Фабрика для обогащения магнетит-гематитовых руд Оленегорского месторождения. Расчет технологических схем, включающих процессы переработки, использующиеся в современном обогащении магнетитовых руд, страница 3

Среднее содержание железа по Оленегорскому месторождению:

Fe _общ = 29,1 %              

1.2.  Обоснование технологической схемы обогащения

Основные тенденции развития современного обогатительного производства по переработке магнетитовых руд заключается в разработке энерго- и ресурсосберегающих технологий и оборудования,  и также оптимальных путей получения высококачественных концентратов.

Основываясь на опыте работы действующего предприятия, а так же анализе научно технической литературы для проектируемой фабрики выбираю следующую технологическую схему обогащения:

-  схема рудоподготовки включает трех стадиальное дробление с предварительным грохочением перед второй стадией и поверочным смешанным грохочением в третьей стадии, и двух стадиальное измельчение с поверочной классификацией;

-  обогащение осуществляется магнитной сепарацией в четвертой стадии см. рис.1 и рис. 6

1.3. Выбор и расчет дробильного отделения

1.3.1. Выбор схемы дробления

Одним из главных направлений в развитии технологии глубокого обогащения магнетитовых руд, является дробление руды до необходимых размеров перед дальнейшей (измельчением) подготовкой руды к процессам обогащения.

Исходя из заданной производительности дробильно-обогатительной фабрики 12 млн. тонн руды в год и крупности, поступающей руды, Dmax = 1100 мм, конечная крупность дробления выбранная мною 16 мм, поэтому выбираю схему дробления  показанную на рис.1.

Производительность определяется режимом работы рудника, режимом подачи руды с рудника. Оленегорское месторождение разрабатывается открытым способом. Подачу руды на проектируемую фабрику предусматриваем круглосуточную, непрерывную (7 часов в смену, 3 смены в сутки).

Часовая производительность цеха крупного дробления определяем по формуле:                                                                                                  (1)

где k_н – коэффициент неравномерности (k_н = 1,0 – 1,1).

Отделение крупного дробления проектируем, ближе к руднику с тем, чтобы на фабрику подавать крупнодробленую руду конвейерами. На фабрике предусматриваем склад крупнодробленой руды, позволяющий, для цеха среднего и мелкого дробления, выбрать режим работы, не зависимо от графика подачи руды.

Объем склада крупного дробления рассчитываем с учетом трехсуточного запаса (по нормативам Механобра).

, где 72 – количество часов в трех сутках.

Часовая производительность цеха среднего и мелкого дробления определяем по формуле:

,                                                 (2)

где =0,83-коэффициент использования оборудования {1}.

Принимаем Q₁= Q₂ =1800т\ч

Характеристика крупности исходной руды представлена в таблице 1 (рис. 2).

Таблица 1

Ситовой анализ исходной руды

Класс крупности, мм	Выход класса, %	Суммарный выход (по плюсу), %
-1100+825	18	18
-825+550	21	39
-550+275	26	65
-275+135,5	16	81
-135,5+0	19	100

Рис.2. Гранулометрическая характеристика исходной руды

Степень дробления составит:

                                                       (3)

Общая степень дробления:

S_общ =                                                    (4)

Выбираем степени дробления по стадиям: S₁ = 4; S₂ = 4; S₃ = 4,3, где Sn – степень для n стадии.

Условная максимальная крупность после первой стадии дробления:

                                                             (5)

Условная максимальная крупность после второй стадии дробления:

,                                                          (6)

Условная максимальная крупность после третьей стадии дробления: