--PAGE_BREAK--Примечание: 1- кора выветривания, 2 – 4 – плотные кимберлитовые брекчии.
1.5 Физические свойства минералов
Кварц бывает окрашенным в различные цвета. Излом раковистый, обладает пьезоэлектрическими свойствами, возникающими при сжатии и растяжении пластин кварца.
Каолинит. Отдельные чешуйки бесцветны, сплошные массы белые. Блеск чешуек перламутровый, сплошных скоплений – матовый. Спайность – весьма совершенная.
Полевой шпат. Цвет бледный разных оттенков. Спайность совершенная.
Оливин. Цвет изменяется от темно-желтого до зеленого. Блеск стеклянный, сильный. Спайность несовершенная.
Ильменит цвет – железо-черный, цвет черты – черный. Блеск полуметаллический, не прозрачный, спайность отсутствует. Хрупкий. Отмечается сильное двупреломление. Отражательная способность низкая – 18%.
Циркон. Цвет – оранжевый, желтый, коричневый, часто сероватый, розовый, красный. Блеск алмазный, иногда жирный. Спайность средняя по призме. Хрупкий. Оптические свойства: одноосный, положительный. Часто радиоактивный и метамиктный.
Хромит. Цвет черный. Цвет черты бурый. Блеск металловидный. Спайность отсутствует. Изотропный. Отражательная способность низкая – 12%.
Роговая обманка. Цвет от светло-зеленого до зелено-черного и черного. Блеск стеклянный.
Гематит. Цвет: железо-черный, землистые разности ярко-красные. Цвет черты вишнево-красный. Блеск полуметаллический. Спайность отсутствует. Излом раковистый до неровного.
Алмаз характеризуется высоким показателем преломления (2,42) и высокой дисперсией (0,65). В рентгеновских лучах люминесцирует до 95-98% всех разновидностей алмазов. В ультрафиолетовом излучении люминесценция алмазов менее постоянная.
Сидерит. Цвет желтовато-серый, сероватый, в катодных лучах светится ярким оранжево-красным цветом. Блеск стеклянный. Спайность совершенная.
Доломит. Цвет серовато-белый, иногда с желтоватым, буроватым и зеленоватым оттенком. Блеск стеклянный. Спайность совершенная по ромбоэдру.
Другие физические свойства минералов легкой и тяжелой фракций представлены в таблице 1.3.
Таблица 1.3. — Физические свойства минералов
1.6 Текстурно-структурная характеристика
В легкой фракции в значительных количествах присутствует кварц, который образует различные формы от угловатых слабо окатанных до хорошо окатанных и отполированных шариков.
Полевые шпаты представлены микроклином в виде обломков различной формы, окатанные слабо прозрачные, буроватые в значительной степени измененные, иногда в них наблюдается микроклиновая решетка.
Глауконит светло-зеленого цвета имеет форму округлых комочков с характерным для него агрегатным строением и интерференционной окраской. Каолинит – основной минерал глинистой части фракции, но встречается в зернах размером больше 0,1 мм, где образует неправильно округлой формы агрегаты серовато-белого цвета.
В тяжелой части фракции в значительных количествах присутствует сидерит, образующий желтовато-бурые, ожелезненные выделения сферической, эллипсоидальной, реже неправильной формы.
Магнетит и ильменит представлены обломками, иногда кристаллами таблитчатой формы серовато-черного и смолисто-черного цвета, покрытыми продуктами разложения буровато-красного цвета. Зерна ильменита имеют неправильную форму, размеры их от 0,1 до 3 мм.
Гидроокислы железа (гетит, гидрогетит, гематит) образуют тонкодисперсные бурые и красновато бурые землистые массы. Гидроксиды железа в одних случаях образуют бобовины, и тогда порода ими не «загрязнена», в других – они равномерно (или не совсем равномерно) пропитывают всю породу, придавая ей коричневый цвет различной интенсивности.
Глинисто-карбонатные агрегаты наблюдаются в виде зерноагрегатных строений, центральные части которых темно-бурые, а по краям просматривается карбонатный материал. В единичных зернах в описываемых отложениях встречаются пироксены, хромит и циркон.
Хромшпинелиды в количественном отношении уступают пиропу. Их выделения разнообразны по морфологии – наряду с правильными октаэдрическими кристаллами с четкими идиоморфными очертаниями присутствуют зерна неправильных очертаний размером от 0,1 до 1-4 мм.
Алмазы в основном (92 %) представлены кристаллами I разновидности по Ю.Л. Орлову различной морфологии, а также поликристаллическими агрегатами VIII разновидности (2 %).
Среди алмазов I разновидности по кристалломорфологическим особенностям преобладают кристаллы октаэдрического (1/3) и переходного от октаэдрического к ромбододекаэдрическому (1/6) габитусов, при заметном (> 1/5) содержании бесформенных осколков без признаков кристаллографической огранки. Редки типичные округлые алмазы уральского (бразильского типа) (2 %) и додекаэдроиды с шагренью и полосами пластической деформации даечного типа (1 %).
Сопоставив все известные данные по физическим, химическим, механическим и другим свойствам минералов составляем сводную таблицу и строим графики, необходимые для обоснования схемы фабрики:
Таблица 1.4. – Свойства минералов
График по гидрофильным и гидрофобным свойствам
График по хрупкости и электрическим свойствам
График по плотности и твердости
aά
2 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
2 Технологическая часть
2.1 Описание технологической схемы
Исходная руда из карьера автосамосвалами доставляется на пандус фабрики. По сигналу светофора разгрузка руды производится на один из двух приемных бункеров. На бункере установлена стационарная колосниковая решетка с отверстиями 1000на1000 мм в свету. Негабариты оставшиеся на решетке разбиваются гидравлическим бутобоем, расположенным на площадке между двумя бункерами.
Под бункером установлен пластинчатый питатель шириной 2400мм, который работает под завалом руды. Для предохранения пластин питателя от ударов падающих кусков руды, на питателе постоянно должна лежать рудная «подушка» высотой один метр. Питатель равномерно загружает дробилку рудой через приемную пасть.
Дробленая руда разгружается на колосниковый подпружиненный грохот, который гасит удары от падающих кусков на ленту конвейера.
