Проектирование обогатительных фабрик

Министерство образования и науки РФ

Федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

Московский государственный открытый университет

Курсовой проект

Проектирование обогатительных фабрик

Москва, 2008

Задание на курсовой проект

Студентке специальности 130405 «Обогащение полезных ископаемых»

сокращенного курса Петкус Елизавете Викторовне

Тема задания: Спроектировать обогатительную фабрику для переработки фосфоритовой руды.

Исходные данные: Производительность фабрики - 4 млн.т/год при содержании P₂O₅ в исходной руде 11,0%; плотность в монолите δ=3,0; номинальная крупность руды, d_н =25 мм

Расчетно-пояснительная записка содержит следующие разделы:

1.       Титульный лист

2.       Содержание

.        Задание

.        Введение

.        Обоснование и выбор схемы обогащения

.        Технологический расчет

.        Выбор и расчет основного оборудования

.        Техника безопасности

.        Экономическая часть

.        Список использованной литературы

.        Приложение

1. Обоснование и выбор схемы обогащения

.1 Вещественный состав руды

Фосфоритные руды характеризуются большим разнообразием минерального состава и отличаются условиями образования. Существует несколько схем классификации фосфоритов, которые совершенствовались по мере углубления теоретических знаний об известных месторождениях. Фосфоритные месторождения разделяются на экзогенные и метаморфогенные. Экзогенные месторождения по условиям образования делятся на осадочные (морские) и выветривания. Осадочные месторождения фосфоритов подразделяются на платформенные и геосинклинальные. Основные запасы фосфоритных руд сосредоточены на осадочных месторождениях. Геосинклинальные месторождения представлены оолито-микрозернистыми и афанитовыми фосфоритами. При этом наибольшее промышленное имеют фосфориты оолито-микрозернистые. Месторождения этих фосфоритов характеризуются большими запасами богатых руд. К их числу относятся месторождения бассейна Каратау. Месторождения афанитовых фосфоритов ограничены. Они имеются в Алтае - Саянском фосфоритовом бассейне. Качество руды низкое 6-8 % Р₂О₅. Платформенные месторождения содержат зернистые, ракушечные, желваковые и галечниковые фосфориты. Они располагаются на значительных площадях, но имеют небольшую мощность фосфоритных слоев. Зернистые фосфориты по запасам занимают первое место в мире. Эти фосфориты в основном применяются для производства минеральных удобрений: мировая добыча зернистых фосфоритов составляет 25 % общего количества добываемого фосфатного сырья. В нашей стране имеются маломощные месторождения зернистых фосфоритов с низким содержанием полезного компонента. Руды месторождений ракушечных фосфоритов Прибалтийского бассейна являются бедными (содержание Р₂О₅ 5-11%) с фосфоритным слоем мощностью 1-4 м. Желваковые фосфориты распространены на Русской платформе и образуют промышленные скопления на Егорьевском, Вятско-Камском и других месторождениях. Фосфоритные слои залегают в отложениях песчанистого и песчано-глинистого состава с присутствием глауконита. Фосфоритоносные толщи этого типа месторождений занимают большие площади, но имеют мощность не более 1-1,5 м. Содержание Р₂О₅ в руде составляет 8-14%, а в желваках от 16-18% до 23-25%.

Месторождения выветривания широко развиты в южных районах Сибири (Белкинское, Телекское и другие месторождения). Среднее содержание Р₂О₅ в них 14-20%. Фосфориты метаморфогенных месторождений подразделяются на метаморфизированные и метаморфические. В метаморфизированных фосфоритах фосфатное вещество перекристаллизовалось в апатит при незначительном изменении минерального состава и структуры породы. В метаморфических фосфоритах произошли глубокие изменения состава и структуры породы с образованием новых минералов.

Фосфаты образуют микроскопические или субмикроскопические кристаллики, иногда волокнистой или лучистой формы. Плотность фосфатов колеблется от 3,2 до 2,95 г/см³.

.2 Анализ работы предприятий по переработке аналогичной руды

Производственное объединение «Фосфорит» выпускает фосфоритную муку, получаемую методом флотационного обогащения фосфоритной руды Кингисеппского месторождения. Характерной особенностью этих руд является сравнительно простой минеральный состав, обособленность зерен фосфата и кварца при достаточном их размере, невысокое содержание глинистых веществ и существенные различия физико-химических свойств разделяемых минералов. Перечисленные факторы предопределяют достаточно эффективное обогащение этих руд при применении сравнительно простых технологических схем и режимов. Руда содержит 5-11% Р₂О₅.

