Главная              Рефераты - Разное

1. Общая часть - реферат

содержание

Введение. 7

1. Общая часть. 8

1. Экономико-географическое и административное положение района. 8

1.2. Горно-геологические сведения о месторождения. Минеральный состав руд 9

1.3. Характеристика полезного ископаемого и вмещающих пород. 19

1.4. Анализ исследовательских работ, выбор метода обогащения. 21

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ. 24

2.1. Исходные данные проектируемой фабрики: 24

2.2. Определение часовой производительности проектируемой фабрики. 24

2.3. Расчет технологических показателей качественно-количественной схемы 24

2.4. Расчет циркулирующей нагрузки. 28

2.5. Расчет водо-шламовой схемы.. 29

2.6. Определение расхода свежей воды по фабрике. 34

2.7. Расчет основного оборудования. 34

2.7.1. Расчет мельниц ( I стадия) 34

2.7.2. Расчет мельницы ( II стадия) 37

2.7.3. Расчет мельницы ( IIi стадия) 39

2.8. Расчет оборудования для классификации. 41

2.8.1. Расчет спиральных классификаторов . 41

2.8.2. Расчет гидроциклонов . 43

2.8.3. Расчет III стадии классификации . 45

2.9. Расчет магнитных сепараторов. 46

2.9.1. I стадия ММС .. 46

2.9.2. II стадия ММС .. 48

2.9.3. III стадия ММС .. 49

2.9.4. Расчет обезвоживающей ММС .. 50

2.10. Расчет вакуум-фильтров. 51

2.11. Расчет дешламаторов. 52

2.11.1. I стадия дешламации . 52

2.11.2. II стадия дешламации . 53

2.11.3. III стадия дешламации . 53

3. спецчасть. 55

3.1. Повышение износостойкости футеровок мельниц. 55

3.2. Выбор типа футеровки. 55

3.3. Промышленные испытания экспериментальной каскадной футеровки по барабану мельниц первой стадии измельчения. 56

3.4. Промышленные испытания экспериментальной магнитной футеровки в мельницах второй и третей стадиях измельчения. 59

3.5. Результаты испытаний. 60

3.6. Технологические показатели процесса измельчения. 60

3.7. Резиновая футеровка. 63

3.8. Выводы.. 63

3.9. Расчет получения экономического эффекта от стоимости дополнительно полученного концентрата при использовании каскадной футеровки. 65

4. Опробование, контроль, автоматизация технологических процессов.. 67

4.1. Способы контроля и автоматизация. 67

5. Энергоснабжение. Обеспечение электроэнергией.. 71

6. Водоснабжение и хвостовое хозяйство.. 73

6.1. Водоснабжение. 73

6.2. Хвостовое хозяйство. 74

7. Генеральный план и проектно-компановочное решение 76

8. Охрана труда и техника безопасности.. 78

8.1. Анализ потенциальных опасностей и вредностей проектируемого предприятия 79

8.2. Влияние вибрации и шума. 79

8.3. Влияние микроклимата. 81

8.4. Производственное освещение. 82

8.5. Основные причины электротравматизма. Способы, обеспечивающие электробезопасность. 83

9. Экологическая безопасность. 84

9.1. Задание. 84

9.2. Решение. 84

9.2. Расчет экономического ущерба от загрязнения открытых водоемов. 88

9.3. Расчет предотвращенного экономического ущерба после проведения атмосфероохранных мероприятий. 89

9.4. Расчет платы за загрязнения атмосферного воздуха и поверхностных вод 90

9.4.1. Плата за загрязнения атмосферного воздуха . 90

9.4.2. Плата за загрязнение поверхностных вод (рассчитывается аналогично) 91

9.5. Определяем чистый экономический эффект. 92

9.6. Методы совершенствования производственно экологической деятельности в Железногорском регионе. 92

10. Экономика и организация производства.. 98

10.1. Выбор и обоснование режима работы проектируемой фабрики. 98

10.2. Расчет численности работников и определение производительности труда 100

10.3. Определение производительности труда. 103

10.4. Определение себестоимости производства концентрата. 105

10.5. Расчет затрат на сырье и основные материалы.. 105

10.6. Расчет фонда заработной платы.. 106

10.7. Амортизационные отчисления. 107

10.8. Расчет затрат на электроэнергию.. 108

10.9. Затраты на техническую воду. 109

10.10. Расчет прибыли от производства и реализации продукции. 110

Список используемой литературы.. 112

Введение

Переход на рыночные отношения в черной металлургии приводит к необходимости поисков резервов и в переработке железных руд. Необходимость повышения производительности оборудования с одновременным ужесточением требованием заказчика к качеству концентратов приводит к необходимости поисков резерва производства.

На базовом предприятии КМА – МГОКе за последние годы проведены большие мероприятия по реконструкции, направленных на повышение качества продукции при переработки основного сырья месторождения бедных железистых кварцитов, предназначенных для переработки методами измельчения и мокрой магнитной сепарации.

На предприятии расширен фронт дробления, установлены современные дробилки, испытана и внедрена схема снабжения крупности сырья, отделение мокрая магнитная сепарация оснащена новым агрегатом для магнитной сепарации, декламации и фильтрации.

1. Общая часть

1. Экономико-географическое и административное положение района

Район Михайловского месторождения расположен в пределах юго-западного склона средне-русской возвышенности и представляет равнину сильно изрезанную реками, а так же многочисленными балками и оврагами. Район характеризуется умеренно-континентальным климатом. Среднегодовая температура климата +4, -8 о С, зимой температура может опускаться до -25 о С, при средней температуре в январе -9 о С, а летом поднимается иногда до +38 о С, при средней температуре в июле около +20 о С. Среднее количество осадков 532 – 592 мм. в год, большинство их выпадает в виде дождя. Зимой преобладают ветры юго-западного и западного направлений, а летом северо-западного и западного. Высота снегового покрова 0,5 м. глубина промерзания приходится на март и составляет 120-125 мм. Продолжительность теплого сезона 220-240 дней, холодного 140-180 дней. Метеорологические сведения проводятся по данным Железногорской метеостанции, характеризуемый район относится к сейсмическим, топливом район беден, промышленные предприятия работают на газе. Электроэнергия для предприятий и населенных пунктов поступает по проходящей через район высоковольтной линии электра передач 330 кВт.

Административный центр Михайловского горнопромышленного района, город Железногорск.

Михайловское месторождение железных руд представлено 3 залежами: Веретененской, Остаповской, Курбакинской. Наиболее благоприятные горно-геологические условия имеет Веретененская залежь, которая является объектом первоначальной эксплуатации. Основные типы руд – это железные руды и железистые кварциты (окисленные и неокисленные).

Кварцитный карьер и карьер богатых руд имеют единый фронт вскрышных работ, который составляет 500-454 мм.м3 горной породы. Проектная длинна карьера по поверхности – 6800 м., по кровле руд 5800м., по дну 1800 м.

Площадь по поверхности 2500 тыс. м2 , по кровле руд 1400 тыс. м2 , глубина карьера на конец обработки 600м.

Проектная мощность карьера по добыче богатых руд 10 млн.т., неокисленных железистых кварцитов 30 млн. т., окисленных 10-15 млн. т. в год.

Обработка месторождений ведется открытым способом, технология добычных работ включает: бурение скважин, многорядные взрывания, погрузка богатых и бедных руд в автосамосвалы – на перегрузочные станции и железнодорожный транспорт – для поставки на фабрику.

На базе богатых железных руд построено и эксплуатируется ДСФ по производству товарной аглоруды.

Для переработки неокисленных железистых кварцитов построен и эксплуатируется ДОК мощностью 300 млн. т. сырой руды в год.

Добыча руды возможна только после предварительного осуществления, которое выполняется подземным способом, дренажными горными выработками.

1.2. Горно-геологические сведения о месторождения. Минеральный состав руд

Михайловское месторождение находится в Железногорском районе Курской области, в 5 км юго-восточнее города Железногорска.