Под поддоном питателя установлен конвейер, который перегружает просыпи на конвейер дробленой руды. Далее материал конвейерным транспортом передается в главный корпус фабрики.
Дробленая руда системой конвейеров распределяется по приемным бункерам мельниц самоизмельчения.
Из бункеров, посредством питателей руда равномерно загружается в мельницы. Также на мельницу поступает материал крупностью +35мм от узла валковой дробилки, через свою систему конвейеров, бункеров и вибропитателей. Слив мельниц системой желобов равномерно распределяется на спиральные классификаторы типа КСН.
Пески каждого классификатора самотеком поступают на свой грохот, где отсеиваются на три класса: +32; -32+ 1 и -1+0 мм. Слив классификации подвергается еще одной операции обесшламливания, пески которой поступают на грохот с сеткой 1мм. Класс -1мм вместе со сливом отводится в отвал, а класс +1мм присоединяется к материалу крупностью -32+1мм.
Объединенный продукт крупностью -32 +1мм распределяется на классы -32+6, -6+1 и -1мм.
Продукты крупностью -32+6 мм и -6+1мм подаются в промежуточные бункеры тяжелосредных установок крупного и мелкого материала соответственно. Материал крупностью -1мм откачивается в зумпф сбора шламов.
Рудный материал крупностью +32 мм и хвосты тяжелосредной установки крупного материала системой конвейеров подаются в участок ВПВД. Этот материал поступает на грохот, отсеивающий на классы: +32 мм и -32 мм. Если ВПВД не работает, тогда весь материал подается по обходному конвейеру на мельницы.
Продукт крупностью -32мм после грохота поступает в бункер. Из бункера материал питателем подается в ВПВД. Продукт ВПВД — прессованный рудный материал (кек) конвейером передается в скруббер для промывки и дезинтеграции.
Продукт скруббера поступает на двухдечный грохот, где рассевается на три продукта: +32 мм, -32+1 мм и -1 мм. Материал крупностью +32 мм возвращается на конвейер питания ВПВД, материал крупностью -32+1мм подается в бункер подготовки питания тяжелосредной установки, а материал крупностью -1мм перекачивается в зумпф сбора жидких хвостов.
Материал крупностью -32+6мм и -6+1мм поступают на тяжелосредную сепарацию. Легкая фракция (хвосты) поступает на грохот, где ферросилиций дренируется и отмывается от рудного материала. После этой операции хвосты крупностью -32+6 мм поступают в ВПВД, а хвосты крупностью -6+1 мм транспортируются в мельницу.
Тяжелая фракция (концентрат) подается на грохот, где ферросилиций дренируется и отмывается от материала. Отмытый концентрат передается в цех доводки для дальнейшей обработки.
Дренированный ферросилиций подается в зумпф кондиционной суспензии, а отмытый — в зумпф разбавленной суспензии.
Кондиционная суспензия возвращается в процесс, непосредственно в смесительную емкость.
Концентраты тяжелосредной сепарации далее поступают в цех окончательной доводки где грохотятся на более узкие классы (-32+12, -12+6, -6+3 и -3+1мм) и подвергаются основной и контрольной рентгенолюминесцентной сепарации. Кондиционные концентраты попадают на сортировочные ящики для ручной разборки. Хвосты крупностью -32+12мм и -12+6мм объединяются и передаются в узел ВПВД. Хвосты крупностью-6+3мм и -3+1мм направляются в узел липкостной сепарации. Концентраты липкостной сепарации, после отмывки от жира и подсушки, отправляются на ручную разборку, а хвосты возвращаются на доизмельчение.
продолжение
--PAGE_BREAK--2.2 Расчет качественно-количественной схемы
Технологические результаты обогащения того или иного полезного ископаемого нельзя оценить при помощи одного какого-либо показателя. Необходимо учитывать несколько основных показателей, характеризующих процесс обогащения в целом. К основным показателям относят: содержание компонента в исходном сырье и продуктах обогащения; выход продуктов обогащения; извлечение компонентов в продукты обогащения.
Все технологические показатели обогащения взаимосвязаны. Поэтому, зная значения одних, можно расчетным путем получить значения других. Если нам известно содержание полезного компонента в исходном сырье и продуктах обогащения, то можно подсчитать выходы продуктов обогащения, извлечение полезного компонента в концентрат и т.д. Целью расчета является определение для всех продуктов и операций схемы ряда показателей, характеризующих технологический процесс качественно и количественно.
При расчете качественно-количественной схемы используются уравнения баланса:
по руде и продуктам обогащения:
; (2.1)
где γк – выход концентрата, %;
γхв – выход хвостов, %.
по ценному компоненту:
(2.2)
где α – содержание ценного компонента в исходной руде, %;
άк – содержание ценного компонента в концентрате, %;
άхв – содержание ценного компонента в хвостах, %;
Выход продуктов обогащения находим по формуле:
(2.3)
где Qn – выход н-го продукта обогащения, т/ч;
Q1– исходная производительность, т/ч.
Извлечение рассчитываем по формуле:
(2.4)
где εβ – извлечение ценного компонента, %;
γ – выход продуктов обогащения, %;
α и β – содержание ценного компонента в исходной руде и в продуктах обогащения соответственно, %.
1Рассчитываем производительность (Q) для каждой операции и продуктов.
Q1 = Q2 = 300 т/ч; С=36т/ч
300-100%
Х-136%
Частный выход слива 1ст классификации составляет 41 %, отсюда:
408– 100 %
Х –41%
Q4 = Q3 – Q5 =408–167,28= 240,72т/ч
Частный выход классов + 32мм и – 1 мм составляет 4% и 56 % соответственно, отсюда:
240,72– 100 %
Х – 4 %
240,72– 100 %
Х –56%
Q7 = Q4 – Q6 – Q8 =240,72–9,63–134,8= 96,3т/ч
Частный выход слива 2ст классификации составляет 36 %, отсюда:
167,28– 100 %
Х –36%
Q9 = Q5 – Q10 =167,28–60,22= 107,06т/ч
Частный выход класса – 1 мм (14 продукта) принимаем 32 %, отсюда:
107,06– 100%
Х –32%
Q13 = Q9 – Q14 =107,06–34,502= 72,558т/ч
Q21 принимаем 10,53 т/ч, таким образом нагрузка на VI стадию грохочения составит: Q = 10,53 + 96,3 + 72,558 = 179,388 т/ч.
