Расчёт технологической схемы

 

Исходя из годовой производительности, определяем среднечасовую производительность отделения измельчения:

 

Q₁ = Qг / 365 · 24 · КИО = 5 000 000/365 · 24 · 0,82 = 696 т/час.

 

Используя зависимость между питанием и выходом классификаторов находим нагрузки на классификаторы первой и второй стадии:

 

Q₅ = Q₈ · (β_{8 -} β₅) / (β₅ - β₇) = 232 · (78 - 24,4) / (24,4 - 4,5) = 601,6 т/час

Q₆ = Q₁₀ · (β₁₀ - β₆) / (β₆ - β₉) = 464 · (75 - 24,4) / (24,4 - 4,0) = 686,9 т/час

 

Определяем количество материала, уходящего в пески классификаторов обоих стадий:

 

Q₇ = Q₅ - Q₈ = 601,6 - 232 = 369,6 т/час

Q₁₁ = Q₉ = Q₆ - Q₁₀ = 1150,9 - 464 = 686,9 т/час

Q₃ = Q₂ = Q₇ + Q₁ = 369,6 + 696 = 1065,6 т/час

Q₄ = Q₃ + Q₁₁ = 1065,6 + 686,9 = 1752,5 т/час

 

Теперь мы можем подсчитать циркулирующую нагрузку в обеих стадиях процесса измельчения:

 

С₁ = Q₇/Q₁/3 = 369,6/232 · 100% = 159%

С₂ = Q₂/2Q₁/3 = 686,9/464 · 100% = 148%

 

Главной характеристикой эффективности работы мельниц является их удельная производительность, которая определяется по формуле:

q _{(мельницы)} = Q_м · (β_в - β_n) / V_м, т/м3·час

 

где Q_м - производительность мельницы;

β_в - содержание расчётного класса на разгрузке мельницы;

β_n - содержание расчётного класса в питании мельницы;

V_м - геометрический объём мельницы.

 

q_ММС = (Q₃ · β₃) - (Q₂ · β₂) / 240 = 0,799 т/м3·час

q_МШЦ = (Q₁₁ · β₁₁) - (Q₁₁ · β₉) / 246 = 0,686 т/м3·час

 

Эффективность работы классифицирующих аппаратов или эффективность классификации можно определить по следующей формуле:

 

Е_КСП = (Q_{с -} Q_п) / (Q_п - Q_пес),%

 

где Е_КСП - эффективность процесса классификации пульпы;

Q_с - производительность классификатора по сливу;

Q_п - нагрузка на классификатор по питанию;

Q_пес - производительность классификатора по пескам.

 

Е_КСП-1 = (Q₈ - Q₅) / (Q₈ - Q₇) = (76 - 24,4) / (76 - 4,5) · 100% = 72%

Е_{КСП - 2,3} = (Q₁₀ - Q₆) / (Q₁₀ - Q₉) = (75 - 24,4) / (75 - 4,0) · 100% = 71%

 

Расчёт шламовой схемы.

Расчёт шламовой технологической схемы имеет целью определить расход воды в продуктах измельчения, количество оборотной воды, добавляемой в процесс для приготовления пульпы.

Для расчёта шламовой схемы готовится вспомогательная таблица.

№ операции, продукта	Qn, т/сут	Rn	Wn, м3/сут	Vn, м3/сут	№ операции, продукта	Qn, т/сут	Rn	Wn, м3/сут	Vn, м3/сут
1	696,0	0,05	34,8	287,9	III
2	1065,6	0,10	112,4	499,9	9	686,9	0,22	151,1	400,9
I					IV
3	1065,6	0,38	404,7	792,2	10	464,0	7,0	3248,0	3416,7
4	1752,5	0,38	665,2	1302,5	11	686,9	0,39	267,9	517,7
5	601,6	0,38	228,6	447,4	12	696,0	7, 20	5017,9	5270,9
II					7	369,6	0,21	77,6	2112,0
6	1150,9	0,38	437,3	855,8	8	232,0	7,6	1763,2	1847,6

 

W₅ = W₈ + W₇ = 1763,2 + 77,6 = 1840,8 м³/сут;

W₆ = W₁₀ + W₉ = 3248,0 + 151,1 = 3399,1 м³/сут;

W₂ = W₁ + W₇ = 34,8 + 77,6 = 112,4 м³/сут;

W₁₂ = W₈ + W₁₀= 1763,2 + 3248 = 5011,2 м³/сут;

W_I = W_{3 -} W₂ = 404,7 - 112,4 = 232,3 м³/сут;

W₄ = W₃ + W₁₁= 404,7 + 267,9 = 672,6м³/сут;

W_II = (W₈ + W₇) - W₅ = (1763,2 + 77,6) - 228,6 = 1612,2 м³/сут;

W_III = (W₉ + W₁₀) - W₆ = (151,1 + 3248,0) - 437,3 = 2961,8 м³/сут;

W_IV = W_{11 -} W₉ = 267,9 - 151,1 = 116,8 м³/сут.

 

Составляем баланс воды

Поступает воды в процесс	м3/сут	Уходит воды из процесса	м3/сут
Исходный продукт	34,8	Слив на сгущение	5017,9
В ММС	292,3
В КСП-1	1612,2
В КСП-2	2961,8
В МШЦ	116,8
Итого:	5017,9	Итого:	5017,9

 

Выбор и расчёт оборудования процесса измельчения.

