышения качества концентратов на зарубежных фабриках являются: повышение тонкости помола, применение тонкого грохочения, флотационная доводка концентратов; глубокое обесшламливание. Содержание железа в концентрате находится в пределах 67-71%. Извлечение общего железа в концентрат колеблется в пределах 70-97%, а магнитного - 91-98%.

Особенностью схем магнитного обогащения на некоторых зарубежных фабриках является наличие магнитных сепараторов с различной напряженностью магнитного поля, разным числом полюсов и ваннами различных конструкций.

2.2 Выбор и обоснование технологической схемы получения железорудного концентрата

Производительность проектируемой фабрики по руде 20 млн. тонн руды в год. Исходная руда с карьера подается автосамосвалами на фабрику. Технологическая схема проектируемой фабрики будет включать три стадии дробления, двухстадиальное измельчение в шаровых до крупности 90% класса -0,074 и стержневых мельницах до крупности 55% класса -0,074 мм, три стадии мокрой магнитной сепарации, фильтрование железного концентрата и сушку. Размещение оборудования предусматривается в корпусах крупного, среднего и мелкого дробления, обогащения, сопряженном со складом обезвоживания, и в корпусе сушки. Дробление осуществляется в три стадии с предварительной операцией грохочения перед третьей стадией дробления и перед складированием. Максимальная крупность кусков в исходной руде 1200 мм (на действующей фабрике максимальный размер куска 1600 мм). Крупное дробление производится в конусной дробилке. Руда в дробилки подает из приемного бункера пластинчатыми питателями. После крупного дробления она двумя конвейерами транспортируется в корпус среднего и мелкого дробления, в котором установлены дробилки КСД и КМД. После дробилок КМД установлены грохоты для выделения готового продукта. Дробленая руда системой конвейеров подается либо в корпус обогащения, либо на усреднительный склад дробленой руды напольного типа емкостью 60 тыс. т. В принятую схему включены две стадии измельчения для получения кондиционной крупности, учитывая, что руды Ковдорского месторождения являются комплексными и из них выделяется кроме железного еще апатитовый и бадделеитовый концентраты. Измельчение принимаем мокрое. Руда с усреднительного склада конвейером подается в стержневую мельницу. Разгрузкой мельницы является пульпа, самотеком стекающая на барабанный сепаратор для магнитной сепарации. Немагнитная фракция сепаратора сбрасывается в хвостовой лоток, а магнитная через стадию грохочения грохотов в зумпф шаровой мельницы. Мельницы установлены последовательно в I стадии для более крупного измельчения, во II стадии - для доизмельчения крупного продукта I стадии до кондиционной крупности. Мельницы I стадии работают в открытом цикле, а мельницы II стадии - в замкнутом цикле с гидроциклонами, слив которого через пульподелитель и насос питает сепараторы ПБМ второй и третьей стадии. Немагнитная фракция сепараторов сбрасывается в хвостовой лоток и объединяется с немагнитной фракцией сепаратора первой стадии. Магнитная фракция сепараторов является готовым концентратом и через дисковый вакуум - фильтр желобом поступает на склад. Из склада обезвоживания концентрат грейферными кранами подается в погрузочные бункеры, затем системой конвейеров, в зимнее время, в корпус сушки, а в летнее - непосредственно на погрузку. В корпусе сушки установлены три сушильных барабана диаметром 3,5 м и длиной 27 м. Высушенный концентрат системой конвейеров может направляться либо на склад сухого концентрата емкостью 60 тыс. тонн или через перегрузочный узел на погрузку. Проектная технологическая схема представлена на рисунке 1 и предусматривает получение концентрата, удовлетворяющего требованиям потребителей.

Концентрат фабрики отгружается потребителям железнодорожным транспортом. Хвосты мокрой магнитной сепарации являются исходным сырьем апатито-бадделеитовой обогатительной фабрики (АБОФ) поступают туда по пульпопроводу.

2.3 Расчет схемы дробления

Исходные данные к расчету схемы дробления:

Q _ф.г= 20 млн. т/г;

Dmax = 1200 мм;

б = 22.5%;

dmin = 15 мм;

насыпная вес руды с_н= 2.0 т/м³.

Определяем часовую производительность отделения дробления, принимая режим работы исходя из данных практики работы АО «Ковдорского ГОК».

Q_.д.ч= Q_ф.г/ (365-13) x24 = 20000000 / 352x24= 2367.4 т/ч,

где Q_ф.г - годовая производительность фабрики по исходному сырью, т/год; общее количество ней для проведения ППР равно 13 суткам.

Определяем общую степень дробления S_общ по формуле:

S_общ = D_max / D_min = D₁ / D₁₀= 1200 / 15 = 80.

Тогда средняя степень дробления равна:

S_ср= ³S_общ = ³80 4.31.

Дробилки крупного, среднего и мелкого дробления позволяют получить за один прием следующие степени дробления:

- дробилки крупного дробления - до 5;

- конусные дробилки для среднего дробления при работе с поверочным грохочением - до 8-10;

- конусные дробилки для мелкого дробления при работе в замкнутом цикле - до 3-5;

Принимаем степени дробления по стадиям:

S_I= 4.0; S_II= 4.3;

S_III= S_общ/ (S_I· S_II)= 80 / (4.0 · 4.3) = 4.65.

Находим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:

D₂ = D₁/ S_I= 1200 / 4.0 = 300 мм;

D₃ = D₁/ S_I·S_II= 1200 / 4.0 · 4.3 = 70 мм;

D₇= D₁/ S_I· S_II· S_III = 1200 / 4.0 · 4.3 · 4.65 = 15 мм.

Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в I, II и III стадиях дробления:

для I стадии (операция I):

i_I= D₂/ Z₁= 300 / 1.5 = 200 мм,

где значение Z₁ снимаем с типовой для конусных дробилок крупного дробления (средние по крепости руды).

для II стадии (операция II):

i_II= D₃/ Z₂ = 70 / 1.8 = 40 мм,

где значение Z₂снимаем с типовой для конусных дробилок среднего и мелкого дробления (средние по крепости руд).

Учитывая крупность конечного продукта -15 мм, желательно для III стадии (операция IV) дробилку мелкого дробления устанавливать на минимальную выпускную щель, т.е. 5-6 мм, но дробилки больших размеров при таких малых щелях трудно устойчиво эксплуатировать. Практика показывает, что возможный размер щели 7-8 мм. Примем i_IV= 8 мм.

Определим необходимую минимальную ширину B_min приемных отверстий дробилок в каждой стадии по формулам (ширина приемных отверстий дробилок примерно на 10-20 процентов больше размера максимального куска, поступающего в дробилку):

В_I = (1,1 ё 1,2) · D₁ = (1,1 ё 1,2) · 1200 = 1320-1440 мм;

В_II = (1,1 ё 1,2) · D₂ = (1,1 ё 1,2) · 300 = 330-384 мм;

В_III = (1,1 ё 1,2) · D₉ = (1,1 ё 1,2) · 70= 77-84 мм.

Намечаем размеры отверстий грохотов для II и III стадий дробления (операции III и V). В операции предварительного грохочения размеры отверстий сита грохотов a принимают в пределах: ; в операции поверочного грохочения размеры отверстий сита немного большими условной максимальной крупности дробленого продукта. Исходя из этого:

для предварительного грохочения перед мелким дроблением: а_II_I = 17 мм;

для поверочного грохочения после мелкого дробления: a_V= 17 мм.

Эффективности грохочения для этих двух операций берем следующие:

E_III^-^a= E_V^-^a= 85%.

Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию. Приближенные значения масс продуктов, поступающих в дробилки, принимаем по ориентировочным выходам продуктов (по средним данным практики для средних руд).

Определяем ориентировочно выходы и объемные производительности продуктов, поступающих в каждую стадию дробления:

g₁= g₃= 100%; Q₁= Q₃= 2367.4 т/ч.

С учетом циркулирующей нагрузки: g₇= 85%;

Q₅₊₆= 0,85 · Q_д..ч= 0.85 · 2367.4 = 2012.3 т/ч.

Объемную производительность находим, деля массовую производительность на насыпную плотность, которая по данным практики составляет - 2,0 т/м³.

Q₁= Q₃= 2367.4 / 2 = 1183.7 м³/ч,

Q₅= 2012.3 / 2 = 1006.2 м³/ч.

Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводим в таблицу 2.1

Таблица 2.1 - Требования, предъявляемые к дробилкам

Стадии дробления	I	II	III
Размер наибольшего куска в питании, мм	1200	300	70
Ширина приемного отверстия, мм	1320-1440	330-384	77-84
Ширина разгрузочной щели, мм	200	40	8
Производительность: Q, т/ч Q, м³/ч	2367.4 1183.7	2367.4 1183.7	2012.3 1006.2

Выше перечисленным требованиям удовлетворяют дробилки, технические данные которых приведены в таблице 2.2

Таблица 2.2 - Технические характеристики выбранных к сравнению дробилок

Стадия дробления

Тип дробилки

Ширина приемного отверстия, мм

Предел регулирования

вых. щели, мм

Производительность, м³/ч.

ЩДП 15*21

ККД 1500/200

1500

200

550

1450

КСД-2200Гр

КСД-3000Т

350

475

30-60

25-50

360-610

425-850

III

КМД-2200Т

КМД-3000Т

100

5-15

6-20

160-220

320-440

С учетом требований к дробилкам на основании их технических характеристик выбираем типоразмер для каждой стадии дробления и определяем потребное количество дробилок для обеспечения заданной производительности.

Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:

N_др= Q_расч/ Q_i,

где Q_расч - требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м³/ч; Q_i- производительность дробилки выбранного типоразмера при требуемом размере выходной щели i, м³/ч.

Также определим коэффициенты загрузки дробилок k_i по формуле:

K_i = Q_об/ Q_др· n_,

где Q_об, Q_др - общая производительность цеха и производительность одной дробилки соответственно, м³/ч, n - число дробилок.

Для I стадии: N_др= 1183.7 / 1450 = 0.82 = 1 дробилка ККД-1500/200.

k_I= 1183.7 / (1450 · 1) = 0.82.

Для I стадии: N_др= 1183.7 / 550 = 2.2 необходимо 3 дробилка ЩДП 15*21.

k_I= 1183.7/ (550 · 3) = 0.72.

Для требуемой щели i производительность дробилки Q_i находят прямолинейной интерполяцией:

где Q_i, Q_min, Q_max - производительность дробилки при щелях соответственно i, i_min, i_max берем из таблицы 2.

Производим перерасчет производительностей дробилок на новую щель.

Перерасчет 2-й стадии дробления (среднее дробление - операция II):

КСД-2200Гр: м³/ч,

Для II стадии: N_др= 1183.7 / 443.3 = 2.7 3 дробилки КСД-2200Гр.

k_I_I= 1183.7 / (443.3 · 3) = 0.89.

КСД-3000Т: м³/ч,

Для II стадии: N_др= 1183.7 / 637.5 = 1.9 2 дробилки КСД-3000Т.

k_I_I= 1183.7 / (637.5 · 2) = 0.93.

Для конусных дробилок мелкого дробления, работающих в замкнутом цикле с грохотом, потребное число дробилок рассчитывается по формуле:

N_др= Q_расч / (Q_i· К_ц),

где К_ц - коэффициент цикла = 1.3-1.4.