Частный выход классов – 32 +6мм и – 1мм составляет 33% и 9% соответственно, отсюда:
179,388 – 100%
Х – 33%
179,388 – 100%
Х – 9%
Q16 = Q – Q15 – Q17 = 179,388 – 59,198 – 16,145 = 104,045 т/ч;
Частный выход концентрата ТСС крупностью -32 +6мм составляет 9%, отсюда:
59,198 – 100%
Х – 9%
Q24 = Q15 – Q23 = 59,198 – 5,328 = 53,87 т/ч;
Частный выход концентрата ТСС крупностью – 6 +1мм составляет 23%, отсюда:
104,045 – 100%
Х – 23%
Q26 = Q16 – Q25 = 104,045 – 23,92 = 80,125 т/ч;
300 – 100 %
Х – 36%
Q11 = С – Q26 = 108 – 80,125 = 27,875 т/ч;
Q12 = Q6 + Q24 – Q11 = 9,63 + 53,87 – 27,875 = 35,6 т/ч;
Q22 = Q1 – Q8 – Q10 – Q14 – Q17 – Q25 – Q23 ;
Q22 = 300 – 134,8 – 60,22 – 34,502 – 16,145 – 23,93 – 5,328 = 20,075 т/ч;
Частный выход класса + 32 мм (20 продукт) составляет 2%, отсюда:
36,6 – 100%
Х – 2%
Q18 = Q19 = Q12 +Q20 = 35,6 + 0,727 = 36,327 т/ч.
2Для каждой операции схемы составляем систему уравнений, решая которую определяем выхода продуктов и содержание ценного компонента в них. Общий выход продуктов рассчитываем по формуле (2.3).
I Дробление
γ1 = γ2 = 100%; β2 = β = 10%; ε2 = ε1 =100%.
II Самоизмельчение
γ2 + γ26 + γ11 = γ3
γ2β2 + γ26β26 + γ11β11 = γ3β3
Решаем первое уравнение системы
γ2 + γ26 + γ11 = γ3
100 + 26,705+ 9,295 = 136
Решаем второе уравнение системы
γ2β2 + γ26β26 + γ11β11 = γ3β3
Известно α = 10%, принимаем β26 = 4%, β11 = 6%.
100·10 + 26,705·4 + 9,295·6 = 136·β3
1000 + 106,82 + 55,77 = 136·β3
1162,59 = 136·β3
β3 = 1162,59: 136
β3 = 8,55%.
По формуле (2.4) находим извлечение ценного компонента по продуктам обогащения:
III Классификация
γ3 = γ4 +γ5
γ3β3 = γ4β4 + γ5β5
Решаем первое уравнение системы
γ3 = γ4 +γ5 136 = 80,24 + 55,76
Решаем второе уравнение системы
γ3β3 = γ4β4 + γ5β5
Известно β3 = 8,55%, принимаем β4 = 11,5%;
136 · 8,55 = 80,24 · 11,5 + 55,76 · β5
1162,59 = 922,76 + 55,76 · β5
239,83 = 55,76· β5
β5 = 239,83: 55,76
β5 = 4,3%;
Находим извлечение:
IV Грохочение материала крупностью -32 +1 мм
γ4 = γ6 + γ7 + γ8
γ4β4 = γ6β6 + γ7β7 + γ8β8
Решаем первое уравнение системы
γ4 = γ6 +γ7 + γ8 80,24 = 3,21 + 32,1 + 44,93
Решаем второе уравнение системы
γ4β4 = γ6β6 + γ7β7 + γ8β8
Известно β4 = 11,5%, принимаем β6 = 20 %, β8 = 1 %;
80,24 · 11,5 = 3,21 · 20 + 32,1 · β6 + 44,93 · 1
922,76 = 64,2 + 32,1 · β7 + 44,93
922,76 – 64,2 – 44,93 = 32,1 · β7
β7 = 813,63: 32,1
β7 = 25,346 %;
Находим извлечение:
V Обесшламливание
γ5 = γ9 + γ10
γ5β5 = γ9β9 + γ10β10
Решаем первое уравнение системы
γ5 = γ9 +γ10 55,76 = 35,686 + 20,073
Решаем второе уравнение системы
γ5β5 = γ9β9 + γ10β10
Известно β5 = 4,3%, принимаем β10 = 1,3%;
55,76 · 4,3 = 35,686 · β9 + 20,073 · 1,3
239,768 = 35,686 · β9 + 26,095
213,673 = 35,686 · β9
β9 = 5,987%;
Находим извлечение:
VII Грохочение материала крупностью 1мм
γ9 = γ13 + γ14
γ9β9 = γ13β13 + γ14β14
Решаем первое уравнение системы
γ9 = γ13 + γ14 35,686 = 24,186 + 11,5
Решаем второе уравнение системы
γ9β9 = γ13β13 + γ14β14
Известно β9 = 5,987 %, принимаем β14 = 1 %;
35,686 · 5,987 = 24,186 · β12 + 11,5 · 1
213,653 = 24,186 · β13 + 11,5
202,153 = 24,186 · β13
β13 = 8,36 %;
Находим извлечение:
VIII Грохочение материала крупностью -32 +0мм
γ21 + γ7 +γ13 = γ15 + γ16 + γ17
γ21β21 + γ7β7 +γ13β13 = γ15β15 + γ16β16 + γ17β17
Решаем первое уравнение системы
γ21 + γ7 +γ13 = γ15 + γ16 + γ17
3,51 + 32,1 + 24,186 = 19,733 + 34,682 + 5,382
59,796 = 59,796
Решаем второе уравнение системы
γ21β21 + γ7β7 +γ13β13 = γ15β15 + γ16β16 + γ17β17
Известно β7 = 25,346 %, β13 = 8,36 %, принимаем β21 = 9,8%, β16 = 20 %, β17 = 7%;
3,51·9,8 + 32,1·25,346 + 24,186·8,36 = 19,733·β15 + 34,682·20 + 5,382·7
34,398 + 813,607 + 202,195 = 19,733·β15 + 693,64 + 37,674
318,882 = 19,733·β15
β15 = 16,16 %;
Находим извлечение:
IX Тяжелосредная сепарация материала крупностью -32+6 мм
γ15 = γ23 + γ24
γ15β15 = γ23β23 + γ24β24
Решаем первое уравнение системы
γ15 = γ23 + γ24
19,733 = 1,776 + 17,957
Решаем второе уравнение системы
γ15β15 = γ23β23 + γ24β24
Известно β15 = 16,16%, принимаем β23 = 95 %;
19,733 · 16,16 = 1,776 · 95 + 17,957 · β24
318,885 = 168,72 + 17,957 · β24
150,165 = 17,957 · β24
β24 = 8,362%;
Находим извлечение:
XI Тяжелосредная сепарация материала крупностью -6+1 мм
γ16 = γ25 + γ26
γ16β16 = γ25β25 + γ26β26
Решаем первое уравнение системы
γ16 = γ25 + γ26 34,682 = 7,977 + 26,70
Решаем второе уравнение системы
γ16β16 = γ25β25 + γ26β26
Известно β16 = 20%, принимаем β26 = 4 %;
34,682 · 20 = 7,977 · β25 + 26,70 · 4
693,64 = 7,977 · β25 + 106,8
586,84 = 7,977 · β25
β25 = 73,56 %;
Находим извлечение:
VI Грохочение материала крупностью -32 +6 мм
γ6 + γ24= γ11 + γ12
γ6β6 + γ24β24 = γ11β11 + γ12β12
γ12 = γ6 + γ24 – γ11
γ12 = 3,21 + 17,957 – 9,295 = 11,872 %.
