Обогатительная фабрика производительностью 2 млн. т/год для переработки руды Гайского месторождения

/

/

Федеральное агентство по образованию

ГОУ ВПО

Уральский государственный горный университет

Кафедра «Обогащение полезных ископаемых»

ОБОГАТИТЕЛЬНАЯ ФАБРИКА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬЮ

2 МЛН. Т/ГОД ДЛЯ ПЕРЕРАБОТКИ РУДЫ

ГАЙСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

Д. 130405 450000 797-ПЗ

Зав. Кафедрой

В. З. Козин

Студент гр. ОПИ-04-1

А.Н. Якушева

Руководитель

А.В. Колтунов

Рецензент

А. В. Колтунов

Екатеринбург, 2009

Реферат

СТУДЕНТ: Якушева Анастасия Николаевна.

ГРУППА: ОПИ - 04 - 1.

РУКОВОДИТЕЛЬ: доц. к. т. н. Колтунов Александр Васильевич.

ТЕМА: Проектирование обогатительной фабрики производительностью 2 млн. т. в год по обогащению руд Гайского месторождения.

КЛЮЧЕВЫЕ СЛОВА: рудоподготовка, измельчение, флотация, обогащение, себестоимость, прибыль.

В РАБОТЕ РАССМОТРЕНЫ ВОПРОСЫ: практика обогащения медно-цинковых руд, технология обогащения, экономика, безопасность.

ИЗУЧЕНЫ: технологическая схема рудоподготовки, технологическая схема рудного потока цеха обогащения.

ВЫПОЛНЕНО: технологический расчёт обогатительной фабрики, экономический расчёт, анализ технологий действующей фабрики.

ПРЕДЛОЖЕНО: технологическая схема обогащения руд Гайского месторождения.

Содержание

Введение

1. Общая часть

1.1. Местоположение фабрики

1.2. Климатические условия

1.3. Выбор строительной площадки

1.4. Характеристика месторождения

1.5. Вещественный состав руд

1.6. Требования к качеству концентратов

2. Практика обогащения руд-аналогов

3. Технологическая часть

3.1. Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки

3.1.1. Выбор и обоснование схемы дробления

3.1.2. Выбор и обоснование схемы обогащения

3.1.3. Выбор и обоснование схемы обезвоживания

3.2. Расчёт качественно-количественной и водно-шламовой схемы

3.2.1. Расчёт схемы дробления

3.2.2. Расчёт схемы измельчения

3.2.3. Расчёт схемы флотации

3.2.4. Расчёт водно-шламовой схемы

3.3. Выбор и расчёт основного технологического оборудования

3.3.1. Выбор и расчёт дробилок

3.3.2. Выбор и расчёт грохотов

3.3.3. Выбор и расчёт оборудования для измельчения

3.3.4. Выбор и расчёт оборудования для классификации

3.3.5. Выбор и расчёт флотационных машин

3.3.6. Выбор и расчёт питателей для реагентов

3.3.7. Выбор и расчёт сгустителей

3.3.8. Выбор и расчёт вакуум-фильтров

3.3.9. Выбор и расчёт оборудования для сушки

3.4. Основные компоновочные решения

4. Опробование и контроль технологического процесса

5. Специальная часть. Сравнение работы пресс- и вакуум-фильтров при фильтровании медного концентрата

6. Экономическая часть

6.1. Расчёт производственной программы

6.2. Расчёт капитальных вложений

6.3. Расчёт эксплуатационных затрат на обогащение сырья

6.4. Распределение себестоимости между концентратами

6.4.1. Расчёт выручки от реализации товарной продукции

6.4.2. Расчёт прибыли, рентабельности

6.4.3. Расчёт рентабельности продукции и нормы прибыли, фондоотдачи

6.4.4. Расчёт точки безубыточности

6.5. Технико-экономические показатели

7. Безопасность жизнедеятельности

7.1. Производственная санитария

7.1.1. Размещение предприятий

7.1.2. Вредные и опасные факторы

7.2. Техника безопасности

7.3. Пожарная безопасность

Заключение

Список литературы

1. Общая часть

1.1 Местоположение фабрики

Гайская обогатительная фабрика расположена на Южном Урале, в восточной части Оренбургской области на территории Гайского района. Ближайшим населенным пунктом является г. Гай. Областной центр г. Оренбург находится в 300 км западнее г. Гай. В 35-50 км на юго-восток от месторождения расположены крупные промышленные города Орск и Новотроицк. Все перечисленные населённые пункты связаны автомобильными асфальтированными дорогами с г. Медногорск и с п. Ириклинский, а также Башкортостаном. Площадка обогатительной фабрики связана с железнодорожной веткой нормальной колеи со станцией Гай, которая в свою очередь связана с железнодорожной линией нормальной колеи со станцией Круторожино Южно-Уральской железной дороги.

Рассматриваемая обогатительная фабрика входит в состав Гайского горно-обогатительного комбината для переработки медно-цинковых руд.

Местоположение фабрики, выбрано исходя из следующих причин:

а) наличие трудовых ресурсов;

б) близость источника электроэнергии;

в) близость источника водоснабжения;

г) близость источников снабжения сырьём;

д) наличие местных строительных материалов;

е) близость потребителей продукции.

1.2 Климатические условия

Климат района резко-континентальный с жарким летом и холодной зимой, сопровождающейся сильными снежными метелями, преобладают ветры западного и северного направления. Температура летом до плюс 38°C, зимой - минус 29?40°C. Среднегодовая температура плюс 5,3?2,2°C. Среднегодовая скорость ветра 5,3?5,9 м/с, количество атмосферных осадков колеблется в пределах 190?400 мм в год. Около 50 % из них выпадает в зимнее время. Снежный покров в районе устанавливается в середине ноября и исчезает в конце апреля. Максимальная мощность его достигает 1,5 м. Глубина промерзания грунта до 2 м.

1.3 Выбор строительной площадки

Строительство Гайского горно-обогатительного комбината было начато по проекту Свердловского института 'Унипромедь' в 1959 году на основании исследовательских работ, проведенных институтом 'Уралмеханобр'. Промышленная площадка проектируемой обогатительной фабрики расположена на неровной уложенной техногенными навалами поверхности. За несущей слой следует принимать поверхность скалы, учитывая её физико-механические разрушения. Гидрогеологические условия площадки характеризуются наличием грунтовых вод, уровень в восточной части 0,5?1,0 м от поверхности, в западной части на глубине 2?12 м.

Основные условия выбора промышленной площадки:

1. Наличие места

а) для отвала пустой породы;

б) для склада медного, цинкового концентратов;

2. Обеспечение перспективного развития и расширения комбината;

3. Наличие водных ресурсов;

4. Относительное удовлетворение общим требованиям, предъявляемым к промышленной площадке;

5. Наличие близкого расположения к источникам водо- и энергоснабжения.

Местоположение рудников и обогатительной фабрики в отношении населённости района, близости железных дорог, источников водо- и энергоснабжения, наличие местных материалов и экономики района - выгодно по сравнению предлагаемых новых строек по цветной металлургии. Все эти предпосылки создают благоприятные условия для строительства и освоения фабрики.

1.4 Характеристика месторождения

Три четверти запасов медных руд Оренбургской области сосредоточены в крупнейшем на Урале Гайском месторождении. Горные породы этого месторождения имеют вулканическое происхождение. Возраст Гайского палеовулкана относят к палеозою, когда на Урале сформировались протяженные подводные вулканические пояса. В результате воздействия высокотемпературных растворов и газов происходило обогащение вулканических пород медью.

Гайское месторождение расположено в слабо всхолмленной части Южного Урала, рассеченной широкими долинами и оврагами, местами врезанными в скальные породы. Средняя абсолютная отметка - 380 м.

Месторождение приурочено к водоразделу правобережных притоков рек Урала, Елшанки и Колпачки. Наиболее крупной рекой района является река Урал, протекающая в 12-15 км к востоку от месторождения.

Гайское медно-колчеданное месторождение отрабатывается комбинированным способом - открытым и подземным.

Подземным рудником добываются сплошные и вкрапленные медные и медно-цинковые руды. В настоящее время глубина шахтного ствола 1075 м. С 2000 года на переработку поступает руда шахты с горизонтов 750 м.

Рудной зоной на Гайского месторождении принято называть часть рудного поля, представленного гидротермально-измельчёнными, типа вторичных кварцитов, породами вспомогательных колчеданных руд и примыкающей к ним зонам вкрапленного орудинения. Общая протяженность рудной зоны 5 км по простиранию и 2 км по падению. Подавляющая часть руд сосредоточена в Северном участке, здесь по глубине залегания и приуроченности к различным вулканическим породам выделяют три крупных объекта: верхний, средний и нижний уровень орудинения. Верхний уровень орудинения и северная линза 650 м, средний от 300-350 м до 1000-1200 м, нижний от 100 до 2000 м. Основной объект верхнего уровня орудинения, стержневая северная линза общей протяжённостью 600?700 м, средней уровень - 15?19 м. Рудные тела глубиной 1500 м простираются до 1 км, рудное тело нижнего уровня достигает 1,5 км по простиранию. Для установления строения происхождения условий залегания прорублено ряд скважин.

Гайское медно-цинковое месторождение является крупнейшим в Уральской медной практике. Основными компонентами руд являются медь, цинк, сера, золото, серебро. Отношение меди к цинку близко 2:1. Из рассеянных элементов в заметных количествах отмечаются селен, теллур и германий, из вредных примесей - мышьяк. Руды в зависимости от количества слагающих из сульфидов разделяются на сплошные, содержание свыше 35% серы и 65% сульфидов, и вкрапленные. Отношение руды в свою очередь по составу подразделяются на медные и медно-цинковые. Отношение медных, медно-цинковых и серно-колчеданных руд составляет 10:5:1.

1.5 Вещественный состав руд

Рудное тело Гайского месторождения вулканического происхождения с большой сетью разломов и сдвигов. В рудах установлено более сорока химических элементов. Главными полезными компонентами являются медь, цинк. Наиболее характерными второстепенными и редкими элементами - примесями руд являются: золото, серебро, свинец, барит, селен, теллур, галлий, германий, таллий, кадмий, индий, висмут и кобальт. Часть этих элементов извлекается при комплексной переработке руд. Вредными элементами-примесями является мышьяк, фтор.

Медь является главным полезным элементом руд. Основные минералы меди - халькопирит, блеклая руда, борнит, ковеллин. Второстепенные - халькозин, хальконтит, феррохальконтит.

Цинк - второй по промышленной ценности элемент. Главным минералом цинка является сфалерит, незначительные его количества связаны с цинкосодержащими блёклыми рудами.

Сера - является самым распространенным элементом. Главными её носителями являются пирит, халькопирит, сфалерит, борнит, блеклая руда, барит.