Обогатительная фабрика включает следующие технологические операции: подготовка руды к обогащению (дробление, грохочение, измельчение, классификация и обесшламливание); флотация измельченной руды и обезвоживание флотационного концентрата (сгущение, фильтрование, сушка). На рисунке 1.1. представлена технологическая схема обогащения фосфоритной руды.

Из карьера руда крупностью отдельных кусков до 1000 мм подается автосамосвалами в два приемных бункера корпуса крупного дробления, откуда пластинчатыми питателями направляется на инерционные грохоты для предварительного выделения класса -150мм. Надрешетный продукт поступает в дробилки крупного дробления ЩДП-12х15 и дробится до 150мм. Подрешетный продукт объединяется с дробленой рудой и системой ленточных конвейеров подается в корпус мелкого дробления. В корпусе мелкого дробления руда грохочением разделяется по классу 50 мм. Верхний класс самотеком поступает на молотковые дробилки. Дробленая руда вместе с подрешетным продуктом подается в бункера главного корпуса. Руда измельчается в мельницах МШР-3200х3100, работающих в замкнутом цикле с 2-хспиральным классификатором. Шаровая загрузка: 60мм -50% и 80мм - 50%. Циркулирующая нагрузка составляет 300-400%. Крупность измельченной руды 30-40% класса +0,18 мм.

Рис.1.1 Технологическая схема обогащения фабрики ПО «Фосфорит»

С целью подготовки измельченной руды к флотации в песковый желоб классификатора подается кальцинированная сода 0,84 кг/т и жидкое стекло 0,15-0,2 кг/т. Слив классификатора насосами подается на обесшламливание в 2 стадии в гидроциклонах 500 и 250мм. Слив I стадии обесшламливания подается самотеком во II стадию, откуда слив поступает на хвостохранилище. Пески обеих стадий подаются на флотацию.

Флотация обесшламленной фосфоритной руды осуществляется с применением сложной собирательной смеси, включающей омыленное сырое таловое масло, гудронный флотореагент и тракторный керосин. Собирательная смесь подается в начале процесса 50-60%.

Флотация руды осуществляется в восьмикамерных машинах «Механобр-6». Температура пульпы 19-20ºС. Схема флотации включает основную флотацию и две перечистки пенного продукта. Камерный продукт основной флотации направляется в хвостохранилище. Камерные продукты перечисток направляются на предыдущую операцию соответственно. Полученный концентрат поступает на сгущение в сгустители диаметром 24м. В качестве коагулянта используется серная кислота.

Сгущеный концентрат фильтруется с использованием коагулянта - хлористого кальция. Применяются барабанные вакуум-фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью - 40м². Сушка ведется в сушильном барабане (2800х20000мм). Температура топочных газов на входе 800-1000ºС, на выходе - 80-95ºС. Высушеный концентрат элеваторами подается в силосные банки по 2800т.

Тонкие частицы концентрата в топочных газах улавливаются в батарейных циклонах и электрофильтрах. Потери концентрата в процессах обезвоживания и газоочистки составляют 0,5-0,6%.

В результате обогащения фосфоритной руды на фабрике получают концентрат с содержанием 27,5-28% Р₂О₅ при извлечении 80-82%.

.3 Требования к качеству концентрата

При обогащении фосфорсодержащих руд с различным минералогическим составом, свойствами и характеристиками, получают несколько видов концентратов, регламентируемых стандартами и техническими условиями:

апатитовый концентрат, фосфоритная мука и фосфоритный концентрат, - все они различаются по характеристикам, требованиям и даже в своих рамках различаются на сорта.

Исходя из данной работы, нацеленной на проектирование процесса и оборудования для обогащения фосфоритной руды с содержанием 11% Р₂О₅, и взятой за основу обогатительной фабрики ПО «Фосфорит», предусматривается получение высококачественного флотационного фосфоритового концентрата, который является сырьем для производства суперфосфата и должен соответствовать следующим нормам:

Содержание, %:

Р₂О₅, не менее 28,0;

MgO, не более 2,5;

Р₂О₅ , FeO, Fe₂O₃, Al₂O₃, не более 3,0;

Влаги, не более 1;

Остаток на сите класса +0,18 мм, не более 10.