Месторождение открыто в 1949 году Льговской железорудной экспедицией выполнявшей первый этап детальной разведки железных руд на трех основных залежах: Веретенинской, Остаповской и Рясниковской (1950-1958гг.). Второй этап детальной разведки проведен юго-западной ГРЭ ПГО Центрология в 1965 – 1985гг. с утверждение запасов железных руд по состоянию на 01.01.1985г. С 1968 года эксплуатирующим месторождение Михайловский ГОКом производится доразведка богатых руд и зоны окисления железистых кварцитов в границах проектного карьера.

Вскрытие месторождения начато в 1957 г., добыча богатых железных руд в 1960г. Михайловским железорудным комбинатом по проектному заданию Южпроруды (г.Харьков). достигнута проектная мощность рудника 10 млн.т. Строительство первой очереди МГОКа с мощностью переработки неокисленных кварцитов 15 млн.т. выполнено в 1968-1973 гг., второй – в 1975-1976гг. достигнута проектная мощность МГОКа по переработки 30 млн.т. рудной массы.

В геологическом строении месторождения выделяются два структурных этажа: нижний , сложенный сильно метаморфизованными и дислоцированными породами докембрия, и верхний , образующий пологозалегающий чехол, сложенный осадочными отложениями палеозоя и мезокайнозоя.

В строении фундамента Михайловского месторождения принимают участие метаморфизованные терригено-осадочные образования стойленской и коробковской свиты оскольской серии нижнего протерозоя.

На участке доразведки стойленская свита представлена верхней подсвитой ( ), сложенной ритмично слоистой толщей углистых хлорит-серицито-кварцевых сланцев с подчиненными прослоями метаморфизованных песчаников. В верхней части подсвиты на контакте с железорудной толщей наблюдаются прослои безрудных кварцитов.

На подстилающих сланцах стойленской свиты согласно залегают железистые кварциты нижней железорудной подсвиты коробковской свиты ( ), слагающие веретенинскую залежь, которая в настоящее время является объектом отработки железистых кварцитов. Мощность нижней подсвиты 800-830 м. В ее разрезе выделяются четыре пачки.

Первая (нижняя) пачка ( ) сложена карбонатно-магнетитовыми, магнетитовыми, гематит-магнетитовыми, содержащими карбонат, малоруднми и безрудными кварцитами. Мощность пачки 80-300 м. Малорудные и безрудные кварциты залегают в низах пачки, образуя горизонт мощностью 3-50 м. Представляют они собой породы серого и темно-серого цвета, массивные, грубополосчатые, содержащие магнетит.

Вышележащий горизонт представлен карбонатно-магнетитовыми и магнетитовыми кварцитами, содержащими карбонат. Карбонатно-магнетитовые кварциты слагают нижнюю часть горизонта.

Макроскопически это серые с желтоватым оттенком широко-, средне- и тонкополосчатые породы. Основными минералами являются кварц (40-50%), магнетит (25-30%), карбонат (40-50%).

Гематит-магнетитовые кварциты, содержащие карбонат, слагают маломощный переходный горизонт между магнетитовыми кварцитами с карбонатом и вышележащими магнетит-гематитовыми. Для этих кварцитов характерно преобладание тонкополосчатых текстур. В составе преобладают: кварц (50-55%), магнетит (25-30%), гематит (5-10%), карбонат (10-15%).

Вторая пачка ( ) представлена магнетит-гематитовыми кварцитами. Макроскопически это средне-, тонко- и разнополосчатые породы зеленовато-серого и серого цвета с тонкокристаллической гранобластовой структурой. Главные минералы - кварц, магнетит, гематит, в меньших количествах - карбонат, зеленая слюдка, реже - щелочной амфибол. Мощность пачки 170-300 м.

Третья пачка ( ) на объекте предстоящих работ сложена гематит-магнетитовыми, магнетит-гематитовыми, карбонатно-магнетитовыми и магнетитовыми кварцитами.

Гематит-магнетитовые кварциты пользуются наибольшим распространением. Имеют они зеленовато-серую или серую окраску, тонко-среднеполосчатую текстуру. Основными минералами являются: кварц (45-60%), магнетит (20-30%), гематит (15-25%), зеленая слюда (10-25%), реже встречаются эгирин (1-5%) и щелочные амфиболы (0-5%).

Магнетит-гематитовые кварциты пользуются довольно большим распространением. По минеральному составу и текстурно-структурным особенностям они подобны кварцитам второй пачки.

Карбонатно-магнетитовые кварциты в составе третьей пачки образуют маломощный горизонт в западной части участка. По структуре и минеральному составу они похожи на аналогичные породы первой пачки.

Магнетитовые кварциты отмечены только в восточной части участка. Они имеют черную окраску, тонко- и среднеполосчатую текстуру, тонкозернистую структуру. В составе их присутствуют: кварц, магнетит, в незначительном количестве гематит, биотит, щелочной амфибол, карбонат.

Вдоль восточного фланга рудной залежи, по контакту ее с перекрывающими отложениями курбакинской свиты, залегает пласт гематитовых (краснополосчатых) кварцитов мощностью от 80 до 160 метров. Последние представляют собой породу серого цвета с вишнево-красным оттенком. Окраска обусловлена присутствием тонкодисперсного гематита в кварцевых прослойках. Структура породы гранобластовая. Главными минералами являются кварц (45-60%) и гематит (35-45%). В небольших количествах присутствуют магнетит, мартит, пирит, карбонат, щелочной амфибол.

На восточном фланге участка кварциты железорудной подсвиты перекрываются со стратиграфическим несогласием отложениями курбакинской свиты ( ). Представлены они в основном песчаниками с прослоями сланцев и кварцевых порфиров, а в основании - конгломератами.

Докембрийские образования на месторождении перекрыты породами фанерозойского осадочного чехла, мощность которого колеблется от 60 м в центральной части месторождения до 180-190 м на флангах. Сложен чехол породами девонской, юрской, меловой и четвертичной систем.

Верхнедевонские отложения (Д3 ) развиты на флангах месторождения. В центральной части они отсутствуют, в краевых частях мощность их достигает 100 м. Представлены девонские отложения пестроцветными глинами, глинистыми и песчанистыми алевритами, прослоями известняков и песчаников, отдельными слоями переотложенных железных руд.

Юрские отложения распространены повсеместно. Среди них выделяются отложения верхнебатского подъяруса и келловейского яруса. Верхнебатский подъярус (J2 bt) залегает с размывом на породах девона и докембрия. Представлен он кварцевыми песками с прослоями углистых глин. В основании подъяруса, где он залегает на железистых кварцитах, встречаются горизонты переотложенных гематит-мартитовых руд. Мощность подъяруса от 10 метров в местах налегания на породы докембрия до 50 метров.

Келловейский ярус (J3 cl) представлен в различной степени известковыми и алевритистыми глинами, залегающими с перерывом на отложениях верхнебатского подъяруса. Основную часть разреза яруса составляют глины с остатками фауны пелеципод, аммонитов, гастропод, белемнитов. Общая мощность отложений келловейского яруса составляет 30м.

Отложения мелового возраста развиты повсеместно. Среди них выделяются породы, относимые к неокомскому подъярусу, аптскому, альбскому и сеноманскому ярусами.

Нерасчлененные отложения неокомского подъяруса и аптского яруса (К1 пс-а) представлены песчанистыми глинами, алевритами, с линзами и прослоями песков, реже – песчаников. Общая мощность - 14-28 м.

Породы альбского и сеноманского ярусов (К1-2 al-cm) на месторождении пространственно не расчленяются. Литологически они представлены мелкосреднезернистыми кварцевыми песками с глауконитом. В верхах разреза прослеживаются горизонты песков мощностью от 0,3 м до 1,5 м, содержащие фосфоритовые желваки. Общая мощность альб-сеноманских отложений составляет 1-20 м.

Четвертичные отложения (Q) пользуются повсеместным распространением. Представлены они лессовидными суглинками. Мощность суглинков 15-25 м.

На участке проектируемых работ осадочные отложения в большинстве случаев отработаны. Фрагменты их сохранились только на западном фланге участка.

В структурном отношении Михайловское месторождение представляет собой осложненное дополнительной складчатостью и разрывными нарушениями западное крыло Михайловской синклинали. В пределах залежи выделяются три основные субмеридиональные складки – антиклинальная и две синклинальные.