Перерасчет 3-й стадии (операция IV):

КМД-2200Т: м³/ч,

N_др= 1006.2 / (178 · 1.3) = 4.3 5 дробилок КМД-2200T.

k_III= 1006.2 / (178· 1.3 · 5) = 0.89.

КМД-3000Т: м³/ч,

N_др=1006.2 / (336.8 · 1.3) = 2.3 3 дробилки КМД-3000Т.

k_III= 1006.2 / (471.52 · 3) = 0.71.

Для сравнивания вариантов дробилок составляем таблицу 2.3. Сравнение производится по установленной мощности, отражающей эксплуатационные расходы.

Таблица 2.3 - Варианты установки дробилок различных стадиях дробления

Стадия дробления	Тип дробилки	Производительность, м³/ч.	Ширина выходн. щели, мм.	Треб. число дробилок	Мощность двиг., кВт.
		требуемая	Одной дробилки			Одной	Всех
I	ЩДП 15*21	1183.7	550	200	3	250	750
	ККД1500/200	1183.7	1450	200	1	400	400
II	КСД-2200Гр	1183.7	443.34	40	3	250	750
	КСД-3000Т	1183.7	637.5	40	2	400	800
III	КМД-2200Т	1006.2	178	8	5	250	1250
	КМД-3000Т	1006.2	336.8	8	3	400	1200

По предварительному расчету выбираем к установке следующие типы дробильных аппаратов:

для первой стадии дробления одну дробилки ККД-1500/200

для второй стадии дробления две дробилки КСД-3000Т

для третьей стадии дробления три дробилки КМД-3000Т

Таблица 2.4 - Параметры принятых к установке дробилок

Стадия дробления	Типоразмер дробилки	Производительность, м³/ч	N	k_з	Установочная мощность, кВт	Масса, т
		Требуемая	Расчетная			Одной	Всех	Одной	Всех
I	ККД-1500/200	1183.7	1350	1	0.82	400	400	406	406
II	КСД-3000Т	1183.7	637.5	2	0.93	400	800	230	660
III	КМД-3000Т	1006.2	336.8	3	0.71	400	1200	230	690

Для проведения уточненного расчета схемы дробления строим гранулометрические характеристики для:

разгрузки дробилки среднего дробления;

разгрузки дробилки мелкого дробления.

Ситовая характеристика крупности продуктов разгрузки дробилки для среднего дробления представлена в таблице 2.5

Таблица 2.5 - Ситовая характеристика продукта дробилки среднего дробления

Классы крупности, мм	Выход, %
-150,0+100,0	1,1
-100,0+70,0	8,2
-70,0+50,0	18,1
-50,0+15,0	41,4
-15,0+10,0	2,4
-10,0+5,0	4,3
-5,0+2,0	4,1
-2,0	20,4
Всего:	100,0

Суммарная гранулометрическая характеристика разгрузки конусной дробилки среднего дробления приведена на рис. 2.3

Рис. 2.3 - Суммарная гранулометрическая характеристика разгрузки конусной дробилки среднего дробления

Находим массы продуктов по формуле и из уравнений баланса:

Q₅ = Q₃·,

где - содержание класса - a _I_IIмм. в разгрузке дробилки среднего дробления КСД, находим из рисунка 2 - ; - эффективность классификации на сите a_I_II мм, а_I_II= 17 мм,

Q₄ = 2367.4·0.35·0.85 = 704.3 т/ч; ?₄= Q₄· 100 / Q₁= 70430 / 2367.4 = 29.7%.

Из уравнения баланса:

Q₅= Q₃- Q₄= 2367.4 - 704.3 = 1663.1 т/ч; ?₅=?₁ - ?₅= 100 - 29.7 = 70.3%.

Ситовая характеристика крупности представлена в таблице 2.6.

Таблица 2.6 - Ситовая характеристика продукта дробилки мелкого дробления

Классы крупности, мм	Выход, %
+20,0	9,3
-20,0+15,0	19,5
-15,0+10,0	8,3
-10,0+5,0	20,8
-5,0+2,0	9,4
-2,0+1,0	6,8
-1,0+0,8	0,9
-0,8+0,56	4,5
-0,56+0,4	3,4
-0,4+0,28	4,5
-0,28+0,2	5,5
-0,2+0,14	3,2
-0,14+0,1	4,5
-0,1+0,071	3,1
-0,071+0,044	2,3
-0,044	3,3
Всего:	100,0

Гранулометрическая характеристика крупности продуктов разгрузки дробилки для мелкого дробления приведена на рис. 2.4

Рис. 2.4 - Гранулометрическая характеристика продукта дробилки мелкого дробления

Находим массы продуктов:

Q₅+ Q₈ = Q₅· [1/(E_V^-^a_V) + b₅⁺^a_III /b_V^-)] = 1663.1 · (1 / 0.85 + 0.65 / 0.84) =

= 3249.4 т/ч; g₅₊g₈= 3249.4· 100 / Q₁= 135.3%

Q₈ = 3249.4 - Q₅= 3249.4 - 1663.1 = 1586.3 т/ч; g₈= Q₈· 100 / Q₁= 65%;

Q₅= Q₇= 1663.1 т/ч; g₅=g₇= 70.3%;

Q₉ = Q₄+ Q₇= 704.3 + 1663.1 =2367.4 т/ч;

Q₁= Q₉= 2367.4 т/ч.

Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию. Определим требуемое количество принятых к установке дробилок и коэффициенты их загрузки, используя полученные при расчетах значения масс продуктов, полученных по уточным расчетам. Данные вносим в таблицу 2.7.

Q₁= 2367.4 / 2.0 = 1183.7 м³/ч; Q₃= 2367.4 / 2.0 = 1183.7 м³/ч;

Q₆= 3249.4 / 2.0 = 1624.7 м³/ч.

Окончательно, устанавливаем:

- в крупном дроблении - N_др= 1183.7 / 1350 = 0.87; k_I= 1183.7 / (1350 · 1) = 0.87;

- в среднем дроблении - N_др= 1183.7 / 637.5 = 1.85; k_I_I= 1183.7 / (637.5 · 2) = 0.92;

- в мелком дроблении - N_др= 1624.7 / (336.8 · 1.4) = 3.4; k_I_V= 1624.7 / (471.52 · 4) = 0.86.

По предварительному расчету было: k_I= 0.82; k_I_I= 0.93; k_I_II=0.71.

Значения k_iпо предварительному расчетам приблизительно равны, поэтому окончательно принимаем к установке следующие типы дробилок:

для первой стадии дробления одну дробилки ККД-1500/200- 1 дробилка;

для второй стадии дробления две дробилки КСД-3000Т- 2 дробилки;

для третьей стадии дробления три дробилки КМД-3000Т - 4 дробилки.

Основные технологические параметры выбранных к установке дробилок указаны в таблице 2.7

Таблица 2.7 - Параметры принятых к установке дробилок

Стадия дробления	Типоразмер дробилки	Производительно- сть, м³/ч	N	k_з	Установочная мощность, кВт	Масса, т
		Требуе-мая	Расчет-ная			Одной	Всех	Одной	Всех
I	ККД-1500/180	1260.51	1350	1	0.82	400	400	406	406
II	КСД-3000Т	1260.51	637.5	2	0.93	400	800	230	660
III	КМД-3000Т	1510.97	336.8	4	0.71	400	1200	230	690

2.4 Выбор и расчет оборудования для операций грохочения

В подверженном дроблению материале всегда есть куски руды мельче того размера, до которого дробится руда. Для выведения таких кусков руды из материала, который идет на дробление, с получением готового по крупности продукта применяют классификацию - процесс разделения рудного сырья по крупности.

Грохочение - процесс разделения рудного сырья на классы по крупности, осуществляемый на просеивающей поверхности (решетах, ситах и др.). Аппараты, на которых осуществляется процесс грохочения, называются грохотами.

Для удобства компоновки и снижения затрат при капитальном строительстве грохота должны работать в паре с дробилками, следовательно, перед второй стадией дробления необходимо установить три грохота, а перед третьей стадией дробления требуется установка двух грохотов.

Требуемую площадь грохочения F рассчитываем по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов на условия грохочения по формуле:

где - производительность по исходному питанию, т/ч; k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, определяемые по справочным данным; q - удельная производительность грохота по насыпному объёму при заданном отверстии сита, м/ч; с_н- насыпная плотность руды, т/м;

При определении рабочей площади сита F для выбора коэффициентов (k) и (l) необходимо знать содержание в питании зерен размером меньше половины отверстий сита и избыточных зерен размером больше отверстий сита.

Расчет грохотов для предварительного грохочения перед мелким дроблением (III операция): Q_исх= 2367.4 т/ч;

Q = 26.5 м³/м³·ч - удельная производительность на 1 м² поверхности сита при отверстиях сита 17 мм;

с_н = 2.0 т/м³ - насыпная плотность руды; k = 0.7 - коэффициент влияния мелочи;

l = 2.0 - коэффициент влияния крупных зерен; m = 1.2 - коэффициент эффективности грохочения при E_III= 85%; n = 1 - коэффициент формы зерен; o = 1 - коэффициент влажности; p = 1 - коэффициент способа грохочения.

Находим необходимую площадь сита:

F = 2367.4 / (26.5 · 2 · 0.7 · 2 · 1.2 · 1 · 1 · 1) = 2367.4 / 89.04 = 26.6 м².

Определяем потребную площадь на одну дробилку: N_F= 26.6 / 2 = 13.3 м².

К установке принимаем 2 самобалансных грохота типа ГСТ 71М (на каждую дробилку по одному), с площадью просеивающей поверхности F = 15.5 м².

К установке принимаем 4 самобалансных грохота тяжелого типа ГСТ 71М (на каждую дробилку по одному), с площадью просеивающей поверхности F = 15.5 м². Грохот односитный ГИСТ 71 предназначен для разделения по крупности сыпучих материалов объемной массой насыпного груза до 2,8т/м3 при угле наклона просеивающей поверхности 0-5 градусов на операциях обезвоживания, обесшламливания, мокрого и сухого грохочения (с поверхностной влагой материала не более 5%), а также отмыва суспензии от продуктов обогащения. Грохот изготавливается в опорном исполнении с приводом через гибкую (лепестковую) муфту. Основные технические параметры выбранных грохотов приведены в таблице 2.8

Таблица 2.8 - Основные технические параметры выбранных грохотов

Параметры	ГСТ-71М
Производительность по питанию (регулируемая), т/ч, не более	1500
Размеры просевающей поверхности, мм	25006200; 25004000
Количество сит	1
Угол наклона короба, град	0 … 5
Амплитуда колебаний (полуразмах), мм	4,1 … 8,1
Мощность привода, кВт	2 · 22
Габаритные размеры, мм длина ширина высота	6950 4040 2275
Масса грохота, кг	17300

2.5 Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схем обогащения

Найдём число исходных показателей по формуле:

N = C · (n_p- a_p+ 1) - 1,

где С = 1 + е, е - число определяемых компонентов, по которым рассчитывается схема С = 1 + 1 = 2; n_p- число продуктов разделения = 12; a_p - число операций разделения = 6;

N = 2 · (12 - 6 + 1) - 1 = (2 · 7) - 1 = 14 - 1 = 13.

Найдём число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки по формуле:

N_п= С · (n_p- a_p) = 2 · (12 - 6) = 12.

