Проект фабрики для обогащения железистых кварцитов. Выбор оптимальной технологической схемы обогащения, страница 11

Рассчитанная водно-шламовая схема дает возможность составить баланс воды по обогатительной фабрике, определить расход воды для технологических целей.

Баланс воды приведен в таблице 1.9.

Таблица 1.9

Общий баланс воды по фабрике

Поступает воды в процесс

М3

Выходит воды из процесса

М3

С исходной рудой

54,60

Хвосты ММС I

2249,12

В измельчение, I стадия

846,30

Хвосты ДШ I

10765,23

В ММС, I стадия

2375,10

Хвосты ММС II

1372,27

В измельчение, II стадия

8261,07

Хвосты ДШ II

9550,10

В дешламацию, I стадия

2502,17

Хвосты ММС III

2138,17

В ММС, II стадия

1024,88

Хвосты со сгущения

922,95

В дешламацию, II стадия

6183,38

Готовый концентрат

710,67

В измельчение, III стадия

38,71

В ММС, III стадия

2598,31

В классификацию III

895,16

В дешламацию, III стадия

2928,83

Итого:

27708,51

Итого:

27708,51

Общий расход воды на фабрике составляет:

(27708,51 – 54,6)/2730 = 10,13 м3/т ч.

1.4 Расчет и выбор оборудования

1.4.1 Расчет оборудования для измельчения

По опыту работы действующей фабрики применяем мельницы со стальными дробящими телами (а не мельницы самоизмельчения).

В первой стадии измельчения требуется получить продукт крупностью – 2 мм. Для этого наиболее подходят стержневые мельницы.

За эталонную принимаем мельницу МСЦ 3,6х5,5, работающую на действующей фабрике. Объем мельниц Vэт= 49 м3, удельная производительность по вновь образуемому классу –44 мкм qэт = 0,55 т/(м3 ·ч). Содержание расчетного класса  – 44 мкм в исходном продукте bисх-44 = 3 %, в конечном –bк-44 = 13 %.

Для сравнения возьмем мельницы:

1) МСЦ 3,2х4,5;             V=32,0 м3;

2) МСЦ 4,0х5,5;             V=60,0 м3;

3) МСЦ 4,5х6,0;             V=82 м3;

Удельная производительность проектируемой мельницы по вновь образуемому классу вычисляется по формуле:

                                   ,                                              (1.21)

где Кn – коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды, Кn = 1; КК – коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и на проектируемой мельнице.

КК = m/mэ , где m – относительная производительность проектируемой мельницы при запроектируемой крупности исходного и конечного продуктов; mэ – то же, для эталонной мельницы, работающей в промышленных условиях. Значения m принимаем по таблице 33 [1].

КК = 0,92/0,88 = 1,04

КТ – коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой и работающей мельницы, КТ = 1,0.

КD – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и работающей мельниц.

                                               ,                                     (1.22)

где D и DЭТ – диаметр мельницы соответственно проектируемой и эталонной; t и tэ – толщина футеровки в проектируемой и эталонной мельницах.

1) = 0,94;

2) =1,06;

3) = 1,12.

Определяем удельную производительность выбранных мельниц, т/м3 * ч:

q1 = 0,55·1·1,04·0,94·1 = 0,54;

q2 = 0,55·1·1,04·1,06·1 = 0,60;

q3 = 0,55·1·1,04·1,12·1 =0,64.

Определяем производительность мельниц по руде (т/ч) по формуле:

                                                                                                (1.23)

где  - соответственно содержание расчетного класса в конечном продукте и исходной руде, доли единицы.