I стадия измельчения

В результате расчета определяются Q₁₄, Q₁₅, Q₁₆, Q₁₇ (рис. 3.2). Расчеты ведутся на основе уравнений материального баланса:

Q₁₁ = Q₁₆ = Q₁₉ = 200 т/ч; Q₁₄ = Q₁₁ + Q₁₇; Q₁₄ = Q₁₃ .

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса - 0,074мм в питании классификатора и его продуктах имеет вид:

Q₁₅ · β₁₅ = Q₁₆ · β₁₆ + Q₁₅ · β₁₅ ,

где Q · β - количество класса - 0,074мм в соответствующих продуктах.

С учетом уравнений материального баланса получим:

( Q₁₁ + Q₁₇ ) · β₁₅ = Q₁₁ · β₁₆ + Q₁₇ · β₁₇ .

Для первой стадии измельчения циркулирующей нагрузкой является продукт Q₁₇:

где β₁₅ , β₁₆, β₁₇ - содержание класса - 0,074 мм в сливе мельницы, сливе и песках классификатора, соответственно, которые принимают по данным практики (табл. 3.11).

Таблица 3.11 - Характеристика продуктов классификации

II стадия измельчения

Для определения оригинального питания мельницы II стадии измельчения технологический узел (рис. 3.7) представляется в развернутом виде (рис. 3.8). Оригинальным питанием мельницы является продукт Q'₁₈ .

Рис. 3.7 - Технологическая схема второй стадии измельчения

Уравнения материального баланса по количеству материала :

Q₁₁ = Q₁₆ .

Q₁₆ = Q"₁₈ + Q'₁₈ .

Отсюда Q"₁₈ = Q₁₆ - Q'₁₈ .

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса в схеме:

Q₁₆ · β₁₆ = Q"₁₈ · β"₁₈ + Q'₁₈ · β'₁₈ .

Ho β"₁₈ = β ₁₉ и Q"₁₈ = Q₁₆ - Q'₁₈ .

Тогда

Q₁₆ · β₁₆ = ( Q₁₆ - Q'₁₈ ) · β₁₉ + Q'₁₈ · β'₁₈ .

Решаем это уравнение относительно Q'₁₈ (оригинальное питание мельницы):

Известно, что β₁₉ = 78%, β₁₆ = 40% (по заданию); β'₁₈ = β'₂₁ = 12% (из табл. 3.11). Тогда

Q'₁₈ = 200 · ( 0.4 – 0.78 ) / ( 0.12 – 0.78 ) = 114 т/ч.

Q"₁₈ = Q₁₆ - Q'₁₈ = 200 – 114 = 86 т/ч.

Определение циркулирующей нагрузки во II стадии:

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса имеет вид:

( Q'₁₈ +Q'₂₁ ) · β₁₉ = Q"₂₁ · β₁₉ + Q'₂₁ · β'_{21 .}

Так как Q"₂₁ = Q'₁₈ , то

Q'₁₈ · β₂₁ + Q'₂₁ · β₂₁ = Q'₁₈ · β₁₉ + Q'₂₁ · β'₂₁ .

Отсюда после преобразований

.

β'₂₁ = 12% (из табл. 3.11); β₁₉ = 78%, β₂₁ = 38% (по заданию). Тогда

Q'₂₁ = 114 · ( 0.78 – 0.38 ) / ( 0.38 – 0.12 ) = 175.56 т/ч.

Q₂₀ = Q'₂₁ + Q'₁₈ = 114 + 175.56 = 289.56 т/ч.

Q₁₉ = Q₁₁ = 200 т/ч.

Результаты расчета технологической схемы измельчения приведены в табл. 3.12.

Таблица 3.12 - Результаты расчета схемы измельчения

По приведенным нагрузкам в операциях производится выбор оборудования. При этом необходимо учесть, что мельницы выбираются по оригинальному питанию (без учета циркулирующей нагрузки), а классификаторы – по общему продукту (с учетом циркулирующей нагрузки).

3.7. Выбор оборудования для измельчения

На производительность мельниц по готовому конечному продукту влияют следующие факторы:

- измельчаемость руды;

- крупность дробленого продукта, поступающего в мельницу;

- крупность слива классификатора;

- тип и размер мельницы;

- способ разгрузки материала из мельницы;

- частота вращения барабана мельницы;

- масса и крупность шаров;

- отношение Ж:Т в питании мельницы;

- величина циркулирующей нагрузки;

- заполнение мельницы пульпой

- эффективность работы классификатора.