Найдём число исходных показателей, относящихся к руде по формуле:

N_р= N_п- N = 13 - 12 = 1.

Найдём максимальное возможное число извлечений, задаваемых по схеме для продуктов обработки по формуле: N _е_max= n_p- a_p= 12 - 6 = 6

Найдем число показателей содержания в продуктах обработки по формуле:

N_в= N - N _е_max= 13 - 6 = 7

Задаёмся исходными показателями е и в для следующих продуктов:

по извлечению: e_15,--e_18,--e_21,--e_23,--e_26--;

по содержанию:--b₁₂,--b_15,--b_18,--b_21,--b_23,--b_26.

e₁₅=93,89.--e₁₈=236,35,--e₂₁=235.94,--e₂₃=91.4.e₂₆=_.25%;

b₁₂=24,3,_--b₁₅=44,85,_--b₁₈=58,74,--b₂₁=6_,18,_--b₂₃=61,92,--b₂₆=6,13--%.--

Исходные показатели для расчета схемы:

--e₉=--1__--%;------g_9--=--1__--%;----b_9----=--22.5--%.

Находим недостающие показатели по уравнениям баланса.

Рассчитываем выхода продуктов. для которых имеются содержания по формуле:

------------g=(b₁*e_n)/b_n

Рассчитываем недостающие показатели содержания по формуле: ?

b_n=(e_n*b₁)/g_n,_--

Рассчитываем абсолютные массы продуктов по формуле:

Q_n= Q₁* g_n,

Исходя из рассчитанной ранее производительности корпуса дробления, принимаем часовую производительность главного корпуса равную Q_ч =Q _к.д.ч= 2367.4 т/ч.

Результаты расчёта качественно-количественной схемы приведены в таблице 2.9.

Таблица 2.9 - Результаты расчёта качественно-количественной схемы обогащения

№	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	g,%	b,%,	e,%,
VI 9	Измельчение 1 стадия поступает: Дробленая руда Вода	2367.4 -	100 -	22.5 -	100 -
	Итого	2367.4	100	22.5	100
10	выходит: Слив мельницы	2367.4	100	22.5	100
	Итого	2367.4	100	22.5	100
VII 10	ММС - 1-ая стадия поступает: Слив мельницы Вода	2367.4 -	100 -	22.5 -	100 -
	Итого	2367.4	100	22.5	100
11 12	выходит: Концентрат ММС-I Хвосты ММС-I	1091.4 1276.0	46.1 53.9	45.8 2.6	93.8 6.2
	Итого	2367.4	100	22.5	100
VIII 11	Грохочение поступает: Концентрат ММС-I Вода	1091.4 -	46.1 -	45.8 -	93.8 -
	Итого	1091.4	46.1	45.8	93.8
13 14	выходит: Надрешетный продукт Подрешетный продукт	778.9 312.5	32.9 13.2	44.6 48.4	65.3 28.5
	Итого	1091.4	46.1	45.8	93.8
IX 13 18	Классификация поступает: Надрешетный продукт Слив мельницы 2-ст. Вода	778.9 2083.3 -	32.9 88.0 -	44.6 58.8 -	65.3 230.0 -
	Итого	2862.2	120.9	54.9	295.3
16 17	выходит: Пески классификации Слив классификации	2083.3 778.9	88.0 32.9	58.8 44.6	230.0 65.3
	Итого	2862.2	120.9	54.9	295.3

Таблица 2.10 - Баланс основных технологических показателей

№ продуктов	Наименование продуктов	Q, т/ч	g,%	e,%	Вода, м³/ч
1	Поступает: Исходное питание	2367.4	100	100	Поступает -7383.6
12 20 22 23 24	выходит: Хвосты ММС-1 стадия Хвосты ММС-2 стадия Хвосты ММС-3 стадия Кек в/фильтров Фильтрат и перелив в/ф	1276.0 286.6 44.9 748.1 11.8	6.2 2.1 0.3 90.0 1.4	53.9 12.1 1.9 31.6 0.5	Уходит из процесса 1111.6 1741.6 3991.1 67.3 472.0
	Итого	2367.4	100	100	7383.6

Согласно заданной технологической схеме (рисунок 2.2) рассчитывается водно-шламовая схема, целью расчета которой является: обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях схемы; определение количества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношений Ж:Т в продуктах схемы; определение объемов пульпы для всех продуктов и операций схемы; определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.

Принятые обозначения: R_n- весовое отношение жидкого к твердому в операции или в продукте, численно равное отношению м³ воды /1 т твердого (этот параметр задаем); Т - процентное содержание твердого; W_n - количество воды в операции или в продукте, м³в единицу времени; L_n - количество воды, добавляемой в операцию или к продукту, м³в единицу времени; S_n- влажность продукта в долях единицы;V_n - объем пульпы в продукте, м³в единицу времени;ln - удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные операции, м³/т твердого.

Согласно заданной схеме, представленной на рисунке 2.5, рассчитываем водно-шламовую схему, используя при расчете следующие основные соотношения:

Расчет потребного количества воды для продукта или операции:

м³/ч.

Количество свежей воды, которое необходимо добавить в операцию для обеспечения заданного разжижения:

L_оп= W_оп - W_исх_, м³/ч.

Влажности продукта, т.е. отношение массы воды в продукте к массе воды и твердого в нем, доли ед.:

Расчет потребного количества воды для операции по содержанию твёрдого в пульпе:

W_оп= (Q_исх (100 - _тв)) / _тв_,

где _тв- содержание твердого в пульпе, %.

Расчёт объёма пульпы в продукте:

где дn- плотность твердого в продукте и равная 2.9 т/м³;

Результаты расчёта водно-шламовой схемы приведены в таблице 2.11

Таблица 2.11 - Результаты расчёта водно-шламовой схемы обогащения

№	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	R	W, м³/ч	V, м³/ч
VI 9	Измельчение 1 стадия поступает: Дробленая руда Вода	2367.4 -	0.01 -	23.7 686.7	804.9 686.7
	Итого	2367.4	0.3	710.4	1491.6
10	выходит: Слив мельницы	2367.4	0.3	710.4	1491.6
	Итого	2367.4	0.3	710.4	1491.6
VII 10	ММС - 1-ая стадия поступает: Слив мельницы Вода	2367.4 -	0.3 -	710.4 946.9	1491.6 946.9
	Итого	2367.4	0.7	1657.3	2438.5
11 12	выходит: Концентрат ММС-I Хвосты ММС-I	1091.4 1276.0	0.5 0.9	545.7 1111.6	916.8 1521.7
	Итого	2367.4	0.7	1657.3	2438.5
VIII 11	Грохочение поступает: Концентрат ММС-I Вода	1091.4 -	0.5 -	545.7 545.7	916.8 545.7
	Итого	1091.4	1.0	1091.4	1462.5
13 14	выходит: Надрешетный продукт Подрешетный продукт	778.9 312.5	0.8 1.5	622.6 468.8	887.5 575.0
	Итого	1091.4	1.0	1091.4	1462.5
IX 13 18	Классификация поступает: Надрешетный продукт Слив мельницы 2-ст. Вода	778.9 2083.3 -	0.8 0.6	622.6 1249.9 3279.4	887.5 1958.2 3279.4
	Итого	2862.2	1.8	5151.9	6125.1
16 17	выходит: Пески классификации Слив классификации	2083.3 778.9	0.5 5.3	1041.7 4110.2	1750.0 4375.1

Баланс общей воды выражается равенством:

где - количество воды, поступающее с исходным сырьем; - суммарное количество воды, добавляемой в процесс; - суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами.

Из уравнения следует, что расход общей воды будет:

- Определим расход воды на 1 тонну руды:

Q = / 2367.4 = 3.11 м³/ч.

Все приведенные выше подсчеты относятся к воде, потребляемой для технологических целей. Чтобы определить общую потребность воды для обогатительной фабрики, необходимо учесть еще расход ее на смыв, промывку аппаратов (в случае их остановки) и на другие нужды. Обычно при проектировании принимают, что общее потребление воды фабрикой на 10-15 процентов превышает потребление воды для технологических целей.

В результате расчета качественно - количественной схемы получаем железорудный концентрат со следующими технологическими показателями:

g_23--=--31.6%;----b_23--=--64._--%;--e_23--=--9_._--%.

2.6 Выбор и расчет 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.

В ряде случаев для проектируемых условий может быть применен только один тип аппарата. Однако часто для осуществления одной и той же операции могут быть применены аппараты разных типов. Правильный выбор в этом случае может быть сделан только на основании технико-экономического сравнения отдельных типов аппаратов. Решающую роль в процессе выбора типа аппарата играет учет накопленных практических данных по эксплуатации подобных аппаратов, работающих в условиях, аналогичных условиям проектируемой обогатительной фабрики.

Выбор и расчет оборудования для измельчения

Наиболее часто применяются два метода расчета производительности мельницы - по удельной производительности и по эффективности измельчения. Удельную производительность определяют по исходной руде или чаще - по вновь образуемому расчетному классу (обычно - 0,074 мм) на единицу объема барабана мельницы, а затем подсчитывают общую производительность мельницы.

Эффективность измельчения определяют в тоннах готового продукта или чаще в тоннах вновь образуемого расчетного класса на 1 кВт · ч затраченной энергии, а затем, с учетом потребляемой мельницей мощности, подсчитывают общую производительность мельницы. При определении удельной производительности и эффективности измельчения проектируемой мельницы основываются на данные практики, полученные на какой-либо действующей обогатительной фабрике, где мельницы работают в условиях, близких к оптимальным, а свойства руды и процесс измельчения в достаточной мере стабильны.

Исходя из технологии обогащения, принятой при проектировании фабрики, процесс измельчения производится по двухстадиальной схеме. В первой стадии используются стержневые мельницы для подготовки руды к последующему измельчению в шаровых мельницах. Шаровые мельницы используются во второй стадии для получения более тонкого помола.

- Расчет I - стадии измельчения - операция VI:

Q_исх= 2367.4 т/ч

Необходимо выбрать размер мельниц и подсчитать необходимое их число для измельчения руды от 15 мм до крупности 50% класса - 0,074 мм. Содержание класса - 0,074 мм в исходной руде - 10%. На действующей фабрике руда перерабатывается мельницами МСЦ 36004500.

Для проектируемой фабрики необходимо сравнить варианты установки мельниц для первой стадии измельчения:

МСЦ 36004500 - принята за эталонную;

МСЦ 40005500;

МСЦ 45006000.

Поскольку удельная производительность мельницы по проектируемой руде, как правило, не известна, ее определение выполняется сравнением с удельной производительностью мельницы, принятой за эталон. В этом случае расчетная удельная производительность проектируемой мельницы находится по формуле:

q= q_Э · K_И · K_К · K_Т · K_D, т/(м³ · ч),

где q - удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образованному классу -0.074 мм, т/(м³ · ч);

q_Э - удельная производительность мельницы, принятой за эталон и работающей на эталонной руде, по вновь образованному классу - 0.074 мм, т/(м³ · ч);

K_И - коэффициент измельчаемости, численно равный отношению удельных производительностей мельницы на проектируемой руде к эталонной (определяется в промышленных или лабораторных условиях). При отсутствии таких данных берётся по справочным данным.

