КАТЕГОРИИ:
АстрономияБиологияГеографияДругие языкиДругоеИнформатикаИсторияКультураЛитератураЛогикаМатематикаМедицинаМеханикаОбразованиеОхрана трудаПедагогикаПолитикаПравоПсихологияРиторикаСоциологияСпортСтроительствоТехнологияФизикаФилософияФинансыХимияЧерчениеЭкологияЭкономикаЭлектроника
Автоматизация, опробование и контроль технологических процессов
6.3.1 Автоматизация технологического процесса
6.3.1.1При проектировании автоматизации технологических процессов на обогатительных фабриках в каждом проекте автоматизации технологических процессов необходимо учитывать данные по эксплуатации схем автоматизации на действующих обогатительных фабриках, сокращению численности обслуживающего персонала и , особенно, уменьшению ручных трудозатрат.
6.3.1.2В проектах автоматизации технологического процесса дробления на обогатительных фабриках предусматривать следующие системы:
– автоматической стабилизации подачи руды в дробилку;
– автоматического контроля и регулирования крупности дробленой руды;
– автоматического контроля забивки перегрузочных узлов и подпрессовки дробилок;
– автоматического контроля наличия недробимых предметов в руде и их удаления;
6.3.1.3В проектах автоматизации технологического процесса измельчения на обогатительных фабриках предусматривать следующие системы:
– автоматического контроля мощности потребляемой электроприводом мельницы;
– автоматической стабилизации подачи руды в мельницу;
– автоматического регулирования подачи воды в мельницу по соотношению руда/вода;
– автоматической стабилизации плотности слива классифицирующих аппаратов;
– автоматического контроля и регулирования грансостава продуктов на сливе классифицирующих аппаратов;
– автоматического регулирования уровня пульпы в зумпфе пескового насоса;
– автоматического контроля давления масла в подшипниках цапф мельниц.
6.3.1.4В проектах автоматизации технологического процесса флотации на обогатительных фабриках предусматривать следующие системы:
– автоматического контроля и стабилизации уровня пульпы;
– автоматического контроля и регулирования объемного расхода пульпы;
– автоматического контроля и регулирования расхода воздуха;
– автоматического контроля содержания металлов в руде и промпродуктах;
– автоматического контроля и регулирования щелочности пульпы;
– автоматического регулирования дозирования реагентов;
– контроля и регулирования концентрации сульфидных ионов;
– автоматического контроля температуры пульпы;
– автоматического контроля расхода реагентов, уровня реагентов в реагентных баках, окислительно-восстановительного потенциала.
6.3.2 Опробование и контроль технологического процесса
6.3.2.1 Опробование и контроль параметров технологического процесса представляет собой составную, неотъемлемую часть производства и разрабатывается в каждом проекте фабрики как самостоятельный раздел, взаимосвязанный с разделом по автоматизации.
6.3.2.2 В проекте фабрики предусматривается схема опробования и контроля руды, продуктов обогащения и вспомогательных материалов, которая обосновывается в зависимости от характера руды, способа ее переработки, производительности предприятия, принятой схемы автоматизации и аналитической службы. Схема должна обеспечивать снятие технологических показателей отдельных секций и фабрики в целом, а также составление технологического и товарного баланса для учета потерь. Основные точки опробования приведены в приложении Д.
6.3.2.4 Количество и массы частных проб, характеризуемые общими пробами, количество экспрессивных анализов устанавливаются специальными инструкциями, разработанными на каждом предприятии.
6.3.2.5 Способы отбора проб и замера контролируемых параметров должны быть максимально механизированы и автоматизированы с учетом последних достижений в области опробования и контроля.
6.3.2.6 Для проведения технологических исследований исходной руды следует предусматривать в составе фабрики опробовательную станцию.
6.3.2.7В составе принятой схемы опробования и контроля в проектно-компоновочных решениях фабрики должны быть предусмотрены все необходимые узлы с достаточным перепадом высот для отбора проб с установкой пробоотбирателей и для замера параметров соответствующих контрольных первичных приборов. Решения по этим узлам следует проработать в технологической, строительной, электротехнической и сантехнической частях проекта. Для контроля работы отдельных аппаратов и операций технологической схемы должны быть предусмотрены места для взятия проб.
6.2.9.8 Компоновка технического оборудования и размещения коммуникаций на обогатительной фабрике должны обеспечивать свободный доступ ко всем без исключения узлам технологической схемы для отбора проб продуктов обогащения с соблюдением требований безопасности.
6.2.9.9 В проекте фабрики должны предусматриваться средства механической доставки в экспресс-лабораторию отобранных пробоотборниками проб рудной пульпы и продуктов обогащения для выполнения анализов с целью определения требуемых показателей.
Часть проб, отобранных в определенных точках, используются службами ОТК для накопления балансовых проб.