Первые три фактора характеризуют поступающий и выходящий продукты, а четвертый и пятый - конструкцию мельницы. Остальные регулируются во время работы мельницы и классификатора.

При проектировании технологических схем измельчения различие в измельчаемости руды, крупности дробленого продукта, типе и размере мельниц, способе разгрузки материала из мельницы учитывают специальные коэффициенты. Все остальные факторы можно учесть суммарно в виде удельной производительности работающей мельницы на испытательном стенде или на фабрике.

Удельная производительность мельницы по готовому конечному продукту измельчения (количество вновь образованного при измельчении класса – 0.074 мм) определяется из уравнения:

Q ( β_к - β_н ) = q₁ V,

где Q –производительность по исходному продукту, т/ч,

β_к - содержание класса –0,074 мм в сливе классификатора, доли ед.;

β_н - содержание класса –0,074 мм в исходном продукте, доли ед;

q₁ - удельная производительность по классу – 0,074 мм, приходящаяся на 1 м³ рабочего объема мельницы, т/ч;

V - рабочий объем мельницы, м³.

Из основного уравнения определяем:

По данным практики принимается q₁ = 0.63 т / чм³.

Определение удельной производительности проектируемых к установке мельниц

Удельная производительность проектируемых мельниц определяется из соотношения:

q_пр = q₁ K_к K_и K_D K_т , т/ч м³,

где K_к - коэффициент, учитывающий различие крупности исходного питания на действующей мельнице и на проектируемой установке;

K_и - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости;

K_D - коэффициент, учитывающий различие в диаметре мельницы;

K_т - коэффициент, учитывающий тип мельницы по способу разгрузки материала.

Если на проектируемой и действующей фабриках крупность и тип руды аналогичны, то коэффициенты K_к и K_и равны 1. Коэффициент

где D_1вн и D_2вн - внутренние диаметры мельниц на действующей и проектируемой фабриках.

Если предусматривается переход от мельницы с центральной разгрузкой к мельнице с разгрузкой через решетчатую диафрагму, то K_т = 1.15. В обратном случае

K_т = 1 / 1.15 = 0.86 .

На I стадии измельчения можно установить различные стержневые мельницы с центральной разгрузкой:

1-й вариант-2100х3000мм, V = 8.8 м³.

2-й вариант-2700х3600мм, V = 18 м³.

3-й вариант-3200х4500мм, V = 32 м³.

На II стадии можно установить шаровые мельницы с разгрузкой через решетчатую диафрагму. Возможные варианты:

1-й вариант-2700х2100мм, V = 10 м³.

2-й вариант-2700х2700мм, V = 13 м³.

3-й вариант-3200х3100мм, V = 22 м³.

Определение K_D для принятых вариантов

Суммарная толщина футеровки барабана мельницы принимается равной 0.15 м.

Для стержневых мельниц I стадии:

1-й вариант K_D = [(2.1 – 0.15) / (2.1 – 0.15)] ^0.5 = 1.

2-й вариант K_D = [(2.7 – 0.15) / (2.1 – 0.15)] ^0.5 = 1.14.

3-й вариант K_D = [(3.2 – 0.15) / (2.1 – 0.15)] ^0.5 = 1.25.

Для шаровых мельниц II стадии:

I-й вариант K_D = [(2.7 – 0.15) / (2.1 – 0.15)] ^0.5 = 1.14.

2-й вариант K_D = [(2.7 – 0.15) / (2.1 – 0.15)] ^0.5 = 1.14.

3-й вариант K_D = [(3.2 – 0.15) / (2.1 – 0.15)] ^0.5 = 1.25.

Определение удельной производительности проектируемых к установке мельниц по вновь образованному классу

q_пр = q₁ K_к K_и K_D K_т , т/ч м³.

Для стержневых мельниц I стадии:

1-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1 · 1 = 0.63 т/ч м³.

2-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м³.

3-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.25 · 1 = 0.79 т/ч м³.

Для II стадии:

1-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м³.

2-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м³.

3-й вариант q = 0.63 · 1 · 1 · 1.25 · 1 = 0.79 т/ч м³.

Определение возможной производительности мельниц по исходному питанию

Для стержневых мельниц I стадии измельчения исходным питанием является дробленый продукт Q₁₁ = 200 т/ч. Возможная производительность мельницы по вновь образованному классу определяется из соотношения:

Q_в = q₁ V / ( β₁₆ - β₁₁ ),

где β₁₆ = 40%, β₁₁ = 3.7% (по заданию).

Для I стадии

I-й вариант Q_в = 0.63 · 8.8 / ( 0.40 – 0.037) = 15.27 т/ч .

2-й вариант Q_в = 0.72 · 18 / ( 0.40 – 0.037) = 35.7 т/ч .

3-й вариант Q_в = 0.79 · 32 / ( 0.40 – 0.037) = 69.64 т/ч .

Для II стадии измельчения исходным питанием является продукт Q'₁₈ = 114 т/ч. Возможная производительность мельницы

Q_в = q₁ V / ( β₁₉ - β₁₆ ),

Для II стадии:

1-й вариант Q_в = 0.72 · 10 / ( 0.78 – 0.40) = 18.95 т/ч .

2-й вариант Q_в = 0.72 · 13 / ( 0.78 – 0.40) = 24.63 т/ч .

3-й вариант Q_в = 0.79 · 22 / ( 0.78 – 0.40) = 45.74 т/ч .

Определение необходимого числа мельниц

Количество мельниц для I стадии:

n = Q₁₁ / Q_в .

1-й вариант n = 200 : 15.27 = 13.1, (n₁ = 14 шт.) .

2-й вариант n = 200 : 35.7 = 5.6, (n₂ = 6 шт.) .

3-й вариант n = 200 : 69.64 = 2.87, (n₃ = 3 шт.) .

Количество мельниц для II стадии:

n = Q'₁₈ / Q_в .

1-й вариант n = 114 : 18.95 = 6.02, (n₁ = 7 шт.) .

2-й вариант n = 114 : 24.63 = 4.63, (n₂ = 5 шт.) .

3-й вариант n = 114 : 45.74 = 2.49, (n₃ = 3 шт.) .

Определение фактической нагрузки на одну мельницу

Для I стадии измельчения:

Q_ф = Q₁₁ / n₁ .

1-й вариант Q_ф = 200 : 14 = 14.28 т/ч .

2-й вариант Q_ф = 200 : 6 = 33.3 т/ч .

3-й вариант Q_ф = 200 : 3 = 66.7 т/ч .

Для II стадии измельчения:

Q_ф = Q'₁₈ / n₂ .

1-й вариант Q_ф = 114 : 7 = 16.28 т/ч .

2-й вариант Q_ф = 114 : 5 = 22.8 т/ч .

3-й вариант Q_ф = 114 : 3 = 38 т/ч .

Определение коэффициентов загрузки мельницы по вариантам

Коэффициент загрузки определяется из соотношения:

К_з = ( Q_ф / Q_в ) · 100, % .

Для I стадии измельчения:

1-й вариант К_з = ( 14.28 : 15.27 ) · 100 = 93.52% .

2-й вариант К_з = ( 33.3 : 35.7 ) · 100 = 93.28% .

3-й вариант К_з = ( 66.7 : 69.24 ) · 100 = 96.33% .

Для II стадии:

1-й вариант К_з = ( 16.28 / 18.95 ) · 100 = 85.9% .

2-й вариант К_з = ( 22.8 : 24.63 ) · 100 = 92.57% .

3-й вариант К_з = ( 38 : 45.74 ) · 100 = 83.1% .

Результаты расчета сведены в табл. 3.13.

Таблица 3.13 - Сравнение вариантов выбранных мельниц

В связи с тем, что стоимость мельниц пропорциональна весу металла, затраченного на ее изготовление, и из удобства компоновки для I стадии принимаем 2-й вариант и для II стадии 3-й вариант. Сравнив показатели, можно сделать вывод, что для реализации в проекте такое соотношение мельниц будет наиболее целесообразным из рассмотренных вариантов.

3.8. Выбор классификаторов и гидроциклонов

Для работы в замкнутом цикле с мельницами устанавливаются:

- на первой стадии спиральные классификаторы, обеспечивающие грубый слив;

- на второй стадии гидроциклоны, слив которых является питанием обогатительных аппаратов.