K_К - коэффициент, учитывающий различие в крупностях питания и измельчения для руды, проектируемой к переработке и эталонной руды. Численное значение коэффициента находят по формуле: K_К = m₂ / m₁,

где m₂ - относительная удельная производительность мельницы, принятой к проектированию, по расчетному классу при запроектированной крупности питания и измельчения; m₁ - относительная удельная производительность эталонной мельницы по расчетному классу при запроектированной крупности питания и измельчения.

K_Т - коэффициент, учитывающий различие в типах мельниц. Значение коэффициента принимается в зависимости от типа проектируемой и эталонной мельниц.

K_D - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабана проектируемой и эталонной мельниц. Численное значение K_D находят по формуле:

где D_пр - диаметр барабана проектируемой мельницы, м; D_эт - диаметр барабана эталонной мельницы, м;

Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу -0.074 мм действующей мельницы:

т/м³.

По справочным данным определяем значение коэффициента К_И для сравниваемых мельниц:

К_И= 1.1.

Определяем значение коэффициента К_К для сравниваемых мельниц по формуле

K_К = m₂ / m₁

Тогда:

К_К= 0.959 / 0.914 = 1.05.

Определяем значение коэффициента К_Т для сравниваемых мельниц. Так как разницы в типах мельниц нет (эталонная и проектируемые мельницы МСЦ), то значение коэффициента К_Тпринимаем:

К_Т= 1.

Определяем значение коэффициента К_D по формуле (2.16):

Для МСЦ 40005500:

Для МСЦ 45006000:

Определяем удельную производительность мельниц, выбранных для сравнения, используя найденные значения коэффициентов и удельную производительность эталонной мельницы:

Для МСЦ 40005500: q = 2.33 · 1.1 · 1.05 · 1 · 1,05 = 2.83 т/(м³ · ч);

Для МСЦ 45006000: q = 2.33 · 1.1 · 1.05 · 1 · 1,12 = 3.01 т/(м³ · ч).

Рабочие объемы барабанов мельниц берем по справочным данным:

МСЦ 3,64,5: V = 40 м³;

МСЦ 4,05,5: V = 60 м³;

МСЦ 4,56,0: V = 85 м³.

Определяем производительность мельниц по руде по следующей формуле:

где: V - рабочий объем мельницы.

МСЦ 3.64.5:

т/ч;

МСЦ 4,05,5:

т/ч;

МСЦ 4,56,0:

т/ч.

Определяем расчетное число мельниц по формуле:

МСЦ 3,64,5:

МСЦ 4,05,5:

МСЦ 4,56,0:

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по установочной мощности, суммарной массе. При сравнении вариантов необходимо учитывать и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц, такие как: потребный объем здания, требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования. В таблице 2.12 приведены основные параметры необходимые для сравнения.

Таблица 2.12 - Сравнение вариантов мельниц по основным показателям

Размеры мельниц, DL, мм	Количество	Масса мельниц, т	Установочная мощность, кВт	Коэффициент запаса
		Одной	Всех	Одной	Всех
МСЦ 36004500	11	159	1749	1000	11000	11:10.2=1.07
МСЦ 40005500	6	250	1500	2000	12000	6:5.6=1.07
МСЦ 45006000	4	310	1240	2500	10000	4:3.7=1.08

При сравнении мельниц по основным техническим характеристикам вариант установки 4 мельницы МСЦ 4.56.0 м оказался более выгодным по следующим причинам:

- количество мельниц: необходимо 4 мельниц МСЦ 4.56.0 м, тогда как мельниц типа МСЦ 3,64,5 м; МСЦ 4,05,5 м требуется 11, 6 соответственно. Это говорит о том, что при установке мельниц МСЦ 4.56.0 м удастся сэкономить в объеме здания и на всем вспомогательном оборудовании (конвейеров, насосов и т.д.).

- капитальные затраты (транспортировка, установка и др.) будут ниже, чем у других вариантов.

- коэффициент запаса 1,08. Это говорит о том, что при использовании данного типа мельниц создастся резерв по оборудованию, поэтому не придется устанавливать дополнительную резервную мельницу.

- масса мельницы МСЦ 4.56.0 м больше, чем у других сравниваемых типов мельниц и поэтому нам потребуется большая грузоподъемность крана и транспортирующего оборудования.

- Расчет II - стадии измельчения (оп.VI) производим аналогично расчету I - стадии.

Q_исх= 2083.3 т/ч.

Содержание класса -0.074 мм в исходном питании и конечном продуктах - 50 процента и 85 процентов соответственно. На действующей фабрике для измельчения второй стадии применяются мельницы МШР 36005000.

Для проектируемой фабрики необходимо сравнить варианты установки мельниц для первой стадии измельчения:

МШР 36005000 - принята за эталонную;

МШР 45005000;

МШР 45006000.

Удельную производительность по вновь образуемому классу -0.074 мм действующей мельницы берем по данным практики:

т/м³.

По справочным данным определяем значение коэффициента К_И для сравниваемых мельниц:

К_И= 1.07.

Определяем значение коэффициента К_К для сравниваемых мельниц:

К_К= 1 / 0.914 = 1.05.

Определяем значение коэффициента К_Т для сравниваемых мельниц. Так как разницы в типах мельниц нет (эталонная и проектируемые мельницы МШР), то значение коэффициента К_Тпринимаем:

К_Т= 1.

Определяем значение коэффициента К_D по формуле

Для МШР 45005000 и МШР 45006000:

Для МШР 45005000 и МШР 45006000: q = 2.02·1.07·1.05·1·1.12 = 1.38 т/(м³ · ч);

Рабочие объемы барабанов мельниц берем по справочным данным:

МШР 3,65,0: V = 45 м³;

МШР 4,55,0: V = 68 м³;

МШР 4,56,0: V = 85 м³.

Определяем производительность мельниц по руде по формуле

МШР 3,65,0: т/ч;

МШР 4,55,0: т/ч;

МШР 4,56,0: т/ч.

Определяем расчетное число мельниц по формуле:

МШР 3,65,0:

МШР 4,55,0:

МШР 4,56,0:

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине, требующейся для каждого варианта установочной мощности, суммарной массе. В таблице 2.13 приведены основные параметры необходимые для сравнения.

Таблица 2.13 - Сравнение вариантов мельниц по основным показателям

Размеры мельниц, DL, мм	Количество	Масса мельниц, т	Установочная мощность, кВт	Коэффициент запаса
		Одной	Всех	Одной	Всех
МШР 36005000	7	160	1120	1250	8750	7:6.99=1.00
МШР 45005000	8	275	2200	2500	20000	8:7.95=1.01
МШР 45006000	7	312	2184	2500	17500	7:6.2=1.13

Из сравнения мельниц по основным техническим характеристикам видно, что вариант установки 7 мельниц МШР 4,5 6,0 м оказался более выгодным по следующим причинам:

- Количество мельниц: необходимо 7 мельниц МШР 4,5 6,0 м, тогда как мельниц типа МШР 3,65,0 м; МШР 4,55,0 м требуется 7, 8. Это говорит о том, что при установке мельниц МШР 4,5 6,0 м удастся сэкономить в объеме здания и на всем вспомогательном оборудовании (потребуется меньшее количество гидроциклонов, насосов и т.д.), а так же на расходных материалах необходимых для оптимальной и бесперебойной работы мельничного отделения.

- Установочная мощность больше, поэтому применение именно таких мельниц не уменьшит энергопотребление цеха в целом, но коэффициент запаса больше, чем у других вариантов, а значит не потребуется установка резервной мельницы, сто уменьшит затраты капитальном строительстве, что сейчас является очень важным с точки зрения экономии денежных средств.

- Капитальные затраты (транспортировка, установка и др.) будут ниже, чем у других вариантов.

Также нужно отметить, что масса мельницы МШЦ 4,5 6,0 м больше, чем у других сравниваемых типов мельниц и поэтому нам потребуется большая грузоподъемность крана и транспортирующего оборудования.

В первой стадии измельчения установлены мельницы аналогичного типоразмера, что позволит облегчить общий ремонтный процесс измельчительного оборудования.

Техническая характеристика мельниц, выбранных для первой и второй стадии измельчения, приведена в таблице 2.14.

Таблица 2.14 - Техническая характеристика выбранных мельниц

Параметры	Показатели
	МСЦ 4,5 6,0	МШР 4,5 6,0
Толщина футеровки, мм	120	120
Внутренние размеры барабана (без футеровки), мм: Диаметр Длина	4500 6000	4500 6000
Рабочий объем, м³	85	85
Масса стержневой (шаровой) загрузки, т	196	177
Мощность привода, кВт	2500	2500
Масса мельницы, т	312	312

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.

I стадия классификации (операция IX):

Максимальная крупность зерен в сливе 0.5 мм, производительность по исходному питанию 2862.2(68692.8 ), по пескам 2083/3(49999.2 )/

Определяем максимальный диаметр гидроциклонов при отношении по формуле:

где - содержание твердого в исходной питании, равное 35 процентов; и ₀ - плотность твердой и жидкой фазы, т/м³(2.9 т/м³ и 1.0 т/м³ соответственно); - максимальная крупность зерен в сливе; Н - давление пульпы на входе в гидроциклон.

- для Н=0.5 кГ/см²:

см;

- для Н=1.0 кГ/см²:

см;

- для Н=1.5 кГ/см²:

см.

Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 710, 1000, 1400 мм.

Определяем производительность гидроциклонов по формуле:

для гидроциклона D=710 мм: V₁=;

- для гидроциклона D=1000 мм: V₂=;

- для гидроциклона D=1400 мм: V₃=.

Минутный дебит пульпы:

(2.20)

Число гидроциклонов:

- для гидроциклона D=710 мм: ;

- для гидроциклона D=1000 мм: ;

- для гидроциклона D=1400 мм: .

Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам.

В соответствии с принятым отношением , расчетные диаметры отверстий песковых насадок будут:

Удельные нагрузки по пескам:

- для гидроциклона D=710 мм:

;

- для гидроциклона D=1000 мм:

;

- для гидроциклона D=1400 мм:

Удельная нагрузка должна быть в пределах 0.5-2 площади живого сечения пескового насадка. Для ГЦ-71 и ГЦ 1000 удельная нагрузка лежит в пределах нормы, следовательно необходимо выбирать из этих двух вариантов.

В результате расчета выявлено, что следует установить 14 гидроциклонов D=1000 мм (на каждую мельницу по два - один рабочий, один резервный), так как при меньшем количестве они не будут обеспечивать требуемую производительность. Технические характеристики выбранного гидроциклона представлены в таблице 2.15.

Таблица 2.15 - Техническая характеристика гидроциклона1000 мм

Параметр	Гидроциклон 1000 мм
Диаметр гидроциклона, мм	1000
Угол конусности, град	20
Диаметр сливного отверстия, мм	200-400
Диаметр пескового отверстия, мм	80-250
Габаритные размеры: длина ширина высота	1500 1600 4500
Производительность, м³/ч при напоре 1 кгс/см²	280-1000

Выбор и расчет оборудования для мокрой магнитной сепарации

Для мокрого обогащения сильномагнитных руд применяются барабанные магнитные сепараторы со слабым полем с нижним питанием, прямоточной, противоточной и полупротивоточной ваннами.

У прямоточных сепараторов через зону извлечения проходит весь объем питания, тогда как у противоточных и полупротивоточных - в основном немагнитная его часть. При низком содержании магнитной фракции в питании, т.е. при большом выходе хвостов (>50 процентов), технологические показатели работы сепараторов с тремя типами ванн близки между собой. При высоком же содержании магнитной фракции в питании, т.е. при малом выходе хвостов (<30 процентов), технологические показатели работы прямоточных сепараторов значительно уступают показателям работы противоточных и полупротивоточных сепараторов.

Прямоточные сепараторы пригодны для руды крупностью 6 мм, и менее, противоточные - для руды крупностью 2 (3) мм, и менее, полупротивоточные - для руды крупностью 0.3 мм и менее. Полупротивоточные сепараторы можно применять и на более крупном материале - на сливе классификаторов или гидроциклонов крупностью минус 0.5 плюс 0 мм (60-70 процентов класса -0.074 мм). Однако в этом случае для обеспечения их надежной работы необходимо полностью исключить возможность попадания в сепаратор случайных крупных кусков руды.

Сепараторы с различными типами ванн при прочих равных условиях обеспечивают за один прием обогащения примерно одинаковое качество магнитного продукта. Для последовательного осуществления нескольких приемов обогащения с перечисткой магнитного продукта необходимо учитывать удобство компоновки сепараторов с различными ваннами. Конструктивные особенности прямоточных и полупротивоточных сепараторов позволяют компоновать их горизонтально. Компоновка противоточных сепараторов требует значительного перепада высот (600 - 1000 мм) между соседними сепараторами.

Прямоточные сепараторы при прочих равных условиях потребляют мощность, меньшую в 1.5-2 раза, чем противоточные. Полупротивоточные сепараторы по потребляемой мощности занимают промежуточное положение. Противоточные сепараторы по сравнению с прямоточными и полупротивоточными имеют наибольший износ барабана и ванны.

- Расчет сепараторов для операции VII.

Для I стадии обогащения на разгрузке стержневой мельницы, работающей в замкнутом цикле с гидроциклонами, рекомендуются противоточные сепараторы.

Производительность сепаратора для мокрой сепарации сильномагнитных руд подсчитывается по нормам удельной нагрузки на 1м²ширины питания по формуле:

где Q - производительность по исходному питанию, т/ч; n - число барабанов для основной сепарации; n=1; L - длина барабана, м; L= 3.0 м; q - удельная нагрузка; т/м•ч.

Расчёт необходимого количества аппаратов производится по формуле:

Примем для VII операции: q= 52 т/м²•ч:

К установке в первой стадии магнитной сепарации (ММС-I) принимаем 16 противоточных сепараторов марки ПБМ-П-120/300.

- Расчет сепараторов для операций - XI, XII.

Для магнитной сепарации II - ой и III - ей стадий принимаем полупротивоточные магнитные барабанные сепараторы типа ПБМ-ПП-120/300, предназначенные для обогащения сливов гидроциклонов, классификаторов или песков дешламаторов.

Примем для операции XI: q= 18 т/м²·ч:

К установке в третьей стадии магнитной сепарации (ММС 2-ая стадия) принимаем 21 полупротивоточных сепаратора марки ПБМ-ПП-120/300.

Примем для операции XII: q= 13 т/м²·ч:

К установке в третьей стадии магнитной сепарации (ММС 3-ая стадия) принимаем 21 полупротивоточных сепаратора марки ПБМ-ПП-120/300.

Технические характеристики сепараторов ПБМ-П-120/300 и ПБМ-ПП-120/300 приведены в таблице 2.16.

Таблица 2.16 - Технические характеристики ПБМ-П-120/300 и ПБМ-П-120/300

Параметр	Значение
	ПБМ-П-120/300	ПБМ-ПП-120/300
Длина рабочей части, мм	1200	1200
Длина барабана, мм	3000	3000
Напряжение магнитного поля на поверхности барабана, кА/м (Э), не менее	125 (1570) 118 (1480)	105 (1320) 125 (1570)
Крупность кусков питания, мм, не более	2.0	0.2
Мощность электропроводов, кВт	7.5	7.5
Габаритные размеры, мм: длина ширина высота	4000 2700 2700	4000 2700 2700
Масса не более, кг	7400	7400

Выбор и расчет оборудования для грохочения

За основу при проектировании было взято предприятие АО «Ковдорский ГОК», где успешно в течение многих лет перерабатывают аналогичные руды и получают железорудный концентрат качества. Для операции тонкого грохочения применяются грохота «Деррик Стэк Сайзер» с мультипитанием.

Исходя из данных практики примем нагрузку на грохот равную 110.0 т/ч. Исходное питание в операцию грохочения равно 1091.4 т/ч.

Тогда потребное число грохотов:

n = 1091.4 / 110.0 = 10.

К установке примем 10 грохота «Стэк Сайзер» фирмы Деррик. Технические характеристики выбранных грохотов приведены в таблице 2.17.

Таблица 2.17 - Техническая характеристика грохотов «Стэк Сайзер»

Параметр	Значение
Размер ячейки, мм	0.23ч0.35
Площадь просеивающей поверхности, м²	0.704
Угол наклона, град	17
Плотность питания, %	30ч55
Частота, Гц	41ч47
Эл.двигатель Мощность привода, кBт Число оборотов, об/мин	SG-380/400-50 2 ·1.83 1500
Масса, кг	4914

Выбор и расчет оборудования для фильтрации

При поступлении на фильтрование тонкоизмельченных продуктов применяются дисковые вакуум-фильтры. Они хорошо зарекомендовали себя на действующих производствах и отличаются надежностью и достаточной производительностью. Смена фильтрующей ткани в этих фильтрах производится установкой заранее заготовленных секторов и не требует длительных остановок фильтра.

Выбор типа вакуум-фильтра определяется в основном характеристикой крупности твердой фазы, ее плотностью, требуемой производительностью и кондициями на влажность. [5,9]

Определяем требующуюся площадь фильтрования для операции XIX по формуле:

S = Q_исх/ q,

где Q_исх = 752.9 т/ч - питание вакуум-фильтров.

q =0.5 т/(м²·ч) - удельная производительность вакуум-фильтра по концентрату.

Тогда площадь фильтрования равна:

S = 752.9 / 0.5 = 1505.8 м².

Определяем требующееся число вакуум-фильтров:

n = S / S_ф_,

где S_ф- площадь фильтрующей поверхности, указанная в каталогах производителей.

Для выбора оптимального варианта установки рассмотрим три типоразмера вакуум-фильтров:

- для ДОО 100-3,75: n = 1505.8 / 100 = 15.1 = 16 шт.;

- для ДОО 160-3,75:n = 1505.8 / 160 = 9.4 =10 шт.;

- для ДОО 250-3,75: n = 1505.8 / 250 = 6,02= 7 шт.

В таблице 2.18 представлены параметры сравнения, исходя из которых производится выбор необходимого оборудования.

Таблица 2.18 - Сравнение вариантов установки вакуум-фильтров

Типоразмер в/ф	S фильтрующей поверхности, м²	Количество, шт.	Установочная мощность, кВт	Мощность всех фильтров
ДОО 100-3,75	100	16	3	48
ДОО 160-3,75	160	10	8	80
ДОО 250-3,75	250	7	11	77

Принимаем к установке 7 вакуум-фильтров типа ДОО 250-3,75 и 3 берём в резерв. Вакуум-фильтры комплектуются вакуум-насосами и воздуходувками, а также ресиверами и ловушкам. Технические характеристики выбранных к установке вакуум-фильтров представлены в таблице 2.19.

Таблица 2.19 - Технические характеристики вакуум-фильтра ДОО 250-3,75

Параметры	ДОО 250-3,75
Поверхность фильтрования, м²	250
Диаметр диска, м	3.75
Число дисков	14
Установочная мощность эл. двигателя, кВт	11
Частота вращения дисков, мин^-1	0.2-1.1
Масса, т	33.4

Выбор оборудования для сушки, расчет сушильных барабанов

Операция сушки осуществляется в зависимости от климатических условий и близости завода потребителя.

Срок перехода на отгрузку высушенного железорудного концентрата устанавливается 1 ноября, срок перехода на отгрузку влажного концентрата - 1 апреля.

Для сушки концентратов применяют барабанные прямоточные и противоточные сушилки. Чаще используют прямоточные сушилки, в которых направление движения горячего сушильного агента совпадает с направлением движения продукта.

Сушка железорудного концентрата по проекту производится в сушильных барабанах прямого действия. В качестве агента сушки используются дымовые газы, представляющие собой продукты сгорания смеси мазута и воздуха. Воздух подается в камеру сгорания вентиляторами, подогретый мазут под давлением поступает в форсунки топки.

Определим общий объем сушилок на очереди сгущенного и фильтрованного концентрата при известном напряжении объема сушилки по испаренной влаге:

V_общ/ щ, м³,

где Q = 748.1т/ч - производительность сушильного отделения;

R_И = 0,11 - разжижение исходного продукта сушки;

R_К = 0,01 - разжижение конечного продукта сушки;

щ = 70 кг/(м^3.ч) - напряжение объема сушилки по испаренной влаге.

V_общ=10³ · 748.1 · (0.11 - 0.01) / 70 = 1068.7 м³.

К установке принимаем барабанную сушилку с объемом барабана - V_б= 260 м³, значит расчетное число аппаратов будет:

n = V_общ/ V_б_.

n = 1068.7/ 260 = 4.1 = 5.

К установке - 5 сушильных барабанов прямого действия и один в резерв.

В таблице 2.20 и 2.21 представлены технические характеристики топок и сушильных барабанов.

Таблица 2.20 - Технические характеристики топок

Наименование параметров	Ед. изм.	Значение
Объем топки	м³	50
Количество мазутных форсунок	шт.	3
Давление в мазутопроводе	кг/см²	5-6
Сжигаемое топливо (мазут)	-	М-100
Температура мазута	°С	105±5
Температура вспышки при поднесении пламени	°С	80-112
Температура самовоспламенения	°С	500-600
Содержание серы	%	3.5
Температура застывания	°С	25
Тип форсунки	-	ОЭН-500
Производительность форсунки по мазуту	кг/ч	500

Таблица 2.21 - Технические характеристики установленных сушильных барабанов

Показатель	СБ 3.5Ч27
Размеры барабана, м: диаметр длина	3.5 27
Угол наклона барабана, град	3
Скорость вращения барабана, об/мин	2; 3; 4; 6
Мощность электродвигателя, кВт	250
Объем барабана, м³	260

3. Специальная часть

Технология снижения содержания серы в железорудном концентрате на флотомашинах различного типа.

Железорудный концентрат, получаемый из бадделеит-апатит-магнетитовых руд Ковдорского месторождения методом магнитной сепарации, содержит лимитируемые примеси в виде сульфидных минералов, апатита и других, перечисленных в таблице 3.1.

Таблица 3.1 - Результаты минерального состава железорудного концентрата

Минералы	Магнетит	Апатит	Сульфиды	Форстерит	Слюда	Карбонаты
Массовая доля, %	96,8	0,4	0,6	1,4	0,3	0,3

Присутствие в железорудномном концентрате 0,3-0,4% S особенно ограничивает область его сбыта ввиду действующих ограничений по выбросам сернистого газа при производстве чугуна на металлургических комбинатах. В концентрате сера содержится в сульфидных минералах, которые на 95-97% представлены моноклинной модификацией пирротина.