Золото и серебро для Гайского месторождения характерны более высокие содержания золота и серебра по сравнению с другими колчеданными месторождениями Южного Урала. Содержание серебра в рудах в 10-15 раз обычно выше, чем среднее содержание золота. В рудах установлены собственные минеральные формы золота и серебра: самородное золото и серебро, электрум, гессит, креннерит.

Руды Гайского месторождения характеризуются отчетливо выраженной неоднородностью минерального состава. К настоящему времени на месторождении установлено более 65 минералов, в том числе более 40 рудных.

Пирит является самым распространенным рудным минералом, слагает основную массу сплошных и прожилково-вкрапленных руд. Преобладающая форма выделений пирита - зёрна и зернистые агрегаты, реже изоморфные кристаллы - кубы, октаэдры. Кристаллы пирита обычно несколько коррозированы и содержат большое количество включений халькопирита, сфалерита, борнита.

Халькопиритное содержание в различных промышленных сортах руд колеблется в широких пределах - от долей процента до 50-60%. Выделяется в виде крупных сплошных зерен, ксеноморфных выделений между зернами пирита, микроскопических мелких включений в пирите, сфалерите, блеклой руде. Халькопирит находится в тесных ассоциациях со всеми сульфидами и образует с ними тонкие взаимопрорастания.

Сфалерит его содержание в различных промышленных сортах руд от долей до 60-70%. Сфалерит образует, сплошные зернистые агрегаты или находится в тонком прорастании с халькопиритом, блёклой рудой, борнитом.

Самородное золото имеет значительное распростронение во всех типах руд. Самородное золото находится в тесных ассоциациях со всеми сульфидами, кварцем и борнитом. Размеры золотин колеблются от нескольких микрон до миллиметров.

Самородное серебро является редкостью и встречено в виде точечных включений в блёклых рудах. Размеры их не превышают 2-3 микрона. Редко встречаются выделение серебра, образующие структуру распада твердых растворов в электруме.

Кварц - наиболее распространенный минерал среди руд и вмещающих пород. Основные формы выделения минерала: зернистые агрегаты, отдельные вкрапления, жилы, реже - изоморфные кристаллы. Довольно редко встречаются опал и халцедон.

Кальцит широко распространён, особенно в брекчиевидных рудах, где совместно с кварцем он нередко входит в состав цемента или пропитывает сплошную руду.

Барит является широко распространенным минералом среди сплошных и прожилково-вкрапленных руд. Наибольшая его часть сосредоточена в медно-цинковых рудах, где он ассоциирует со сфалеритом. Формы выделения - тонкозернистые скопления, небольшие гнёзда.

Сложность вещественного состава перерабатываемых руд, их неравномерность по содержанию полезных компонентов, различие во флотационных свойствах предопределяли их посортную добычу и переработку. Основные физические свойства перерабатываемых руд приведены в таблице 1.1.

Таблица 1.1 - Физические свойства перерабатываемой руды

1.6 Требования к качеству концентратов

Характеристика концентратов, выпускаемые на действующей обогатительной фабрики ОАО «Гайский ГОК».

Медный концентрат представляет собой абразивный тонко измельченный минерал сульфида от 0-0,1 мм. В сухом виде легко распыляется. При нагревании до температуры 240°C происходит возгорание серы при наличии ее в минерале больше 40%.

При концентрации в воздухе 100 г/м³ сухого концентрата и в присутствии открытого огня возможно воспламенение сульфидов с выделением SO₂. Насыпная плотность концентрата составляет 2,37 г/см³.

Цинковый концентрат представляет собой тонко измельченный минерал. Размер от 0 до 0,1 мм. Насыпная плотность цинкового концентрата 2,03 г/см³. Легко распыляется в сухом виде. При длительном хранении при влажности 12-13 % идет активное окисление цинка.

Характеристика концентратов, выпускаемых обогатительной фабрикой приведена в таблицей 1.2.

Таблица 1.2 - Характеристика выпускаемых концентратов

Основные требования, предъявляемые к качеству медного концентрата, приведены в таблице 1.3.

Таблица 1.3 - Основные требования, предъявляемые к качеству медного концентрата

Примечание:

- Допускается содержание молибдена в медном концентрате до 0,18 %;

- Содержание благородных, редких металлов и серы в медном концентрате и продукте определяют в каждой партии.

В медном концентрате и промпродукте не допускается наличие посторонних предметов. Основные требования предъявляемые к качеству цинкового концентрата приведены в таблице 1.4.

Таблица 1.4- Основные требования предъявляемые к качеству цинкового концентрата

Примечание:

- В цинковом концентрате всех марок определяется массовая доля кадмия, золота, серебра и по требованию потребителей массовая доля фтора;

- Допускается повышение массовой доли железа в цинковом концентрате КЦ-5 до 18 % при одновременном повышении в нем массовой доли цинка не менее 45 %.

Допускается в зависимости от природных и технологических типов руд, выделенных на месторождении и обуславливающих сортность руды, по согласованию изготовителя с потребителем устанавливать другие показатели по массовым долям нормируемых примесей при условии соответствия концентрата по массовой доле основного вещества требованиям таблицы 1.4.

В цинковом концентрате не допускается наличие посторонних включений (куски породы, дерева, металла, и т.д.), а также спекшихся кусков концентрата.

2. Практика обогащения руд-аналогов

В качестве аналога руды, перерабатываемой на проектируемой фабрике, принята сульфидная руда Сибайского месторождения и технология обогащения Сибайской обогатительной фабрики /17/.

Рудной базой фабрики является Сибайское медно-колчеданное месторождение, для которого характерно наличие нескольких типов руд, в том числе: колчеданных 3%, медно-колчеданных 26%, медно-пирротиновых 7%, медно-цинковых колчеданных 64%.

На фабрике перерабатывается три типа колчеданных руд: медно-цинковые, медные и колчеданные.

Цинк в рудах почти целиком представлен сфалеритом. В руде также присутствует золото, серебро, селен, теллур, кадмий, индий, кобальт и другие сопутствующие компоненты.

Плотность руды 3,8-4,2 т/м³, коэффициент крепости зависит от типа руды и колеблется в пределах 8-18, влажность 1,5-2,0%.

Добыча руды добывается открытым способом. Максимальный размер куска, поступающего на фабрику составляет 1200 мм. Руда из карьера, на открытую площадку, доставляется автосамосвалами, где производится её усреднение и складирование по сортам.

Технологическая схема обогащения предусматривает трёхстадиальное дробление с замкнутым циклом в последней стадии и трёхстадиальное измельчение. Особенностью схемы измельчения является широкое применение классификации продуктов измельчения в гидроциклонах.

Для обогащения медно-цинковых руд применяется прямая селективная схема флотации с последовательным выделением медного и цинкового концентратов. Хвосты цинкового цикла являются пиритным концентратом. Для повышения качества цинковые концентраты подвергаются обезмеживанию и обезжелезнению.

При переработке медных руд получают медный и пиритный концентраты.

Селективное разделение медных, цинковых и пиритных минералов осуществляется по бесцианидной технологии. Обезвоживание концентратов в три приёма: сгущение, фильтрование и сушка.

Технологические показатели обогащения руд на Сибайской фабрике представлены в таблице 2.1, а химический состав отдельных проб концентратов в таблице 2.2.

Таблица 2.1 - Технологические показатели обогащения руд на Сибайской фабрике

Таблица 2.2 - Химический состав отдельных проб концентратов Сибайской обогатительной фабрики, %

Также примером может служить технология обогащения медно-цинковой руды на Учалинской обогатительной фабрике.

Руды Учалинского месторождения отличаются сложностью вещественного состава и многообразием по сортности (медно-цинковые, медные, серно-колчеданные, цинковые и реже медные вкрапленные).

Подавляющая часть перерабатываемых руд (около 96%) относится к сплошным медно-цинковым колчеданным колломорфного или зернистого строения.

Руда на Учалинском месторождении добывается открытым способом. Максимальный размер куска 800 мм.

Технологическая схема обогащения колчеданных медно-цинковых руд Учалинского месторождения предусматривает трёхстадиальное дробление руды в открытом цикле; двухстадиальное измельчение (первая стадия - в стержневых мельницах, вторая - в шаровых); коллективно - селективную флотацию с последовательным выделением медного, цинкового и пиритного концентратов; доизмельчение продуктов обогащения. Цинковый цикл включает основную, контрольную и три перечистных операции флотации.

Технологические показатели обогащения руд на Учалинской фабрике представлены в таблице 2.3.

Таблица 2.3 - Технологические показатели обогащения руд на Учалинской фабрике

Химический состав отдельных проб концентратов Учалинской фабрики представлен в таблице 2.4.

Таблица 2.4 - Химический состав отдельных проб концентратов Учалинской фабрики

Сульфиды меди, цинка и пирита разделяют по бесцианидному режиму с использование в качестве подавителей сернистого натрия и цинкового купороса.

Хвосты коллективной и контрольной цинковой флотации являются пиритными концентратом. Сливы сгустителей являются хвостами фабрики.

3. Технологическая часть

3.1 Выбор и обоснование технологической схемы рудоподготовки

3.1.1 Выбор и обоснование схемы дробления

Выбор схемы дробления обусловлен крупностью исходного питания и гранулометрической характеристикой крупностью питания мельниц и физико-механическими характеристиками перерабатываемого сырья. Поскольку в первой стадии измельчения предусматривается установка мельницы полусамоизмельчения, крупность исходного питания которой составляет 250 мм, достаточно одной стадии дробления.

Учитывая, что перерабатываемая руда добывается шахтным способом и содержит достаточно большое количество мелочи в стадии дробления предусматривается операция предварительного грохочения. Использование операции предварительного грохочения позволит также уменьшить количество руды поступающей на дробление и тем самым позволит использовать щековую дробилку минимально возможного типоразмера.

Руда Гайского медно-цинкового месторождения шахтной добычи имеет тонкую равномерную вкрапленность. Как показывают результаты исследований измельчаемости данной руды полное вскрытие медных и цинковых минералов достигается при измельчении до 100 % менее минус 71 мкм. Поэтому в схеме рудоподготовки предусматривается двухстадиальная схема измельчения с последующим доизмельчением грубого коллективного концентрата. Медные и цинковые минералы образуют агрегаты, вскрытие которых достигается при измельчении до 85-88 % готового класса.

В схеме дробления предусмотрен склад крупнодробленой руды, обеспечивающий независимость и ритмичность работы главного корпуса.

3.1.2 Выбор и обоснование схемы обогащения

Основываясь на данных практики переработки руды Гайского месторождения, принимаем коллективно-селективную схему флотационного обогащения с выделением отвальных хвостов в коллективном цикле, выделением медного концентрата пенным продуктом и цинкового концентрата камерным продуктом. Для получения медного и цинкового концентратов требуемого качества предусматривается три перечистных операции в коллективном цикле и одна перечистная операция в медном цикле. Также в коллективном цикле предусматривается доизмельчение грубого коллективного концентрата основной флотации.

Практика переработки показывает, что при измельчении руды до 80-85 % готового класса часть медных минералов находится в вскрытом состоянии, поэтому в схеме обогащения перед коллективным циклом предусматривается операция флотации медной «головки».

Схема переработки показана на рисунке 3.1.

Технологическая режимная карта по обогащению медно-цинковых руд шахтной добычи показана в таблице 3.1.

Рисунок 3.1 - Схема переработки

Таблица 3.1 - Технологическая режимная карта по обогащению медно-цинковых руд шахтной добычи

3.1.3 Выбор и обоснование схемы обезвоживания

Схему обезвоживания медного и цинкового концентратов принимаем на основании работы действующей фабрики перерабатывающей аналогичную руду.

Готовые медный и цинковый концентраты подвергаются сгущению, фильтрации, сушки и отправляются потребителям, как товарный продукт.

Хвосты коллективной флотации складируются в хвостохранилище.

Схема обезвоживания медного концентрата показана на рисунке 3.2.

Рисунок 3.2 - Схема обезвоживания медного концентрата

3.2 Расчёт качественно-количественной и водно-шламовой схемы

3.2.1 Расчёт схемы дробления

Согласно технологическим нормам проектирования флотационных фабрик для руд цветных металлов, учитывая подземный способ добычи руды, принимаем режим работы корпуса крупного дробления 305 дней в году в 2 смены по 7 часов. Часовая производительность отделения приёма руды и крупного дробления определяется по формуле:

, (3.1)

где - количество дней в году работы оборудования под полной нагрузкой;

- количество смен в сутки;

- продолжительность смены для работы оборудования, ч;

k м- коэффициент учёта крепости руды (руда твёрдая - k м=0,95).

Исходные данные для расчёта:

1. Производительность корпуса дробления - =493т/ч.

2. Максимальная крупность куска в питании первой стадии дробления - 400мм.

3. Плотность руды - с=3,5 т/м³.

4. Насыпная плотность руды - с_н=2,0 т/м³.

Рассчитываем выбранную схему дробления, изображенную на рисунке 3.1.

Учитывая, что фабрика относится по величине производительности ко второй категории (группе В по международной классификации) в I стадии дробления целесообразна установка щековой дробилки.

Определяем ширину загрузочного отверстия для дробилки I стадии дробления по формуле:

(3.2)

.

В I стадии измельчения предусмотрена мельница полусамоизмельчения, то крупность дробленой руды принимается -250+0,00 мм, отсюда крупность продукта в I стадии дробления составляет 250 мм.

Определяем ширину разгрузочной щели дробилки по формуле:

мм, (3.3)

где - максимальная относительная крупность, д.ед. (

мм.

В операции предварительного грохочения устанавливаем колосниковый грохот. Расстояние между колосниками принимаем а=200 мм. Эффективность грохочения Е=70 %.

Гранулометрический состав исходной руды показан на рисунке 3.3. Гранулометрический состав разгрузки щековой дробилки строим по типовым характеристикам для крепкой руды /6 /. Гранулометрический состав дроблёного продукта показан на рисунке 3.4.

Рисунок 3.3 - Гранулометрический состав исходной руды

Рисунок 3.4 - Гранулометрический состав дроблёного продукта

Определяем Q₂ и Q₃

Полученные данные занесены в таблицу 3.2.

Таблица 3.2 - Результаты расчёта схемы дробления

3.2.2 Расчёт схемы измельчения

Расчёт схемы измельчения сводится к нахождению циркулирующих нагрузок в стадиях измельчения и производительности в отделении измельчения.

По данным практики Гайской обогатительной фабрики принимаем режим работы главного корпуса 340 дня в году по 24 часа в сутки, что соответствует непрерывной рабочей неделе в две смены по двенадцать часов.

Коэффициент использования оборудования главного корпуса определяется по формуле:

где Т - календарное время в плановом периоде, сут;

- простой оборудования на планово-предупредительном ремонте, по практическим данным Гайской обогатительной фабрики, сут.

Часовая производительность главного корпуса определяется по формуле:

(3.5)

где - часовая производительность оборудования главного корпуса фабрики, т/ч;

- годовая производительность главного корпуса, т/год;

- коэффициент использования оборудования главного корпуса;

- коэффициент учёта неравномерности подачи руды с рудника и неравномерности свойств руды, которые влияют на производительность оборудования, д.ед. (

Гранулометрический состав разгрузки мельницы полусамоизмельчения показан на рисунке 3.5.

Рисунок 3.5 - Гранулометрический состав разгрузки мельницы полусамоизмельчения

Расчёт циркулирующей нагрузки в стадии полусамоизмельчения осуществляем по следующим формулам

Аналогично находим циркулирующую нагрузку во второй стадии измельчения. Исходные данные принимаем по данным действующей фабрики:

=45 %; =88 %; =50 %; =67 %.

3.2.3 Расчёт схемы флотации

Баланс продуктов обогащения основан на тех требованиях, которые предъявляются к конечным продуктам обогащения согласно таблице 1.3.

Значение общих извлечений полезного компонента в одноименный концентрат принимаются по данным практики.

Технологический баланс продуктов обогащения приведён в таблице 3.3.

Таблица 3.3 - Технологический баланс продуктов обогащения

Результаты расчёта качественно-количественной схемы приведены в таблице 3.4.

Таблица 3.4 - Расчёт качественно количественной схемы

3.2.4 Расчёт водно-шламовой схемы

Целью проектирования водно-шламовой схемы является обеспечение оптимальных соотношений Ж:Т в операциях схемы: определение количества воды, добавляемой в операции или наоборот, выделяемой из продуктов при операции обезвоживания, определение отношений Ж:Т в продуктах схемы, определение объёмов пульпы для всех продуктов операций схемы, определение общей воды по обогатительной фабрике и составление баланса воды. Исходными данными для расчёта водно-шламовой схемы являются: производительность по исходной руде Q=245 т/ч, оптимальное значение Ж:Т продуктов обогащения, нормы расхода дополнительной воды на 1т обрабатываемого продукта. Исходные показатели принимаем по практическим данным обогатительной фабрики.

Результаты расчёта водно-шламовой схемы приведены в таблице 3.5.

Шламовая схема даёт возможность составить баланс воды. Суммарное количество воды, поступающее на фабрику, должно равняться суммарному количеству воды уходящему с конечными продуктами.

Расход общей воды на фабрике рассчитан по формуле:

, (3.6)

где W - суммарное количество воды, добавляемой в процесс, т/ч;

- суммарное количество воды, уходящее из процесса с конечными продуктами, т/ч;

- количество воды, поступающее с рудой, т/ч.

Таблица 3.5 - Расчёт водно-шламовой схемы

Удельный расход воды по отделению флотации рассчитан по формуле:

(3.7)

где Q - производительность по твёрдому, т/ч.

На смыв полов, промывку аппаратов и другие нужды требуется 10-15 % от воды на технологические нужды:

(3.8)

Удельный расход воды находится в пределах допустимой нормы для флотационных обогатительных фабрик: 3?6 т/ч, следовательно, расход воды удовлетворяет условиям.

Баланс воды на фабрике приведён в таблице 3.6.

Таблица 3.6 - Общий баланс воды на фабрике

3.3 Выбор и расчёт основного технологического оборудования

3.3.1 Выбор и расчёт дробилок

Согласно приведённым расчётам схемы дробления составлена таблица 3.7, в которой приведены исходные данные для выбора и расчёта дробилок.

Таблица 3.7 - Исходные данные для выбора и расчёта дробилок

Согласно исходным данным для первой стадии дробления возможно использование дробилок ЩДП 9?12 и ЩДП 6?9.

Расчёт производительностей дробилок в проектных условиях произведён по формулам (3.9) и (3.10):

где - приведённая каталожная производительность, ;

- насыпная плотность руды, ;

- поправочные коэффициенты крепости руды, крупности питания дробилки и влажности руды;

- коэффициент учёта характера цикла дробления.

где - производительность дробилки при номинальной щели, м³/ч;

- проектная разгрузочная щель, мм;

- номинальная разгрузочная щель дробилки, мм.

Количество дробилок для j-той стадии дробления рассчитано по формуле:

где - коэффициент, учитывающий неравномерность питания ().

Результаты расчётов дробилок сведены в таблицу 3.т.

Пример расчёта для дробилки ШДП 9?12:

Насыпная плотность продукта принята из соотношения:

где с - плотность руды, т/м³, с = 3,50 т/м³.

Таблица 3.8 - Расчёт дробилок

Таблица 3.9 - Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок

;

k_f = 0,95, так как руда твёрдой крепости /6/;

k_кр = 1,10, так как массовая доля в питании класса +0,5В_прин составляет 5% /6/;

k_вл = 1,00, так как влажность руды составляет 5%;

k_ц = 1,00 для открытого цикла дробления.

Расчёт других дробилок аналогичен. Результаты расчётов дробилок приведён в таблице 3.8. Технико-экономические показатели для сравнения вариантов использования дробилок приведены в таблице 3.9. На основании таблицы 3.9 в проекте принято к установке одной дробилки ЩДП 9?12 в I стадии дробления.

3.3.2 Выбор и расчёт грохотов

Для крупного грохочения принят колосниковый грохот. Необходимая площадь для грохочения на колосниковом грохоте в зависимости от расстояния между колосниками (а) определенна по формуле:

где Q - масса руды, поступающей на грохочение, т/ч;

с_н - насыпная плотность руды, т/м³;

q_а - удельная объёмная производительность для определения щели между колосниками и при необходимой эффективности грохочения, м³/(ч?м²). q_а = 70 м³/(ч?м²), так как а=200мм, Е =70% /6/.

Определенна по формуле (3.14) площадь грохота с учётом компоновочных решений:

где В_гр - ширина колосникового грохота, м. Ширина колосникового грохота принята из соотношения В?3Д_макс, так как крупных кусков много (б^{+0,7Дмакс}?15%);

L_гр - длина колосникового грохота, м. Длина колосникового грохота принята на практике из соотношения L_гр = (2?4) В_гр.

В_гр = 3?400=1200 мм;

L_гр = (2?4)?1200 = 2400?4800 4000 м;

F_комп = 1200?4000 =4800000 мм² = 4,8 м².

Так как F_гр = 7,25 м² > F_комп = 4,8 м², тогда окончательная длина грохота определена из условия:

Проектом принят колосниковый грохот, размером 1,2?6,10 м.