ε12 = ε6 + ε24 – ε11 = 6,42 + 15,02 – 5,58 = 15,86 %.
X Грохочение материала крупностью -32 +0 мм
γ12 + γ20 = γ20 + γ21 + γ22
γ12β12 + γ20β20 = γ20β20 + γ21β21 + γ22β22
β20 – принимаем 6%;
ε22 = ε12 – ε21 = 15,86 – 3,44 = 12,42%;
Составим баланс металлов по конечным продуктам
100·α = γ8β8 + γ10β10 + γ14β14 + γ17β17 + γ22β22 + γ23β23 + γ25β25
1000 = 44,93 + 26,095 + 11,5 + 37,674+ 124,2 + 168,72 + 586,79
1000 = 1000 (999,9)
Результаты расчетов заносим в таблицу 2.1. Баланс продуктов схемы приведен в таблице 2.2.
Таблица 2.1 – Результаты расчета качественно-количественной схемы
№ оп/пр
Наименование продуктов и операции
Q, т/ч
γ, %
β, %
ε, %
1
2
3
4
5
6
I
Дробление
Поступает:
1
исходная руда
300
100
10
100
Итого:
300
100
10
100
Выходит:
2
дробленая руда
300
100
10
100
Итого:
300
100
10
100
II
Самоизмельчение
Поступает:
2
дробленая руда
300
100
10
100
11
класс + 32 мм
27,885
9,295
6
5,58
26
хвостыТСС -6+1
80,115
26,7
4
10,68
Итого:
408
136
8,55
116,26
Выходит:
3
измельченная руда
408
136
8,55
116,26
Итого:
408
136
8,55
116,26
III
Классификация
Поступает:
3
измельченная руда
408
136
8,55
116,26
Итого:
408
136
8,55
116,26
Выходит:
4
пески классификации
240,72
80,24
11,50
92,28
5
слив классификации
167,28
55,76
4,30
23,98
Итого:
408
136,00
8,55
116,26
IV
Грохочение
Поступает:
4
пески классификации
240,72
80,24
11,5
92,28
Итого:
240,72
80,24
11,5
92,28
Выходит:
6
класс + 32 мм
9,63
3,21
20
6,43
7
класс-32 +1мм
96,3
32,1
25,35
81,36
8
класс -1мм
134,8
44,93
1
4,49
Итого:
240,72
80,24
11,5
92,28
V
Обесшламливание
Поступает:
5
слив классификации
167,28
55,76
4,3
23,98
Итого:
167,28
55,76
4,3
23,98
Выходит:
9
Пески
107,06
35,69
5,99
21,37
10
Слив
60,22
20,07
1,3
2,61
Итого:
167,28
55,76
4,3
23,98
продолжение
--PAGE_BREAK--
Продолжение табл. 2.1
1
2
3
4
5
6
VII
Грохочение
Поступает:
9
Пески обесшламливания
107,06
35,69
5,99
21,37
Итого:
107,06
35,69
5,99
21,37
Выходит:
13
класс +1мм
72,558
24,19
8,36
20,2
14
класс – 1мм
34,502
11,5
1
1,15
Итого:
107,06
35,69
5,99
21,35
VIII
Грохочение
Поступает:
7
класс -32 +1мм
96,3
32,1
25,35
81,36
13
класс +1мм
72,558
24,19
8,36
20,2
23
класс -32 +1мм
10,53
3,51
9,8
3,44
Итого:
179,388
59,8
17,56
105
Выходит:
15
класс -32 +6мм
59,198
19,73
16,16
31,89
16
класс -6 +1мм
104,045
34,68
20
69,36
17
класс -1мм
16,145
5,38
7
3,77
Итого:
179,388
59,79
17,56
105
IX
ТСС -32 +6мм
Поступает:
15
класс -32 +6мм
59,198
19,73
16,16
31,89
Итого:
59,198
19,73
16,16
31,89
Выходит:
23
концентрат ТСС
5,328
1,776
95
16,87
24
Хвосты ТСС
53,87
17,957
8,36
15,02
Итого:
59,198
19,733
16,16
31,89
XI
ТСС -6 +1мм
Поступает:
16
класс -6 +1мм
104,05
34,68
20
69,36
Итого:
104,05
34,68
20
69,36
Выходит:
25
концентрат ТСС
23,93
7,98
73,56
58,68
26
хвосты ТСС
80,115
26,7
4
10,68
Итого:
104,045
34,68
20
69,36
VI
Грохочение
Поступает:
6
класс +32 мм
9,63
3,21
20
6,42
24
хвосты ТСС -32 +6мм
53,87
17,957
8,364
15,02
Итого
63,5
21,167
10,13
21,44
Выходит:
11
класс +32 мм
27,885
9,295
6
5,58
12
класс -32 мм
35,6
11,872
13,36
15,86
Итого:
63,485
21,167
10,13
21,44
Продолжение табл. 2.1
продолжение
--PAGE_BREAK--
Таблица 2.2 – Баланс продуктов
--PAGE_BREAK--
2.3 Расчет водно-шламовой схемы
Целью проектирования водно-шламовой схемы является:
1 обеспечение оптимальных отношений Т: Ж в операциях схемы;
2 определение количества воды, добавляемой в операции или наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания;
3 определение разжижения Ж: Т в продуктах схемы;
4 определение объёмов пульпы для всех продуктов и операций схемы;
5 определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.