Западная синклинальная складка является наиболее протяженной до 6 км с размахом крыльев до 1,5 – 2 км. Падение ее осевой плоскости и крыльев восточное. Угол падения западного крыла относительно пологий - 40-60°, восточного - крутой 60-80°.

В восточном направлении синклиналь переходит в антиклинальную (центральную) складку. Протяженность ее до 5 км при размахе крыльев до 1 км. Общее падение крыльев складки восточное под углами 70-80°. На юго-восточном фланге залежи антиклиналь переходит в субмеридиональную (восточную) синклинальную складку, «срезанную» зоной разлома.

Отмеченные выше складчатые структуры образуют западный блок месторождения, который по отношению к восточному, за зоной разлома, является взброшенным. В целом вся сложноскладчатая структура блока воздымается в северном направлении. Погружение шарниров складок в южном направлении происходит под различными углами - на севере 20-30°, в центральной части 30-45°, на южном фланге - 45-55°

В восточном блоке развиты железистые кварциты преимущественно второй и третьей пачек, образующие моноклиналь с устойчивым крутым восточным падением под углом 80-85°.

При общем южном и юго-восточном погружении складок шарниры их испытывают ундуляцию, обусловленную наличием систем складок более высокого порядка северо-восточного и северо-западного простирания. Последние осложняют крылья и замковые части субмеридиональных складок, образуя увеличение мощностей железорудных пачек в плане и разрезе. Складки северо-западного простирания проявлены в западном крыле и ядерной части западной синклинали. Простирание их шарниров изменяется от 290° до 325° СЗ. Протяженность складок свыше 2 км. Падение шарниров складок 30-50°. Проявлены они большей частью в северной и северо-восточной части веретенинской залежи.

Пликативная деформация железистых кварцитов Михайловского месторождения осложнена разрывными нарушениями. Выделяются две основные субмеридиальные зоны разломов - центральная и восточная. Центральный разлом имеет наиболее важное структурное значение, он расчленяет рудную залежь на два блока, характеризующиеся различной структурой рудовмещающей толщи. Падение разлома восточное под углом 60-70°. Разлом фиксируется глубокой зоной окисления (ниже горизонта минус 300 м) и интенсивной трещиноватостью пород, что при бурении приводит к весьма низкому выходу керна.

Вторая, более крупная зона разлома проходит вдоль восточного борта веретенинской залежи. Здесь она сечет железистые кварциты нижней подсвиты коробковской свиты и отложения нижней курбакинской подсвиты. Зона представляет собой серию близко расположенных тектонических разрывов, образующих мощную зону подвижек и интенсивного дробления пород. Прослеживается она в С-СЗ направлении через всю структуру веретенинской залежи . Падение зоны западное, под углом 60-70°.

Кроме вышеуказанных нарушений, на месторождении прослеживается еще целый ряд разломов и зон повышенной трещиноватости с различной ориентировкой - от субмеридиальной до северо-западной, северо-восточной и субширотной. К ним приурочены линейные зоны богатых руд и окисленных железистых кварцитов. В зонах разломов и повышенной трещиноватости отмечаются процессы окварцевания, эгиринизации, пиритизации.

На месторождении широко развита кора выветривания железистых кварцитов, представленная двумя морфологическими типами - площадной и линейной. Площадная кора имеет в границах залежи повсеместное распространение. Ее мощность колеблется от 30 до 300 м. В зонах тектонических нарушений и вдоль контактов кварцитов со сланцами площадная кора переходит в линейную, погружаясь в глубину на сотни метров. Особенно отчетливо линейная зона окисления проявлена вдоль центральной тектонической зоны. При ширине 150-200 м она опускается до горизонта –800 м. Вдоль контакта кварцитов со сланцами зона окисления опускается иногда до горизонта – 400 м.

В профиле кора выветривания имеет зональное строение. Выделяются следующие три зоны (снизу вверх):

· зона слабого окисления. Характеризуется частичной мартитизацией магнетита, разложением карбонатов и силикатов. Содержание магнетитового железа не опускается ниже 8 %. Порода сохраняет первичные текстурные и структурные особенности.

· зона сильного окисления. Характеризуется почти полной мартитизацией магнетита, частичным растворением кварца и силикатов. Содержание магнетитового железа не превышает 3-4 %. Породы характеризуются кавернозностью, трещиноватостью.

· зона богатых руд. Характеризуется полной мартитизацией магнетита, интенсивным растворением кварца и выносом кремнезема.

Ввиду незначительной мощности зоны слабого окисления месторождения (не более 10 м) первые две зоны обычно рассматриваются вместе как зона окисленных железистых кварцитов. Она имеет повсеместное и широкое распространение. Мощность ее крайне непостоянная, в центральной части месторождения - в среднем 30-50 м, по периферии увеличивается до 150-200 м, вдоль разрывных нарушений опускается до горизонтов 300,400 м.

Нижняя граница зоны окисления обычно достаточно резкая, но со сложной конфигурацией.

Основными потребителями железорудной продукции ОАО МГОКа являются металлургические заводы Урала и центра РФ. Часть продукции идет на экспорт в страны ближнего и дальнего зарубежья. В структурном отношении Михайловкое месторождение – это крупная антиклинальная складка второго порядка, протягивающаяся в меридиальном направлении и замыкающаяся на севере в районе с. Костельцево и ст. Дичня на юге. Месторождение в плане представляет собой неправильный многоугольник длиной 7 км. и шириной до 2,5 км., вытянутый в северном направлении. На юг и на север ширина полосы кварцитов резко уменьшается до 300-600 м. и круто погружается под породы эффузивно-сланцевой толщи. На месторождение выделяются 2 крупные залежи железистых кварцитов: Остаповская и Веретенинская. Падение кварцитов вмещающих пород по западному контакту месторождения под углом 50 – 60 о , по восточному контакту до 80-90 о с азимутом падения на восток.

В общем виде структура месторождения представляет систему сильно сжатых изоклинального типа антиклинально-синкленальных складок субмеридиального простирания.

В карьере наблюдается сложное антиклинальное поднятие железистых кварцитов северного направления и слегка опрокинутая на восток. К ядру этой антиклинальной складки приурочены наиболее мощные тела богатых железных руд, остаточных и переотложенных, причем первые резко преобладают. Морфология рудных залежей довольно сложна, что объясняется многочисленными «окнами», разбивающими залежи наряд частей, а так же весьма причудливой поверхностью железистых кварцитов, на которых залегают руды.

Докембрийские породы Михайловского месторождения слагают два структурных яруса: древний и верхний, между которыми существуют угловое и стратиграфическое несогласие. Древний ярус, мощность которого пока не установлена, сложен гнейсами и древними песчаниками. Верхний ярус делится на две серии: нижнюю, мощностью 1-1,5 км, сложенную земнокаменными породами, и верхнюю – Курскую. Породы нижней серии прорываются гранитами. Курская серия подразделяется на три свиты.

Общая видимая мощность всех горизонтов железистых кварцитов на Веретенинском участке достигает 1100-1200 м., а на других участках месторождения 200-400м. Мощность зоны окисления железистых кварцитов колеблется от 0 до 250 м., морфология ее чрезвычайно сложна.

На месторождении выделяются три основных разновидности кварцитов: магнетитовые, гематитовые и гематит-магнетитовые. Гематитовые кварциты прослежены в центральной и восточной частях залежи Веретенинского участка, в то время как магнетитовые располагаются по западному контакту и центральной части Михайловского месторождения.

Среди неокисленных преобладают гематит-магнетитовые кварциты. Просмотр ряда скважин центральной части месторождения позволит выявить следующие структурно-минералогические разновидности кварцитов: слюдяно-гематит-магнетитовые тонкослоистые: (Fe р. 33-38%, Fe магн. 18-24%, Fe маг./ Fe р. = 0,5-0,6 ), гематит-магнетитовые тонко и среднеслоистые (Fe р. 36-37%, Fe магн.17-19%, Fe магн. Fe р. = 0,45-0,55), эгирин-магнетитовые средне и широкослоистые, тонко и среднеслоистые (Fe р. 33-38%, Fe магн. 16-22%, Fe магн/ Fe р.= 0,4-0,6). Приведенные цифры показывают, что железистые кварциты Михайловского месторождения характеризуются весьма низкими, по сравнению с Лебединским и Криворожским месторождениями, содержанием магнетитового железа при довольно стабильном и низком значениях, отношения его к железу растворимому. Это связано с тем, что на месторождении встречается большое количество различных силикатов. Данные, характеризующие химический и минеральный состав проб всех разновидностей кварцитов представлены ниже.

