Спроектировать цех для обогащения файнштейна. Выбор и расчет оборудования для измельчения. Расчет качественно-количественной схемы обогащения

разделения файнштейна входит в состав комбината “Североникель” и находится в Мурманской области, в районе города Мончегорска. Цех разделения файнштейна предназначен для переработки файнштейна с целью получения медного и никелевого концентратов, отвечающих техническим условиям по содержанию металлов.

Исходное сырье для получения концентратов – медно–никелевый файнштейн с содержанием меди и никеля 72 – 73 %.

Файнштейн поставляется в виде монолитных блоков.

Массовые доли, %:   никель от 30 до 40

медь 32

кобальт 0,5 – 1,38

железо не более 3,5

сера – 18

Насыпной вес -                            4,0 т/м3

Плотность -                                  5,7 т/м3

Коэффициент твердости -          6.

Файнштейн поступает с двух комбинатов: Норильский, “Печенганикель”.

1. Дробление

1.1 Выбор и расчет схемы дробления

Блоки файнштейна, раскалываются на специальной решетке для раскалывания.

Раскалывание производится агрегатом первичного дробления АД – 1.

Размер наибольшего куска, получающегося после раскалывания – 300 мм.

Q_ср.г. = 600 тыс. т/год.

В связи с тем, что проектируемый цех имеет небольшую годовую производительность по исходному файнштейну  в проекте предусматриваем следующую схему дробления – рис. 1.1.

Расчет производительности отделения среднего и мелкого дробления.

Конечная крупность дробленой руды – 15 мм

Конечная крупность измельченной руды 85% класса -0,044 мм.

Режим работы отделения – пятидневная рабочая неделя, по две смены в сутки, продолжительностью по семь часов. Цех расположен в северном районе , поэтому расчетное число рабочих дней в году – 247.

 

Средняя степень дробления в каждом приеме:

Выбираем значение ;.

Определяем размеры максимальных кусков по стадиям дробления. Для первой стадии дробления:

 мм.

Для второй стадии дробления:

 мм.

Находим условную  максимальную относительную  крупность кусков дробленых продуктов:

Ширина разгрузочных щелей дробилок:

мм;

 мм; где ,  - коэффициенты закрупнения.

Требования, которым должны удовлетворять дробилки приведены в табл. 1.1.

Таблица 1.1

Требования к дробилкам

Показатели:	Стадии дробления
	Первая	Вторая
, мм	300	85
ширина разгрузочной щели  , мм	60	7
требуемая производительность , т/час	173,5	173,5
требуемая производительность, м3/час	43,4	43,4

Техническая характеристика выбранных дробилок приведена в табл. 1.2

Таблица 1.2

Техническая характеристика принятых к установке дробилок

1.2 Выбор и расчет оборудования для измельчения

Исходные данные для расчета:

Крупность исходного питания 15-0 мм, содержание класса –0.044 мм –4%.

Измельчение проводится до 85 %  класса -0,044 мм.

На основании опыта работы действующего цеха и с учетом заданной крупности исходного материала выбираем двухстадийную схему с замкнутыми циклами в первой стадии и второй измельчения (рис. 1.2).

Часовая производительность цеха, в условиях непрерывного производства при машинном времени работы оборудования-0,88:          

  т/ч

Из-за разных режимов времени работы цехов дробления и измельчения их производительности не совпадают. Между цехами обычно предусматривают бункер дробленой руды, являющийся буферной емкостью.

Принимаем циркулирующую нагрузку  для первой стадии.  Для второй стадии измельчения  С _опт(2) = 4

 т/ч

 т/ч

т/ч

т/ч

т/ч;

Эталонная мельница МШР 2,7´2,7 имеет производительность Q= 29 т и работает в следующих условиях:

 b₄ ^{- 0,044} = 6 %; b₇ ^{- 0,044} = 50 %;

Крупность исходного питания 25 - 0 мм.

Удельная производительность по вновь образуемому классу - 0,044 мм действующей мельницы:

q_э= =  = 0,93 т/мч                  

Удельная производительность проектируемых мельниц определяется по формуле:

q = q₁ * k_и * k_к * k_д * k_т                                                                                                       

а)    k_и - коэффициент, учитывающий различие  в измельчаемости  проектируемой к      переработке и перерабатываемой  руды. Так как действующая и проектируемая мельница работают на одном и том же файнштейне, то:            k_и = 1.

б)   k_к - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения на действующей и проектируемой обогатительной фабриках.

Эталонная мельница работает на крупности исходного питания  25 - 0 мм и измельчает до  50 % кл - 0,044 мм, проектируемая мельница работает на крупности исходного питания  15- 0 мм и измельчает до  50%  кл  - 0,044 мм.

k_к = m₂/m₁= 0,96/0,9 = 1,07

где m₁ – относительна производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей фабрике; m₂ – то же, для руды, проектируемой к переработке.

в)   k_д - коэффициент, учитывающий различие в диаметре барабанов проектируемой                                  и работающей мельниц.

Предполагаем установить мельницы:

а). МШР 2,7´2,7

б). МШР 2,7х3,6

в). МШР 3,6´4,0

k_D  - коэффициент, учитывающий различие в диаметре барабанов