.4 Краткое описание принятой схемы обогащения

На основании анализа фабрик по обогащению горно-химического сырья принимаем следующую технологическую схему, которая включает одностадиальное измельчение (для исходной крупности 25 мм) в замкнутом цикле с классификацией, одностадиальное обесшламливание, стадию основной флотации, 2 перечистки, сгущение концентрата, фильтрование и сушку. Для флотации необходима крупность 70% класса -0,074 мм. Одностадиальная схема измельчения имеет ряд преимуществ: требуется меньшее количество классифицирующего оборудования и поэтому меньших капитальных затрат на оборудование; проста в регулировке и обслуживании оборудования, так как не требует транспортирования продуктов из одной стадии измельчения в другую, и все мельницы расположены на одной отметке по высоте; простои оборудования меньше, так как остановка одной мельницы или классификатора не отражается на работе других агрегатов; дает возможность установки наиболее крупных мельниц. Поверочную классификацию в замкнутом цикле применяем для контроля крупности измельченного продукта, повышения производительности мельницы и уменьшения ошламования продукта при измельчении. Некондиционный продукт возвращается обратно в мельницу (циркулирующая нагрузка), в питании мельницы уменьшается содержание крупного класса и вследствие этого возрастает ее производительность по готовому продукту.

2. Технологический расчет

.1 Расчет качественно-количественной схемы обогащения

Необходимо произвести расчет схемы (Рис.2.2.) для обогащения фосфоритных руд, содержащих 11% Р₂О₅, при исходной крупности 25 мм. Производительность фабрики 4 млн.т/год.

Согласно /4/ режим работы фабрики и главного корпуса принимаем круглосуточный, то есть 365 дней в году в 3 смены по 8 часов.

Рассчитаем часовую производительность оборудования главного корпуса и фабрики /4, стр. 38/:

, т/ч;

где: Q_Ф.Г. = 4000000 т/год - годовая производительность фабрики;

k_И= 0,94 - коэффициент использования оборудования главного корпуса, /4, табл. 3/,

k_Н= 1,05 - поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность тех свойств сырья, которые влияют на производительность оборудования данного цеха, /4, стр. 39/;

т/ч.

Суточная производительность фабрики будет равна:

т/сут.

Циркулирующую нагрузку при расчете производительности измельчения в замкнутом цикле с классификацией принимаем 300%. Расчет качественно-количественной схемы проводим по главным показателям обогащения [6, стр. 17]:

 = ε₁+ ε₂+…+ε_n,

 = γ₁ + γ₂ +…+γ_n,

где a - содержание ценного компонента в руде, %, θ - содержание ценных компонентов в хвостах, %; b - содержание ценных компонентов в концентрате, %; g_к, g_хв - выход концентрата и выход хвостов, %; ε_n - извлечение ценного компонента в продукт, %.

Определим выходы продуктов по формуле [5, стр. 145]:

;

Определяем содержание полезного компонента по формуле [5, стр. 145]:

;

По формуле Q_n=Q₁ ^. g_n / 100 определяем массу продуктов.

Результаты расчета качественно-количественной схемы сводим в таблицу 2.3.

Для расчета схемы задаемся параметрами:

β₁=11,0%, β₆=12,0%, β₉=22,0%, β₁₁=26,0%, β₁₃=29,0%, β₁₆=35%, ε₁₃=91,0%, ε₁₇=1,0%, ε₁₉=90,0 %, ε₁₈=25,0%, ε₂₁=87,0%.

Частное извлечение:

Е₁₃=92%, Е₁₁=94%, Е₉=96%.

ε₁₁= ε₁₃/ Е₁₃; ε₉= ε₁₁/ Е₁₁; ε₈= ε₉/ Е₉;

Рис.2.2. Технологическая схема получения фосфоритового концентрата.

Таблица 2.1 Результаты расчета качественно-количественной схемы.

2.2 Расчет водно-шламовой схемы

Для расчета водно-шламовой схемы флотации используем ряд формул.

Определяем объем воды в операции или продукте [5, стр.198]:

W_n = Q_n ^. R_n; м³/ч, где:

разжижение продукта, то есть отношение жидкого к твердому по массе в операции или продукте, [5, стр.198].

Определяем объем пульпы в операции или продукте [5, стр.198]:

, м³/ч,

где: d_n = 3,0 т/м³ - плотность руды в монолите.

Таблица 2.2. Результаты расчета водно-шламовой схемы.

Задаемся значениями разжижения:

R₁ = 0,05 (5% тв.); R₄ = 1,5(40% тв.);R₅ = 0,42(70% тв.); R₆ = 1,0(50% тв.); R₉ = 2,13(32% тв.); R₁₁ = 2,03(33% тв.); R₁₃ = 1,63(38% тв.); R₁₆ = 1,5(40% тв.); R₁₇ = 99,0(1% тв.); R₁₈ = 4,0(20% тв.); R₁₉ = 0,15(87% тв.); R₂₁ = 0,01(99% тв.); R_I = 0,43(70% тв.); R_III = 1,7(37% тв.); R_IV = 2,0(33% тв.); R_V = 2,2(31% тв.); R_VI = 2,1(32% тв.); R_VII = 3,8(32% тв.).

Результаты расчета водно-шламовой схемы сводим в таблицу 2.2 и баланс воды в таблицу 2.3.

Таблица 2.3. Баланс воды

Общий расход воды на обогащение:

ΣL = ΣW_n - W_исх = 1260,37 - 25,55 = 1234,82 м³/ч.

Расход воды на 1 тонну руды:

Q = 1234,82 / 511 = 2,42 м³.

На обогатительной фабрике внедрено оборотное водоснабжение, водооборот составляет около 95%. Расход свежей воды будет составлять:

L_св = åL - L_об = 1234,82 - (1234,82×0,95) = 61,74 м³/ч.

Все приведенные выше подсчеты относятся к воде потребляемой только для технологических целей. Обычно общее потребление воды фабрикой на 10 - 15% превышает потребление воды для технологических целей.

3. Выбор и расчет основного оборудования

.1 Выбор и расчет мельниц стадии измельчения

Необходимо выбрать размер мельниц и подсчитать их число для стадии измельчения производительностью Q₂ = 2044 т/ч руды от 25 мм (β_и = 10 % класса - 0,074 мм) до крупности 60 % класса - 0,074 мм (β_к = 60%).

Расчет мельниц производим по удельной производительности. Рассчитываем шаровые мельницы с центральной разгрузкой - они имеют большую пропускную способность, высокий уровень слива обеспечивает длительное пребывание частиц породы в рабочей зоне, и как следствие, равномерность продукта по крупности. Принимаем за эталонную руду, перерабатываемую на действующей фабрике, оборудованной мельницами с разгрузкой через решетку МШР 3200х3100. Каждая мельница потребляет 630 кВт и имеет производительность 60 т/ч при питании рудой крупностью 40-0 мм (β_и = 6 % класса - 0,074 мм) и содержание расчетного класса в готовом продукте - β_к = 48%.

Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу - 0,074 мм действующей мельницы /4, стр. 234/:

, т/(м^{3 .} ч),

где: Q = 60 т/ч - производительность действующей мельницы МШР-3200х3100;

b_к= 48 % - содержание расчетного класса в конечном продукте;

b_и= 6 % - содержание расчетного класса в исходном продукте;= 3,1 м - длина действующей мельницы;= 3,2 м - диаметр действующей мельницы;

 т/(м^{3 .} ч)

Определим значение коэффициента К_к - коэффициента, учитывающего различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой обогатительных фабриках - по формуле /4, ф. 121/:

,

Определяем значение m₁ по /4, табл. 33/ для условий измельчения эталонной мельницы: крупность исходного продукта 40 - 0, содержание класса - 0,074 мм в конечном продукте 48 %.

.

Определяем значение m₂ по /4, табл. 33/ для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта 25 - 0 (10 % класса - 0,074 мм), содержание класса меньше 0,074 мм в конечном продукте 60 %.

Проинтерполируем по крупности исходного продукта:

;

.

Определим значение коэффициентов К_D - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц - для сравниваемых мельниц по формуле /4, ф. 122/:

,

—      где: D и D₁ - соответственно номинальные диаметры барабанов проектируемой и эталонной мельниц:

—      для мельниц МШЦ-4500х8000:

руда обогатительный фабрика строительство

.

для мельницы МШЦ-5500х6500:

;

—      для мельниц МШЦ-6000х8000:

;

Так как к установке проектируем мельницу с центральной разгрузкой, то принимаем К_т - коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельниц - 0,9.

Определим удельную производительность мельниц по вновь образуемому классу - 0,074 мм по формуле /4, ф. 120/:

= q₁ ^. К_и ^. К_к ^. К_D ^. К_т, т/(м^{3 .} ч)

для мельницы МШЦ-4500х8000:

q = 1,11 ^. 1,1 ^. 1,11 ^. 1,19 ^. 0,9 = 1,45 т/(м^{3 .} ч);

—      для мельниц МШЦ-5500х6500:

= 1,11 ^. 1,1 ^. 1,11 ^. 1,32 ^. 0,9 = 1,61 т/(м^{3 .} ч);

—      для мельниц МШЦ-6000х8000:

= 1,11 ^. 1,1 ^. 1,11 ^. 1,38 ^. 0,9 = 1,68 т/(м^{3 .} ч).