1.3. Характеристика полезного ископаемого и вмещающих пород

Таблица 1

Минеральный состав руд месторождения

Наименование рудных минералов

Неокисленные железистые кварциты

Окисленные железистые кварциты

содержание %

МАГНЕТИТ

29,40

6,90

ГЕМАТИТ

18,86

40,67

МАРТИТ

-

-

ПИРИТ

0,11

0,18

КВАРЦ

30,88

35,17

АМФИБОЛ

2,48

-

ПИРОКСЕН

2.77

1,92

СЛЮДЫ

10,23

3,38

ПРОЧИЕ

3,19

3,55

Таблица 2

Физические свойства железистых кварцитов карьера МГОКА

ТИП / СВ-ВА

р, кг

s р , Мпа

s сж , Мпа

V пр , км\с

МАГНЕТИТОВЫЕ

3740

150-340

129-292

5.2

МАГНЕТИТ-ГЕМАТИТОВЫЕ

3540

90-280

153-173

5.6

ГЕМАТИТ-МАГНЕТИТОВ.

3730

180-360

135-173

5.3

СРЕДНЕЕ ПО КВАРЦИТАМ

3710

90-360

129-292

5.2

Макроскопическое изучение кварцитов показало, что для них характерны чаще тонкая и мясная слоистость, интенсивная микроскладчатость и весьма тонкая рудная вкрапленность.

Магнетит в основном образует зернисто вкрапленные структуры, 80% зерен представлены размером 0,04 – 0,06 мм. Размер агрегатов магнетитов 0,05-0,15 мм и только в богатых рудных слоях полиэдрической структуры агрегаты магнетита и гематита достигают размера 0,2-3 мм. Изредка встречаются почти сливные гематит-магнетитовые слои, содержащие небольшое количество кварцевых включений размером 0,005-0,05 мм. Гематит и магнетит тесно срастаются друг с другом, образуя слои гетеропластической структуры.

В смешенных слоях гематит не редко образует с кварцем мирминтоподобные срастания – субграфические структуры.

В нерудных слоях магнетит и гематит дают тонкую и мелкую вкрапленность. Кварц размером 0,09-0,03 мм. Наблюдается в виде полигональных и удлиненных зерен в нерудных и смешанных слоях.

Структура кварцевых слоев гранобластовая, зубчатая или мозаичная.

В кварцитах, чаще всего в рудных слоях развита изумрудно-зеленая слюда в тесном срастании с магнетитом. По химическому составу и оптическим свойствам она не имеет аналогов в группе слюд.

Эгирин в виде довольно крупных зерен и агрегатов размером 0,04-0,5 мм приурочен к кварцевым слоям с обильной рудной вкрапленностью, чаще гематитом. Рабенит и родусит обычно встречаются вместе с эгирином, иногда замещают его. Апатит пресудствует в различных видах слоев, редко в смешанных слоях он содержит включение магнетита.

В зоне окисления магнетит замещается гематитом, силикаты, кварц, карбонаты – гидроокислами железа. Довольно часто встречаются гипергенные сидериты, замещающие кварц, силикаты и далее магнетит.

1.4. Анализ исследовательских работ, в ыбор метода обогащения

В связи с тем, что бедные руды Михайловского месторождения являются высокопрочными с тонкой вкрапленностью рудных минералов, они относятся к разряду труднообогатимых железных руд. Это обстоятельство определяет применение для их обогащения трехстадийную схему измельчения в замкнутом цикле с классифицирующими аппаратами и многостадийную схему магнитного обогащения.

Основные предварительные исследования по обогатимости руд месторождения были проведены в институте «Механобрчермет» в лабораторных условиях и на опытной полупромышленной установке. На основании испытаний была запроектирована 3 стадиальная схема измельчения. В качестве классифицирующих аппаратов спиральных классификаторов в 1 стадии и гидроциклонов ГЦ 500 и ГЦ 360 во 2 и 3 стадиях.

Для магнитного обогащения было рекомендовано 6 стадий магнитной сепарации, сепараторы 1,3 и 5 стадий должны были быть установлены после 1,2 и 3 стадий классификации и дешламации, сепараторы 2 и 4 стадий - после мельниц 2 и 3 стадий измельчения, 6 стадия ММС - перед фильтрацией для частичного обезвоживания пульпы. Вакуум-фильтры устанавливались посекционно.

Проектом предусматривалась 3 стадии дешламации в дешламаторах МД, установка размагничивающих аппаратов перед фильтрацией, замкнутый внутрифабричный водооборот.

Такая технология по проекту должна была обеспечить получение из исходной руды с долей общего железа 39 - 41%, магнитного 18-20% получение концентрата с массовой долей железа 64,8% и хвостов с долей общего железа 24- 26%, магнитного - 2,5%.

По результатам пусконаладочных работ было решено отказаться от первоначального варианта рудного самоизмельчения во 2 и 3 стадиях измельчения, в дальнейшем отказались от внутрицехового водооборота и размагничивания концентрата перед 6 стадией ММС.

По скорректированной технологии первая очередь фабрики (ОФ 1) бала сдана в эксплуатацию.

Дальнейшая отработка технологии осуществлялась по результатам исследований, проведенных лаборатории обогащения института в г. Железногорске и центральной технологической лаборатории (ЦТЛ) МГОКа. По результатам исследований было рекомендовано отказаться от магнитной сепарации сливов мельниц 2 и 3 стадий (2 и 4 стадии ММС),6т 3 стадии дешламации, установить более совершенные магнитные сепараторы. По результатам этих исследований была запроектирована вторая очередь обогатительной фабрики (ОФЗ). Она включала также 3 стадии измельчения. 2 стадий дешламации, З стадии ММС. В 1 стадии вместо мельниц МШР 40x50 были установлены мельницы МШРГУ 45x60. На сепарации установлены более производительные агрегаты ПБМ 120x300 и ПБМ150x200.

Фильтрация 2 очереди была запроектирована в общем корпусе, без разделения по секциям, что обеспечило более рациональное использование оборудования

Проведенные лабораторные и промышленные испытания по гравитационному обогащению хвостов в винтовых сепараторах и аппаратах высокого гравитационного поля типа Фалкон показали возможность увеличения доли железа в обогащенном продукте до 45 - 50% при относительно небольшом его выходе.

Испытания по флотации показали, что качество концентрата может быть увеличено при использовании отечественных флотомашин на 3- 4 %, однако для этого необходимы дефицитные реагенты. В настоящее время проводятся испытания по флотации концентрата в колонных флотационных машинах.

Для анализа возможных технологических показателей обогащения богатых железных руд Михайловского месторождения принят критерий Ханкока-Луйкена. С использованием этого критерия проанализированы технологические возможности обогащения основных типов богатых руд месторождения: остаточных, инфильтрационно-остаточных, остаточных, гематит-марнтитовых, переотложенных, совокупности богатых руд. Для улучшения показателей действующей технологии переработки богатых руд рекомендовано использование конусных дробилок инерционного типа (КИД).

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1. Исходные данные проектируемой фабрики:

Q год - 24000000 т/год;

- 38,0 %;

- 65,2%;

- 23,8%.

2.2. Определение часовой производительности проектируемой фабрики

, где

Q час - часовая производительность, т/ч;

N – число дней в году;

Кв – коэффициент на влагу;

Kn - коэффициент неравномерности питания;

2.3. Расчет технологических показателей качественно-количественной схемы

=100%;

= 100%;

= 38%;

= 65,2%;

= 23,8%;

Пример расчета технологических показателей:

Проверка:

Производим расчет продуктов 41,42,43.

Проверка:

Проверка:

Аналогично производим расчет остальных показателей схемы.

Результаты расчетов сводим в таблицу 4

Таблица 4

Результаты расчета качественно-количественной схемы

Поступает

Выходит

Название продукта

Q, т/ч

Т,%

W,т

V, т/м3

Название продукта

Q, т/ч

Т,%

W,т

V, т/м3

I Измельчение I ст.