6.2.9.10 В проекте обогатительной фабрики необходимо предусматривать оснащение общекомбинатской службы ОТК лабораторной аппаратурой для производства ситового и седиментационного анализов, подготовки проб к химическому и минералогическому анализам (сокращение, сушка, доистирание), а также шкафами для хранения проб. При этом проектирование лабораторий обогащения с соответствующим оснащением лабораторным оборудованием и полупромышленными установками осуществлять в зависимости от сложности технологии и производительности предприятия.
6.4 Выбор основного технологического оборудования
6.4.1 Общие требования и методика выбора
6.4.1.1 При выборе оборудования решаются следующие основные задачи:
– выбор аппарата и его типоразмера;
– расчет производительности для заданных условий;
– определение числа аппаратов.
6.4.1.2Тип выбираемого аппарата зависит от крупности кусков обогащаемого материала и его физических свойств. Если возможно использование аппаратов нескольких типов, то окончательный выбор необходимо делать на основании технико-экономического сравнения вариантов с использованием различных аппаратов.
6.4.1.3При выборе оборудования следует учитывать опыт промышленных предприятий-аналогов, перерабатывающих близкие по составу полезные ископаемые.
6.4.1.4От выбора типоразмера аппарата зависит распределение общего потока обогащаемого материала на отдельные секции. Следует стремиться к максимальному укрупнению потоков и принимать аппараты с максимально возможной единичной производительностью.
6.4.1.5Типоразмеры основного технологического оборудования определять, исходя из мощности проектируемой фабрики, срока ее существования, а также возможности установки высокопроизводительного перспективного оборудования в существующих строительных объемах при техническом перевооружении. Как правило, должно применяться оборудование максимального типоразмера, изготавливаемое или принятое к серийному производству. Отказ от применения наиболее крупного оборудования должен быть обоснован технико-экономическими расчетами или другими соображениями.
6.4.1.6В основу расчета производительности оборудования принимаются результаты испытаний данной руды в полупромышленных или промышленных условиях, или сравнение физических свойств данной руды (дробимость, измельчаемость, обогатимость руды, принятой за эталон, при обогащении которой производительность оборудования устанавливается практикой эксплуатации).
6.4.1.7При отсутствии данных по переработке данного полезного ископаемого расчет производительности производить по удельным показателям по эмпирическим формулам или принимать по данным каталогов, справочников и техническим характеристикам изготовителей.
6.4.1.8Количество единиц оборудования должно определяться с учетом требуемой производительности цеха (отделения), рекомендуемых удельных загрузок, коэффициента использования оборудования по времени Кв и коэффициента неравномерности питания, значение которого для основных аппаратов приведены в табл. 6.6.
6.4.2 Дробилки
6.4.2.1 Выбор типа и размера дробилок производится в зависимости от производительности фабрики, физических свойств руды, а также крупности исходного и дробленого продукта.
6.4.2.2 Для дробления железных руд применяются щековые и конусные дробилки.
6.4.2.3В первой стадии дробления для фабрик производительностью 18 и более млн. т в год принимать, как правило, конусные дробилки типа ККД и КРД.
6.4.2.4Щековые дробилки следует принимать к установке на фабриках малой производительности, а также в случае дробления влажных, глинистых и вязких руд. При расчете головных дробилок учитывать коэффициент неравномерности подачи руды, который устанавливается по согласованию с генеральным проектировщиком (табл. 6.6).
6.4.2.5Для среднего и мелкого дробления руды следует применять конусные дробилки соответствующего типа КСД, КМД и КИД различных модификаций (ГР, Т, СТ), причем следует отдавать предпочтение образцам больших типоразмеров (КСД и КМД 3000).
6.4.2.6 Типоразмер дробилок выбирать с учетом загружаемых кусков, требуемой производительности и крупности дробленого материала. При сопряжении дробилок по стадиям дробления необходимо, чтобы кусок, получаемый в предыдущей стадии, по размеру мог бы проходить в дробилку последующей стадии.
6.4.2.7Производительность дробилок среднего и мелкого дробления, уже широко используемых в промышленности, определять, учитывая передовой опыт эксплуатации их на аналогичных предприятиях при максимальной загрузке. При выборе новых типоразмеров дробилок руководствоваться актами промышленных испытаний опытных образцов.
Таблица 6.6 –Коэффициент неравномерности питания оборудования
| Наименование оборудования и условия его загрузки | Коэффициент неравномерности питания Кн |
| Дробилки всех стадий дробления, стрежневые, шаровые, рудногалечные мельницы и мельницы самоизмельчения при непосредственной загрузке из бункеров и автоматическом регулировании загрузки | 0,98 |
| Дробилки крупного дробления при их загрузке в «завал» непосредственно из железнодорожных вагонов или самосвалов | 0,95 |
| Дробилки среднего и мелкого дробления при каскадном их расположении и загрузка непосредственно надрешетным продуктом грохота при отсутствии склада или недостаточной емкости бункеров между корпусами крупного и мелкого дробления | 0,95 |
| Мельницы доизмельчения промежуточных продуктов при отсутствии буферных емкостей (сгустителей) и автоматического регулирования загрузки | 0,95 |
| Примечание. Для корпусов крупного дробления коэффициент загрузки дополняется коэффициентом неравномерности подачи руды (в течение смены или суток) и устанавливаемым по согласию с генеральным проектировщиком. |
6.4.2.8 Производительность дробилок принимать по данным каталогов с поправками на крепость, насыпную массу и крупность дробимого материала.