Находим рабочие объемы барабанов мельниц по формуле /4, стр.235/:

, м³

для мельницы МШЦ-4500х8000:    

 м³;

для мельницы МШЦ-5500х6500:    

 м³;

для мельницы МШЦ-6000х8000:    

 м³.

Определим производительность мельниц по руде по формуле /4, ф. 123/:

,

для мельницы МШЦ-4500х8000:    

 т/ч;

для мельницы МШЦ-5500х6500:    

 т/ч;

для мельницы МШЦ-6000х8000:    

 т/ч.

Определяем расчетное количество мельниц:

для мельницы МШЦ-4500х8000:    

= 2044/342 = 5,98          n = 6;

для мельницы МШЦ-5500х6500:    

= 2044/470 = 4,35,                   n = 5;

- для мельницы МШЦ-6000х8000:  

= 2044/722 = 2,65,                   n = 3.

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине, требующейся для каждого варианта установочной мощности, суммарной массе, характеризующей стоимость. При сравнении вариантов учитываем так же и другие условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требующийся объем здания, требуемую для каждого варианта грузоподъемность крана, условия ремонта мельниц, удобство размещения оборудования.

Сравнение вариантов установки мельниц приведено в таблице 3.4:

Таблица 3.4. Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям

К установке принимаем 3 мельницы МШЦ-6000х8000 как наиболее выгодный вариант.

Техническая характеристика мельницы представлена в приложении.

.2 Выбор и расчет гидроциклонов

В качестве классифицирующих аппаратов применяем гидроциклоны как наиболее производительное, экономичное и компактное оборудование, наиболее простое по конструкции, не имеющее движущихся частей.

Рассчитаем оборудование для поверочной классификации в замкнутом цикле с измельчением.

Сливу, содержащему 70 % класса - 0,074 мм [5, табл. 14], соответствует номинальная крупность d_н = 180 мкм. При такой крупности слива зерна мельче 0,15d_н=27 мкм распределяются по продуктам классификации как вода.

Определим содержание твердого в сливе и песках гидроциклона по формуле [5, стр. 266]:                             

;

Выписываем результаты расчета шламовой схемы для разделения в гидроциклоне в таблицу 3.5.:

Таблица 3.5. Результаты расчета шламовой схемы гидроциклона

Выбираем гидроциклоны с диаметром 1000 мм и 2000 мм.

Таблица 3.6 Гидроциклоны

 D г/ц, мм              

, см

, см

, мПа, диаметр пескового

Определяем производительность гидроциклонов:

где: - поправка на диаметр гидроциклона; - поправка на угол конусности;  - диаметр сливного отверстия;  - диаметр питающего отверстия; - давление на входе в гидроциклон.

Определяем необходимое количество гидроциклонов:

Проверяем нагрузку гидроциклона по пескам, количество гидроциклонов нужно принять кратное трем, так как они находятся в замкнутом цикле с мельницами, поэтому дальнейший сравнительный расчет ведем, исходя из этого условия:

Эта нагрузка находится в пределах нормы [0,5 - 2,5 т/(см^{2 .} ч)].

Определяем достаточное давление на входе в гидроциклон:

Определяем номинальную крупность слива, которую может обеспечить данный гидроциклон:

Полученная в гидроциклоне D=1000 крупность слива меньше, чем задано и гидроциклон обеспечит нужную крупность слива.

К установке принимаем 6 гидроциклонов ГЦ-1000, с 100% резервом получаем 12 гидроциклонов - по 4 гидроциклона на каждую мельницу МШЦ-6000х8000.

Техническая характеристика гидроциклона представлена в приложении.

.3 Расчет гидроциклона для операции обесшламливания

Рассчитаем оборудование для обесшламливания слива классификации.

Производительность по поступающему твердому Q_И=511 т/ч. Необходимо получить слив крупностью 90 % класса - 0,074 мм. Сливу, содержащему 90 % класса - 0,074 мм [5, табл. 14], соответствует номинальная крупность d_н = 94 мкм. При такой крупности слива зерна мельче 0,15d_н=14,1 мкм распределяются по продуктам классификации как вода. Количество гидроциклонов следует принять таким образом, чтобы слив после классификации самотеком поступал на обесшламливание.