1 исходная руда

3157,56

100

65,2

100

3 слив мельницы

12314,484

390

4 пески классификации I ст

9156,924

290

Итого

12314,484

390

Итого

12314,484

390

II классификация I ст.

3 Слив мельницы I ст

12314,484

390

4 пески классификации I ст.

9156,924

290

5 слив классификации I ст.

3157,56

100

65,2

100

Итого

12314,484

390

Итого

12314,484

390

III Основная ММС I ст.

6 Слив классификации I ст

3157,56

100

65,2

100

7 концентрат ММС I ст.

1962,203

62,143

48,749

79,722

8 хвосты ММС I ст.

1195,357

37,857

20,354

20,278

6 Итого

3157,56

100

65,2

100

Итого

3157,56

100

0

100

IV классификация II ст.

7 концентрат ММС

1962,203

62,143

48,749

79,722

11 слив классификации II ст.

2000,093

63,343

48,545

80,92

12 слив мельницы II ст.

3613,069

114,426

10 пески классификации II ст.

3613,069

114,426

43 фильтрат

37,89

1,2

65,1

1,198

Итого

5613,162

177,769

80,92

Итого

5613,162

177,769

80,92

V Измельчение II ст.

10 пески классификации II ст.

3613,069

114,426

12 слив мельницы II ст.

3613,069

114,426

Итого

3613,069

114,426

Итого

3613,069

114,426

IV Обесшламливание I ст.

13 слив классификации II ст.

2000,09

63,343

48,545

80,92

14 пески дисшламации I ст.

1647,299

52,17

53,545

73,511

15 хвосты

352,794

11,173

25,2

7,409

Итого

2000,09

63,343

48,545

80,92

Итого

2000,093

63,343

80,92

VII Основная ММС III ст.

16 пески декламации I ст.

1647,299

52,17

53,545

73,511

17 концентрат ММС III ст.

1323,809

41,925

58,545

64,593

18 хвосты ММС III ст.

323,49

10,245

33,1

8,918

Итого

1647,299

52,17

53,545

73,511

Итого

1647,299

52,17

73,511

VIII Классификация III ст.

17 концентрат ММС III ст.

1323,809

41,925

58,545

64,593

21 слив классификация III ст.

1366,339

43,272

57,869

65,897

22 слив мельницы III ст.

1821,754

57,695

20 пески классификации II ст.

1821,754

57,695

30 пром. продукт ММС III ст.

27,974

0,886

43

1,001

34 слив дешламации III ст.

14,556

0,461

25

0,303

Итого

3188,093

100,967

Итого

3188,093

100,967

65,897

IX Измельчение III ст.

20 пески классификации III ст.

1821,754

57,695

22 слив мельницы III ст.

1821,754

57,695

Итого

1821,754

57,695

Итого

1821,754

57,695

X Обесшламливание II ст.

23 слив классификации III ст.

1336,339

43,272

57,869

65,897

24 пески дисшламации II ст.

1212,12

38,388

62,369

63,005

25 слив дисшламации II ст.

154,219

4,884

22,5

2,892

Итого

1366,339

43,272

57,869

65,897

Итого

1366,591

43,272

65,897

XI Основная ММС V ст.

26 пески дисшламации III ст.

1212,12

38,388

62,369

63,005

27 концентрат ММС V ст.

1163,15

36,837

36,269

61,332

28 хвосты ММС V ст.

48,97

1,551

41

1,673

Итого

1212,12

38,388

62,369

63,005

Итого

1212,12

38,388

63,005

XII Перечистная ММС V ст.

29 концентрат ММС V ст.

1163,15

36,837

63,269

61,332

31 концентрат перечистн ММС X ст.

1135,176

35,951

63,74

60,331

30 пром продукт пер ММС V ст.

27,974

0,886

43

1,001

Итого

1163,15

36,837

63,269

61,332

Итого

1163,213

36,837

61,332

XIII Обесшламливание III ст.

31 концентрат пер. ММС X ст.

1135,176

35,951

63,769

60,331

33 пески дисшламации III ст.

1126,934

35,69

64,164

60,264

37 п/п ММС

6,314

0,2

45

0,236

34 слив дисшламации III ст.

14,556

0,461

25

0,303

Итого

1141,49

36,151

60,567

Итого

1141,49

36,151

60,567

XIV Обезвоживание в магнитном сепараторе

33 концентрат

1126,934

35,69

64,164

60,264

36 концентрат обезвож ММС

1251,346

38,49

64,341

65,171

40 перелив

94,726

3

65,15

5,143

37 п/продукт обезвож ММС

6,314

0,2

45

0,236

Итого

1221,66

38,69

65,407

Итого

1221,66

38,69

65,407

XV Питание фильтрации

36 концентрат обезвоживающей ММС

1215,346

38,49

64,341

65,171

39 питание секторов

1120,62

35,46

64,273

60,028

40 перелив

94,726

3

65,15

5,143

Итого

1215,346

38,49

64,341

65,171

Итого

1215,346

38,49

65,171

XVI Фильтрация

41 питание секторов

1120,62

35,49

64,273

60,028

42 КЕК

1082,73

34,29

65,2

58,83

43 фильтрат

37,89

1,2

65,1

1,098

Итого

1120,62

35,49

64,273

60,028

Итого

1120,62

35,49

60,028

2.4. Расчет циркулирующей нагрузки

Для нахождения циркулирующей нагрузки в I стадии сначала зададимся значениями:

циркуляционная нагрузка в I стадии извл-я;

Проверка:

Для нахождения циркулирующей нагрузки в II стадии сначала зададимся значениями:

Проверка:

Находим циркулирующую нагрузку в III стадии:

Проверка:

2.5. Расчет водо-шламовой схемы

Для расчета водо-шламовой схемы используем следующие формулы:

;

;

, где

Q – производительность по твердому, т/ч;

Т – содержание твердого в продукте, %;

W - содержание воды в операции или продукте, т

V - объем пульпы в продукте, м3

- плотность пульпы – 3,3

Операция I.

=1021,276 м3

Операция II.

Операция III.

Операция IV.

Таблица 5

Результаты расчетов водо-шламовой схемы

Поступает

Выходит

Название продукта

Q, т/ч

Т,%

W,т

V, т/м3

Название продукта

Q, т/ч

Т,%

W,т

V, т/м3

I Измельчение I ст.

1 исходная руда

3157,56

98

64,44

1021,28

3 слив мельницы

12314,484

82

2703,18

6434,84

4 пески классификации I ст

9156,924

86

1490,667

4265,48

вода свежая LI

1148,08

1148,08

Итого

12314,484

82

2703,18

6434,84

Итого

12314,484

82

68703,18

6434,84

II классификация I ст.

3 Слив мельницы I ст

12314,484

82

2730,18

6434,84

4 пески классификации I ст.

9156,924

85

1490,66

4265,48

Вода свежая LII

273,30

273,37

5 слив классификации I ст.

3157,56

68

1485,91

2442,75

9 Итого

12314,484

80,6

2976,57

6708,23

Итого

12314,484

80,6

2976,57

6708,23

III Основная ММС I ст.

6 Слив классификации I ст

3157,56

68

1485,91

2442,75

7 концентрат ММС I ст.

1962,203

50

1962,203

2556,8

Вода свежая LIII

2373,33

2773,33

8 хвосты ММС I ст.

1195,357

24,8

1897,04

2659,28

6 Итого

3157,56

45

3859,24

5216,08

Итого

3157,56

45

3859,24

5216,08

IV классификация II ст.

7 концентрат ММС

1962,203

50

1962,20

2556,8

11 слив классификации II ст.

2000,093

24

6333,62

6939,70

12 слив мельницы II ст.

3613,069

77

1079,23

2174,10

10 пески классификации II ст.

3613,069

78

1019,07

2113,10

43 фильтрат

37,89

3,6

1000,32

1011,8

вода свежая, LIV

3310,94

3310,1

Итого

5613,162

43,5

7352,69

9052,8

Итого

5613,162

43,5

7352,69

9052,8

V Измельчение II ст.