Для расчета водно-шламовой схемы используются следующие формулы:
Wn = Qn ·Rn, (2.5)
R = Wn/ Qn, (2.6)
R = 100-T/T, (2.7)
Vn = Qтв·(Rn+1/δn), (2.8)
Wуд = Wобщ /Qисх, (2.9)
где Wn – количество воды в операции или продукте в ед. времени, м3/ч.
Qn – количество твёрдого, т/ч;
Т – содержание твердого в пульпе, %;
Ln – количество свежей воды, добавляемой в операцию или продукты, м3/ч
δn — плотность руды, т/м3;
Vn – объём пульпы, м3/ч;
Rn – весовое соотношение Ж: Т в операциях или продуктах.
Результаты расчета водно-шламовой схемы представлены в таблице 2.3.
Таблица 2.3 – Результаты расчета водно-шламовой схемы
--PAGE_BREAK--
Продолжение табл. 2.3
--PAGE_BREAK--
Продолжение таблицы 2.3.
Таблица 2.4. – Баланс воды
2.4 Выбор основного и вспомогательного оборудования
2.4.1 Общие сведения
При выборе обогатительного оборудования приходится решать три основных вопроса — выбор типа аппарата, определение его производительности, выбор оптимального и в технико-экономическом отношении размера аппарата и в связи с этим потребного количества устанавливаемых аппаратов.
Расчет установочной и потребляемой мощности, числа оборотов и других показателей при выборе оборудования обычно не производится, так как эти данные берутся из каталогов заводов-изготовителей. Исключением является транспортное оборудование, где расход мощности может меняться в широких пределах в зависимости от производительности, высоты подъема, длины транспортирования и других условий.
В ряде случаев для проектируемых условий может быть применен только один тип аппарата. Однако часто для осуществления одной и той же операции могут быть применены аппараты разных типов. Правильный выбор в этом случае может быть сделан только на основании технико-экономического сравнения отдельных типов аппаратов. Решающую роль в вопросе о выборе типа аппарата играет учет накопленных практических данных по эксплуатации подобных аппаратов, работающих в условиях, аналогичных условиям проектируемой обогатительной фабрики.
Производительность обогатительных аппаратов зависит от многих причин. Применяемые для технологического расчета некоторых аппаратов теоретические формулы исходят из идеализированных условий их работы и учитывают только главнейшие причины, влияющие на конечный результат. Поэтому формулы являются приближенными, а получаемые по этим формулам результаты могут расходиться с данными практики. Большая ценность последних заключается в том, что они указывают, от каких основных условий зависит конечный результат, и как влияют отдельные условия на работу аппарата.
Для расчета оборудования используем следующие формулы:
n = Qо/Qк (2.10)
Кз = 1/n (2.11)
где n – количество аппаратов, шт.;
Qо – производительность по операции, т/ч;
Qк – производительность оборудования по каталогу, т/ч;
Кз – коэффициент запаса оборудования.
2.4.2 Выбор и расчет дробилок
Выбор типа и размера дробилок для крупного и среднего дробления зависит от физических свойств полезного ископаемого, требуемой производительности дробилки и крупности дробленого продукта. Из физических свойств полезного ископаемого имеют значение твердость и вязкость, наличие глины, влажность, крупность максимальных кусков.
Максимальный размер куска, поступающего на дробление, составляет 1200мм. Средняя плотность руды составляет 2,6 т/м3. Нагрузка на дробление составляет 300 т/ч (300т/ч · 2,6 т/м3 = 780 м3/ч). Влажность руды от 5 до 10%.
Исходя из данных параметров выбираем щековую дробилку типа ЩДС – 1521.
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество дробилок:
n = Qр / Qп = 780/550 = 1,42 ≈ 2
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 2/1,42 = 1,4
Принимаем к установке 2 дробилки типа ЩДС – 1521. Техническая характеристика дробилки приведена в таблице 2.5.
Таблица 2.5 – Техническая характеристика дробилки ЩДС – 15Ч21
Для дробления куска материала +32 мм применяем валковый пресс высокого давления 45-4680-GR, производительностью до 80 т/час. Эти дробилки в основном использовались в качестве вторичных дробилок, поскольку они были существенно лучше конусных дробилок с точки зрения характеристик по высвобождению и обеспечению сохранности алмазов.
Нагрузка на данную стадию дробления составляет 36,33 т/час.
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество дробилок:
n = Qр / Qп = 36,33/80 = 0,45 ≈ 1
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 1/0,45 = 2,2
К установке применяем 1 дробилку типа валковый пресс высокого давления
Техническая характеристика валкового пресса приведена в таблице 2.6
Таблица 2.6 – Техническая характеристика дробилки 45-4680-GR
2.4.3 Выбор и расчет мельниц
На алмазодобывающих фабриках хорошо зарекомендовали себя мельницы мокрого самоизмельчения (ММС), которые позволили повысить сохранность алмазов, увеличить производительность фабрик. Учитывая большую нагрузку, равную 408 т/ч, дефицит электроэнергии на площадке большую крупность исходного сырья в проекте принимаются мельницы типа ММС фирмы «SVEDALA».
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество мельниц:
n = Qр/Qт = 408/550 = 0,74 ≈ 1
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 1/0,74 = 1,35
К установке принимаем 2 мельницы с учетом резерва. Техническая характеристика мельницы приведена в таблице 2.7.