Определим содержание твердого в сливе и песках гидроциклона по формуле [5, стр. 266]:

;

Таблица 3.7. Результаты расчета шламовой схемы обесшламливания.

Принимаем к расчету гидроциклоны с диаметром 1000 мм и 710 мм.

Таблица 3.8. Гидроциклоны

Определяем производительность гидроциклонов (5, стр.261-265):

Определяем необходимое количество гидроциклонов:

Принимаем к расчету гидроциклон Гц-710. Проверяем нагрузку гидроциклона по пескам:

Эта нагрузка находится в пределах нормы [0,5 - 2,5 т/(см^{2 .} ч)].

Определяем достаточное давление на входе в гидроциклон:

Определяем номинальную крупность слива, которую может обеспечить данный гидроциклон:

Полученная в гидроциклоне крупность D=710 обеспечит нужную крупность слива.

Давление на входе ненамного превышает обычно принимаемое, однако это обеспечит наименьшее количество оборудования и обеспечит необходимые параметры.

Принимаем 3 гидроциклона ГЦ-710. С 100% резервом получаем 6 гидроциклонов, по 2 на мельницу МШЦ-6000х8000.

Техническая характеристика гидроциклона представлена в приложении.

.4 Выбор и расчет флотационных машин

Проектируем к установке пневмомеханические флотомашины финской фирмы «Оутокумпу» (ОК), как наиболее компактные, производительные и энергосберегающие, с меньшей удельной металлоемкостью и хорошими технологическими показателями. Эти машины обеспечивают высокую аэрированность пульпы и удовлетворительное взвешивание минеральных частиц. Они имеют широкий предел регулирования поступающего воздуха. Конструкция ротора позволяет запускать машину после остановки без выпуска пульпы из камеры. Для удобства компоновки оборудования и его обслуживания проектируем 2 секции флотации.

Расчет камер производим по формуле [5, ф. 156]:

,

где: V - объем пульпы, м³/ч;

1 t - продолжительность флотации в рассматриваемой операции, мин., (по исследовательским работам и опыту работы фабрики);

2 u_k - геометрический объем камеры, м³;

3 k = 0,8 - отношение объема пульпы в камере при работе флотационной машины к геометрическому объему камеры.

Проведем расчет конкурирующих вариантов установки камер с различными объемами. Данные расчетов сводим в таблицу 3.9:

Таблица 3.9. Расчет флотационных машин

К установке принимаем флотационные машины ОК-100.

Техническая характеристика флотационных машин представлена в приложении.

.5 Выбор и расчет контактных чанов

Контактные чаны и аппараты кондиционирования пульпы устанавливают для кондиционирования пульпы с реагентами.

Продолжительность кондиционирования пульпы и порядок подачи реагентов определяются опытным путем.

Расчет контактных чанов проводится по формуле [3]. Принимаем во внимание продолжительность контакта, геометрический объем чана и другие величины.

n = V t / (60 V_k K)

где n - количество контактных чанов; V - объем флотируемой пульпы, м³/ч; t - продолжительность контактирования пульпы с реагентом, мин; V_k - геометрический объем контактного чана, м³; К - коэффициент, К = 0,8-0,9 [5, стр.271]

Таблица 3.12. Исходные данные для расчета контактных чанов

Для расчета принимаем геометрический объем контактного чана 61м³.

Основная медная флотация для 1 секции:

n = 1258,13 · 3,5 / 60 · 45 · 0,9 = 1,81

Принимаем к установке 2 контактных чана марки КЧ-4. По 1 контактному чану на каждую секцию.

.6 Выбор и расчет оборудования для сгущения

Определим необходимую площадь сгущения [13, стр. 303]:

;

где Q = 224,84 т/ч - исходное питание сгустителя;

q = 0,103 т/м²ч - удельная нагрузка сгустителя по твердому.

.

Для установки сравним три типоразмера сгустителей: Ц-50, Ц-80.

Определим требуемое число сгустителей:

для Ц-50

для Ц-80

Принимаем к установке 1 сгуститель с центральным приводом диаметром 80 метров: Ц-80.

Техническая характеристика сгустителя представлена в приложении.

.7 Расчет вакуум-фильтров

Для фильтрации принимаем к установке дисковый вакуум-фильтр как наиболее производительное и экономичное оборудование.

Для расчета вакуум-фильтров определим необходимую площадь фильтрования [13, стр. 307]:

где    Q = 222,9т/ч - исходное питание вакуум-фильтров;

q = 0,6 т/м²ч - удельная нагрузка вакуум-фильтров по твердому.