6.4.2.9 Для конусных дробилок крупного дробления размер выходной щели задается конструктивно, в справочной литературе приводится значение производительности при стандартизированных размерах выходных щелей. Пересчет производительности при заданной ширине выходной щели производится по формулам, приведенным ниже.
6.4.2.10 Объемная производительность (м3/ч) щековых дробилок при отклонении ширины выходной щели от номинальной может быть определена по эмпирической формуле:
, (6.1)
где V – объемная производительность при фактическом размере щели, м3/ч;
b – ширина выходной щели, м;
В и L – ширина и длина приемного отверстия, м;
Kf, KW, Kкр – поправочные коэффициенты, соответственно, на крепость руды, влажность и содержание крупных классов в питании, которые следует принимать по таблицам 6.7, 6.8 и 6.9.
Таблица 6.7 – Поправочный коэффициент Кf на крепость материала.
| Категория прочности материала | Временное сопротивление на сжатие, кгс/см2 | Значение Кf |
| Особо прочные | более 2500 2000 – 2500 | 0,80 0,85 |
| Прочные | 1800 – 2000 1500 – 1800 | 0,90 0,95 |
| Средней прочности | 600 – 1500 | 1,0 |
| Ниже средней прочности | менее 600 | 1,2 |
| Примечание. Коэффициент Кf уточняется после проведения технологических опробований |
Таблица 6.8– Поправочный коэффициент KW на влажность дробимого материала, содержащего комкающую мелочь.
| Влажность материала, % | |||||||
| Значения коэффициента КW | 1,00 | 1,00 | 0,95 | 0,90 | 0,85 | 0,80 | 0,77 |
Таблица 6.9 – Поправочный коэффициент Kкр на крупность материала, принимаемый для конусных и щековых дробилок крупного дробления
| Содержание в питании фракций крупнее 0,5В, % | ||||||||||
| Значение Ккр | 1,10 | 1,08 | 1,05 | 1,04 | 1,03 | 1,00 | 0,97 | 0,95 | 0,92 | 0,89 |
6.4.2.11 Массовая производительность определяется умножением объемной производительности (м3/ч) на насыпную массу руды (т/м3):
. (6.2)
6.4.2.12 Если в каталогах приведены значения объемной производительности при максимальном bmax и минимальном bmin размерах выходных щелей, то производительность при требуемом значении выходной щели b находить прямолинейной интерполяцией:
; (6.3)
. (6.4)
6.4.2.13 При работе дробилки мелкого дробления в замкнутом цикле, ее производительность Vзц определяется по формуле:
, (6.5)
где 
– производительность дробилки в открытом цикле, м3/ч;
Kц –коэффициент, учитывающий прирост производительности за счет уменьшения крупности питания дробилки, работающей в замкнутом цикле.
Ориентировочно принимать Kц = 1,3÷1,4.
Таким же образом пересчитывается и массовая производительность, если таковая известна из паспортных данных или каталогов.
6.4.2.14 Если для дробилок среднего и мелкого дробления для каждого типоразмера задана удельная производительность в тоннах в час, отнесенная к ширине выходной щели, то производительность дробилки (т/ч) рассчитывается формуле:
. (6.6)
6.4.2.15 Пересчет производительности дробилки при дроблении руды с плотностью 
на производительность при дроблении руды с плотностью 
осуществляется по формуле:
. (6.7)
6.4.3 Грохоты
6.4.3.1 Для предварительного грохочения руды перед первой стадией дробления могут устанавливаться колосниковые грохоты.
6.4.3.2 Размеры колосникового грохота определяют из конструктивных соображений, т.к. грохот является устройством, транспортирующим руду в дробилку крупного дробления. При подаче руды из опрокидывающихся вагонов ширина грохота принимается равной длине вагона, а при загрузке пластинчатым питателем – равной ширине питателя. Исходя из условий заклинивания грохота крупными кусками, его ширину определять по формуле:
, (6.8)
а при незначительном содержании крупных кусков:
, (6.9)
где B и Dmax – соответственно, ширина грохота и диаметр максимальных кусков, мм.
Необходимую площадь грохочения (м2) можно рассчитывать по формуле:
, (6.10)
где Q – требуемая производительность, т/ч;
q0 – объемная производительность, м3/(м2∙ч) на 1 мм щели;
а – размер щели, мм;
– насыпная масса руды, т/м3;
К – коэффициент, учитывающий эффективность грохочения Е; при Е = (50 – 60) % К = 2; при Е = (65 – 70) % К = 1.
Значения удельной производительности принимается в зависимости от ширины щели просеивающей поверхности и рассчитывается по формуле:
(6.11)
или принимается по таблице 6.10.
