Кафедра обогащения руд цветных металлов

Домашнее задание по курсу:

«Обогащение руд цветных металлов»

Факультет:	ЦДМ
Группа:	МЦМ-00-1
Студент:	Мурзагалиев П.С.
Вариант:
Преподаватель:	Абрютин Д.В.

Москва 2003г.

Исходные данные

Руда	Q_ф, т/сут	D_max,мм	d, мм	Содержание класса –0,074мм в продукте измельчения, %	Извлечение, %	Содержание ценного компонента I/II в исходной руде (α) и конечных продуктах, %	Номер схемы
Металл I в концентрат I	Металл II в концентрат II	α	К-т I	К-т II
Cu-пиритн.							2,6/18	20/38	0,3/42

Выбор и расчет схем дробления, дробилок и грохотов.

Общая степень дробления: , можно достичь используя двухстадиальную схему дробления.

Принимаем степени дробления: S₁=4 и S₂=6.7.

Определение условной максимальной крупности продуктов после каждой стадии дробления:

после I стадии: мм;

после II стадии: мм.

Определение ширины разгрузочного отверстия дробилок для каждой стадии:

, где

i – ширина разгрузочного отверстия дробилки, мм,

D – максимальный размер куска, поступающего на дробление, мм,

z – отношение размера максимального куска дробленной руды к ширине разгрузочного отверстия дробилки.

Принимаем z₁=1.5 и z₂=2.5, тогда

мм, (принимаем 70мм)

мм, (принимаем 6мм)

Выбор схемы дробления.

Ситовая характеристика крупности исходной руды и продуктов дробления.

1 – исходная руда, 2 – дробленный продукт (после I стадии).

Расчет выходов продуктов дробления и грохочения.

Производительность оборудования отделения дробления:

т/ч, где

Q_др – производительность отделения дробления, т/ч,

k=1.1 – коэффициент неравномерности,

Q_ф – производительность фабрики, т/сут,

n=14ч – число часов работы дробильного отделения в сутки,

m_ф=7 – число дней работы в неделю фабрики,

m_др=6 – число дней работы в неделю дробильного отделения.

т/ч.

Количество руды поступающей на I стадию дробления:

Q₁=Q_др=733 т/ч, Q₂=Q₁=733 т/ч.

Перед второй стадией дробления устанавливаем вибрационный грохот с E₂=85%, циркулирующую нагрузку принимаем C=120%.

Количество руды поступающей на вторую стадию дробления с учетом циркулирующей нагрузки:

Q₅= Q₆=1.2·Q₁=1.2·733=880 т/ч.

Q₄= Q₁.

Количество руды поступающей на грохочение I с учетом циркулирующей нагрузки:

Q₃=Q₂+Q₆=733+880=1613 т/ч.

Выбор дробилок.

Первая стадия дробления.

Поступает Q₁=733 т/ч, с D_max=400мм, выпускное отверстие дробилки 70мм.

Принимаем к установке одну дробилку ККД 1200/150 с параметрами: производительность Q_{поспортное}=550м³/ч, наибольший размер куска питания D_max=1000мм.

Коэффициент загрузки дробилки:

, где 1.6 – насыпная масса руды т/м³.

Вторая стадия дробления.

Поступает Q₃=880 т/ч, с D_max=100мм, выпускное отверстие дробилки 6мм.

Принимаем к установке шесть дробилок КМД 1750Гр с параметрами: производительность Q_{поспортное}=101м³/ч, наибольший размер куска питания D_max=100мм.

Коэффициент загрузки дробилки:

Выбор грохотов.

Необходимая площадь сита находится по формуле:

, где

F – рабочая площадь сита, м²,

Q – производительность грохота, т/ч,

q – удельная производительность грохота, м³/(м²·ч),

δ=1,6 – насыпная масса материала, т/м³,

k, l m, n, p – поправочные коэффициенты, зависящие от свойств руды и условий грохота.

Соотношение между размерами отверстий грохота и шириной разгрузочного отверстия дробилки по практическим данным: при мелком дроблении – 3.

Если размер отверстий грохота принять равным 18мм (3·i), то удельная производительность грохота составит q=17,8м³/(м²·ч).

По ситовой характеристике определяем содержание в питании зерен меньше половины отверстий сита:

тогда k=0,41,

тогда l=2; для E₂=85%, m=1.2, p=1, n=1.25.

м².

Принимаем к установке 12 грохотов (по два на каждую дробилку) ГИЛ-42 с параметрами: размеры просеивающей поверхности 5.6м².

Для получения дробленной руды крупностью –15+0мм принимается двухстадиальная схема дробления в замкнутом цикле в последней стадии.

Дробление осуществляется в конусных дробилках:

I – стадия - ККД 1200/150 – 1шт,

II – стадия - КМД 1750Гр – 6шт.

Грохочение:

I – стадия - ГИЛ-42 – 12шт.

Выбор и расчет схемы измельчения, мельниц и гидроциклонов.

Выбор схемы измельчения и расчет мельниц.

Для получения слива содержащего 70% класса –0.074мм, принимается двухстадиальная схема измельчени.