Для установки сравним три типоразмера вакуум-фильтров:

ДУ-250-3,75-0,01, ДУ-160-3,75-0,01, ДУ-100-2,5-0,01.

Определим требуемое число вакуум-фильтров:

для ДУ-102 -2,5-0,01   

для ДУ-160-3,75-0,01   

для ДУ-250-3,75-0,01   

Принимаем к установке 2 рабочих вакуум-фильтра ДУ-250-3,75-0,01 + 2 резервных.

Техническая характеристика вакуум-фильтров представлена в приложении.

.8 Расчет сушилок

Для сушки концентрата применяем барабанные сушилки. К основным преимуществам барабанных сушилок относятся: возможность использования для сушки дымовых газов с достаточно высокой температурой без перегрева материала, что обеспечивает хорошую экономичность сушки; возможность сушить материалы, не обладающие сыпучими свойствами. Они отличаются большой производительностью, высоким тепловым коэффициентом полезного действия, малым потреблением энергии, сравнительно низкими эксплуатационными расходами и надежностью в работе.

Для расчета сушильных барабанов определим необходимый объем сушки [13, ф. 169]:

где: Q = 174,46 т/ч - исходное питание;

ω = 60 т/м²ч - удельная нагрузка по твердому;

R₁ = 0,15 - разжиженность поступающего кека;

R₂ = 0,01 - разжиженность конечного продукта.

Для установки сравним три типоразмера сушильных барабанов:

СБ-3.2*22, СБ-3.5*22, СБ-3.5*27.

Определим требуемое число сушильных барабанов:

для СБ-3.2*22

для СБ-3.5*22

для СБ-3.5*27

Принимаем к установке 2 сушильных барабана СБ-3.5*27.

Техническая характеристика сушильных барабанов представлена в приложении.

4. Опробование и контроль технологических процессов

4.1 Опробование и контроль технологических процессов

Опробование - комплекс операций по отбору проб исходной руды и продуктов её обогащения и подготовка их к анализу для оперативного управления процессом, составления технологического баланса и для расчета с потребителями. Важнейшей задачей в области опробования и контроля является повышение их точности, уровня надежности, их комплексная механизация.

Разделка проб, проведение анализов осуществляется ОТК и химлабораторией. На фабрике отбор и подготовки наиболее ответственных товарных проб возложена на отдел технического контроля, работающий в непосредственном контакте с химлабораторией.

К задачам ОТК относятся:

отбор проб, подготовка и сдача их на анализ в экспресс-лабораторию с целью обеспечения требуемого качества продукции;

подготовка и сдача на анализ проб для получения отчетных или контрольных данных с целью выявления нарушений при ведении технологических процессов, определения точек потерь, составление баланса;

обеспечение необходимой информацией о нарушениях режимов руководства предприятия.

Опробование на обогатительной фабрике производится автоматически. Частота отбора проб и точки опробования приведены в таблице. Диспетчерской службой с помощью контрольно-измерительных приборов ведется учет времени работы основного технологического оборудования, а также производится посменный учет времени простоев оборудования с указанием причин.

Различают следующие виды контроля.

По назначению можно выделить следующие виды контроля:

приемно-сдаточный контроль;

технологический оперативный контроль (для составления балансов и для управления технологическими процессами);

контроль с целью получения дополнительной информации;

контроль работы технологического оборудования с целью управления процессами.

По частоте различают 2 вида контроля:

постоянный - в течение всего времени работы фабрики;

периодический - через определенные промежутки времени.

На проектируемой фабрике принимается схема опробования продуктов аналогичная существующей на действующей фабрике. Все продукты опробуются автоматически с необходимой частотой.

Взвешивание руды, поступающей на фабрику, осуществляется на вагонных весах, смонтированных перед приемным бункером. Взвешивание руды при поступлении ее из бункеров производится на конвейерных весах. Часовая производительность мельничного отделения определяется с помощью весов установленных на конвейере перед мельницей.

Учет вырабатываемого концентрата производится путем взвешивания его на сборном конвейере. Количество концентрата, отгружаемого потребителю, учитывается с помощью вагонных весов, установленных на погрузочных путях силосного склада.

Для отбора проб слива гидроциклона, проб готового концентрата и технологических хвостов применяется пробоотбиратель типа ПАГ. Автоматический контроль плотности слива в гидроциклонах осуществляется с помощью плотномера типа ПР - 1026.

Для оперативного контроля за технологией обогащения предусмотрена установка автоматических пробоотборников «Курьер 40» финской фирмы «Оутокумпу».