Таблица 6.10– Значения удельной производительности
| а, мм | ||||||
 , м3/(м2∙ч) на 1 мм щели
| 0,30 | 0,28 | 0,25 | 0,22 | 0,20 | 0,18 |
Длину грохота принимают в 2 раза больше ширины. Для исходной руды с максимальным размером кусков 800…1200 мм она составляет 4…6 м. Углы наклона грохота принимают равными 38…45º, увеличивая их до 40…55º для влажных руд.
6.4.3.3Для операций предварительного и контрольного грохочения продуктов дробления следует применять вибрационные инерционные грохоты тяжелого типа.
6.4.3.4Горизонтальные и слабонаклонные вибрационные грохоты среднего и тяжелого типа с самобалансным вибратором устанавливаются для операции грохочения с отмывкой, обезвоживания, выделения скрапа из рудногалечных мельниц.
6.4.3.5В операциях тонкого грохочения продуктов обогащения магнетитовых руд по классу 0,1 мм и менее применять плоские гидравлические и высокочастотные грохоты.
6.4.3.6Во всех возможных случаях производительность грохотов определять по удельным нагрузкам на единицу площади просеивающей поверхности, полученным при испытаниях в промышленных условиях на аналогичной по крупности и физическим свойствам руде.
При отсутствии данных по испытаниям производительность грохотов определяется по данным каталогов и справочной литературе.
Производительность грохота (т/ч) может быть рассчитана по формуле:
, (6.12)
где F – полезная площадь просеивающей поверхности, м2;
q0 – удельная объемная производительность, м3/(м2∙ч), определяемая по эмпирической формуле в зависимости от размера отверстий просеивающей поверхности а, мм: 
;
К1 – поправочный коэффициент, зависящий от эффективности грохочения: 
;
К2 – поправочный коэффициент, зависящий от кинематического режима работы грохота, определяемого амплитудой колебания А (мм) и частотой вращения вала вибровозбудителя n (мин-1): 
;
К3 – поправка на расположение просеивающей поверхности в коробе грохота (при верхнем расположении просеивающей поверхности К3 = 1, при нижнем – К3 = 0,75…0,8;
К4 – поправка на тип материала, подвергающегося грохочению (для руды К4 = 1);
К5 – поправка на влажность исходного материала (для сухого материала К5 = 1, для влажного – К5 = 0,25…0,75, для комкующегося – К5 = 0,2…0,6);
К6 – поправка на способ грохочения (сухое грохочение – К6 = 1, мокрое грохочение – К6 = 1,25…1,40).
Эффективность грохочения при расчете площади для инерционных и вибрационных грохотов принимается, как правило, 90%. Количество грохотов должно быть кратным количеству дробилок или мельниц в данной операции.
6.4.4 Мельницы
6.4.4.1В зависимости от физических свойств руды (крупность, измельчаемость, вкрапленность) мокрое измельчение осуществляется в мельницах с мелющей средой в виде стальных стержней, шаров и цильпебсов или в мельницах первичного рудного самоизмельчения и рудногалечных.
6.4.4.2Из мельниц с металлической измельчающей средой следует преимущественно применять шаровые мельницы с центральной разгрузкой (сливного типа). Целесообразность применения стержневых мельниц и шаровых мельниц с разгрузкой через решетку (с принудительной разгрузкой) обосновывать технико-экономическими расчетами в каждом отдельном случае. Выбор типа мельницы зависит от выхода хвостов первой стадии обогащения и физических свойств руды (легкая шламуемость, переизмельчение), имеющих значение для последующих процессов переработки.
6.4.4.3Расчет шаровых мельниц следует производить по удельной производительности, которая определяется по исходной руде; вновь образованному расчетному классу на единицу объема барабана мельниц или вновь образованной поверхности. Удельная производительность принимается по результатам исследований измельчаемости руды. При грубом и среднем измельчении крупность помола оценивается по содержанию расчетного класса <0,074 мм, при тонком измельчении – по содержанию расчетного класса <0,050 или <0,044 мм, а также по величине удельной поверхности.
6.4.4.4Производительность мельницы по исходной руде (т/ч) определяется произведением удельной производительности и рабочего объема мельницы:
. (6.13)
6.4.4.5Удельная производительность мельницы по исходной руде (т/(ч∙м3)) рассчитывается по удельной производительности по вновь образованному расчетному классу и начальному 
(до измельчения) и конечному 
(после измельчения) содержанию расчетного класса в долях единицы:
. (6.14)
6.4.4.6При использовании в качестве эталонной действующей на обогатительной фабрике мельницы ее удельная производительность по вновь образованному расчетному классу определяется исходя из ее общей производительности, рабочего объема мельницы, начального и конечного содержания расчетного класса:
. (6.15)
6.4.4.7Удельная производительность проектируемой мельницы рассчитывается путем корректировки удельной производительности по вновь образованному классу эталонной мельницы для условий измельчения в проектируемой мельницы, т.е.:
, (6.15)
где 
– коэффициенты, учитывающие следующие различия в свойствах руд и параметрах мельниц:
– измельчаемость руд;
– крупность руд;
– тип мельницы;
– объемное заполнение барабана мельницы измельчающей средой;
– частота вращения барабана;
– длина барабана мельницы;
– диаметр барабана мельницы.