Проектом рассмотрены грохота ГИТ и ГИСТ. Необходимая площадь для грохочения на вибрационных грохотах, установленных после полусамоизмельчения для поверочного грохочения, рассчитывается по удельным нагрузкам с учётом поправочных коэффициентов по условиям грохочения. Расчёт необходимой площади грохота произведён по формуле

где Q - производительность операции «грохочение» по питанию, т/ч;

q - удельная производительность одного кв.метра просеивающей поверхности, м³/(м²?ч);

p_н - насыпная плотность материала, т/м³;

k, l, m, n, o, p - поправочные коэффициенты, таблица 21 /6/;

k'_ж.с. - коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности.

Пример расчёта грохота ГИТ - 41:

q = 5,5 м³/(м²?ч), так как размер отверстия, а=2 мм;

p_н = 2,00 т/м³;

k = 1,60, так как содержание в питании зёрен меньше половины размера отверстия составляет 70%;

l = 0,92, так как содержание в питании зёрен, размером больше а =2 мм составляет 2%;

m = 1,00, так как эффективность грохочения составляет 90%;

n = 1,00, так как на грохочение поступает дроблённый материал;

о = 1,00, так как материал, поступающий на грохочение сухой;

р = 1,30, так как грохочение мокрое с орошением;

k'_ж.с. =1,00.

Расчёт количества грохотов произведен по формуле:

где F_i - площадь грохота из каталога, м².

Определён коэффициент загрузки по формуле:

Для ГИТ - 41 коэффициент загрузки равен:

Аналогично рассчитаны другие типоразмеры вибрационных грохотов.

Для самобалансных грохотов удельная производительность выше на 65% по сравнению с аналогичной для самоцентрирующихся грохотов /14/.

Результаты расчётов грохотов приведены в таблице 3.10.

К установке принимается один грохот ГИСТ - 72 с площадью сит 8,90 м² и размером отверстия сита 2 мм.

Для выбранного типоразмера проведена проверка на толщину слоя, которая должна быть в конце просеивающей поверхности не более 100 мм или не более 4d.

где Q₊ - производительность грохота по надрешётному продукту, т/ч;

B_р - рабочая ширина грохота, м; B_р = В - 0,15;

В - ширина короба грохота, м;

v - скорость движения по грохоту, м/с. Для самобалансных грохотов принято v=0,3м/с.

Так как 5,1 мм < 100 мм, то проверка на толщину слоя материала в конце просеивающей поверхности выполнена успешно.

Таблица 3.10 - Расчётная таблица грохотов

3.3.3 Выбор и расчёт оборудования для измельчения

Расчёт мельниц полусамоизмельчения:

К установке принята мельница МПСИ 8530?3660.

Необходимое количество руды, поступающее на полусамоизмельчение определяется по формуле:

где Q_э - производительность эталонной мельницы, т/ч;

V_п - объём проектируемой мельницы, м³;

V_э - объём эталонной мельницы, м³;

D_п - диаметр барабана проектируемой мельницы, мм;

D_э - диаметр барабана эталонной мельницы, мм,

Необходимое число мельниц определяется по формуле:

(3.21)

где Q - количество руды, поступающее на полусамоизмельчение, (Q=245 т/ч).

Аналогично рассчитана мельница МПСИ 9000?3000 для стадии полусамоизмельчения. Расчёты сведены в таблицу 3.11. Для окончательного решения вопроса о количестве мельниц составлена таблица 3.12.

Расчёт мельниц второй стадии измельчения:

Производительность цикла по классу -71 мкм рассчитано по формуле

где б^-71 и - массовая доля класса минус 71 мкм в питании мельницы и в сливе гидроциклона, %.

Удельная производительность i-го класса типоразмера мельниц для проектных условий рассчитано по формуле:

где q_эт - удельная производительность эталонной мельницы по классу минус 71 мкм, т/(ч?м³);

k_изм - коэффициент сравнительной измельчаемости руд, проектной и эталонной;

k_т - коэффициент, учитывающий разницу в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке;

k_кр - коэффициент, учитывающий разницу в крупности руды и конечного продукта для мельниц эталонной и проектной, определяется по формуле:

где m₁ и m₂ - относительная производительность (д.е.) по расчётному классу -71 мкм для эталонных и проектных условий соответственно.

k_Di - коэффициент, которым учитывается разница в диаметрах барабанов мельниц проектируемой и эталонной. Рассчитано по формуле:

где D_проект, D_эт - диаметр (в свету) барабана мельниц проектируемой и эталонной, м.

Необходимый для измельчения объём мельниц рассчитан по формуле:

Число мельниц в i-ом варианте

где - номинальный объем мельницы, м³.

где D - диаметр мельницы, м;

L - длина мельницы, м.

Пример расчёта шаровой мельницы для второй стадии измельчения. За эталон принята шаровая мельница МШЦ 5490?7920, работающая во второй стадии измельчения на Гайской обогатительной фабрике.

Q^-71 = 245? (88-45)/100 = 105,35 105 т/ч;

q_эт = 0,8 т/(ч?м³) по данным практики действующей обогатительной фабрике;

k_изм = 1,10, так как руда твёрдая;

k_т =1,0, так как разница в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке отсутствует /6/.

Так как на действующей обогатительной фабрике крупность исходного продукта составляет -2+0 мм, =60%, тогда m₁=1,06.

Так как в проектных условиях крупность исходного продукта составляет -2+0 мм, =88%, тогда m₂=0,89 /6/.

k_кр = 0,89/1,06=0,84.

Для проектируемой обогатительной фабрики выбрано два типоразмера шаровых мельниц для второй стадии измельчения МШЦ 4500?6000 и МШЦ 5500?6500.

Пример расчёта шаровой мельницы МШЦ 4500?6000:

=0,8?1,10?1,0?0,84?0,90=0,67 т/(ч?м³);

Рассчитана допускаемая пропускная способность мельницы по формуле

Пропускная способность проектируемой мельницы рассчитана по формуле:

где - количество руды, подаваемой в мельницу, т/ч;

- принятое количество мельниц в i-ом варианте.

Шаровая мельница МШЦ 4500?6000 удовлетворяет по пропускной способности, так как =15,56 т/(ч?м³) > =3,48 т/(ч?м³).

Аналогично рассчитаны остальные типоразмеры шаровых мельниц для второй стадии измельчения и третьей стадии измельчения для доизмельчения коллективного концентрата. Расчёты сведены в таблицу 3.11. Для окончательного решения вопроса о количестве мельниц составлена таблица 3.12.

На основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов мельниц к установке приняты: в первой стадии измельчения одна мельница МПСИ 8530?3660, во второй стадии измельчения одна шаровая мельница МШЦ 5500?6500, в третьей стадии измельчения для доизмельчения коллективного концентрата одна шаровая мельница МШЦ 2100?3000.

Таблица 3.11 - Расчётная таблица мельниц

Таблица 3.12 - Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

3.3.4 Выбор и расчёт оборудования для классификации

Для классификации принимаем к установке гидроциклоны для получения тонкоизмельчённого продукта. Расчёт гидроциклонов сводится в нахождении максимального диаметра гидроциклона, определения достаточного давления на входе в гидроциклон, нахождения диаметра песковой насадки и номинальной крупности слива.

Максимальный диаметр гидроциклона рассчитан по формуле:

где - номинальная крупность (d_0,95) зёрен (мкм) в сливе гидроциклона;

d_п, d_сл - диаметры насадок песковой и сливной соответственно, см;

- плотность твёрдой и жидкой фаз пульпы, т/м³;

Н - рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

- массовая доля твёрдого в питании гидроциклона, %.

Производительность по питанию рассчитана по формуле

где - коэффициент учёта угла конусности гидроциклона;

- коэффициент учёта диаметра гидроциклона;

- давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

Давление пульпы на входе в гидроциклон рассчитано по формуле

где - высота гидроциклона, м;

- плотность пульпы на входе в гидроциклон, т/м³, рассчитано по формуле:

Дебит пульпы рассчитан для каждого варианта по формуле

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

R - разбавление пульпы, которая подаётся на классификацию:

Количество гидроциклонов для каждого варианта рассчитано по формуле

Нагрузки на песковую насадку рассчитаны по формуле

Пример расчёта гидроциклона ГЦ-500 для первой стадии классификации:

d_макс. = 198 мкм, так как массовая доля класса минус 71 мкм в сливе гидроциклона составляет 88 %, /6/.

d_п/d_сл принято 0,55;

Н = 0,04 МПа,/6/;

= 1,00 /6/;

= 1,00 /6/;

= 2,3 /6/;

;

т/(ч?м²), то есть соответствует допустимой = 0,5 - 2,5 т/(ч?м²).

Аналогично рассчитаны другие варианты типоразмеров гидроциклонов. Результаты расчёта сведены в таблицу 3.13. К установке в первой стадии классификации принято пять гидроциклонов ГЦ-500 работающих и один резервный. Во второй стадии классификации принят к установке один гидроциклон ГЦ-500 работающий и один резервный.

Таблица 3.13 - Расчёт гидроциклонов

3.3.5 Выбор и расчёт флотационных машин

Для ведения флотационного процесса во флотационной машине должно обеспечиваться:

а) необходимое перемешивание пульпы для поддержания минеральных частиц во взвешенном состоянии;

б) необходимый для эффективного разделения частиц расход воздуха, его диспергирование на мелкие пузырьки и равномерное их распределение по объёму камеры;

в) создание способной зоны пенообразования на поверхности пульпы;

г) подача питания и раздельная разгрузка пенного и камерного продуктов;

По способу перемешивания и аэрации пульпы применяемые в настоящее время флотационные машины разделяются на

а) механические, в которых перемешивание пульпы и засасывания воздуха осуществляется импеллером;

б) пневмомеханические, в которых перемешивание пульпы осуществляется импеллером, а воздух подаётся от воздуходувки;

г) пневматические, в которых перемешивание и аэрация пульпы осуществляется подачей сжатого воздуха.

Отличительная особенность пневмомеханических флотационных машин заключается в том, что в этих машинах импеллер вращается с частотой, необходимой для поддержания частиц во взвешенном состоянии и тонкого диспергирования воздуха, воздух подаётся в машину от воздуходувки. Поступление воздуха от воздуходувки позволяет по сравнению с механическими флотационными машинами обеспечить постоянный расход воздуха в машине независимо от износа аэратора и регулировать его по фронту флотации. Также они могут работать с противотоком пены, при установке большого количества машин на одной отметке, с использованием подсасывания продуктов в камеры соответствующего размеров. В проекте принято к установке флотационные машины типа «РИФ».

Пневмомеханические машины типа «РИФ» предназначены для обогащения руд методом пенной флотации. Новые гидроаэродинамические условия, создаваемые аэрационными узлами конструкции РИФ за счет оптимальных придонных и восходящих потоков пульпы, позволяют увеличить количество тонкодиспергируемого воздуха и снизить мощность, потребляемую приводом блока аэратора новой конструкции.

Конструкция флотационных машин типа «РИФ» обеспечивает:

- успешную флотацию частиц широкого диапазона крупности, в том числе класса +0,2 мм и более;

- повышение технологических показателей по содержанию и извлечению полезных компонентов в концентрат, снижение потерь в хвостах;

- высокая эксплуатационная надежность.

Главной конструктивной особенностью флотационных машин является модульный принцип построения. Благодаря такой конструкции флотационные машины легко транспортировать как по железной дороге, так и автомобильным транспортом.

Необходимое число флотационных камер для флотации рассчитано по формуле:

где W_п - объём пульпы, поступающей в данную операцию, м³/мин;

t - продолжительность флотации, мин;

V_k - геометрический объём камеры, м³;

з - коэффициент заполнения камеры, равный отношению полезного объёма камеры к геометрическому (з = 0,65-0,80).

Объём пульпы, поступающей в данную операцию рассчитан по формуле:

где Q - масса твёрдого, поступающая в операцию флотации, т/ч;

М_ж - масса жидкого в пульпы, т/ч.

Значения Q и М_ж найдены по результатам водно-шламовой схемы (таблица 3.5).

Число параллельно работающих секций флотационного отделения определено из соотношения:

где V_ф.м. - максимальная производительность выбранного типоразмера флотационной камеры по потоку пульпы, м³/ч.

Время пребывания пульпы в камере найдено по формуле

Пример расчёта флотационной машины РИФ-25 для медной «головки»:

м³/мин;

t = 7 мин, по данным практики Гайской обогатительной фабрики;

что является удобным, так как диапазон продолжительности пребывания пульпы в камере флотационной машины составляет 0,5-2 минуты.

Аналогичным образом рассчитаны флотационные машины для всех операций. Результаты расчёта количества флотационных машин сведены в таблицу 3.14.

Проектом принято к установке флотационные машины РИФ-25 в медной «головке», в основной и контрольной коллективных флотациях; РИФ-3,5 приняты в основной и контрольной медной флотациях; РИФ-1,5 приняты в первой, второй, третьей перечистных коллективных флотациях и в перечистной медной флотации.

Таблица 3.14 - Сводные данные расчёта флотационных машин

3.3.6 Выбор и расчёт питателей для реагентов

Для точной и равномерной подачи реагентов в процесс флотации используют питатели реагентов.

Расход флотационного реагента за один час рассчитан по формуле

Расход раствора флотационного реагента с необходимой концентрацией рассчитан по формуле

Пример расчёта расхода флотационного реагента: флотореагент - бутиловый ксантогенат; точка подачи - питающая коробка флотационной машины медной «головки»; производительность Q=245 т/ч; расход реагента q=15 г/т.

Так как концентрация бутилового ксантогената составляет С=5%, то

.

Проектом принято устанавливать на реагентной площадке расходные баки, обеспечивающие двух часовую потребность во флотационном реагенте.

Проектом принят питатель ПРИУ-4 с производительностью 3-200л/ч.

Таблица 3.15 - Расчёт питателей для реагентов.

Аналогично выбраны и рассчитаны питатели реагентов для других операций. Результаты расчётов и выбора реагентного оборудования сведены в таблицу 3.15.

3.3.7 Выбор и расчёт сгустителей

На процесс сгущения, протекающий под действием силы тяжести влияют минералогический и гранулометрический состав материала, форма частиц, содержание твёрдого в исходной пульпе, плотность твёрдой и жидкой фаз, рН среды, наличие в пульпе реагентов и специального ввода добавок.

Сгущение жидких продуктов в основном производится в цилиндрических сгустителях с механической разгрузкой осадка. В зависимости от устройства механизма разгрузки и, главным образом, от расположения привода этого механизма цилиндрические сгустители разделяются на два типа: с центральным приводом и с периферическим.

Расчёт сгустителя для десорбции.

На сгущение поступает 14 т/ч (336 т/сут), взято из водно-шламовой схемы (таблица 3.4). По данным действующей фабрики принимаем удельную нагрузку по коллективному концентрату q=0,5 т/(м²?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле:

(3.45)

где Q - производительность, поступающая на сгущение, т/сут;

q - удельная нагрузка, т/(м²?сут).

.

К установке принят сгуститель с центральным приводом Ц-30М с диаметром чана 30 м, глубиной в центре 4 м и площадью сгущения 700 м².

Необходимое число сгустителей определяется по формуле:

(3.46)

где S_i - площадь сгустителя принятого к установке, м².

В проекте принят к установке один сгуститель Ц-30М.

Расчёт сгустителя для сгущения медного концентрата.

На сгущение медного концентрата поступает 18 т/ч (432 т/сут), взято из водно-шламовой схемы (таблица 3.4). По данным действующей фабрики принимаем удельную нагрузку по медному концентрату q=0,6 т/(м²?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле 3.45:

.

К установке принят сгуститель с центральным приводом Ц-25М с диаметром чана 25 м, глубиной в центре 4 м и площадью сгущения 500 м².

Необходимое число сгустителей определяется по формуле 3.46:

В проекте принято к установке два сгустителя Ц-25М.

Расчёт сгустителя для сгущения цинкового концентрата.

На сгущение цинкового концентрата поступает 6 т/ч (144 т/сут), взято из водно-шламовой схемы (таблица 3.4). По данным действующей фабрики принимаем удельную нагрузку по медному концентрату q=0,4 т/(м²?сут).

Необходимая площадь сгущения определяется по формуле 3.45:

.

К установке принят сгуститель с центральным приводом Ц-25М с диаметром чана 25 м, глубиной в центре 4 м и площадью сгущения 500 м².

Необходимое число сгустителей определяется по формуле 3.46:

В проекте принят к установке один сгустителя Ц-25М.

3.3.8 Выбор и расчёт вакуум-фильтров

На проектируемой фабрике на фильтрование поступают тонкоизмельчённые продукты, исходя из этого устанавливаем дисковые вакуум-фильтры, что подтверждается практикой работы обогатительной фабрики.

Фильтрование медного концентрата.

На фильтрование поступает 18 т/ч, удельная производительность q=0,15т/(м²?ч).

Необходимая площадь фильтрования определяется по формуле:

(3.47)

где Q - производительность, поступающая на фильтрование, т/ч;

q - удельная нагрузка, т/(м²?ч).

.

К установке принят дисковый вакуум фильтр ДОО 63.

Необходимое число вакуум-фильтров определяется по формуле:

(3.48)

где S_i - площадь вакуум-фильтра принятого к установке, м².

В проекте принято к установке два вакуум-фильтра ДОО 63.

Фильтрование цинкового концентрата.

На фильтрование поступает 6 т/ч, удельная производительность q=0,06т/(м²?ч).

Необходимая площадь фильтрования определяется по формуле 3.47:

.

К установке принят дисковый вакуум фильтр ДОО 63.

Необходимое число вакуум-фильтров определяется по формуле 3.48:

В проекте принято к установке два вакуум-фильтра ДОО 63.

3.3.9 Выбор и расчёт оборудования для сушки

Для сушки рудных концентратов до определенной влажности применяются барабанные сушилки прямого действия с непосредственным соприкосновением газа с сушильным материалом.

Расчёт барабанных сушилок сводится к определению общего объёма сушилки.

Расчёт сушилки для медного концентрата:

1. Производительность сушилки по твёрдому Q=18 т/ч.

2. Влажность поступающего и сушённого продуктов 15 и 4 соответственно (таблица 3.5).

Необходимый объём сушилки определяется по формуле:

где Q - производительность сушильного отделения, т/ч;

R₁ и R₂ - разжижение, отношение Ж:Т по массе, соответственно в поступающем и выходящем из сушилки материале;

щ - напряженность сушилки по испаряемой воде, т/(м³/ч).

R₁=15/85=0,18; R₂=4/96=0,04.

щ=0,04 т/(м³/ч) - для медного концентрата.

К установке принята барабанная сушилка СБ-2,5?14.

Объём сушилки СБ-2,5?14 определяется по формуле:

(3.50)

где Д - диаметр сушилки, м;

L - длина сушилки, м.

Необходимое число сушилок определяется по формуле:

(3.51)

В проекте принята к установке одна барабанная сушилка СБ-2,5?14.

Расчёт сушилки для цинкового концентрата:

3. Производительность сушилки по твёрдому Q=6 т/ч.

4. Влажность поступающего и сушённого продуктов 17 и 4 соответственно (таблица 3.5).

Необходимый объём сушилки определяется по формуле (3.49):

R₁=17/83=0,20;

R₂=4/96=0,04.

щ=0,02 т/(м³/ч) - для цинкового концентрата.

К установке принята барабанная сушилка СБ-2,5?14 с V=69 м³.

Необходимое число сушилок определяется по формуле (3.51)

В проекте принята к установке одна барабанная сушилка СБ-2,5?14.

3.3.10 Основные компоновочные решения

При разработке проектно-компоновочных решений следует:

- создавать наиболее экономические условия эксплуатации фабрики с максимальной степенью механизации и автоматизации всех производственных и вспомогательных процессов и операций при наименьших капитальных затрат на строительство;

- обеспечить наиболее здоровые и безопасные условия для трудящихся.

Для этого необходимо соблюдать следующие указания:

1) оборудование располагать так, чтобы количество транспортируемых продуктов и расстояния, на которые они передаются, были наименьшими;

2) основной грузопоток продуктов обогащения должен проходить через фабрику самотёком;

3) следует стремиться к применению взаимозаменяемых однородных аппаратов. При выходе из строя одного или нескольких, желательно иметь возможность равномерного распределения нагрузок на все остальные аппараты;

4) должно быть обеспечено удобство эксплуатационного обслуживания и проведения монтажных и ремонтных работ. Все аппараты обслуживаются грузоподъемными механизмами;

5) не допускается излишества в отношении площадей и объёмов зданий. Схема движения флотационной пульпы по одной секции приведена на рисунке 3.6.

По климатическим и производственным условиям проектом решено сделать промплощадку обогатительной фабрики на расстоянии пяти километров от шахты.

Составленная по результатам расчетов оборудования схема цепи аппаратов показана на чертеже - лист 2. Спецификация оборудования представлена в таблицы 3.16.