Для контроля температуры пульпы устанавливаются температурные датчики.

Контроль запаса материала на складах, в бункерах, в зумпфах осуществляется с помощью уровнемеров поплавкового типа или типа ГРП. Запас материала в рабочих зонах дробилок и мельниц измеряется по косвенным сигналам: мощности (или току) электропривода, шуму, давлению масла в подшипниках.

Для контроля расхода воды в измельчение и классификацию устанавливаются расходомеры переменного перепада давления.

Для измерения давления пульпы на входе в гидроциклон применяются манометры механического типа. Для контроля величины вакуума и расхода сжатого воздуха в фильтровально-сушильном отделении также установлены манометры.

Рис. 4.3. Схема опробования продуктов обогащения.

4.2 Автоматизация

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.

4.3 Контроль параметров

Контроль параметров процесса измельчения

·  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.

Контроль параметров процесса флотации

·  контроль плотности пульпы - ПР-1025М;

·        контроль уровня в дренажных зумпфах - БКС-2;

·        контроль уровня в технологических зумпфах - БКС-2;

·        контроль плотности пульпы основной флотации - ПР-1025М;

·        контроль уровня пены в основной флотации;

·        контроль расхода воздуха - ротаметры;

·        контроль расхода горячей воды на отделение - диафрагма ДК-6-200, “Сапфир”-22ДВ;

·        контроль расхода электроэнергии - ваттметр;

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

Контроль параметров процессов сгущения и фильтрации

·  плотность пульпы - ПР-1025М;

·        объемный расход сгущенного продукта - ИР;

·        плотность сгущенного 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;

·        уровень в ресиверах - ЭРСУ.

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.

Контроль параметров процесса пылеулавливания

·  температура газа на входе в батарейный циклон - первичный преобразователь - ТСП, вторичный - КСП-2;

·        температура газа на выходе из электрофильтра - первичный - ТСП, вторичный - КСП-2;

·        температура газа на входе в электрофильтр - первичный - ТСП, вторичный - КСП-2;

·        температура щелочного раствора на орошение скруббера- первичный - ТСП, вторичный - КСП-2;

·        температура раствора на выходе из скруббера - первичный - ТСП, вторичный - КСП-2;

·        температура газа на выходе из каплеуловителя - первичный - ТСП, вторичный - КВМ-1;

·        температура масла в подшипниках дымососов - первичный - ТСП, вторичный - РТ-049;

·        разрежение газа на выходе из электрофильтра - первичный - “Сапфир”-22ДВ, вторичный - КВУ-1;

·        разрежение газа на входе в батарейный циклон - первичный - “Сапфир”-22ДВ, вторичный - КВУ-1;

·        давление газа на входе в скруббер - первичный - “Сапфир”-22ДН, вторичный - КВУ-1;

·        давление газа на выходе из скруббера - первичный - “Сапфир”-22ДН, вторичный - КВУ-1;

·        давление раствора на орошение скруббера - манометр ЭКМ;

·        расход раствора на орошение скруббера - диафрагма ДК-6-20, “Сапфир”-22ДО с КВУ-1;

·        расход раствора на промывку каплеуловителя - диафрагма ДК-6-20, манометр дифференциальный ДСП-150.

Контроль параметров отделения погрузки

·  верхний уровень концентрата в силосных банках;

·        аварийный верхний уровень в силосных банках;

·        вес концентрата в вагонах - весоизмерительный комплекс;

·        влажность концентрата;

·        учет расхода энергии.

Контроль параметров реагентного отделения

·  контроль температуры в чанах и резервуарах - ТСМ, преобразователь измерительный Ш-703;

·        контроль давления в автоклавах - преобразователь избыточного давления “Сапфир”-22ДН, узкопрофильный прибор М-1730;

·        контроль расхода силикатной глыбы - конвейерные весы 1954 АВ-630;

·        контроль концентрации жидкого стекла - Пр Э-12, М-1730;

·        расход пара на корпус - диафрагма камерная ДК-6, преобразователь измерительный “Сапфир” 22ДД;

·        расход сжатого воздуха на отделение - диафрагма камерная ДК-6, преобразователь измерительный “Сапфир” 22ДД;

·        расход оборотной воды на отделение - индукционный расходомерИР-61;

·        расход свежей воды на отделение - диафрагма камерная ДК-16, преобразователь “Сапфир” 22ДД;

·        контроль расхода FeSO₄ - весы 1954 АВ-630;

·        контроль концентрации FeSO₄ - Пр Э-12, КУЖ-8а.