Таблица 2.7 – Техническая характеристика мельницы «SVEDALA»
продолжение
--PAGE_BREAK--2.4.4 Выбор и расчет оборудования для классификации
Перед процессом грохочения и обогащения продукт подвергается обесшламливанию. Наибольшее распространение в практике обогащения алмазосодержащего сырья получили обесшламливающие воронки и спиральные классификаторы с непогруженной спиралью.
На первую стадию обесшламливания поступает 408 т/ч, с учетом запаса выбираем спиральный классификатор типа 2КСН-24М.
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество классификаторов:
n = Qр/Qт = 408/600 = 0,68 ≈ 1
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 1/0,68 = 1,47
К установке принимаем 2 классификатора (один резервный). Техническая характеристика классификатора приведена в таблице 2.8.
Таблица 2.8 – Техническая характеристика классификатора 2КСН-24М
На вторую стадию обесшламливания поступает 167,28 т/ч, с учетом запаса выбираем спиральный классификатор типа 1КСН-20М.
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество классификаторов:
n = Qр/Qт = 167,28/220 = 0,76 ≈ 1
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 1/0,76 = 1,32
К установке принимаем 2 классификатора (один резервный). Техническая характеристика классификатора приведена в таблице 2.9.
Таблица 2.9 – Техническая характеристика классификатора 1КСН-20М
2.4.5 Выбор и расчет оборудования для грохочения
Для грохочения выбираем вибрационные инерционные грохоты с самобалансным вибратором, так как эти грохоты рекомендуются для грохочения с отмывкой, для обезвоживания. Для всех операций принимаем грохота типа ГИСТ – 72 производительностью до 200 т/ч.
Грохочение материала крупностью -50 +0мм (IV операция)
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество грохотов:
n = Qр/Qт = 240,72/200 = 1,2 ≈ 2
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 2/1,2 = 1,67
К установке принимаем 3 грохота с учетом резерва. Техническая характеристика грохота приведена в таблице 2.10
Грохочение материала крупностью 1 мм (VII операция)
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество грохотов:
n = Qр/Qт = 107,06/100 = 1,1 ≈ 2
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 2/1,1= 1,8
К установке принимаем 3 грохота с учетом резерва. Техническая характеристика грохота приведена в таблице 2.10.
Грохочение материала крупностью -32 +0 мм (VIII операция)
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество грохотов:
n = Qр/Qт = 179,388/200 = 0,89 ≈ 1
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 1/0,89= 1,12
К установке принимаем 2 грохота с учетом резерва. Техническая характеристика грохота приведена в таблице 2.10.
Грохочение материала крупностью +32 мм (VI операция)
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество грохотов:
n = Qр/Qт = 63,5/100 = 0,635 ≈ 1
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 1/0,635= 1,57
К установке принимаем 2 грохота. Техническая характеристика грохота приведена в таблице 2.10.
Грохочение материала крупностью -32 +0 мм (X операция)
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество грохотов:
n = Qр/Qт = 36,33/100 = 0,363 ≈ 1
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 1/0,363= 2,75
К установке принимаем 1грохот. Техническая характеристика грохота приведена в таблице 2.10.
Таблица 2.10 – Техническая характеристика грохота ГИСТ-72
2.4.6 Выбор и расчет оборудования для тяжелосредной сепарации
Для тяжелосредного обогащения применяются модульные установки DMS «Metso Minerals» производительностью 50 т/ч, укомплектованные гидроциклонами диаметром 610 и 420 соответственно для крупных и мелких классов материала. Паспортная производительность передела ТСС материала классом крупности -30+6 мм составляет 33,26 т/ч, -6+1 мм — 52,42 т/ч, следовательно устанавливаем по одной установке на каждый класс крупности. Утяжелителем суспензии является гранулированный ферросилиций.
ТТТ материала крупностью -32 +6 мм (IX операция)
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество установок:
n = Qр/Qт = 59,198/33,26 = 1,78 ≈ 2
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 2/1,78 = 1,12
ТТТ материала крупностью -6 +1 мм (XI операция)
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество установок:
n = Qр/Qт = 104,045/52,42 = 1,9 ≈ 2
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 2/1,9 = 1,05
Принимаем две модульные установки.
2.4.7 Выбор и расчет для дезинтеграции
Для осуществления дезинтеграции дробленого материала, выходящего из валкового пресса в виде плотного кека, принимается к установке скруббер диаметром 1600 мм, производительностью до 70 т/ч.
По формуле (2.10) рассчитываем необходимое количество скрубберов:
n = Qр/Qт = 36,33/70 = 0,519 ≈ 1
По формуле (2.11) рассчитываем коэффициент запаса:
Кз = 1/0,519 = 1,9
К установке принимаем 1 скруббер.
3 ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ
3.1 Общие сведения
При функционировании производственного процесса могут возникнуть производственные опасности — возможность воздействия на рабочих опасных и вредных производственных факторов: движущиеся машины и механизмы, незащищенные подвижные элементы производственного оборудования; повышенная запыленность и загазованность воздуха рабочей зоны; повышенный уровень шума на рабочем месте; повышенный уровень вибрации; повышенная или пониженная влажность воздуха; повышенный уровень ионизирующих излучений; опасный уровень напряжения в электрической цепи; отсутствие или недостаток естественного света; недостаточная освещенность рабочего места.
Система технических мероприятий и средств, предупреждающих воздействие на рабочих опасных производственных факторов, называется техникой безопасности, а система гигиенических и санитарно-технических мероприятий и средств, предотвращающих воздействие на работающих вредных производственных факторов, — производственной санитарией.
Главной задачей техники безопасности является профилактика производственного травматизма на основе исследований производственных процессов и безопасных приемов труда.
Учитывая специфику на обогатительных фабриках, их насыщенность современными высокопроизводительными агрегатами, всем рабочим и инженерно-техническим работникам обогатительных фабрик необходимо не только изучать и хорошо знать требования техники безопасности, инструкции и правила, но и обеспечивать их строгое выполнение.