Руда подается на фабрику с подземных горных работ автосамосвалами (1). Из автосамосвала руда высыпается в приёмный бункер(2), из которого пластинчатым питателем ПП 1-15-120А (3) подается на колосниковый грохот (4). Руда с питателя собирается ленточным конвейером К1 (5) и подаётся конвейером на ленточный конвейер К2 (7). Надрешетный продукт крупностью -400+200 мм самотёком поступает в дробилку крупного дробления ЩДП 9?12 (6). Подрешетный - объединяется с крупнодробленой рудой и поступает на ленточный конвейер К2 (7). Ленточным конвейером К2 (7) материал подаётся в штабель (10). Разгрузка выпускных отверстий осуществляется тремя пластинчатыми питателями (ПП-2) (11). Руда с питателей собирается ленточным конвейером К3 (13) и подаётся конвейером в мельницу полусамоизмельчения МПСИ 8,53?3,66 (15), слив которой самотёком поступает в зумпф (16) и с помощью насосов (17) подаётся на грохот ГИСТ - 72 (14). Надрешётный продукт крупностью -20+2 мм подаётся конвейером в мельницу МПСИ 8,53?3,66 (15). Подрешётный продукт грохота ГИСТ - 72 (14) через зумпф с помощью насосов подаётся в гидроциклон ГЦ-500 (22). Пески гидроциклона по жёлобу поступают в мельницу МШЦ 5,5?6,5 (21). Слив гидроциклона подаётся во флотомашины РИФ 25 (25) - 4 камеры - для флотации медной «головки». Пенный продукт медной «головки» через зумпф перекачивается насосами в сгуститель Ц-25 (28) для сгущения медного концентрата. Камерный продукт медной «головки» поступает во флотомашину РИФ 25 (2) - 14 камер - для коллективной флотации. Камерный продукт коллективной флотации поступает во флотомашину РИФ 25 (3) на контрольную коллективную флотацию. Пенный продукт контрольной коллективной флотации поступает в «голову» коллективной флотации. Камерный продукт через зумпф перекачивается насосами в хвостохранилище. Пенный продукт коллективной флотации через зумпф с помощью насосов подаётся в гидроциклон ГЦ-500 (24). Пески гидроциклона по жёлобу поступают в мельницу МШЦ 2,1?3,0 (23). Слив гидроциклона подаётся во флотомашины РИФ 1,5 (26(1)) - 20 камер - первая перечистная коллективная флотация. Пенный продукт, которой поступает на вторую перечистную коллективную флотацию во флотомашины РИФ 1,5 (26(2))- 8 камер. Камерный продукт первой перечистки поступает в «голову» коллективной флотации. Пенный продукт второй перечистки поступает на третью перечистную коллективную флотацию во флотомашины РИФ 1,5 (26(3))- 2 камеры. Камерный продукт второй перечистки поступает в «голову» первой перечистки. Пенный продукт третий перечистки через зумпф перекачивается насосами в сгуститель Ц-30 (28(1)) для сгущения (десорбции) коллективного концентрата. Сгущенный продукт насосом 17 (8) перекачивается во флотомашину РИФ 3,5 (27(1)) - 12 камер - для основной медной флотации. Пенный продукт поступает на перечистную медную флотацию во флотомашины РИФ 1,5 (26(4))- 4 камеры. Камерный продукт основной медной флотации поступает на контрольную флотацию во флотомашину РИФ 3,5 (27(2)) - 8 камер. Пенный продукт через зумпф 16(7) перекачивается насосами 17(7) в сгустители Ц-25 (28(2,3)) для сгущения медного концентрата. Камерный продукт медной перечистки поступает в «голову» основной медной флотации. Пенный продукт контрольной флотации поступает в «голову» основной медной флотации. Камерный продукт контрольной флотации через зумпф 16(6) перекачивается насосами 17(6) в сгуститель Ц-25 (28(4)) для сгущения цинкового концентрата. Сгущенный медный концентрат из сгустителей Ц-25 (28(2,3)) качается насосами (17(8,9)) в ваккум-фильтры (29(1,2)), кек которых подается ленточным конвейером 30(1) для сушки в барабанную сушилку 35(1). Сушенный медный концентрат конвейером 39(1) поступает в приёмный бункер 40 (1) для дальнейшей разгрузки в вагон 41(1). Сгущенный цинковый концентрат из сгустителя Ц-25 (28(4)) качается насосами (17(10)) в ваккум-фильтры (29(3,4)), кек которых подается ленточным конвейером 30 (2) для сушки в барабанную сушилку 35(2). Сушенный цинковый концентрат конвейером 39(2) поступает в приёмный бункер 40 (2) для дальнейшей разгрузки в вагон 41(2).

Схема вакуум-системы фильтрования: ресивер (31(1-4)), гидроловушка (32(1-4)), воздуходувка (33(1-4), гидрозатвор (34(1-4), зумпфы (16(8-11) и насосы (17(11-14)) для возврата фильтратов и переливов в соответствующие сгустители (28(2,3)).

Схема сушильной системы: пылеосадительная камера (36(1,2)), циклон (37(1,2)), электрофильтр (38(1,2)).

Компоновочные чертежи корпуса крупного дробления представлены на листах 3,4. Уровень земли в корпусе крупного дробления находится на отметке минус 0,150 м. Дробилка ЩДП 9х12 располагается на уровне 0,000 м. Ремонтно-монтажная площадка располагается в осях 3 - 5 и Б - В. Всё оборудование обслуживается с помощью мостового крана 16/3,2 т расположенного на высоте 13,420 м, обеспечивающего индивидуальный способ ремонта. Для посадки машиниста на кран используется лестница вдоль оси В и с началом на отметке 0,000 м. Для обслуживания конвейера (7) предусмотрен проём.

Везде опасные участки ограждаются в соответствии с правилами техники безопасности.

Галерея конвейера выходит из корпуса крупного дробления на отметке минус 4,200 м и входит в склад крупнодробленой руды на отметке 5,000м. Крупнодробленая руда ленточным конвейером транспортируется в главный корпус по галереи, входящей в здание на отметке 10,000м. Галереи устанавливаются под углом 18°.

Компоновочные чертежи главного корпуса представлены на листах 5,6. Корпус обогащения состоит из двух отделений: измельчение, флотация и электротехнического пролета. Уровень земли в главном корпусе находится на отметке минус 0,150 м. Мельницы размещаются на одном уровне (отметке 5,000). Грохот ГИСТ-72 установлен на отметке 10,000 м. Батареи гидроциклонов установлены на отметке 12,500 м. Оборудование в отделении измельчения обслуживается с помощью мостового крана 50/10 т расположенного на высоте 16,270 м, обеспечивающего индивидуальный способ ремонта.

Всё электротехническое оборудование установлено с изменяемой частотой вращения, так как в электротехническом пролёте установлены частотные преобразователи. Реагентная площадка находится в электротехническом пролете на отметке 8,000 м.

Флотооборудование размещается на отметке 5,000 м в пролете флотации в осях В-Г и 2-11. Оборудование в отделении флотации обслуживается с помощью мостового крана 16/3,2 т расположенного на высоте 14,960 м, обеспечивающего индивидуальный способ ремонта. Для обслуживания насосов предусмотрены проёмы в электротехническом пролете и в отделении флотации.

Таблица 3.16 - Спецификация оборудования

Рисунок 3.6 - Схема движения флотационной пульпы

4. Опробование и контроль технологического процесса

Современная обогатительная фабрика представляет собой сложное производство, со сложным технологическим процессом. Технологические операции взаимосвязаны, работа каждого последующего аппарата зависит от условий работы предыдущего. Это требует максимальной стабильности процесса, что невозможно осуществить без хорошего налаженного контроля процесса. Технический контроль на обогатительной фабрике представляет собой проверку соответствия продукции или процессов, от которых зависит качество продукции, установленным техническим требованиям и требованиям утвержденной технологической инструкции.

Контроль за обеспечением качества продукции возложен на ОТК и включает следующие виды:

-входной контроль по количественному учету и качественной подготовке исходного сырья;

-контроль и управление качеством выпускаемой продукции.

На обогатительной фабрике технический контроль осуществляется отделом технического контроля (ОТК) с привлечением центральной химико-технологической лаборатории (ЦХТЛ) для выполнения анализов химического состава продуктов, а также автоматической системой опробования пульповых продуктов (АСОПП) для экспрессного анализа технологических продуктов, и автоматической системой управления технологического процесса (АСУТП) для контроля параметров технологических процессов и соблюдения технологической дисциплины.

ОТК - основное подразделение, отвечающее за организацию, состояние и совершенствование системы технического контроля. ОТК обеспечивает контролирующие функции по отношению к ЦХТЛ (организован внешний и внутренний контроль работы лаборатории) и проверяет состояние организации метрологического контроля результатов РСА. рудоподготовка медный концентрат технологический

В функции ОТК входят: контроль за достоверностью учета поступающего сырья и отгружаемых концентратов, обеспечение исходной информацией для учета извлекаемых металлов и составления технологических и товарных балансов металлов.

На фабрике пробы отбираются для получения следующих характеристик процесса: гранулометрической, минералогической, химического состава, влажности, плотности, концентрации растворов. На основе результатов проводимого опробования составляется сметные, суточные, декадные, месячные балансы и проводится оперативный контроль, учёт и регулирование процесса. Отдел технического контроля контролирует качество выпускаемой продукции и соответствие её стандартам и техническим условиям, соблюдение установленной технологии производства, а также качество поступающего на фабрику сырья, промежуточной и товарной продукции определяется путём отбора и анализа проб. На Гайской обогатительной фабрике существует комбинированная схема опробования. Смонтирована и внедрена автоматизированная система отбора и транспортирования проб.

Флотационный процесс контролируется автоматизированной системой опробования пульповых продуктов (АСОПП). Отбор, доставка, подготовка и анализ проб осуществляется АСАК, включающий в себя пульповый рентгеновский анализатор АР-31 и порошковый спектрометр СРМ-25 с отдельными ручными операциями при подготовке экспрессных и формировании сменных проб. Формирование, подготовка и отправка на анализ сменных и экспрессных проб, производится согласно утвержденного графика.

Золотосодержащий материал с установок и очисток оборудования опробуется на определение благородных металлов и массовой доли влаги. Результаты сбора, транспортирования и хранения материала в маркированных контейнерах регистрируются в специальных журналах по учету и контролю. После получения результатов анализов, составляются акты. При содержании золота в концентрате более 50 г/т ,он подлежит отгрузки, при содержании золота менее 50г/т - расшихтовке.

Время между отбором пробы и получением результата составляет один час. Разделка проб и определение содержания металлов в них осуществляется вручную.

Поступающую на фабрику руду взвешивают на вагонных весах на товарной станции. Количество всей продроблённой руды определяется по показаниям конвейерных весов дробильного отделения.

Обслуживающий персонал замеряет и регулирует размер щелей дробилок и один раз в смену определяют на производительность, служба ОТК контролирует часовую производительность мельниц, содержание тонкого помола в питании флотации, щелочность пульпы по стадиям флотации. Контролёры ОТК следят за расходом реагентов не более двух раз в смену. Контролируют загрузку мельниц стержнями и рудоразмольными шарами, несколько раз в смену определяют содержание металлов в концентрате по секции и в отвальных хвостах, учитывают механические потери металлов со сливами. В отделении сгущения определяют содержание твёрдого в питании, разгрузке и сливе сгустителей. В фильтровальном отделении контролируют содержание твёрдого в питании фильтров, величину вакуума на фильтрах, влажность отфильтрованного концентрата и его количество. Вся продукция сушильного отделения взвешивается на вагонных весах.