Для увеличения сбыта товара необходимо уменьшить содержание серы в концентрате. Практика обогащения железных руд показывает, что наиболее эффективным методом получения низкосернистых концентратов является флотационный. Была разработана и проверена в лабораторных условиях флотационная технология, позволяющая снижать содержание серы в железорудном концентрате с 0,32-0,38 до 0,05-0,09%.При проведение опытно - промышленных испытаний был использован усовершенствованный реагентный режим, который отличался от лабораторного введением модификатора.

Ковдорский магнетитовый концентрат - материал с высокой плотностью, с содержанием класса - 0,050 мм. 35-40% и в то же время равномерным распределением сульфидов по всем классам крупности. Состав магнетитового концентрата перечислен в таблице 3.2.

Таблица 3.2 - гранулометрнический и химический состав магнетитового концентрата

Класс крупности, мм	Выход, %	Массовая доля, %	Распределение, %
		Fe общ.	S	P₂O₅	Fe общ.	S	P₂O₅
+0,2	4,5	58,79	0,27	0,19	4,1	4,2	6,5
-0,2+0,16	6,5	62,91	0,26	0,15	6,4	5,8	7,4
-0,16+0,1	17,5	63,16	0,27	0,13	17,3	16,3	7,3
-0,1+0,063	22,8	64,73	0,25	0,12	23,2	19,8	20,8
-0,063+0,05	12,1	64,85	0,29	0,16	12,3	12,1	14,7
-0,05	36,6	63,89	0,33	0,12	36,7	41,8	33,3
итого	100	63,78	0,29	0,131	100	100	100

Проведём сравнение механической флотомашины ФМ - 0,4 и пневматических аппаратов, таких как «Pneuflot» и «Akker FM-035-2». Обработанный последовательно регулятором среды - серной кислотой, собирателем - ксантогенатом, вспенивателем и модификатором концентрат с содержанием твердого 30% поступает на основную и контрольную флотацию в механические флотомашины ФМ - 0,4. Усовершенствованный реагентный режим флотации даёт возможность повысить извлечение сульфидов с 90-92 до 95-97% при снижении содержании серы в железорудном концентрате с 0,3-0,4 до 0,05%. Результаты испытаний флотомашины ФМ - 0,4 приведены в таблице 3.3.

Таблица 3.3 - результаты опытно - промышленных испытаний флотомашин ФМ - 0,4

Продукты	Q, т/ч	Плотность, %	Выход, %	Массовая доля, %	Извлечение, %
				Fe	S	P	Fe	S	P
Питание флотации	2,14	27,6	100	63,5	0,41	0,09	100	100	100
Пенный основной флотации	0,05	3,67	2,49	59,0	11,12	0,13	2,3	67,8	3,5
Пенный контр. флотации	0,06	2,85	3,02	60,5	3,30	0,19	2,9	24,4	6,2
Пенный объединенный	0,11	3,17	5,51	59,8	6,83	0,16	5,2	92,2	9,8
камерный	2,03	48,3	94,49	63,7	0,034	0,09	94,8	7,8	90,2

Использование модификатора в данном случае способствует не только усилинению собирательных свойств ксантогената, увеличению его адсорбции на поверхности пирротита, но также стабилизации структуры и высоты пенного слоя. Это особенно важно при низком содержании серы (0,3-0,4%) в питании флотации, когда требуется применение сильного, но в то же время селективного собирателя.

Распределение серы по классам крупности в продуктах флотации представлено в таблице3.4

Таблица 3.4 - гранулометрический состав и содержание серы по классам крупности

Класс крупности, мм	продукты
	Питание флотации	Пенный осн. флотации	Пенный контр. флотации	камерный
	Выход, %	Массовая доля S, %	Выход, %	Массовая доля S, %	Выход, %	Массовая доля S, %	Выход, %	Массовая доля S, %
-0,2+0,14	7,6	0,29	3,6	13,9	1,7	12,0	8,0	0,083
-0,14+0,071	25,7	0,32	6,9	19,2	3,8	11,9	27,0	0,045
-0,071+0,056	22,8	0,38	5,3	10,0	3,7	10,7	23,5	0,032
-0,056	43,9	0,29	84,2	2,3	90,8	0,76	41,5	0,018
итого	100	0,31	100	4,3	100	1,74	100	0,03

В случае внедрения данной технологии флотации сульфидов из всего производимого концентрата расчетное количество механических флотомашин составит значительную величину, что требует дополнительных производственных площадей и прочих затрат.

В связи с этим на ряду с механическими флотомашинами прошли сравнительные испытания высокопроизводительные пневматические аппараты различной конструкции - колонная машина и пневматическая машина «Pneuflot» а также пневмомеханические флотамашины «Akker».

В ходе испытаний осуществлялась проверка работоспособности флотомашины «Pneuflot» в различных режимах на пульпе железорудного концентрата с использованием предлагаемой технологией.

Испытание флотомашины проходило при оптимальных выбранных параметрах

- производительность по исходной пульпе - 4-6 м³/ч

- плотность пульпы от 22 до 48%

- расход воздуха в аэраторе - 30 л/м при давлении 4 бар.

- уровень пены от 2 до 4 см.

В результате опытно промышленных испытаний по флотации сульфидов из магнетитого концентрата в слабокислой среде было достигнуто снижение содержание серы до 0,09% при извлечении серы в пенный продукт 70-75%.

Также провели испытания с оценкой возможности применение колонны флотомашины. В ходе испытаний были задействованы 2 флотационные колонны диаметром 150 мм. и высотой 6 м. с рабочим объемом 100 литров, что позволило проводить основную и контрольную операции флотации. Флотация сульфидов из ковдорского железорудного концентрата в колонной флотомашине обеспечило снижение содержаний серы с 0,3-0,45 до 0,095-0,15%.в пенных продуктах содержание серы составило 7-10%.Тем не менее достичь требуемого содержания серы 0,05% и менее в ходе испытаний не удалось.

В качестве альтернативного флотационного оборудования опытно - промышленные испытания прошли также пневмомеханические флотационные машины «Akker FM-035-2»

В ходе испытаний осуществлялась работоспособность флотомашины «Akker FM-035-2» на пульпы железорудного концентрата с использованием предлагаемой технологии в условии внутреннего водооборота в оптимальном реагентном режиме. Определены и установлены необходимые параметры работы флотомашины: расход воздуха, окружная скорость вращение импеллера, давление воздуха на входа, токовая нагрузка. Нагрузка в ходе испытаний составила 1,5-1,7 т/ч при плотности пульпы 29-31% твердого.

Полученные результаты свидетельствуют об эффективности технологии извлечении сульфидов в слабокислой среде. Содержание серы снизилось с 0,3-0,39 до 0,04%. Извлечение серы в пенный продукт составило 82-88%. Потери железа общего с пенным сульфидным продуктом - 5-6%

В ходе опытно - промышленных испытаний успешно прошла проверку технология снижения лимитируемой примеси серы в ковдорском железорудном концентрате. Усовершенствованы реагентный режим с использованием в определенном соотношении вспенивателя и модификатора при флотации сульфидов железорудного концентрата позволил повысить извлечение сульфидов с 90-92% до 95-97% и получить магнетитовый концентрат с содержанием серы 0,05% и менее.

Таким образом, наиболее подходящими являются пневматические флотомашины «Akker FM-035-2», которые снижают содержание серы до 0,04%. Другая же пневматическая флотомашина «Pneuflot» не достигает требуемого содержания серы. А механическая флотомашина ФМ-34 справляется, но их необходимо большое количество.

4. Автоматизация производственных процессов

Автоматизация - наиболее эффективное средство достижения уровня и темпов производства, обеспечивающих создание материально-технической базы, высокой производительности труда.

Автоматическое управление технологическим процессом обогатительной фабрики обеспечивает значительный технико-экономический эффект:

- повышение извлечения полезных компонентов из исходного сырья;

- повышение качества концентрата, в частности стабилизация качества;

- повышение производительности машин и агрегатов, пропускной способности транспортных коммуникаций;

- увеличение надежности и сроков работы машин;

- сокращение расходов материала и энергии;

- повышение производительности труда путем снижения трудоемкости обслуживания агрегатов и возрастания производительности оборудования.

Автоматическое управление - это осуществление на объектах управления совокупности управляющих воздействий, выбранных из множества возможных на основании имеющейся информации и направленных на поддержание или улучшение функционирования этого объекта с целью управления.

В настоящее время решены проблемы контроля важнейших показателей обогатительных процессов - содержания большинства полезных компонентов в продуктах обогащения, разработаны и внедрены системы стабилизации технологического процесса. Осуществляется переход к системам управления на основе вычислительных машин.

Автоматизированные системы управления должны решать следующие задачи:

- контроль параметров процесса, включая все виды автоматического измерения технологических параметров с помощью аналоговых или дискретных датчиков, ручной контроль параметров, не поддающихся автоматическому измерению;

- централизованный сбор и первичную обработку информации от датчиков параметров процесса;

- представление информации на устройствах отображения для оценки и ведения технологического процесса;

- расчет технико-экономических показателей.

Оперативный пункт обогатительной фабрики оснащен средствами вычислительной техники, средствами автоматического контроля, регулирования, сигнализации, аппаратурой централизованного и дистанционного управления регулирующими органами, средствами диспетчерской и громкоговорящей связи с рабочими местами и службами. Это обеспечивает возможность непосредственного управления процессом без постоянного участия персонала.

Обслуживающий персонал необходим для контроля за состоянием оборудования, для участия в процессе пуска и остановки оборудования, в случае нарушения технологических режимов и при аварийных ситуациях. Верхняя ступень реализуется на уровне центрального диспетчерского пункта. Диспетчерский пункт оснащен средствами вычислительной техники, автоматического контроля, сигнализацией и связью с операторскими службами. Информация о процессах собирается и формируется в пунктовых помещениях, в которых размещены щиты приборов, датчиков, преобразователей и направляется в операторские пункты соответствующих технологических переделов.

Контроль технологических параметров осуществляется в основном с помощью серийной аппаратуры. Для контроля предусмотренных параметров, автоматического управления и регулирования процессами применяются приборы и средства автоматизации, отвечающие специфическим особенностям продуктов обогащения и соответствующие современному уровню развития технических средств.

4.1 Автоматизация и контроль процесса дробления

Для автоматизации и контроля процесса дробления предусматриваем:

- контроль производительности, крупности дробленого продукта, заполнения бункеров, состояния оборудования, предохранение от порывов конвейерных лент, защиту дробилок от попадания металлических предметов;

- стабилизацию и регулирование материального потока при помощи систем автоматического регулирования, недопущение переполнения и недогрузки дробилок, грохотов и промежуточных емкостей;

- централизацию контроля и управления с диспетчерских пунктов, оснащенных мнемосхемами, щитами дистанционного управления и связи;

- управление поточно-транспортными системами.

Контроль количества руды, поступающей в думпкарах, осуществляется при помощи вагонных весов и счетчиков вагонов. Потоки сыпучих материалов на конвейерах измеряем конвейерными весами.

Для контроля крупности дробленой руды используем автоматический ситовой гранулометр. Контроль верхнего уровня заполнения бункеров и нижнего уровня, забивания перегрузочных узлов, а также наличия руды на лентах, осуществляем при помощи изотопных гамма-реле.