Для предупреждения несчастных случаев большое значение имеет инструктаж по безопасным методам работ при эксплуатации и ремонте оборудования.
В соответствии с ГОСТом проводятся следующие виды инструктажа:
— вводный инструктаж всех принимаемых на работу проводят инженер по охране труда, и работник пожарной охраны и газоспасательной службы, если такая имеется на предприятии.
— первичный инструктаж на рабочем месте проходят все работники, вновь поступившие на работу и прошедшие вводный инструктаж, переведенные из одного цеха в другой, а также переведенные с одной работы на другую в одном и том же цехе.
— периодический инструктаж проходят все работающие не реже чем через 6 мес. Его цель – повысить уровень знаний инструкций по охране труда.
— внеочередной инструктаж проводится при изменении технологического процесса или правил по охране труда, замене или модернизации оборудования, нарушении работникам требований безопасности труда, перерывах в работе свыше 60 дней.
— повседневный инструктаж проводится с работниками перед производством труда.
3.2 Меры безопасности при обслуживании технологического оборудования
Для предупреждения производственного травматизма технологическое оборудование устанавливают в производственных помещениях в соответствии с действующими правилами, обеспечивая свободный проход к оборудованию для его обслуживания и ремонта.
Расстояние между выступающими частями машин, фундаментов, ограждений и стенами зданий, с учетом укрепленных на них трубопроводов, должно быть не менее: 1,5м — для основных проходов; 1 м — для рабочих проходов; 0,7 м — для рабочих проходов между стеной и машиной и для местных сужений; 0,6 м — для проходов к бакам, чанам и резервуарам для их обслуживания и ремонта. Минимальная ширина проходов, предназначенных для транспортирования крупных сменных узлов и деталей во время ремонта оборудования, должна на 1,2 м превышать их максимальный размер.
Передвижение работников по фабрике допускается только по предусмотренным для этого проходам, лестницам и площадкам. Площадки для обслуживания оборудования, переходные мостики и лестницы должны быть прочными, устойчивыми и снабжены перилами высотой не менее 1 м с перекладиной и сплошной обшивкой понизу перила на высоту 0,14 м.
Угол наклона лестниц к рабочим площадкам и механизмам зависит от условий эксплуатации (при постоянной эксплуатации – не более 45о, при посещении 1 — 2 раза в смену – не более 60о, а в зумпфах и колодцах – до 75о).
Во всех случаях ширина лестниц должна быть не менее 0,6 м, высота ступеней – не более 0,3 м, ширина ступеней – не менее 0,25 м. Металлические ступеньки лестниц и площадки должны выполняться из рифленого металла.
Все движущиеся части машин и механизмов, ременные и другие передачи должны быть ограждены, чтобы исключить доступ к ним во время работы. Ограждение должно быть надежно закреплено. Вращающие части (валы, муфты, шкивы, барабаны и т. п.) должны иметь сплошные или сетчатые ограждения с ячейками размером не более 25 на 25 мм. Для барабанов конвейеров допускается сетчатое ограждение с размером ячейки 40х40 мм.
Как правило, предусматривают кнопочное управление оборудованием. Кнопки располагают на высоте 1 – 1,5 м над уровнем пола рабочего места при обслуживании стоя и 0,6 – 1,2 м – при обслуживании сидя. Пульты и панели управления располагают в местах с хорошим обзором обслуживаемого агрегата и прилегающих к нему участков. Для оповещения о пуске, остановке и нарушениях режима работы обслуживаемых агрегатов используют световую и звуковую сигнализацию.
Перед пуском в работу оборудования, находящегося вне зоны видимости, должен быть подан звуковой, предупредительный сигнал продолжительностью не менее 10 с, а затем после паузы (не менее 30 с) – второй сигнал продолжительностью 30 с.
Кроме того, о пуске такого оборудования оповещают по громкоговорящей связи с указанием его наименования и технологической нумерации.
3.3 Электробезопасность
На обогатительной фабрике используется электромеханическое оборудование, электродвигатели, трансформаторы, измерительные приборы, электросварочные агрегаты, светильники, кабели, провода и т.д.
Для защиты от поражения электрическим током применяются отдельно или в сочетании друг с другом следующие технические способы и средства: защитное заземление, защитное отключение, изоляция токоведущих частей, оградительные устройства, знаки безопасности, средства защиты и предохранительные приспособления.
Защитное заземление — преднамеренное электрическое соединение с землей эквивалентом металлических нетоковедущих частей, которые могут оказаться под напряжением. Оно предохраняет человека от поражения током в случае прикосновения к корпусу под напряжением в результате случайного соединения с токоведущими частями. В помещениях с повышенной опасностью и особо опасных, заземление металлических частей оборудования является обязательным.
Защитные заземления — быстродействующая защита, обеспечивающая автоматическое отключение электроустановки при возникновении в ней опасности поражения током. Его применяют тогда, когда защитное заземление и зануление не обеспечивают полной безопасности работ.
Для уменьшения опасности поражения электротоком, ручной инструмент и переносные лампы питаются от источников напряжения до 42в.
Для защиты человека от поражения электрическим током используют различные виды изоляции: электрическую изоляцию токоведущих частей электроустановки, обеспечивающую ее нормальную работу и защиту от поражения электротоком, называемую рабочей изоляцией; кроме того — дополнительную; двойную; усиленную.
Для предупреждения электротравматизма применяют оградительные устройства, знаки безопасности, вспомогательные и изолирующие средства (перчатки, калоши, сапоги, коврики и т.д.).
3.4 Пожарная безопасность
Проектируемая фабрика относится к пожароопасным предприятиям группы Д в соответствии со СНиП II 01.02-85. По правилам устройства электроустановок — к категории пожароопасные. По взрывоопасности реагентное отделение относится к группе В.
По противопожарным нормам обслуживания обогатительная фабрика относится к категории трудновозгораемых. В процессе обработки находятся материалы, несгораемые в холодном состоянии. Во всех цехах фабрики предусмотрена сеть водопроводов и отходящих шлангов, которые, в случае необходимости, можно использовать для тушения пожара; имеются также пожарные щиты на территории фабрики и первичные средства тушения пожара в специально отведенных местах. Пожарный инвентарь должен содержаться в порядке и готовности. Расход пожарной воды строго фиксируется по цехам у дежурного диспетчера.