Производительность мельници:

, где

Q – производительность мельницы, т/ч,

V – объем мельницы, м³,

q – удельная производительность мельницы по классу –0.074мм, т/(м³·ч),

β_k=70% - содержание класса –0.074мм в продукте измельчения,

β_u=8% - содержание класса –0.074мм в исходном питании.

Удельная производительность мельницы:

q=q₁·k_u·k_T·k_k·k_D, где

q - удельная производительность проектируемой мельницы по классу –0.074мм, т/(м³·ч),

q₁ - удельная производительность работающей мельницы по классу –0.074мм, т/(м³·ч),

k_u, k_T, k_k, k_D – коэффициенты, учитывающие различия в измельчаемости руды, типе мельниц, крупности исходного и конечного продуктов измельчения.

Принимаем k_u=1 и k_T=1.

За работающую мельницу принимается МШР-3.2-3.1, у которой q₁=1.03 т/(м³·ч).

Принимаем к установке в I стадии измельчения мельницы МШР-4.5-5.0, с объемом 68м³.

Для проектируемых условий измельчения: крупность исходного продукта –15+0мм,содержание класса –0,074мм в измельченном продукте 70%:

Для работающей мельницы: крупность исходного продукта –20+0мм,содержание класса –0,074мм в измельченном продукте 62%:

Значение k_D рассчитывается по формуле:

, где

D_пр и D_р – диаметр проектируемой и работающей мельницы.

q=q₁·k_u·k_T·k_k·k_D=1.03·1·1·1.001·1.194=1.231 т/(м³·ч).

Часовая производительность отделения измельчения:

т/ч.

Общий объем мельниц, необходимых для измельчения:

м³.

При двухстадиальной схеме измельчения, когда неизвестна промежуточная крупность продукта, можно принять что объем мельниц равен:

V₁=V₂=167.88/2=83.94м³.

Количество мельниц:

в первой стадии измельчения: N₁=V₁/68=83.94/68=1.23

во второй стадии измельчения: N₂=V₂/82=83.94/49=1.71

К установке принимаем:

на первую стадию: МШР-4.5-5.0 – 2шт

на вторую стадию: МШЦ-3.6-5.5 – 2 шт.

Выбор и расчет гидроциклонов.

Минутный дебит пульпы.

, где

V_м – минутный дебит пульпы, м³/мин,

δ=2.7 – плотность руды,

Q – производительность гидроциклонов, т/сут,

R – отношение Ж:Т в питании гидроциклонов.

Принимается, что R₁=1, R₂=1.5.

Производительность отделения измельчения 333.33т/ч и циркулирующая нагрузка на первой стадии классификации принята С=200%.

На первую стадию классификации поступает:

Q_исх=3·Q=3·333.33=1000т/ч=24000т/сут.

Тогда:

м³/мин=1370.4м³/ч.

Принимая во внимание что на первой стадии измельчения установлено две мельницы, следовательно, минутный дебит для одной составит 22.84/2=11.42м³/мин=685.2м³/ч, принимаем к установке два гидроциклона ГЦК-1000.

Поскольку циркулирующая нагрузка на второй стадии измельчения принята С=350%, то на вторую стадию классификации поступит:

Q_исх=4.5·Q=4.5·333.33=1500т/ч=36000т/сут.

Тогда:

м³/мин=2805.6м³/ч.

Принимая во внимание что на второй стадии измельчения установлено две мельницы, следовательно, минутный дебит для одной составит 46.76/2=23.38м³/мин=1402.8м³/ч, принимаем к установке по три гидроциклона ГЦК-710 на каждую мельницу.

Так как на каждый гидроциклон принимается один резервный то окончательно принимаем к установке:

I – ГЦК-1000 – 4шт.

II – ГЦК-710 – 12шт.

Расчет баланса металлов и качественно-количественной схемы флотации полиметаллической руды.

Схема флотации Cu-пиритной руды:

На флотацию поступает Cu-пиритная руда, с содержанием меди 2,6% () и содержанием пирита 18% (). Производительность фабрики 8000 т/сут.

- содержание меди в медном концентрате .

- извлечение меди в медный концентрат

- содержание меди в пиритном концентрате

- содержание пирита в пиритном концентрате

- извлечение пирита в пиритный концентрат

- содержание пирита в медном концентрате

Определение выходов продуктов обогащения и степени извлечения их в металлы:

- выход медного концентрата

- выход пиритного концентрата

- выход хвостов

- извлечение меди в пиритный концентрат

- потери меди в хвостах

- содержание меди в хвостах

- извлечение пирита в медный концентрат

- потери пирита в хвостах

- содержание пирита в хвостах

Баланс металлов для двухкомпонентной руды
Номер	Наименование продуктов	Выход	Содержание	Извлечение
%	т/сут.	медь	пирит	медь	пирит
	Медный концентрат	11,83	946,4				24,97
	Пиритный концентрат	22,29	1783,2	0,3		2,57
	Хвосты	65,88	5270,4	0,25	6,29	6,43	23,03
	Исходная руда			2,6

Дата добавления: 2015-12-17; просмотров: 14; Мы поможем в написании вашей работы!

Поделиться с друзьями:

Мы поможем в написании ваших работ!