10 пески классификации II ст.

3613,069

78

1019,07

2113,10

12 слив мельницы II ст.

3613,069

77

1079,23

2173,26

вода свежая LV

60,16

60,16

Итого

3613,069

77

1079,23

2173,26

Итого

3613,069

77

1079,23

2173,26

IV Обесшламливание I ст.

13 слив классификации II ст.

2000,09

24

6333,62

6939,70

14 пески дисшламации I ст.

1647,299

60

1098,20

1597,38

вода свежая LVI=0

0

0

15 слив дисшламации I ст.

352,794

6,3

5235,42

5342,32

Итого

2000,09

24

6333,62

6939,70

Итого

2000,093

24

6333,62

6939,70

VII Основная ММС III ст.

16 пески декламации I ст.

1647,299

60

1098,20

1597,38

17 концентрат ММС III ст.

1323,809

50

1323,81

1724,96

свежая вода LVII

1372,74

1372,74

18 хвосты ММС III ст.

323,49

15,3

1147,13

1245,16

Итого

1647,299

40

2470,94

2970,12

Итого

1647,299

40

2470,94

2970,12

VIII Классификация III ст.

17 концентрат ММС III ст.

1323,809

50

1323,81

1724,96

21 слив классификация III ст.

1366,339

13,5

8783,53

9198,27

22 слив мельницы III ст.

1821,754

70

780,75

1332,79

20 пески классификации II ст.

1821,754

70

780,75

1332,79

30 пром. продукт ММС III ст.

27,974

3,3

815,94

824,42

34 слив дешламации III ст.

14,556

7,1

187,86

192,97

свежая вода LVIII

6455,92

6455,92

Итого

3188,093

25

2564,28

10531,06

Итого

3188,093

25

9564,28

10531,06

IX Измельчение III ст.

20 пески классификации III ст.

1821,754

70

780,75

1332,79

22 слив мельницы III ст.

1821,754

70

780,75

1332,79

вода свежая LIX

0

0

Итого

1821,754

70

780,75

1332,79

Итого

1821,754

70

780,75

1332,79

X Обесшламливание II ст.

23 слив классификации III ст.

1336,339

15,5

8783,53

9198,27

24 пески дисшламации II ст.

1212,12

60

808,08

1175,39

25 слив дисшламации II ст.

154,219

1,9

7975,45

8022,88

вода свежая LX

0

0

Итого

1366,339

15,5

8783,53

9198,27

Итого

1366,591

15,5

8783,53

9198,27

XI Основная ММС V ст.

26 пески дисшламации III ст.

1212,12

60

808,08

1175,39

27 концентрат ММС V ст.

1163,15

50

1163,15

1515,62

свежая вода LXI

673,4

673,4

28 хвосты ММС V ст.

48,97

13,3

318,33

333,17

Итого

1212,12

45

1481,48

1848,79

Итого

1212,12

45

1418,48

1848,79

XII Перечистная ММС V ст.

29 концентрат ММС V ст.

1163,15

50

1163,15

1515,62

31 концентрат перечистн ММС X ст.

1135,176

55

928,78

1272,77

Свежая вода LXII

581,57

581,57

30 пром продукт пер ММС V ст.

27,974

3,3

815,94

824,42

Итого

1163,15

40

1744,72

2097,19

Итого

1163,15

40

1744,72

2097,19

XIII Обесшламливание III ст.

31 концентрат пер. ММС X ст.

1135,176

55

928,78

1272,77

33 пески дисшламации III ст.

1126,934

60

751,29

1092,79

37 п/п ММС

6,314

38,4

10,37

12,99

34 слив дисшламации III ст.

14,556

7,1

187,86

192,97

свежая вода LXIII

0

0

Итого

1141,49

55,5

939,15

1285,76

Итого

1141,49

55,5

939,15

1285,76

XIV Обезвоживание в магнитном сепараторе

33 пески дисшламации III ст.

1126,934

60

751,29

1092,76

36 концентрат обезвож ММС

1251,346

57

916,84

1284,42

40 перелив

94,726

35

175,92

204,02

37 п/продукт обезвож ММС

6,314

38,4

10,37

12,99

свежая вода LXIV

0

0

Итого

1221,66

58,8

927,21

1297,41

Итого

1221,66

58,8

927,21

1297,41

XV Питание фильтрации

36 концентрат обезвоживающей ММС

1215,346

57

916,84

1284,42

39 питание секторов

1120,62

52

1034,42

1373,3

40 перелив

94,726

35

175,92

204,62

Свежая вода LXV

259,66

259,66

Итого

1215,346

52,6

1176,5

1544,08

Итого

1215,346

52,6

1176,5

1544,08

XVI Фильтрация

41 питание секторов

1120,62

52

1034,42

1373,3

42 КЕК

1082,73

90

120,30

448,4

свежая вода LXVI

86,2

86,2

43 фильтрат

37,89

3,6

1000,32

1011,1

Итого

1120,62

50

1120,62

14,595

Итого

1120,62

50

1120,62

14,595

Таблица 6

Баланс воды по фабрике

Поступает в процесс

м3

Уходит из процесса

м3

С исх.рудой,W1

64,44

С хвостами W8

1897,04

В измельчение I ст., LI

1148,08

Со сливом дешламации I ст., W15

5235,42

В класс-цию I ст., LII

273,39

С хв. ММС II ст., W18

1147,13

В осн-ю ММС I ст., LIII

2373,33

Со слив. дешлам. II ст., W25

7975,45

В класс-цию II ст., LIV

3310,94

С хв. ММС III ст., W28

318,33

В измельчении II ст., LV

60,16

С кеком, W42

120,30

В ММС II ст., LVII

1372,74

В класс-цию IIIст., LVIII

6455,92

В ос-ю ММС III ст.,LXI

673,4

В перечестную ММС III ст. , LXII

581,57

В питание фильтрации, LXV

293,5

В фильтрацию., LXVI

86,2

ВСЕГО поступает

16693,67

ВСЕГО уходит

16693,67

2.6. Определение расхода свежей воды по фабрике

, где

- количество воды, поступающей с исходной рудой, м3

- суммарное количество воды, поступившее в процесс, м3

- суммарное количество воды, уходящее из процесса, м3

С учетом расхода воды для технологических целей, общий расход воды по фабрике составит:

Удельный расход воды на 1 тонну руды составит:

, где

- удельный расход руды на 1 тонну руды, м3 /т.

- масса руды, поступающая на ОФ, т/ч.

Удельный расход воды на 1 тонну концентрата составит:

, где

- удельный расход воды на 1 тонну концентрата, м3 /т.

- масса концентрата, т/ч

2.7. Расчет основного оборудования

2.7.1. Расчет мельниц ( I стадия)

I. На действующей фабрике установлены мельницы МШР – 40х50.

1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу – 0,044 мм действующей мельницы.

,

где Q – производительность действующей мельницы, т/ч;

bк – содержание расчетного класса в конечном продукте, дол./ед.;

bи – содержание расчетного класса в исходном продукте, дол./ед.;

L – длина барабана, м.

Для проектирования отделения сравниваем варианты устанавливаемых мельниц: МШР – 45х50, МШР – 45х60, МШР – 55х65.

II. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых вариантов.

,

где D – диаметр барабана проектируемой установки мельницы, м;

D1 – диаметр барабана работающей мельницы, м.

1. Для мельницы МШР – 45х50:

.

2. Для мельницы МШР – 45х60:

.

3. Для мельницы МШР – 55х65:

.

III. Удельная производительность проектируемой мельницы определяется по формуле:

,

где Кн – коэффициент, учитывающий различия в измельчаемости руды, Кн = 1;

Кк – коэффициент, учитывающий различия в крупности исходного и конечного продуктов и измельчения на действующей и проектируемой фабриках, Кк = 1;

КТ – коэффициент, учитываемый в типе мельниц, КТ = 1.

1. Для мельницы МШР – 45х50:

.

2. Для мельницы МШР – 45х60:

.

3. Для мельницы МШР – 55х65:

.

IV. По техническим характеристикам находим рабочие объемы барабанных мельниц

1. Для мельницы МШР – 45х50 V = 71 м3 .