Коэффициент измельчаемости руды определяют при исследованиях процесса измельчения руды в сопоставимых условиях, например, в стандартной лабораторной мельнице. Он равен отношению измельчаемости проектируемой руды и эталонной руды.
Коэффициент крупности руды определяется отношением относительных производительностей проектируемой мельницы при принятой крупности питания мельницы и эталонной мельницы, работающей в промышленных условиях:
(6.17)
Значения относительных производительностей следует принимать по таблице 6.11.
Таблица 6.11 – К определению коэффициента крупности
| Номинальная крупность исходного продукта, мм | Содержание класса <0,074 мм в продукте измельчения, % | ||||||
| 0,68 | 0,77 | 0,81 | 0,83 | 0,81 | 0,8 | 0,78 | |
| 0,81 | 0,89 | 0,92 | 0,92 | 0,88 | 0,86 | 0,82 | |
| 0,87 | 0,95 | 0,98 | 0,96 | 0,91 | 0,88 | 0,83 | |
| 0,96 | 1,02 | 1,03 | 0,93 | 0,9 | 0,84 | ||
| 1,11 | 1,15 | 1,13 | 1,02 | 0,95 | 0,91 | 0,85 | |
| 1,17 | 1,19 | 1,16 | 1,06 | 0,95 | 0,81 | 0,85 |
Значения m могут быть рассчитаны также по приведенным ниже формулам:
| dн, мм | |
| m = 2∙10-6 β3 – 0,0004∙β2 + 0,0332∙β + 0,036 | |
| m = 2∙10-6 β3 – 0,0005∙β2 + 0,033∙β + 0,1874 | |
| m = 2∙10-6 β3 – 0,0005∙β2 + 0,0369∙β + 0,1892 | |
| m = 2∙10-6 β3 – 0,0005∙β2 + 0,0321∙β + 0,3892 | |
| m = 3∙10-6 β3 – 0,0006∙β2 + 0,0337∙β + 0,5819 | |
| m = 5∙10-6 β3 – 0,0011∙β2 + 0,0569∙β + 0,2616 |
Коэффициент вводится, если тип разгрузки проектируемой мельницы отличается от разгрузки эталонной мельницы. При переходе от мельницы одного типа к другому принимать следующие значения:
| Соотношение типа проектируемой и эталонной мельниц | МШР/МШЦ | МШР/МШР МШЦ/МШЦ | МШЦ/МШР |
|
| 1,1 | 1,0 | 0,9 |
Коэффициент частоты вращения 
вводить при различии частот вращения проектируемой и эталонной мельниц:
(6.18)
где 
и 
– соответственно, относительная частота вращения проектируемой и эталонной мельниц, % от критической.
Коэффициент заполнения барабана мельницы измельчающей средой 
вводится при наличии разницы в степени заполнения мелющими телами барабана проектируемой 
и эталонной 
мельниц:
. (6.19)
Коэффициент длины мельницы учитывает различие длины эталонной и проектируемой мельниц:
, (6.20)
где 
и 
– соответственно, длина проектируемой и эталонной мельниц.
Коэффициент диаметра барабана мельницы:
, (6.21)
где 
и 
– соответственно диаметры (в свету, с учетом толщины футеровки) барабанов проектируемой и эталонной мельниц.
6.4.4.8В целях унификации оборудования следует избегать установки мельниц разных типоразмеров.
6.4.4.9Для предотвращения попадания в последующие операции cкрапа, крупных кусков руды, посторонних предметов предусматривать установку на мельницах бутар и сборников для приема верхнего продукта бутар, щепы, скрапа и т.д.
6.4.4.10Производительность мельниц рудного самоизмельчения определяется по результатам испытаний аналогичных мельниц промышленных размеров. Мельницы полупромышленного размера должны иметь диаметр не менее 1,8 м.
При пересчете удельной производительности от одного типоразмера к другому, от полупромышленного к промышленному образцу мельницы следует учитывать различие их диаметров с помощью коэффициента:
(6.22)
6.4.4.11Производительность рудногалечной промышленной мельницы определяется по результатам рудногалечного измельчения аналогичной руды в мельницах меньшего типоразмера или ориентировочно может быть оценена по показателям шарового измельчения с учетом поправочных коэффициентов на истинную плотность измельчающей среды, степень заполнения и скорость вращения.
Методика расчета та же, что и в п. 6.4.4.7.
6.4.4.12Для проектируемой фабрики необходимо произвести сравнение вариантов установки мельниц нескольких типоразмеров, определив вариант наименее металло- и энергоемкий.
6.4.5 Классификаторы
6.4.5.1Для классификации продуктов измельчения применяются спиральные классификаторы, гидроциклоны и грохоты.
6.4.5.2Механические (спиральные) классификаторы в силу их большей металлоемкости, высокой стоимости и значительных габаритов, требующих больших производственных площадей, должны применяться только в исключительных случаях при особых условиях (для грубой классификации в схеме с двухстадиальной классификацией, а также при большом выходе верхнего продукта бутар). В общем случае для грубой классификации при выборе между спиральным классификатором больших габаритных размеров и грохотом предпочтение следует отдавать работоспособному грохоту.