Здание фабрики относится ко II степени огнестойкости. Все несущие элементы конструкции несгораемые, за исключением дверных переплетов и настилов полов. Выполнение проемов в противопожарных стенах (двери, окна) выполняются из несгораемых материалов или трудносгораемых. Общая площадь проемов в противопожарных стенах не должна превышать 0,25 % от ее площади.
Все цеха запроектированы с учетом возможности быстрой эвакуации людей. Эвакуация людей осуществляется через эвакуационные выходы. Ворота соответствуют ширине коридора. Ширина лестницы не уменьшает расчетную ширину лестничных площадок и маршей. Высота прохода по путям эвакуационного выхода выше двух метров.
Для обеспечения безопасной эвакуации людей их цеха расчетное время эвакуации не должно быть больше необходимого времени. Время устанавливается по расчетному времени движения людских потоков через эвакуационные пути (выходы) от наиболее удаленных мест размещения людей.
Корпус обогащения относится к категории производства Д, необходимое время эвакуации людей — 5 минут.
продолжение
--PAGE_BREAK--3.5 Шум и вибрация
Длительное воздействие шума на организм человека приводит к частичной, а иногда и к полной потере слуха. Воздействие же на центральную нервную систему приводит к шумовой болезни. Источниками шума на фабрике являются: мельницы, вентиляторы, конвейеры, грохоты, отсадочные машины насосы и другое оборудование.
В зависимости от интенсивности частных характеристик и продолжительности воздействия шум по разному влияет на организм человека. Для оценки параметров шума в производственных помещениях и на рабочих местах проводят их измерение специальными приборами — шумометрами. Допустимый уровень шума по ГОСТу 12.1.003-83-99дб; по цеху обогащения — 90дб. ГОСТом установлено допустимые значения этих параметров в помещениях, где в установленном режиме работает не менее 2/3 единиц технологического оборудования.
Уменьшить воздействие шума на организм человека можно установкой звукопоглотителей, звукоизолирующих кожухов в источнике образования шума.
Вибрацию различают общую, передающуюся через опорные поверхности на рабочее место, и локальную, передающуюся непосредственно через руки работающего. При воздействии общей вибрации наблюдается расстройство нервной и сердечно-сосудистой систем. При локальной вибрации вредному воздействию подвергаются руки человека, нервно-мышечный аппарат. При длительном воздействии на человека, у него может возникнуть вибрационная болезнь. Параметры вибрации регламентируются санитарными нормами и ГОСТом. Допустимый уровень вибрации по ГОСТу 12.1.012-78-92гц, по цеху обогащения — 75гц.
Для снижения воздействия вибрации на человека используют средства автоматизации, применяют прогрессивную технологию, исключающую контакт работающих с вибрацией, применяют прокладки из резины, дерева, звукопоглотителей.
3.6 Рентгеновское излучение
Рентгеновское излучение — поток -излучений и нейтронов, излучаемых от источника излучения,- поражает клетки организма человека, что приводит к возникновению онкологических заболеваний.
Конструкция рентгенолюминесцентных сепараторов обеспечивает надежную защиту обслуживающего персонала от воздействия рентгеновского излучения. Ежемесячно должен проводится дозиметрический контроль сепараторов.
3.7 Запыленность и загазованность
Производственная пыль — тонко диспергированные частицы твердых веществ, образующиеся при производственном процессе и способные длительное время находится в воздухе во взвешенном состоянии. Пыль образуется при транспортировке, дроблении, просеивании, при подаче материала в аппараты, при сушке.
Пыль воздействует на кожу, легкие, глаза. При этом возникают такие тяжелые заболевания, как экзема, дерматиты, силикозы дыхательных путей, коньюктивит. Также пыль является одной из причин возникновения пожаров и взрывов.
Присутствие в воздухе различных вредных веществ обусловлено различными высокотемпературными способами сварки, наплавки, резки металла. Это, так называемая, “сварочная аэрозоль”.
Существует несколько методов борьбы с запыленностью:
1)уменьшение количества пыли путем совершенствования технологии, т.е. брикетирование, спекание, увлажнение материалов;
2)совершенствование аппаратов и способов подачи пылевых веществ, т.е высокая герметичность, использование пневмотранспорта;
3)использование пылеулавливателей (инерционных, гравитационных);
4)использование фильтров воздушных, волокнистых, масляных;
5) использование местных вытяжных систем.
3.8 Освещение
Учитывая высокую биологическую и гигиеническую ценность естественного света, в проекте предусматривается естественное освещение производственных помещений, для чего конструктивные решения зданий фабрик, каждого отделения выполняются с учетом требований СНиП-М,2-72. Естественное освещение предусматривается для помещений с постоянным пребыванием в них людей.
Исходя из конструктивного решения здания проектируемого цеха обогащения, устанавливается боковое освещение, естественное на всех отметках выше нулевой. На верхних отметках можно предусмотреть комбинированное освещение.
В цехах фабрики применяется общее равномерное освещение.
4 ЭКОНОМИЧЕСКАЯ
ЧАСТЬ
4 Экономическая часть
На современном этапе развития общества значительно возрастают масштабы производства, связанные с техническим прогрессом в области добычи и переработки сырья.
С увеличением объемов капитальных вложений и размеров производственных фондов ставиться задача – повышения эффективности общественного производства на основе внедрения в производство научно-технического прогресса. Одни и те же общественные потребности могут быть удовлетворены с помощью новой техники, нового строительства или расширения, реконструкции действующих предприятий, внедрения новых технологий.
Таблица 4.1 Капитальные затраты.
Амортизационные отчисления составляют 15% от стоимости оборудования:
32 830 650 рублей.
Монтажные работы составляют 20% от стоимости оборудования:
43 774 200 рублей.
Капитальные строения составляют 50% от стоимости оборудования:
109 435 500 рублей.
На приобретение запасных частей отчисляем 10% от стоимости оборудования: 21 887 100 рублей.
ИТОГО: Капитальные затраты составляют 426 798 450 рублей.
Таблица 4.2 Эксплуатационные затраты.
продолжение
--PAGE_BREAK--