Классификаторы и гидроциклоны выбираются по их производительности. Производительность классификатора с не погруженной спиралью по сливу определяется по эмпирической формуле

Q_c = 4.55 m K_β K_δ K_α K_c D^1.765 .

Здесь Q_c - производительность по твердому материалу в сливе, т/ч;

m - число спиралей классификатора;

K_β - поправочный коэффициент на крупность слива (табл. 3.14)

K_δ - поправочный коэффициент на плотность классифицируемого материала, K_δ = δ / 2.7;

K_α - поправочный коэффициент на угол наклона α днища классификатора (при α = 16-18⁰ К_α = 1.06-1);

К_с - поправочный коэффициент на заданное содержание твердого в сливе.

Отсюда

D^1.765 = Q_c / 4.55 m K_β K_δ K_α K_{c .}

Значения поправочных коэффициентов определяются с учетом следующих поправок.

1. Поправка на крупность слива. По заданию содержание расчетного класса в сливе I стадии классификации β₁₆ = 40%. По табл. 3.11 находим, что крупность слива классификатора составит 95% класса 0-0,4 мм. По табл. 3.14 определяем коэффициент K_β = 1.96.

Таблица 3.14 – Значения коэффициента K_β , учитывающего крупность слива

2. Поправка на плотность руды K_δ = 3.2 : 2.7 = 1.18.

3. Поправка на угол наклона классификатора. При α = 17⁰ K_α = 1.03.

4. Поправка на заданную плотность слива. Коэффициент K_с находится в зависимости от соотношения R_т : R_2.7 . Здесь R_т - требуемое соотношение Ж:Т в сливе классификатора (по условиям последующего технологического процесса), обычно R_т принимается в пределах 1-1.5; R_2.7 - базисное отношение Ж:Т (см. табл. 3.14). В соответствии с заданием по табл. 3.14 находится значение R_2.7 = 1.8 (при d₉₅ = 0.42 мм). При R_т : R_2.7 = 1.4 : 1.8 = 0.78 ≈ 0.8 и δ = 3.2 т/м³ определяется значение К_с = 0.98 (по табл. 3.15).

Таблица 3.15 - Значение коэффициента К_с, учитывающего разжижение слива

Определение диаметра спирали классификатора

Для односпирального классификатора, работающего в замкнутом цикле с мельницей, производительность по сливу будет:

Q_c = Q₁₆ / n = 200 : 6 = 33.3 т/ч.

где Q₁₆ - производительность по сливу (см. схему, рис. 3.2 и табл. 3.12);

n - число мельниц по принятому варианту, (табл. 3.13).

Диаметр спирали

D^1.765 = Q_c / 4.55 m K_β K_δ K_α K_c =

= 33.3 : (4.55 · 1 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98) = 3.14 м.

Для двухспирального классификатора

D^1.765 = 1.57 м.

Для упрощения расчетов в табл. 3.16 приводятся значения D^1.765 и D³ для стандартных классификаторов.

Таблица 3.16. Значения D^1.765 и D³ для стандартных классификаторов

Наиболее близкими стандартными классификаторами к полученному расчетному значению являются односпиральный классификатор с диаметром спирали D = 2 м или двухспиарльный классификатор с диаметром спирали D = 1.2 м.

Проверяем расчетную производительность по сливу односпирального классификатора при D = 2 м.

Q_c = 4.55 m K_β K_δ K_α K_c D ^1.765 =

= 4.55 · 1 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98 · 3.4 = 36.1 т/ч.

Производительность двухспирального классификатора при диаметре спиралей D = 1.2 м по сливу составит:

Q_c = 4.55 · 2 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98 · 1.38 = 29.32 т/ч.

Для обеспечения требуемой производительности может быть принят двухспиральный классификатор с диаметром спиралей 1.5 м. Недостаток расчетной производительности находится в пределах точности расчета (10 %). Следует принять менее габаритный, более простой односпиральный классификатор со спиралью диаметром D = 2 м. Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам. Она определяется по формуле:

Q_п = 5.45 · m · D³ · n · ( δ / 2.7 ) · K_α ,

где n - частота вращения спиралей, мин^-1.

Принимаем частоту вращения спиралей n = 2 мин^-1. Тогда

Q_п = 5.45 ·1 · 8 · 2 ·1.18 · 1.03 = 106 т/ч.