6.4.5.3 Расчет спирального классификатора производится по транспортирующей способности спиралей с учетом заданной циркуляционной нагрузки по пескам в цикле измельчения и по объему пульпы в сливе классификатора, обеспечивающему заданную крупность разделения материала.
6.4.5.4 Производительность (т/ч) по сливу классификатора с непогруженной спиралью определяется по эмпирической формуле:
, (6.23)
где 
– число спиралей;
– поправка на крупность слива;
– поправка на плотность руды;
– поправка на разжижение слива;
– поправка на угол наклона классификатора.
Поправка на крупность слива (таблица 6.12) выбирается по одной из взаимосвязанных между собой характеристик крупности твердой фазы слива: номинальная крупность, содержания контрольных классов крупности. Эту крупность слива можно получить при определенном сочетании режимных параметров классификатора, главным образом, при определенном соотношении фаз в суспензии, характеризуемом разбавлением (разжижением) слива, равного отношению (по массе) жидкой и твердой фаз, либо массовой долей твердой фазы. Эти характеристики являются базовыми, поскольку получены при испытаниях классификатора, перерабатывающего руду с плотностью 2,7 т/м3.
Таблица 6.12– Значения коэффициента 
| Параметры | Номинальная крупность слива, мм | ||||||||
| 1,17 | 0,83 | 0,59 | 0,42 | 0,3 | 0,21 | 0,15 | 0,1 | 0,074 | |
| |||||||||
| |||||||||
 (базисное)
| 1,3 | 1,5 | 1,6 | 1,8 | 2,33 | 41,5 | 5,7 | ||
| 16,5 | ||||||||
| 2,5 | 2,37 | 2,19 | 1,96 | 1,7 | 1,41 | 0,67 | 0,46 |
Поправка на разжижение слива выбирается по соотношению требуемого по технологии 
и базисного 
разбавления слива, также плотности перерабатываемой руды (табл. 6.13)
Таблица 6.13 – Значение поправки на разбавление слива 
 , т/м3
| 
| ||||||
| 0,4 | 0,6 | 0,8 | 1,2 | 1,5 | |||
| 2,7 | 0,6 | 0,73 | 0,86 | 1,13 | 1,33 | 1,67 | |
| 3,0 | 0,63 | 0,77 | 0,93 | 1,07 | 1,23 | 1,44 | 1,82 |
| 3,3 | 0,66 | 0,82 | 0,98 | 1,15 | 1,31 | 1,55 | 1,97 |
| 3,5 | 0,68 | 0,85 | 1,02 | 1,2 | 1,37 | 1,63 | 2,07 |
| 4,0 | 0,73 | 0,92 | 1,12 | 1,32 | 1,52 | 1,81 | 2,32 |
| 4,5 | 0,78 | 1,22 | 1,45 | 1,66 | 1,99 | 2,56 | |
| 5,5 | 0,83 | 1,07 | 1,32 | 1,57 | 1,81 | 2,18 | 2,81 |
Производительность классификатора по сливу зависит от площади зеркала пульпы, которая определяется шириной корыта классификатора и углом его наклона, поэтому значение поправки на угол наклона увеличивается с уменьшением значения этого угла (табл. 6.14).
Таблица 6.14 – Значения поправки на угол наклона корыта классификатора 
| |||||||
| 1,12 | 1,1 | 1,06 | 1,03 | 0,97 | 0,94 |
Значение поправки на плотность руды равна отношению плотности перерабатываемой руды к базовой плотности:
. (6.24)
6.4.5.5 Производительность (т/ч) спиральных классификаторов по пескам:
, (6.25)
где 
– частота вращения спиралей, 1/мин.
При обогащении железных руд такой расчет дает заниженное значение производительности спиральных классификаторов по сливу и должен расцениваться как ориентировочный.
6.4.5.6 Уточненный расчет производительности спирального классификатора по сливу целесообразно производить по удельной производительности действующего классификатора, принятого в качестве эталонного, скорректированной для условий работы проектируемого классификатора:
, (6.26)
где 
– удельная производительность классификатора, равная отношению производительности по твердой фазе слива к площади зеркала пульпы;
– площадь зеркала пульпы классификатора, зависящая от его типоразмера и угла наклона.
Удельная производительность классификатора по сливу составляет:
, (6.27)
где 
– функция концентрации твердой фазы в сливе классификатора, равная:
; (6.28)
– объемная концентрация твердой фазы в сливе классификатора;
– толщина пограничного слоя жидкости на поверхности частиц твердой фазы;
– удельная поверхность частиц твердой фазы слива;
– плотность частиц твердой фазы;
– плотность жидкой фазы;
– ускорение силы тяжести;
– граничная крупность разделения в классификаторе.