2. Для мельницы МШР – 45х60 V = 82 м3 .

3. Для мельницы МШР – 55х65 V = 140 м3 .

V. Определяем производительность мельниц по руде

1. Для мельницы МШР – 45х50:

.

2. Для мельницы МШР – 45х60:

.

3. Для мельницы МШР – 55х65:

.

VI. Определяем расчетное число мельниц

где Qисх. – количество материала, поступающего на измельчение, т/ч;

Qм – производительность мельницы, т/ч.

1. Для мельницы МШР – 45х50:

.

2. Для мельницы МШР – 45х60:

.

3. Для мельницы МШР – 55х65:

2.7.2. Расчет мельницы ( II стадия)

I. Принимаем по данным действующей фабрики значения удельной производительности действующей мельницы МШЦ – 45х60 q1 = 0,72 т/м3 ч.

Сравниваем варианты установки

1. Для мельницы МШЦ – 4х55:

.

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

II. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых вариантов

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

.

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

Значения коэффициентов Ки и Кк – прежние, принимаем значение коэффициента КТ – 1,1.

III. Определяем удельную производительность сравниваемых мельниц.

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

IV. По техническим характеристикам находим рабочие объемы барабанных мельниц

1. Для мельницы МШЦ – 40х55 V = 60 м3 .

2. Для мельницы МШЦ – 45х60 V = 82 м3 .

3. Для мельницы МШЦ – 55х65 V = 140 м3 .

V. Определяем производительность мельниц по руде

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

.

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

.

VI. Определяем расчетное число мельниц

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

.

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

.

2.7.3. Расчет мельницы ( IIi стадия)

I. Принимаем по данным действующей фабрики значения удельной производительности q1 = 0,2 т/м3 ч.

II. Определяем значение коэффициента КD для сравниваемых вариантов.

Сравниваем варианты установки

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

.

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

III. Определяем удельную производительность сравниваемых мельниц.

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

IV. Определяем производительность мельниц по руде

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

.

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

.

V. Определяем расчетное число мельниц

1. Для мельницы МШЦ – 40х55:

.

2. Для мельницы МШЦ – 45х60:

.

3. Для мельницы МШЦ – 55х65:

.

Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономических сравнений конкурирующих вариантов.

Таблица 7

Сравнение вариантов установки мельниц

Ва-ри-ант

Размеры барабанов мельниц D х L , мм

Число мельниц

Удельная произв. мельниц, т/м3 , ч

Прои-зводи-тель-ность т/ч

Масса мельниц, т

Установочная мощность, кВт

К-т запаса

одной

всех

одной

всех

I стадия

1.

МШР – 45х50

20

0,96

154,9

295

5900

2000

40000

0,98

2.

МШР – 45х60

18

0,96

178,9

310

5580

2500

45000

1,02

3.

МШР – 55х65

10

1,07

340,4

570

5700

3200

32000

1,07

II стадия

1.

МШЦ – 40х55

14

0,73

141,3

250

3500

2000

28000

1,0

2.

МШЦ – 45х60

9

0,79

209,0

310

2790

2500

22500

0,95

3.

МШЦ – 55х65

5

0,87

392,9

570

2850

3200

16000

1,0

III стадия

1.

МШЦ – 40х55

14

0,2

100,0

250

3500

2000

28000

1,06

2.

МШЦ – 45х60

9

0,22

150,3

310

2790

2500

22500

1,02

3.

МШЦ – 55х65

5

0,24

280,0

570

2850

3200

16000

1,06

При сравнении вариантов установки рассматриваемых мельниц наиболее выгодным является вариант установки 18 мельниц МШР – 45х60 дл I стадии измельчения и 9 мельниц МШЦ – 45х60 для II и III стадий измельчения.

Для каждой секции предусматриваем установку 2-х мельниц МШР – 45х60 и 2-х мельниц МШЦ – 45х60.

2.8. Расчет оборудования для классификации

Для I стадии классификации принимаем спиральный классификатор.

2.8.1. Расчет спиральных классификаторов

I. Выбираем спиральный классификатор для следующих условий:

- производительность по сливу ;

- производительность по пескам ;

- крупность слива – 0,32 мм;

- разбавление слива R т = 0,47;

- плотность руды – 3,3 т/м3 .

II. Определяем значения поправочных коэффициентов

1. Поправка на крупность слива k b = 1,7.

2. Поправка на плотность руды k d = 1,22.

3. Поправка на плотность слива.

Определяем базисные разбавления R2, 7 = 2,0.

Затем отношение .

Находим величину коэффициента Кс = 0,66.

4. Поправка на угол наклона классификатора К a = 1.

III. Определяем диаметр спирали для одно- и двусторонних классификаторов.

1. Для односпирального

,

где D 1,765 – диаметр спирали, м;

m – число спиралей.

Ближайший Ø спирали – 3 м.

2. Для двуспирального

Ближайший Ø спирали – 3 м.

IV. Проверяем производительность классификаторов по пескам по формуле:

,

где n – частота вращения спирали, 1/мин.

Для односпирального классификатора

Для двуспиральных

Проверка показывает, что двуспиральный классификатор обеспечивает требуемую производительность по пескам – 508,7 т/ч.

К установке принимаем классификатор 2КСН-30.

2.8.2. Расчет гидроциклонов

Для II и III стадии классификации принимаем гидроциклоны.

Расчет гидроциклонов для II стадии.

Для заданных условий (крупность слива – 140 мкм) подходят гидроциклоны диаметром 360, 500 и 710 мм.

I. Определяем производительность гидроциклонов.

,

где k a – поправка на угол конусности;

kD – поправка на диаметр;

dn – диаметр питающего отверстия, см;

d – диаметр шламового отверстия, см;

Р0 – рабочее давление пульпы на входе в гидроциклон, МПа.

1. .

2.

3.

II. Определяем число гидроциклонов для заданной производительности

,

где Vp – объем пульпы;

Vгц. – производительность гидроциклона.

1. .

2.

3. .

III. Производим проверку выбранных гидроциклонов по пескам.

,

где q – удельная нагрузка по пескам, т/см2 ч;

Qn – масса песков в классификации, т/ч;

D – диаметр песковой насадки, см;

1. .

2.

3. .

IV. Определяем номинальную крупность слива, получаемую в гидроциклонах.

,

где – содержание твердого в исходной руде, %;

ρ – плотность твердого – 3,3 г/см3 ;

ρ0 – плотность воды – 1 г/см3 ;

1.

2.

3.

V. Определяем число гидроциклонов на секции.

1.

2.

Принимаем к установке гидроциклоны диаметром 500 мм, объединенных в батарею, состоящую из семи штук. Одна батарея рабочая, другая – резервная.

2.8.3. Расчет III стадии классификации

Для заданной крупности слива 74 мкм подходят гидроциклоны диаметром 250, 360, 500 мм.

I. Определяем производительность гидроциклонов.

1. .

2.

3.

II. Определяем число гидроциклонов для заданной производительности

1. .

2.

3. .

III. Производим проверку выбранных гидроциклонов по пескам.

1. .

2.

3. .

IV. Определяем номинальную крупность слива, получаемую в гидроциклонах.

1.

2.

3.

V. Определяем число гидроциклонов на секции.

1.

2.

3.

Принимаем к установке гидроциклоны Ø = 360 мм в количестве 16 шт., объединенных в батарею. Одна рабочая, одна резервная.

2.9. Расчет магнитных сепараторов

2.9.1. I ст. ММС

Для проектируемого отделения сравниваем варианты установки сепараторов ПБМ-П-90/250, ПБМ-П-120/300 и ПБМ-П-150/200.

I. Определяем производительность по формуле:

,

где q – удельная производительность, ;

L – длина барабана, м.

1. Для ПБМ-П-90/250

2. Для ПБМ-П-120/300

3. Для ПБМ-П-150/200

II. Определяем число сепараторов по формуле

,

где Q – количество материла, поступающего на сепарацию, т/ч

1. Для ПБМ-П-90/250

2. Для ПБМ-П-120/300

3. Для ПБМ-П-150/200

III. Определяем число сепараторов на секцию

1. Для ПБМ-П-90/250

2. Для ПБМ-П-120/300

3. Для ПБМ-П-150/200

К установке принимаем 4 однобарабанных сепаратора ПБМ-П-150/200

2.9.2. II ст. ММС

Для проектируемого отделения сравниваем варианты установки сепараторов ПБМ-ПП-90/250, ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200.