Контроль пробуксовки ленты осуществляем измерением и сравнением линейной скорости ленты и окружной скорости ведущего барабана датчиком скорости ленты.

Для предотвращения поломок дробилок при попадании посторонних металлических предметов применяем автоматические металлоискатели и железоотделители - подвесные электромагниты.

Методы регулирования подачи руды в дробилки основаны на автоматической стабилизации производительности, степени заполнения рудой приемной воронки, мощности электродвигателя дробилки и удельного расхода электроэнергии. Стабилизацию производительности дробилок осуществляем при помощи конвейерных весов, связанного с ними регулятора и регулируемой системы рудных питателей.

Безаварийность работы дробильного отделения обеспечивается блокировкой технологического и транспортного оборудования всего дробильного комплекса. При запуске технологической линии включается звуковая и световая сигнализация. Управление оборудованием дробильного отделения осуществляется оператором с операторского пункта, возможно также местное управление.

Предусматриваем систему автоматического управления аспирацией и гидрообеспылеванием.

В отделении дробления проектируем автоматическую систему управления процессом, включающую:

Устройство управления поточно-транспортной системой (ПТС) - запуск оборудования с операторского пункта с соблюдением очередности и выдержек времени.

Систему управления дробилками КСД и КМД - стабилизация питания дробилок осуществляется через контроль заполнения приемных воронок дробилок, вибрационный датчик вмонтирован в стенку приемной воронки и связан через исполнительный механизм с питателем дробилки.

Предусматриваем установку информационной системы.

Устройства защиты оборудования.

Проектируем контроль дробилок по следующим параметрам:

- нижний уровень масла в маслобаке;

- верхний уровень масла в маслобаке;

- температура масла в маслобаке;

- давление масла до фильтра;

- давление масла после фильтра;

- роток масла на сливе дробилки;

- температура переднего и заднего подшипников двигателя;

- температура подшипников приводного вала;

- температура опорного подшипника;

- температура слива масла.

При повышении температуры в любой из точек выше 70 ?С дробилка отключается.

Регулирование процесса дробления

Для бесперебойной работы основного автоматического контура в дробильном отделении установлены приборы контроля. Наличие металла на конвейере определяется металлоискателями «Бета-2» в комплекте с индивидуальным первичным преобразователем К1-5-В1, при помощи которого сигнал подается в машину, откуда идет обратный сигнал на остановку конвейера и всей предыдущей цепочки.

Также ведется контроль продольного порыва ленты электродным датчиком ДЭ-63М, который передает на электронный сигнализатор ЭС-1011М сигнал на остановку конвейера.

Аварийный уровень руды в бункере или забивка пересыпных устройств определяется радиоизотопным датчиком ГР-8. Поток гамма излучения поступает на приемник, преобразуется в электрический сигнал для передачи в электронный блок Б1-10-U1 усиления сигнала и преобразования его в выходные сигналы, для остановки технологической цепочки.

Осуществление контроля мощности двигателей дробилок, грохотов и конвейеров определяется подачей сигналов на регулятор мощности, затем на УКВ. Уровень загрузки руды в дробилке контролируется электродинамическим датчиком ДЗ-11-63. Сигнал с датчика поступает на ЛОМИКОНТ, где обрабатывается согласно выбранному закону регулирования, а также на УКВ. Далее сигнал поступает на ТП-4, который регулирует подачу руды в дробилку. Путем изменения скорости конвейера эта система осуществляет оптимальное управление работой дробилки.

Контроль подпрессовки дробилок и забивка пересыпных устройств осуществляется с помощью электродинамического датчика ДЗ-11-9-3-63, с которого, при его работе, сигнал поступает на щит-реле, затем на мнемосхему и на ЛОМИКОНТ, а далее после обработки сигнал поступает на УКВ.

Для контроля и предупреждения аварий на конвейерах устанавливаются датчики пробуксовки ленты - реле скорости РС-67. В случае пробуксовки ленты сигнал с датчика поступает на щит-реле, затем на кроссовые щиты и на мнемосхему. Обратно идет сигнал на остановку конвейера и через устройство блокировки - всей предыдущей цепочке.

4.2 Контроль параметров и автоматизация процессов измельчения и классификации

Измельчение и классификация в общем процессе обогащения руд предназначены для раскрытия полезных минералов перед обогащением и получение частиц требуемой крупности. Эти процессы всегда технологически связаны между собой, поэтому целесообразно рассматривать их как единый управляемый объект.

Технологические и технико-экономические показатели работы фабрики во многом определяются высокоэнергоемким процессом измельчения, на долю которого приходиться около 15% общего объема информации, используемой при автоматическом контроле и управлении технологическим процессом переработки руды. При автоматизации процессов измельчения и классификации необходимо решить следующие задачи:

Автоматический контроль состояния механизмов:

- температуры подшипников механизмов и машин;

- параметров системы маслосмазки;

- состояния перегрузочных узлов отделения измельчения;

- длительности работы и простоя технологических механизмов.

Автоматический контроль технологических параметров цикла измельчения:

- производительности цикла по исходной руде;

- расхода воды, подаваемой в цикл измельчения;

- гранулометрического состава продукта измельчения (слива гидроциклонов);

- плотности слива (гидроциклонов);

- заполненности барабана мельницы рудой;

- уровня пульпы в зумпфах насосов гидроциклонов;

- загрузки мельницы дробящей средой;

- циркуляционных нагрузок цикла измельчения.

Автоматическое управление циклом измельчения:

- стабилизацией технологических параметров цикла;

- оптимизацией работы цикла.

Степень загрузки мельницы рудой наиболее просто контролировать по уровню шума, производимого мелющими телами в зоне их падения.

При уменьшении уровня загрузки уровень шума возрастает, при увеличении уменьшается. Недостаток этого метода - чувствительность датчика к внешним звуковым помехам (работающее рядом оборудование). Для устранения этого недостатка предусмотрена установка двух идентичных датчиков шума, один из которых направлен в сторону контролируемой мельницы, а второй - в направлении источника помех. Разность сигналов этих датчиков используется для контроля.

Гранулометрический состав продукта измельчения определяет эффективность дальнейшего процесса обогащения, оказывая влияние на его качественные показатели. В практике автоматизации применяются следующие способы контроля гранулометрического состава продукта измельчения:

весовой;

использующие закономерности относительного движения между частицами и средой при неподвижной и подвижной средах;

статистический;

основанные на взаимодействии электромагнитного излучения с веществом.

Плотность пульпы на сливе гидроциклонов служит косвенной характеристикой гранулометрического состава слива. Сигнал датчика плотности пульпы на сливе гидроциклонов используется при управлении процессами измельчения и обогащения, а так же чтобы определить содержание твердого в пульпе, поступающей в процессе обогащения. Для непрерывного автоматического контроля плотности слива применяются методы: фотометрический, пьезометрический, гидростатический, весовой, радиометрический.

Контроль параметров:

- контроль мощности электродвигателя мельницы - датчик мощности Е-849;

- контроль расхода воды в мельницу - ДРИ-ИУ-61;

- контроль плотности пульпы - комплекс ПР-1025М;

- контроль уровней технологических зумпфов - комплекс БКС-2;

- наличие руды на конвейере, питателе - БКС-2;

- контроль температуры подшипников электродвигателя - ТСМ-УМС-2 (устройство многоканальной сигнализации);

- контроль температуры подшипников мельницы - комплекс АТВ-22 и ТСМ-УМС-2.

4.3 Контроль параметров и автоматизация процесса магнитной сепарации

В связи с тем, что магнитные свойства минералов обусловлены их природными свойствами, влияние возмущающих факторов на процесс магнитной сепарации исключительно велико.

Весьма сильным управляющим фактором оказывается плотность слива, предшествующего магнитной сепарации классифицирующей аппаратуры, или подача дополнительной воды в пульпу.

Системы контроля:

гранулометрического состава пульпы;

расхода воды по секциям.

Системы регулирования:

уровня магнетита в дешламаторах;

плотности и гранулометрического питания мокрой магнитной сепарации.

В целом по фабрике, корпусам и переделам предусматривается учет расхода электроэнергии, оборотной воды, а также автоматическое управление установками приточной и вытяжной вентиляции.

Контроль параметров:

- контроль плотности пульпы - ПР-1025М;

- контроль уровня в дренажных зумпфах - БКС-2;

- контроль уровня в технологических зумпфах - БКС-2;

- контроль плотности пульпы магнитной сепарации - ПР-1025М;

- контроль уровня пульпы в ванне сепаратора;

- контроль расхода горячей воды на отделение - диафрагма ДК-6-200, «Сапфир»-22ДВ;

- контроль расхода воды - расходомер магнитный;

- контроль расхода электроэнергии - ваттметр;

- контроль щелочности пульпы - ДПГ-4М, П-201.

4.4 Контроль параметров процессов сгущения и фильтрации

- плотность пульпы - ПР-1025М;

- объемный расход сгущеного продукта - ИР;

- плотность сгущеного продукта - ПР-1025М;

- количество твердого в сливе;

- контроль мутности слива сгустителя - датчик мутности;

- давление в зоне отдувки вакуум-фильтров - первичный преобразователь «Сапфир»-22ДИ, - вторичный влагомер ТН-МП-100;

- вакуум в зоне фильтрации - «Сапфир»-22ДВ;

- влажность кека на сушильный барабан - первичный - фотометрический анализатор, вторичный - блок управления с выходным сигналом 0-5 mА;

- контроль уровня пульпы в вакуум-фильтрах - ЭРСЦ;

- плотность пульпы в секционном пульподелителе - ПР-1025М;

- уровень в ресиверах - ЭРСУ.

4.5 Контроль параметров процесса сушки

- расход мазута в топке - диафрагма ДК-6-200, нормирующий преобразователь НП-П3;

- расход воздуха вторичного дутья - диафрагма бескамерная 0.25 МПа, преобразователь разности давлений «Сапфир»-22ДД;

- расход воздуха первичного дутья - диафрагма бескамерная 0.25 МПа, преобразователь разности давлений «Сапфир»-22ДД;

- температура дымовых газов в топке - термоэлектрический преобразователь ТПП-КСМ;

- содержание кислорода - автоматический газоанализатор МН-5130;

- температура газов перед барабаном - ТПП-КСП;

- температура газов на 1/3 барабана - ТХК-КСП-2;

- влагосодержание отходящих газов - прибор первичного контроля температуры точки росы - АТРР;

- температура сухого концентрата - ТХК-КСП;

- разрежение в разгрузочной камере - преобразователь «Сапфир»-22ДД;

- влажность сухого концентрата - влагомер ПГИ;

- производительность сушильного барабана по сухому концентрату - весы конвейерные 1954 АВ-630;

- давление мазута на входе в топку - сосуд разделительный СРС, преобразователь избыточного давления «Сапфир»-22ДИ.

5. Электроснабжение

В современных условиях эффективное использование энергоресурсов в промышленности является важной задачей. В последние годы сформулирована проблема оптимизации электропотребления, которая предусматривает решение задач нормирования, планирования, регулирования и организации учёта электроэнергии.