Требуемая граничная крупность определяется исходя из гранулометрического состава исходного продукта классификации и сепарационной характеристики этого процесса. Для спиральных классификаторов граничную крупность можно определять по следующей эмпиричной зависимости:
, (6.29)
где 
– содержание класса менее 0,07 мм в сливе классификатора.
Объемная концентрация твердой фазы
(6.30)
, (6.31)
где 
– массовая доля твердой фазы в сливе, доли единицы;
– разжижение слива (отношение массы жидкой фазы к массе твердой фазы).
Функция концентрации для спиральных классификаторов описывается следующей эмпирической формулой:
. (6.32)
Пересчет удельной производительности осуществляется по формуле:
. (6.33)
Пример пересчета удельной производительности. В качестве эталонного выбран спиральный классификатор 2КСН-24×125, удельная нагрузка которого в промышленных условиях составила 2 т/(ч∙м2). Содержание класса менее 0,07 мм в сливе составляет 70,9 %, массовая доля твердого – 40 %, плотность руды – 3850 кг/м3. Требуется рассчитать удельную производительность такого же классификатора при получении слива с содержанием класса менее 0,07 мм 68,7 % при массовой доле твердого 41 %. Плотность руды для рассчитываемого классификатора составляет 3800 кг/м3.
Для эталонного классификатора:
;
;
;
.
Для проектируемого классификатора:
;
;
;
.
Удельная производительность проектируемого классификатора:
.
6.4.5.7 Окончательно типоразмер спирального классификатора определяется с учетом самотечного замыкания его с мельницей.
6.4.6 Гидроциклоны
6.4.6.1Для разделения по крупности материала с содержанием <0,074 мм 50 % и более следует применять гидроциклоны.
Гидроциклоны также следует применять для деления питания на песковую и шламовую фракцию при раздельном обогащении песков и шламов, обезвоживания продуктов обогащения, а также в операции обесшламливания. Для классификации крупнозернистой пульпы предпочтительнее применять гидроциклоны больших диаметров, тонкозернистой пульпы – меньших диаметров.
6.4.6.2Основными технологическими параметрами при выборе гидроциклонов являются:
– производительность по исходному питанию;
– массовая доля твердого в исходном питании;
– плотность классифицируемого материала;
– крупность граничных зерен в сливе;
– давление пульпы на входе в гидроциклон;
– диаметр гидроциклона;
– диаметры отверстий питающего, шламового (сливного) и пескового насадка.
6.4.6.3Расчет количества гидроциклонов производится по их объемной и массовой производительности. Количество гидроциклонов по сравнению с расчетом увеличивать: при одной работающей батарее на секции в данной операции на 100 %, при двух работающих батареях на – 50 %.
6.4.6.4Объемная производительность гидроциклона зависит от диаметра цилиндрической части 
, диаметров питающего 
(эквивалентный) и сливного 
насадков, угла конусности 
и напора пульпы на входе:
, м3/ч, (6.34)
где 
– поправка на угол конусности (для 
, для 
);
– поправка на диаметр гидроциклона;
– конструктивный параметр, равный отношению эквивалентного диаметра питающего насадка к диаметру гидроциклона;
– конструктивный параметр, равный отношению диаметра сливного насадка к диаметру гидроциклона;
– ускорение земного тяготения;
– напор пульпы на входе в гидроциклон, м.
Массовая производительность гидроциклона:
, т/ч, (6.35)
где 
– объемная концентрация твердой фазы в питании гидроциклона;
– плотность твердой фазы, кг/м3.
Технологический расчет гидроциклонов заключается в определении показателей их работы при заданных конструктивных и режимных параметрах и свойствах классифицируемого материала.
Зернистый материал, поступающий на классификацию в гидроциклоны, является полидисперсным и представляет собой поликомпонентную систему из частиц различной плотности. Поэтому каждый i-тый класс крупности следует рассматривать как состоящий из j фракций плотности, а состав исходного материала можно охарактеризовать выходами i-х фракций крупности в j-х фракциях плотности 
и содержанием j-х фракций плотности 
.
Извлечение узкой фракции частиц 
определяется сепарационной характеристикой гидроциклона 
, представляющей собой зависимость вероятности извлечения в слив частиц от их крупности.
Для каждого класса, размеры частиц которого ограничены минимальной крупностью 
и максимальной крупностью 
рассчитываются соответствующие извлечения 
и 
. Среднее значение извлечения этого класса в слив, с учетом линейной зависимости сепарационной характеристики и распределения частиц для рассматриваемого диапазона крупности равно:
. (6.36)
Выход твердой фазы слива составит:
, (6.37)
где 
– количество классов крупности; 
– фракций плотности.
Обозначив порядковый номер класса крупности, соответствующий размеру отверстия контрольного сита, через 
, запишем формулу для расчета содержания в сливе частиц, крупностью меньше заданной:
. (6.38)
Гранулометрический состав слива будет характеризоваться выходами i-х классов крупности:
. (6.39)
Концентрация твердой фазы в продуктах классификации определяется из баланса твердой фазы в гидроциклоне:
, (6.40)
где 
, 
, 
– концентрация твердой фазы в сливе, песках и питании гидроциклона, кг/м3;
– объемные расходы пульпы через сливной патрубок, песковую насадку и
питающее отверстие, м3/с.
Из определения выхода слива следует:
, (6.41)
откуда концентрация твердой фазы в сливе:
, (6.42)
в песках:
, (6.43)
где 
– соотношение объемных расходов пульпы через песковую насадку и сливной патрубок.
Плотность слива или песков 
определяется исходя из концентрации в этих продуктах твердой фазы 
, плотности жидкой 
и компонентов твердой 
фаз:
(6.44)
Сепарационная характеристика гидроциклона зависит от сочетания его конструктивных и режимных параметров и составляет для частиц крупностью менее 50 мкм:
; (6.45)
для частиц крупностью более 50 мкм:
, (6.46)
где 
– крупность частиц, мкм;
– показатель экспоненты, определяемый по формуле:
, (6.47)
– константа, равная 
для частиц крупностью менее 50 мкм и 
для частиц крупностью более 50 мкм;
– среднее значение ускорения твердых частиц в гидроциклоне, м/с2;
– коэффициент разрыхления твердой фазы в пульпе на входе в гидроциклон;
– плотность 
-й минеральной фракции, кг/м3;
– скорость закручивания потока пульпы в гидроциклоне, м/с;
– показатель степени, равный 1,5 для частиц менее 50 мкм и 1,386 для частиц крупностью более 50 мкм;
– коэффициент динамической вязкости воды, равный 0,001 Па∙с.
; (6.48)
; (6.49)
, (6.50)
где – напор пульпы на входе в гидроциклон, м;
– расстояния от выхода из сливной трубы до песковой насадки, м;
– диаметры питающего отверстия (эквивалентный), сливной трубы и песковой
насадки;
– сумма коэффициентов местных потерь напора в сливном тракте;
– длина сливного тракта, м.
Для существующих конструкций гидроциклонов путевыми потерями напора в сливном тракте можно пренебречь, а сумма коэффициентов местных потерь напора составляет 2,5. В более точных расчетах указанную величину следует принимать, исходя из конструктивных особенностей гидроциклона и условий его установки.
Пример расчета. Классификации в гидроциклоне диаметром 710 мм подвергается слив мельницы третьей стадии измельчения при обогащении магнетитовых кварцитов. Твердая фаза содержит 95% зерен магнетита и богатых сростков с кварцем (магнитная фракция при магнитном анализе) и 5% зерен кварца и его бедных зерен сростков с магнетитом (немагнитная фракция). Плотность зерен магнитной фракции 
, немагнитной – 
.
Гранулометрический состав исходного продукта приведен в табл. 6.15.
Конструктивные и режимные параметры рассчитываемого гидроциклона следующие:
- угол конусности 20º;
- диаметр питающего отверстия (эквивалентный) 
;
- диаметр сливного насадка 
;
- напор пульпы на входе в гидроциклон 
;
- массовая доля твердой фазы в питании 
;
- плотность жидкой фазы 
;
- соотношение объемных расходов пульпы через песковый и сливной насадки 
;
- коэффициент динамической вязкости жидкой фазы 
.
Таблица 6.15 – Гранулометрический состав исходного продукта
| Классы крупности, мкм | Выход классов крупности в продуктах, фракциях, % | ||
| исходный | магнитная | немагнитная | |
| 560 – 1000 | 0,11 | 0,10 | 0,20 |
| 210 – 560 | 0,84 | 0,80 | 1,60 |
| 140 –210 | 1,56 | 1,43 | 4,00 |
| 70 – 140 | 2,11 | 1,97 | 4,80 |
| 50 – 70 | 6,93 | 7,10 | 3,70 |
| 40 – 50 | 18,71 | 18,60 | 20,70 |
| < 40 | 69,75 | 70,00 | 65,00 |
| Итого: | 100,00 | 100,00 | 100,00 |
Средняя плотность твердой фазы на входе в гидроциклон:
кг/м3.
Коэффициент разрыхления твердой фазы на входе в гидроциклон:
.
Скорость закручивания потока суспензии в гидроциклоне:
м/с.
Среднее значения ускорения твердых частиц:
м/с2.
Показатель экспоненты:
– для частиц магнитной фракции крупностью менее 50 мкм
– для частиц немагнитной фракции крупностью менее 50 мкм
– для частиц магнитной фракции крупностью более 50 мкм
– для частиц немагнитной фракции крупностью более 50 мкм
В качестве примера покажем расчет извлечений для класса крупности 0–40 мкм:
– для частиц магнитной фракции крупностью 0 мкм
;
– для частиц магнитной фракции крупностью 40 мкм
;
– среднее извлечение частиц магнитной фракции в слив
;
– для частиц немагнитной фракции крупностью 0 мкм
;
– для частиц немагнитной фракции крупностью 40 мкм
;
– среднее извлечение частиц немагнитной фракции в слив
.
Для других
Дата добавления: 2015-04-11; просмотров: 549; Мы поможем в написании вашей работы!; Нарушение авторских прав |