По расчету технологической схемы на I стадии измельчения принято к установке 6 мельниц, которые обычно работают в паре с классификаторами. Необходимое количество песков

Q_п = Q₁₇ / n .

Здесь Q₁₇ - количество песков по схеме (см. табл. 3.12);

n -количество мельниц.

Тогда

Q_п = 168.4 : 6 = 28.07 т/ч.

Таким образом, выбранный классификатор обеспечивает производительность по пескам даже при наименьшей частоте вращения спиралей. Окончательно принимаем к установке классификатор 1КСН-20. Необходимое количество классификаторов – 6 шт.

Вторая стадия классификации производится в гидроциклонах. Количество гидроциклонов определяется по формуле:

i = K_н W_оп / W_п ,

где K_н - коэффициент неравномерности подачи питания (K_н = 1.15);

W_оп - количество пульпы, поступающее на классификацию в гидроциклонах, м³/ч;

W_п - производительность одного гидроциклона по исходной пульпе, м³/ч.

Для того чтобы выбрать гидроциклон, необходимо знать номинальную крупность слива, которую он должен обеспечить. За номинальную крупность принят такой размер отверстий сита, на котором остается 5% твердого продукта, содержащегося в сливе.

Зависимость между содержанием класса 0,074 мм в сливе мельниц и классификаторов и номинальной крупностью приведена в табл. 3.17.

Таблица 3.17 - Зависимость между содержанием класса - 0,074 мм в сливе мельниц и классификаторов и крупностью частиц

По заданию β₁₉ = 78 %, тогда в соответствии с данными табл. 3.17 d_н = 0.148 мм или 148 мкм.

Ориентировочные данные для выбора гидроциклонов приведены в табл. 3.18.

Таблица 3.18. Основные параметры гидроциклонов с углом конусности 20⁰

В соответствии с данными табл. 3.18, необходимую крупность слива могут обеспечить гидроциклоны диаметром D = 360, 500, 710, 1000 мм.

При выборе гидроциклонов следует стремиться к установке их по одному на насос, т.е. к применению аппаратов большого диаметра, которые обеспечивают на фабриках получение слива крупностью до 80-90 % класса –0.0074 мм. Однако, чем тоньше требуемая крупность слива и больше содержание твердого в нем, тем меньше должен быть диаметр гидроциклона. Гидроциклоны небольшого диаметра могут объединяться в батареи.

Произведем сравнительный расчет. При расчете I стадии классификации принято соотношение R_т = 1.4.

На II стадию классификации (в гидроциклонах) поступает Q₁₆ = 489.56 т/ч. Количество пульпы составит:

W_оп = Q₁₈ · R_т = 489.56 · 1.4 = 685.38 м³/ч.

Рассчитаем необходимое количество гидроциклонов различных диаметров по их средней производительности и результаты расчета сведем в табл. 3.19.

Таблица 3.19 - Результаты расчета различных гидроциклонов

Во II стадии измельчения установлено 3 мельницы. Исходя из удобства компоновки и экономии электроэнергии, можно принять к установке 3 гидроциклона ГЦ-710, а из необходимости обеспечения заданной крупности слива β₁₉ =78% класса –0.074мм – 9 гидроциклонов ГЦ-360. Окончательно принимаем к установке 3 гидроциклона ГЦ-710.

В табл. 3.20 приведен перечень основного оборудования.

Таблица 3.20 - Спецификация основного оборудования для дробления, грохочения, измельчения и классификации

На основании расчетов и выбора оборудования для измельчения и классификации принимаем один из возможных вариантов схемы оборудования (рис. 3.9).

1 – бункер, 2 – питатель, 3 – колосниковая решетка, 4 – дробилка ЩДП 9х12, 5 – грохот ГИТ-51, 6 – дробилка КСД-1200, 7 – грохот ГИТ-61, 8 – дробилка КМД-1750, 9 – ленточный конвейер, 10 – конвейер с разгрузочной тележкой, 11 – мельница МСЦ 2700х3600, 12 – классификатор 1КСН-20, 13 – трубопровод, 14 – гидроциклон ГЦ-710, 15 – мельница МШР 3200х3100, 16 -зумпф, 17 - насос

Рис. 3.9 – Пример схемы оборудования для реализации технологии

Приложение

Табл. 1. Исходные данные для расчета схемы

Окончание приложения