Опробование товарной продукции производится в отборе точечных проб от партий при погрузке п/вагонов во время перемещения концентратов по транспортерной ленте конвейера пересечением потока механизированным скребковым пробоотбирателем, сблокированным с соответствующими конвейерами , а при его неисправности - ручным способом.

Отобранные точечные пробы механизированного или ручного отбора разгружаются на специально оснащенную площадку для дальнейшей ее подготовки.

Отгрузка мягких контейнеров с золотосодержащим материалом в вагон или автомобиль сопровождается отвесными, актами и транспортными накладными.

Товарная продукция обогатительной фабрики ОАО «Гайского ГОК» отгружается потребителям соответственно техническим требованиям:

ТУ 48-7-13-89 -медный концентрат;

ТУ 48-6-117-90 -цинковый концентрат;

ГОСТ 444-75 -колчедан серный флотационный.

Контроль отвальных хвостов осуществляется согласно «Инструкции о порядке ведения мониторинга безопасности гидротехнических объектов хвостового хозяйства ОАО 'Гайский ГОК'» и производится ежемесячный отбор проб отвальных хвостов на определение плотности и гранулометрического состава на крупность по классам от 2 мм до 0 мм.

Для составления баланса принимается средневзвешенное содержание металлов в отгруженных медном и цинковом концентратах и серы в пиритном концентрате к количеству этих компонентов в переработанной руде по отделениям или участкам. При определении товарного извлечения и количества металлов и серы в полученных концентратах исключается механические потери.

В отчёт принимаются анализы, подсчитанные из всех сменных анализов, которые были сделаны в течение месяца. Это исключает индивидуальную ошибку, даже самого квалифицированного лаборанта и позволяет считать такой результат наиболее точным, так как в нём участвуют десятки лаборантов, а допущения при этом анализе погрешности сводятся к минимуму по закону больших чисел. Огромное значение для правильности учёта и контроля над производством имеет точность опробования.

В основу технического отчёта берутся данные, полученные при анализе так называемых проб товарных, то есть проб, отобранных специальными механическими пробоотборниками после дробления и измельчения руд, им взятых пробоотсекательными станциями.

Иногда точные результаты даёт и ручное опробование, если оно производится на хорошо измельчённых и хорошо перемешанных материалах и гарантирует представительный вес проб.

Повышение качества продукции на обогатительной фабрике возможно лишь при условии достоверного контроля качества руд и продуктов обогащения, а также надёжно действующей системы технического контроля.

Без надёжного опробования продукции большие затрачиваемые усилия на совершенствование методов анализа оказываются малоэффективными.

Карта технологического и товарного опробования на обогатительной фабрике приведены в таблице 4.1.

Таблица 4.1 Карта технологического и товарного опробования на обогатительной фабрике ОАО «Гайский ГОК»

5. Технология обезвоживания флотационных концентратов методом гранулирования

Традиционное обезвоживание концентратов флотации на современном производстве включает в себя следующие операции: транспортировку разбавленной минерализованной пены к сгустителям, сгущение продуктов, фильтрацию и сушку. Расход транспортной воды на предприятиях составляет от 2 до 7 м3/час.

При транспортировке сгущёного продукта к фильтрам разбавление продукта водой происходит в насосных установках, что ведёт к снижению показателей работы фильтров. При сгущении и фильтрации происходят потери продукта обогащения со сливом и фильтратом.

После сушки концентраты получают в виде высокодисперсного материала, который при транспортировке потребителю в вагонах выдувается.

Выгрузка дисперсного утрамбованного материала после перевозки достаточно трудоёмкий процесс с применением бурорыхлительных машин. Однородные высокодисперсные минералы обладают свойством увеличивать плотность при длительном хранении и динамических воздействиях на них при перевозке. При этом прочность материала может возрастать и в условиях отрицательных температур.

Вышеперечисленные недостатки технологии обогащения ведут к снижению качества выпускаемой продукции, к снижению производительности труда на предприятии, к загрязнению окружающей среды.

Таким образом, возникла задача по разработке нового способа обезвоживания-гранулирования высокодисперсных продуктов флотации, который интенсифицирует процесс обезвоживания и ликвидирует, по мере возможности, вышеизложенные недостатки.

В последнее время в отечественной и зарубежной фабрике обезвоживания продуктов обогащения находят всё большее применение высокомолекулярные синтетические вещества из группы высших полимеров.

Эти полимеры обладают высокими флокулирующими свойствами и позволяют интенсифицировать процесс седиментации тонких частиц.

В зависимости от знака электрического заряда, получаемого боковой (функциональной) группой при диссоциации молекулы полимера в растворе, реагенты могут быть подразделены на четыре типа: отрицательно заряженные (анионактивные) полимеры; положительно заряженные (катионактивные) полимеры; неионогенные полимеры, повышающие их растворимость в воде и функциональными, но неспособные к диссоциации; амфотерные полимеры.

Для полимерных флокулянтов характерно, во первых, образование “мостиков”за счёт связей между водородом недиссоциированных боковых групп и атомами кислорода на поверхности минеральных частиц.

Во вторых, имеет место взаимодействие между зарядами боковой группы ионизированного полимера и поверхностью твёрдой частицы. Такое взаимодействие, возможное только при противоположных знаках зарядов, снимает потенциалы минеральных зёрен и они флокулируют.

Может происходить также химическая реакция между функциональными группами полимеров и ионами металлов на поверхности частиц.

В четвёртых - при добавлении раствора флокулянта к суспензии, молекулы полимера адсорбируется сегментом макромолекулы на поверхности частиц твёрдого, в то время как другие молекулы той же группы адсорбируются другими частицами. Сегменты флокулянта образуют “мостики” между частицами твёрдого, связывая их в агрегаты (флокулы).

При адсорбции значительного количества полимеров может возрастать толщина и устойчивость гидратных оболочек вокруг твёрдых частиц, так как флокулы, связанные мостиками полимеров, сохраняют между отдельными частицами значительные водные прослойки, что отрицательно влияет на процесс фильтрации продукта.

Преобладание того или иного вида связи полимера с частицей зависит от ионной характеристики среды (рН), величины и знака электрокинетического потенциала и химической формулы полимера.

При выборе флокулянта должны учитываться его молекулярная масса, растворимость в воде и величина молекулярной когезии функциональных групп, характеризующая силы притяжения между молекулами полимера и поверхностью частицы.

В производстве переработки минерального сырья вопросы обезвоживания и гранулирования продуктов обогащения встают отдельными этапами. Так, процесс обезвоживания продуктов флотации относится к обогатительным процессам, в гранулировании заинтересованы металлургические переделы, где широко используются процессы окомкования.

Для интенсификации процесса обезвоживания пульп концентратов при сгущении и фильтрации применяются высокомолекулярные флокулянты. Практика показала, что флокулянты активно действуют в пульпах с низким содержанием твёрдого, с повышением процентного содержания твёрдого эффективность флотации падает. Получило развитие применение флокулянтов в гидроциклонах. В некоторых случаях флокуляция минеральных частиц отрицательно сказывается на фильтрационной характеристике минерала.

После сушки материал в виде тонкодисперсного порошка отправляют потребителю.

Процесс окомкования тонкодисперсного материала безобжиговым методом наиболее полно представлен в производстве окатышей железных и марганцевых руд.

В последнее время водорастворимые высокомолекулярные вещества нашли применение и в обогащении минерального сырья при окомковании продукта.

Получение окатышей крупностью 8-16 мм из марганцевых шихт с добавкой тонкоизмельчённого цементного клинкера снижает расход электроэнергии на 5-6 % при выплавке углеродистого ферромарганца. Первые попытки окускования богатого медного концентрата для плавки в конвертере проведены на Норильском горно-металлургическом комбинате, связующее сульфитно-спиритовая барда.

Отечественная и зарубежная практика окускования тонкодисперсных материалов - продуктов переработки минерального сырья свидетельствуют о том, что водорастворимые полимерные связующие начинают широким фронтом внедряться в процесс получения окатышей, что водорастворимые полимерные связующие подают во вторую стадию окомкования, с целью сокращения его расхода, в первую стадию окомкования для его увлажнения подают воду. То есть, в ходе переработки сырья полученный концентрат сгущаем, фильтруем, подвергаем сушке, а затем снова увлажняем, добавляем воду в уже готовый высушенный концентрат. Решение данной проблемы предполагается Юдиным Н.Н., в своей работе автор разработал условия, при которых уже в процессе фильтрования возможно получение концентрата, удовлетворяющего требованиям процесса гранулирования. В качестве эффективной добавки при гранулировании Юдин Н.Н. предложил водорастворимый полимер К-4, который значительно сокращает расход бентонита.

Значительно дальше в решении задачи по стыковке процессов обезвоживания и гранулирования пошли японские исследователи. В работе предлагают способ скорейшего вовлечения пульп концентратов в процесс обезвоживания- гранулирования. Тонкодисперсный материал в заключительной стадии переработки получают в виде гранул.

Способ заключается в том, что в бак, содержащий суспензию, добавляют высокомолекулярный флокулянт. Содержимое бака перемешивают мешалкой, с линейной скоростью 10,5-3 см/сек на конце лопасти мешалки. Перемешивание суспензии обеспечивается в ламинарном режиме. Содержание твёрдых частиц в суспензии составляет более 30 г/л. образовавшиеся гранулы твёрдого вещества выводят из бака и высушивают в кучах с естественным стоком жидкой фазы.

Данный способ хорош для хвостов обогащения, в хвостохранилищах полученные гранулы естественно обезвоживаются, жидкая фаза стекает в прудки. Применительно к концентратам процесс возможен лишь с последующей фильтрацией или сушкой полученных гранул.

Юдин Н.Н. разработал технологию фильтрования - гранулирования с использованием традиционного фильтра и окомкователя.

Японские исследователи осуществили процесс в баке с мешалкой. В США для осуществления этого же способа предлагается отстойник, в котором введённая суспензия разделяется на жидкие и твёрдые компоненты. Отстойник устроен таким образом, что внутри его нет никаких препятствий, в нижней его части имеются выпускные каналы, служащие для введения суспензии и флокулянта. В верхней части отстойника выпускной канал для сбрасывания жидкости в резервуар. Специальное приспособление вызывает возникновение завихрённого потока жидкости в отстойнике. Устройство выполнено таким образом, что взвесь течёт завихрённо вверх вместе с высокомолекулярным флокулянтом и вытекает из выпускного канала, расположенного в верхней части отстойника, в виде обводнённых гранул.

Устройство характеризуется тем, что не имеет вращающихся частей, но оно как и предыдущее не обеспечивает получения гранулированного продукта с низким содержанием влаги.