Обогатительное производство один из самых энергоёмких переделов и составляет существенную часть в балансе электрической энергии, причём удельное электропотребление обогатительным производством постоянно увеличивается. Это связано с увеличением объёмов переработки, уменьшением содержания полезного компонента в руде, использованием энергоёмких механизмов, необходимостью совершенствования технологии обогащения, внедрением природоохранных мероприятий, вводом оборотного водоснабжения. Поэтому в настоящее время анализ, рациональное использование электропотребления, научно обоснованные методы расчета расхода электроэнергии на предприятии имеют актуальное значение.

Современные обогатительные фабрики являются мощными потребителями электроэнергии, требующие создания надёжной схемы электроснабжения. По характеру технологического процесса обогатительная фабрика относится к потребителям I категории, не допускающим длительных перерывов в подаче электроэнергии. Источниками электроснабжения проектируемой фабрики является система «Колэнерго», энергия от которой подается на ГПП фабрики, расположенной на территории. Распределение энергии по цехам осуществляется от ГПП.

Основными потребителями являются электродвигатели технологического, вспомогательного оборудования, а также освещение.

1. для двигателей мощностью более 200 кВт- 6 кВ;

2. 2.380 В для электродвигателей технологического и вспомогательного оборудования мощностью менее 200 кВт;

3. 3.220 В для освещения и приборов.

Питание цеховых распределительных подстанций U=6 кВ осуществляется по шинопроводам 6 кВ, Электрооборудование на 6 кВ питается по силовым кабелям от цеховых РП.

5.1 Характеристика потребителей и механизмов

Электрические нагрузки проектируемой фабрики относятся ко II категории ответственных потребителей (перерыв в подаче электроэнергии влияет только на количество выпускаемой продукции). Однако хвостовые насосы, противопожарные насосы и сгуститель относятся к I категории ответственных потребителей, мак как остановка их вызывает прекращение работы всей фабрики на долгое время (или большей ее части) и принесет материальный ущерб производству.

Основными механизмами обогатительной фабрики являются: дробилки, питатели конвейеры, мельницы, гидроциклоны, флотомашины и др.

Вспомогательными механизмами фабрики являются: сантехнические вентиляторы, сварочные трансформаторы, металлорежущие станки, подъемно-транспортное оборудование и т.д.

Все основное и большая часть вспомогательного оборудования фабрики имеют непрерывный длительный режим работы.

5.2 Выбор электродвигателей и пусковой аппаратуры

Выбор типов электродвигателей, мощности и формы исполнения осуществляю в соответствии с назначением приводного механизма и условиям окружающей среды. Для привода механизма малой и средней мощности приняты асинхронные двигатели с короткозамкнутым ротором в закрытом исполнении серии АО напряжения 380 В.

Для привода дробилки ККД приняты асинхронные двигатели АК-3-13-42-10 напряжением 6000 В. для привода конвейеров мощностью от 100 до200 кВт приняты электродвигатели единой серии с фазовым ротором в продуваемом исполнении типа АКЗ, 380 В.

Для привода КСД и КМД приняты электродвигатели с короткозамкнутым ротором типа A3, 6000 В. для привода шаровых мельниц приняты двигатели СДС, 6000 В. для включения электродвигателей принимается магнитные пускатели защищенного и водо-пылезащитного исполнения.

В проекте предусмотрены следующие виды освещения:

1. общее - во всех цехах;

2. аварийное - в основных производственных помещениях;

3. местное - в ремонтных мастерских;

4. переносное - во всех помещениях с механическим оборудованием.

Система освещения общая с симметричным расположением светильников.

Для общего освещения применяются лампы накаливания и люминесцентные.

5.3 Расчет электрических нагрузок

1. Подсчет суммарной средней нагрузки производится методом коэффициента спроса (по каждой строке).

P_P= P_P К_с

Q_P = P_P tg

Где Кс, tg берутся по справочнику.

Результаты расчета представлены в таблице 5.3.

2. Расчетные мощности цеховых подстанций рассчитываем по формуле:

где К_см - коэффициент совпадения максимумов нагрузки (К_см=0,95-1,0),

Р_КР и Q_KP - берутся из таблицы, в соответствии с таблицей распределений подстанций - определяющей какие цеха питаются от данной подстанции (высоковольтная нагрузка не учитывается).

3. Потери мощности в сетях трансформатора 6/0,4 определяем ориентировочно:

?Р_СТ = 0,02 * S_р = 0,02 * 41481 = 830 кВт

?Qcт =0,1* S_р = 0,1 * 41481 = 4148,1 кВар

4. Потребная мощность компенсирующих устройств:

Q_K_У = К_см (Q_p + ?Qcт) - К_см (P_р + ?Р_СТ) tg ц_HOPM;

Q_КУ =0,97 (25823+ 41481) - 0,97 (32463+ 830) 0,33 = 18415 квар;

где tg цнорм =0,33 - нормативный tg;

К_см =0,97 - коэффициент совмещения макси

Таблица 5.1 Расчет электрических нагрузок

№	Наименование цехов и помещений	U, кВ	Руст, кВт	tg ц	Кс	Расчетные
						Р_Р, кВт	Q_P, квар	Sр, кВ*А
1	Корпус крупного дробления	0,4 6	631 630	1 0,8	0,6 0,6	379 378	631 504	736 630
2	Корпус среднего и мелкого дробления	0,4 6	548 1500	1 0,6	0,6 0,5	329 750	548 900	639 1171
3	Главный корпус	0,4 6	5016 30000	0,75 0,6	0,95 0,8	4765 24000	3762 18000	6071 30000
4	Отделение сгущения	0,4	14	1	0,7	9,8	14	17
5	Перегрузочное устройство	0,4	372	0	0,6	223	0	223
6	Промсклад	0,4	360	0,7	0,6	216	252	332
7	Адм.быт. комбинат	0,4	200	0,8	0,75	150	160	219
8	Мастерские	0,4	1125	0,24	0,2	225	270	351
9	Насосные станции	0,4	10	1,2	0,7	7	12	14
10 11	Освещение: Внутренне Наружное	0,4 0,4	65 30	0,33 0,0	0,85 1,0	55 30	18 0	58 30
	Всего:					31517	25071	40273
	Неученые нагрузки 3%					946	752	1047
	Итого по ОФ без учета компенсирующих устройств и потерь в сети и трансформ - ах					32463	25823	41481

5. Мощность трансформаторов в ГПП:

Компенсирующие установки распределяются между цеховыми подстанциями с большими реактивными мощностями на напряжении 0,4кВ.

Мощность трансформаторов подстанций выбирается из соотношения:

где К_п - коэффициент аварийной допустимой нагрузки К_п=1,5.

Принимаем два трансформатора ТМН-40000/110, мощностью по 40000 кВА и напряжением 110/6 кВ.

Таблица 5.2 Распределение трансформаторных подстанций

№	Местоположение	Обслуживает объекты и корпуса	Расчетная мощность	? Sтпр, кВа	Принятые к установке ТП
		По табл. 1	Отделение	Р_Р кВт	Q_P квар
1	Корпус ККД	1	Отделение дробления	379	631	736	КТП-1000- 6/0,4 2х1000кВа
2	Корпус КСМД	2	Отделение дробления	329	549	548	КТП-630- 6/0,4 2хбЗОкВа
3	Перегрузочное устройство	5	Перегрузочное устройство	223	0	223	КТП-250- 6/0,4 2х250кВа
4	Главный корпус	3 4 7	Флотационное отделение Отделение сгущения Адмбыткомбинат	4765 10 150	3762 14 160	6071 17 219 6307	КТП-4000- 6/0,4 2x4000+4 вы-соковольт. фидера
5	Мастерские	8 11	Блок мастерских Освещение наружное	225 30	270 0	351 30	КТП-400- 6/0,4 400кВа
6	Промсклады	6	Промсклады	216	252	332	КТП-400- 6/0,4 400кВа
7	Насосная станция			Вне территории ОФ	ВЛЭП-бкВ ТМ-10/6 10кВа

6. Питающие линии между ГПП и ТП выполнены кабелями, выбираются по току и проверяются по потере напряжения. Результаты расчета в таблице 5.5.

При определении расчетного тока Iр необходимо учитывать высоковольтную и низковольтную нагрузки:

где n - число трансформаторов

7. Потери напряжения в линии:

где у - удельная проводимость жилы, м/(Ом*мм²).

S - поперечное сечение жилы, мм².

1 - длина линии, м.

Таблица 5.3 Расчет сети

№	Начало кабеля	Конец кабеля	L, м	I_P, А	U, кВ	Способ проклад ки	Сечение жилы, мм²	Потеря напряжения	Выбрано
									марка	количество и сечение
1	ГПП 3	ТП-1.	200	238	6	Траншея	140	0,3	АВВГ	2 (3x70)
2	ГПП 5	ТП-2	250	780	6	Траншея	240	0,7	АВВГ	2 (3x240)
3	ГПП 10	ТП-2	250	780	6	Траншея	240	0,7	АВВГ	2 (3x240)
4	ГПП 6	ТП-3	350	309	б	Траншея	185	0,5	АВВГ	3x185
5	ГПП 11	ТП-4	200	120	6	Траншея	50	0,4	АВВГ	3x50
6	ГПП 12	ТП-5	100	90	б	Траншея	50	0,2	АВВГ	3x50
7	ГПП 14	ТП-6	250	95	6	траншея	50	0,4	АВВГ	3x50

5.4 Расчет электроэнергии

1. Расход электроэнергии:

W =Р_Р * Т_м = 32463 * 4400 = 142837200кВт М ч;

где

Т_м - продолжительность использования максимумов нагрузки.

2. Потери энергии в сетях, трансформаторах:

С_пот =W* б *b = 142837200* 0,06*0,340 = 2915678,8 руб./год;

где

б=0,06 - коэффициент потери;

b - стоимость электроэнергии.

3. Стоимость электроэнергии:

Э = (б * Р_эм + b (W + ?W_пот))* (1+0,01 * Н) = 22546845 руб./год; где

Р_эм - заявленный минимум

б - стоимость 1 кВт заявленного максимума нагрузки, руб./кВт (б =2 руб.)

Н - надбавки за пониженный коэффициент мощности (2%).

Рис. 5.1 Принципиальная схема электроснабжения

Заключение

При проектировании обогатительных фабрик от правильности принятых решений зависят объем капитальных вложений в строительство будущей фабрики, доля активных фондов и эксплуатационные расходы при последующей работе. То есть технико-экономические показатели проекта предприятия к моменту ввода его в эксплуатацию должны быть на уровне или превосходить существующее предприятие по экономическим, технологическим экологическим и другим параметрам.

В данной дипломной работе был разработан проект фабрики по переработке комплексных руд Ковдорского месторождения с получением железорудного концентрата. В качестве аналогового предприятия было выбрано АО «Ковдорский ГОК»

В пояснительной записке отражены характеристика перерабатываемого сырья и его минеральный состав, характеристика выпускаемой продукции. Произведен расчет схемы дробления, мельничного цикла, а так же циклы сгущения, фильтрации и сушки. Выбрано и рассчитано основное оборудование для выше перечисленных этапов.

Повышенная эффективность обогатительного производства требует разработки и внедрения технических процессов и оборудования, обеспечивающих получение высоких технико-экономических показателей. Данный проект обогатительной фабрики разработан с использованием современных технологий, что позволит с использованием небольшой модернизации повысить качественные показатели действующего производства.

В специальной части было рассмотрено уменьшение содержания серы в готовом железорудном концентрате при экспериментировании разных флотомашин с добавлением реагентов.