I. Определяем производительность:

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

II. Определяем число сепараторов

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

III. Определяем число сепараторов на секцию

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

К установке принимаем 3 однобарабанных сепаратора ПБМ-ПП-150/200

2.9.3. III стадия ММС

Для проектируемого отделения сравниваем варианты установки сепараторов ПБМ-ПП-90/250, ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200.

I. Определяем производительность:

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

II. Определяем число сепараторов

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

III. Определяем число сепараторов на секцию

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

К установке принимаем 3 двубарабанных сепаратора ПБМ-ПП-150/200

2.9.4. Расчет обезвоживающей ММС

Для проектируемого отделения сравниваем варианты установки сепараторов ПБМ-ПП-90/250, ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200.

I. Определяем производительность:

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

II. Определяем число сепараторов

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

III. Определяем число сепараторов на секцию

1. Для ПБМ-ПП-90/250

2. Для ПБМ-ПП-120/300

3. Для ПБМ-ПП-150/200

К установке принимаем 4 однобарабанных сепаратора ПБМ-ПП-150/200

2.10. Расчет вакуум-фильтров

Сравниваем варианты установки вакуум-фильтров ДШ-63-2,5, ДШ-68-2,5 и ДШ-100- 2,5.

I. Определяем общую площадь фильтрования

,

где Q – производительность по концентрату, т/ч;

f – удельная производительность вакуум-фильтров, т/м2 ч

II. Определяем число вакуум-фильтров, необходимых для установки

,

где Fф – площадь вакуум-фильтра, м2 .

1. Для ДШ-63-2,5

2. Для ДШ-68-2,5

3. Для ДШ-100-2,5

III. Определяем число вакуум-фильтров на секцию

1. Для ДШ-63-2,5

2. Для ДШ-68-2,5

3. Для ДШ-100-2,5

К установке принимаем 3 рабочих и 1 резервный вакуум-фильтр ДШ-100-2,5.

2.11. Расчет дешламаторов

2.11.1. I стадия дешламации

Сравниваем варианты установки дешламаторов МД-5, МД-9, МД-12.

I. Определяем необходимую площадь дешламации

,

где Q – производительность по твердому, т/ч;

q – удельная производительность дешламатора.

II. Определяем число дешламаторов

,

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

I. Определяем число дешламаторов на секцию

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

К установке принимаем 3 дешламатора МД-9

2.11.2. II стадия дешламации

I. Определяем необходимую площадь дешламации

II. Определяем число дешламаторов

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

II. Определяем число дешламаторов на секцию

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

К установке принимаем 2 дешламатора МД-9

2.11.3. III стадия дешламации

I. Определяем необходимую площадь дешламации

II. Определяем число дешламаторов

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

III. Определяем число дешламаторов на секцию

1. Для МД-5

2. Для МД-9

3. Для МД-12

К установке принимаем 2 дешламатора МД-9.

3. спецчасть

3.1. Повышение износостойкости футеровок мельниц

Производительность мельниц определяется многими факторами.

Первый ряд образуется факторами, зависящими от измельчаемого материала: измельчаемость руды, крупность исходной руды, крупность измельченного продукта.

Второй ряд включает в себя факторы, зависящие от самой мельницы: конструкция мельницы, размер мельницы, форма футеровки мельницы.

Для предохранения корпуса мельниц от износа, внутреннюю ее сторону облицовывают сменными футеровочными плитами из марганцовистой или хромистой стали.

В случае износа футеровочные плиты должны быть быстро заменены новыми.

3.2. Выбор типа футеровки

Для повышения износостойкости футеровки необходимо применять наиболее эффективные ее профили.

Гладкая футеровка способствует более легкому скатыванию шаров, что уменьшает расход энергии и износ футеровки.

Работа шаров в этом случае осуществляется главным образом истиранием. Эта футеровка обычно применяется в стержневых мельницах.

При волнистой, особенно при ступенчатой футеровке, шары поднимаются при вращении мельницы на большую высоту, что способствует повышению производительности мельницы, но одновременно с этим увеличивается расход энергии и износ футеровки.

Работа шаров в этом случае осуществляется главным образом ударным действием.

Волнистую, особенно ступенчатую футеровку целесообразней применять при более глубоком измельчении, т.е. в первой стадии, а гладкую футеровку во второй.

От профиля футеровки существенно зависят ее износ, а также производительность мельницы, удельный расход эл.энергии и измельчающих тел.

Футеровка цилиндрической части мельницы является основной по весу и стоимости. От формы (профиля и размеров) футеровочных плит зависят рабочий диаметр мельницы и характер движения измельчающих тел, т.е. высота их подъема и возможность или невозможность скольжения по футеровке.

В последние годы были получены удовлетворительные показатели работы футеровок, отлитых из сплава Х12Г5, химический состав которого 2,5-3,0%; 0,8% Si; 4,5-5,2% Mn; 12-18% Cr; не более 0,1% Р; не более 0,06% S.

3.3. Промышленные испытания экспериментальной каскадной футеровки по барабану мельниц первой стадии измельчения

Промышленные испытания экспериментальной каскадной футеровки по барабану мельниц первой стадии измельчения на второй очереди отделения обогащения

Промышленные испытания экспериментальной каскадной брони по барабану мельницы МШЦ 45x60 первой стадии измельчения проводились на ДОК в соответствии с утвержденной программой и методикой «Проведение промышленных испытаний опытно-промышленных партий футеровок барабанных мельниц.

Каскадная бронь выполнена Старооскольским заводом ОЗММ по чертежам, разработанным группой технологов ДОК МГОКа, из стали 110Г13Л. Футеровка по торцевым стенкам загрузки и разгрузки мельницы была установлена типа МШ-41Т-001.

Цель промышленных испытаний: определение износостойкости каскадной футеровки в мельнице МШЦ 45x60 и ее влияние на эксплутационные и технологические показатели первой стадии измельчения. Футеровка была установлена на мельнице. В сравнении с мельницей зафутерованной бронеплитами тип 298 М, 299М «Батон», и имеющей с опытной мельницей близкие сроки ввода в эксплуатацию после капремонта.

Основные технологические характеристики сравниваемых мельниц приведены в таблице 8.

В период промышленных испытаний поддерживалось идентичное заполнение сравниваемых мельниц мелющими телами за счет догрузки шаров диаметром 120-125 мм, контроль за шаровой загрузкой мельниц шарами осуществлялся при остановке на планово-предупредительный ремонт методом прямых замеров.

Технологические показатели цикла первой стадии измельчения определялись после приработки шаров по результатам параллельного опробования сравниваемых мельниц на рудной шихте текущего производства.

Результаты сравниваемых технологических испытаний приведены в таблицах

В период опробований производительность базовой мельницы изменялась 01 140 до 160 т/ч, мельницы с каскадной футеровкой от 140 до 166 т/ч при крупности слива спиральных классификаторов по классу – 44 мкм соответственно 35,8 ÷ 51,4 и 38,8 ÷ 58,6 %. Испытания показали, что средняя производительность мельницы с каскадной футеровкой по данным технологических испытаний выше, чем производительность с футеровкой мельницы типа «Батон».

По данным оперативного учета производительность базовой мельницы изменялась от 145,6 до 151 т/ч, мельницы с каскадной футеровкой от 151,7 до 167,4 т/ч. Приведенные результаты указывают, что производительность мельницы с каскадной футеровкой выше на протяжении его срока испытаний.

Таблица 8

Технические данные сравниваемых мельниц

Наименование

Тип футеровки

каскадная

298 М, 299 М «Батон»

Материал футеровки по барабану

110Г13Л

110Г13 Л

Типоразмер мельницы (МШЦ), м

4500x6000

4500x6000

Диаметр шаров измельчающей среды, мм

120

120

Объем мельницы при новой футеровке, м3

80,34

79,56

Размер футеровочных плит по барабану:

• длина, мм

1490 900

1490 900

• ширина, мм

447 447

447 447