Также запатентовано устройство, представляющее из себя цилиндрический контейнер, который располагают под желаемым углом к горизонтали, на диске контейнера помещена наклонная плита, составляющая с днищем острый угол. Недостатком в конструкции устройства является дискретный характер в работе: загрузка продукта, гранулирование, разгрузка гранул. Этот недостаток является основным.

Совершенствование способа ведёт к созданию аппаратов более сложной конструкции. Непрерывные в работе установки созданы во Франции, ФРГ. В ФРГ разработано устройство в виде цилиндрического барабана, по внутренней поверхности которого расположена прерывистая винтовая линия, загрузка осуществляется через полый вал. Разгрузка - на противоположном торце барабана через разгрузочное устройство. С целью получения более низкой влажности гранул их направляют в барабан с фильтрующей тканью по внутренней поверхности барабана. Фильтрующий барабан является продолжением первого.

Недостаток конструкции устройства - это ещё достаточно высокая влажность конечного продукта - гранул до 44%.

Обзор конструктивного оформления процесса обезвоживания - гранулирования показал, что конструктивные решения аппаратов отвечают пока не в полной мере технологическим вопросам, в частности, не обеспечивают низкого содержания влаги в получаемых гранулах.

На основе анализа материалов был разработан способ по обезвоживанию - гранулированию продуктов флотации с применением водорастворимых высокомолекулярных флокулянтов.

Целью разработки является повышение эффективности процесса обезвоживания с получением конечного продукта в виде гранул на обогатительной фабрике Гайского ГОКа.

На поверхность потока сгущённой пульпы (после сгустителя) подаётся под давлением тонкодиспергированный высокомолекулярный полимер. За счёт того, что раствор флокулянта непосредственно на поток сгущённого продукта распыляется, увеличивается удельная поверхность контактирования минеральных частиц продукта флотации с активными группами диссоциированного в водном растворе флокулянта, чем ускоряется процесс флокуляции частиц твёрдого в пульпе.

Образующаяся сфлокулированная пульпа медленно перемешивается, в результате чего мелкие флокулы соединяются друг с другом и укрупняются. При дальнейшем перемешивании жидкая фаза удаляется. Обезвоженные хлопья - гранулы направляются в зону теплового облучения, где происходит дальнейшая полимеризация флокулянта. За счёт направленного теплового облучения, полимеризации флокулянта, перемешивания, флокулы окатываются, уплотняются. Образуются гранулы. Жидкая фаза направляется в отстойник.

В качестве флокулянта использовали карбамидную смолу ВК-1 с активирующей добавкой - ортофосфорной кислотой. Температура облучения 100С.

Влажность полученных гранул находится в пределах допустимых норм. Лучшие результаты получены при следующем составе связующего, вес % : карбамидная смола-62,5, активирующая добавка - 37,5, исходная влажность концентрата 60%.

Проведённые испытания показали, что возможно получение данным способом гранулированного продукта из концентрата влажностью до 805 %.

Пробы медного и цинкового концентратов отбирались со склада готовой продукции фабрики, подвергались воздушной сушке и сокращению каждой пробы. Отобранные навески подвергались анализам для определения необходимых параметров флотоконцентратов: удельный вес, удельная поверхность, ганулометрический состав.

Химический и минеральный анализы продуктов проводились с целью выявления включений породообразующих минералов как кварц, карбонаты, содержание которых оказывает существенное влияние на действие флокулирующего реагента - карбамидную смолу ВК-1.

Функциями отклика выбраны: влажность гранул, %; масса твёрдого в сливе, г/100 мл; выход готового продукта.

Из анализа модели процесса по влажности конечного продукта - гранул следует, что:

на влажность гранул существенно влияет температура облучения, с повышением температуры облучения влажность гранул уменьшается;

на влажность гранул также положительное действие оказывает расход флокулянта, с повышением расхода флокулянта влажность гранул уменьшается;

масса твёрдого в пульпе является решающим негативным фактором, который показывает, что с уменьшением массы твёрдого в пульпе флотоконцентрата влажность конечного продукта уменьшится.

Способ обезвоживания - гранулирования флотоконцентратов состоит в следующем.

Высокомолекулярный флокулянт ВК-1 и катализатор подают в мешалку с флотационной пульпой. Сначала подают катализатор Н3РО4, время контактирования 240 сек., затем подают полимер ВК-1, время контактирования 240 сек. Образуются мелкие флокулы.

Из мешалки продукт поступает в шнековое устройство, где медленно перемешивается, в результате чего мелкие флокулы, соединяясь друг с другом, укрупняются, уплотняются. Происходит механический синерезис в полученных агрегатах, то есть механическое отжатие влаги. Из системы выводят жидкую фазу, а укрупнённые флокулы транспортируют в зону теплового облучения и облучают по температуре поверхностного слоя гранул: 2080С. происходит дальнейшая полимеризация флокулянта- идёт полимерный синерезис- отжатие жидкой фазы за счёт внутренних взаимодействий системы полимер- минеральная частица.

В результате данного процесса получен конечный продукт флотации в виде гранул диаметром 320мм на установке лабораторного типа.

При работе с цинковым флотоконцентратом был осуществлён дробный факторный эксперимент со следующими переменными факторами: масса твёрдого в пульпе; расход флокулянта, % к массе твёрдого в пульпе; температура воздушной среды при тепловом облучении; угол наклона ванны шнека; расход гидролизованного полиакриламида, г/т; обороты шнека, об./ мин.

Функции отклика: влажность, количество твёрдого в сливе, выход готового продукта.

Модель показывает, что изменение в большую сторону таких факторов процесса как расход флокулянта, температура окружающей среды при тепловом облучении, угол наклона шнека, расход полиакриламида оказывает положительное влияние на влажность гранул.

Влажность конечного продукта не зависит от массы твёрдого в исходном.

Лучший опыт получен при следующих параметрах:

масса твёрдого в пульпе-30%;

расход флокулянта-6%;

температура окружающей среды-10 °С;

угол наклона шнека-15 град.;

расход полиакриламида-20 г/т;

обороты шнека-15 град.;

выход готового продукта-32,6%.

Основную роль здесь играет скорость вращения шнека, чем она медленнее, тем меньше взмучивания, тем меньше твёрдого в сливе.

На скорость сгущения оказывает положительную роль снижение массы твёрдого в исходной пульпе.

На установке лабораторного типа получены значения:

влажность гранул-18,5%;

масса твёрдого в сливе-0,07/100мл;

выхд готового продукта-32,6%.

Опыты по обезвоживанию- гранулированию медного флотоконцентрата были проведены классическим методом, то есть с постепенным увеличением расхода флокулянта -связующего ВК-1. Лучший результат по влажности получен при следующих параметрах процесса:

масса твёрдого в пульпе-30%;

расход флокулянта-4,5 %;

угол наклона шнека-15 град.;

расход полиакриламида-60 г/т;

обороты шнека-3,1 об/мин;

выход готового продукта-32,6%.

Получили влажность гранул- 8,5%, крупность гранул 320 мм.

Анализ априорной информации отечественной и зарубежной практики по обезвоживанию - гранулированию продуктов флотации с применением синтетических флокулянтов показал, чтоданный способ получил широкое развитие в последние годы в Японии, США, Франции, ФРГ.

Для флокулирования и связывания отдельных минеральных частиц в агрегаты среди синтетических полимеров наиболее известными являются полимеры акрилового ряда - полиакриламиды с разной молекулярной массой, неионные полимеры -полиоксиэтилен, перидур.

Исследование возможности процесса обезвоживания- гранулирования флотоконцентратов на установке лабораторного типа показало следующее:

выбран флокулянт - связующее - полимер ВК-1(карбамидная смола);

получены гранулы диаметром 320 мм из флотоконцентратов: пиритного, медного, цинкового;

гранулы получены с влажностью от 8,6 до 13 %;

расход флокулянта - связующего от 4,5 до 6 %.

6. Экономическая часть

Радикальные преобразования в России и формирование рыночных отношений ориентируют предприятия производственно-хозяйственной деятельности на принятие самостоятельных управленческих и технических решений с учётом финансово-экономических последствий. Именно эти требования должны учитываться при разработке экономической части дипломного проекта, которая выполняется в соответствии с его технологической частью. Экономические расчёты должны быть связаны со всеми разделами проекта.

Экономическое обоснование целесообразности отдельных проектных решений предлагается осуществлять в соответствии с методическими рекомендациями, которые ориентированы на унификацию методов оценки эффективности инвестиционных проектов в условиях перехода России к рыночным отношениям.

6.1 Расчёт производственной программы

Проектируемая обогатительная фабрика предназначена для переработки медно-цинковой руды, поступающей на фабрику с Гайского месторождения. Проектируемая обогатительная фабрика перерабатывает в год 2,0 млн. т сырья и относится к предприятиям средней производительности. Исходная руда содержит 1,50 % меди, 2,50 % цинка. Медный концентрат содержит 18% меди, а цинковый концентрат 48 % цинка. Режим работы корпуса обогащения 340 дней в году в две смены по 12 часов.

Схема рудоподготовки включает в себя одну стадию дробления. Первая стадия дробления осуществляется в щековой дробилке ЩДП 9?12 с предварительным грохочением. В цехе обогащения применяются пневмо-механические флотационные машины типа «РИФ». Измельчение осуществляется в мельницах, а классификация в гидроциклонах.

Расчёт прогнозного объема производства концентратов приведен в таблице 6.1.

Таблица 6.1 - Расчёт прогнозного объёма производства концентрата

6.2 Расчёт капитальных вложений

Затраты капитальных вложений состоят из затрат на строительство зданий и сооружений, а также затрат на приобретение и монтаж оборудования. Для этого составляется локальная смета на здания и сооружения с использованием данных технологической части дипломного проекта; смета на приобретение и монтаж оборудования, составленная на основе данных технологической части дипломного проекта; сводная смета на промышленное строительство обогатительной фабрики. Накладные расходы приняли в размере 16 % от полной стоимости прямых затрат. Плановые накопления приняты в размере 25 % от суммы полной стоимости простых нормируемых затрат и накладных /8/. Смета на приобретение и монтаж оборудования приведена в таблице 4.3.

Расчёт представлен на примере мельницы МШЦ 5500х6500.

Цена мельницы - 19248 тыс. руб.

Запасные части составляют 3 % от общей отпускной цены за одну мельницу:

З = (1 • 19248) • 0,03 = 577,440 тыс. руб.

Транспортные расходы составляют 5 % от общей отпускной цены и запчастей:

Т_расх. = (19248 + 577,440) • 0,05 = 991,272 тыс. руб.

Заготовительно-складские расходы составили 1,2 % от суммы стоимости, запчастей и транспортных расходов:

Р_з-скл. = (19248 + 577,440 + 991,272) • 0,012 = 249,801 тыс. руб.

Таблица 6.2 - Смета на промышленные здания и сооружения

Таблица 6.3 - Смета на приобретение и монтаж оборудования