Полная мощность, потребляемая приводом мельницы, рассчитывается по формуле:

Nс = 1,025 · Nn / η_ρ· η_ә

 

Где Nс - полная мощность мельницы;

Nn - полезная мощность;

η_ρ - КПД редуктора мельницы;

η_{ә -} КПД электродвигателя мельницы.

Расчёт количества устанавливаемых мельниц состоит в решении следующей формулы:

 

n = Q_t · K_1/K₂ · t_m · Q_m

 

где Q_t - масса измельчаемой руды, т/год;

K₁ - коэффициент неравномерности работы мельницы (К = 1,15);

K₂ - коэффициент учитывающий крепость руды;

t_m - машинное время работы, час/год;

Q_m - производительность одной мельницы.

Для определения количества устанавливаемых мельниц, воспользуемся таблицей:

 

Схема измельчения	Шаровые и стержневые			ММС
	Диаметры мельниц, мм
	До 3200	3600-4500	5000-6000	7000	9000
	Машинное время, часов
Одностадиальная	8139	8053	7968	6854	6426
Двухстадиальная	7711	7539	7454

 

Производим расчёт полной мощности мельницы:

 

Nс = 1,025 · 2500/0,92 ·

 

Производительность барабанных мельниц зависит от крупности исходного и конечного продуктов, измельчаемости руды, размера, типа и частоты вращения мельницы, разжижении пульпы в питании, величины циркулирующей нагрузки, эффективности работы классифицирующих устройств.

Количество руды прошедшее через мельницу в единицу времени, определяет её производительность по исходному питанию и может быть рассчитана по формуле:

 

Q=P/t

 

Где Q - количество руды, т

T - время измельчения

Производительность мельницы находится по прямой зависимости от её геометрических размеров и может быть выражена формулой:

 

Q=КД^2,5L, т/час

 

Где Д и L - диаметр и длина мельницы

К - коэффициент пропорциональности, зависящий от руды

При V=1м3, данная формула выражает удельную производительность мельницы:

 

Q=KД^0,5

 

Значения коэффициента К для определения производительности мельниц

 

Крупность исходной руды, мм	Значение К, при крупности 85% класса
	-0,2	-0,147	-0,074	-0,044
-2	1,6	1,16	0,5	0,3
-19	1,92	1,33	0,62	0,41
-12	2,33	1,52	0,71	0,58
-6	2,93	1,83	0,82	0,63

 

Определим техническую производительность шаровой мельницы:

 

Q (МШЦ) =КД^2,5L=0,82х4,5^2,5х6,0=448 т/час

Q (ММС) =КД^2,5L=0,50х7^2,5х2,3=394 т/час

 

В исходном материале обычно имеется какое-то количество готового класса, поэтому удельная производительность определяется по вновь образованному готовому классу:

 

q = Q (βк - βк) /V

 

Где Q-производительность мельницы;

Βк, βк - конечное и начальное содержание готового класса в пульпе

V-объём мельницы

Проведём расчёт для других размеров мельниц ММС-90х30 и МШЦ-40х55

 

Q (МШЦ) =КД^2,5L=0,82х4,0^2,5х5,5=288 т/час

Q (ММС) =КД^2,5L=0,50х7^2,5х3,0=1093,5 т/час

 

Вывод: согласно технико-экономическим показателям:

количество мельниц ММС:

 

ММС-70х23 n = 1065,6/394=2,7=3

ММС-90х30 n = 1065,6/1093,5=0,97=1

 

Количество мельниц по энергозатратам аналогичны рассчитанным

занимаемых технологических площадей

относительной стоимости (ММС-70х23: ММС-90х30 = 1,0: 1,15)

Мельница ММС-90х30 имеет неоспоримое преимущество, также как и мельница МШЦ-45х60.

Расчёт классификаторов.

Спиральные классификаторы применены в данном проекте, так как в них можно легко получить слив меньше 0,1-0,074мм, что, и требуется получить.

Производительность спиральных классификаторов зависит от гранулометрического состава исходного материала, поступающего из мельницы, его плотности и крупности, плотности и крупности слива, содержания в пульпе растворённых солей и реагентов.

Производительность по сливу можно определить по формуле:

Для классификатора с высоким порогом

 

Q = mab (94Д² + 16Д),

 

Для классификатора с погружённой спиралью

Q = mab (75Д² + 10Д),

 

где Q - производительность, т/сут;

m - число спиралей классификатора;

а и b - поправки на крупность слива и на плотность руды (а = 1,46, b = 0,98); Д - диаметр спиралей, м.

Диаметр спиралей можно рассчитать по суточной производительности:

 

Для первой стадии - Qсут = 601,4х24=14438,4

Для второй стадии - Qсут = 1150,9х24=13810,8

 

Так как количество мельниц ММС равно 3 единицам, суточный расход уменьшится в три раза

Для первой стадии - Qсут = 14438,4/3=4812,8

Для второй стадии - Qсут = 13810,8/3=4603,6

Диаметры для классификаторов с высоким порогом:

Для первой стадии - Д = - 0,07 + 0,103 √ а/mab

Для второй стадии - Д = - 0,07 + 0,115 √ а/mab

Д₁ = - 0,07 + 0,103 √ 4812,8/2 · 1,2 · 1,09 = 4,3 м

Д₂ = - 0,07 + 0,103 √ 4603,6/2 · 1,2 · 1,09 = 4,75 м

Так как наиболее близкий по диметру спирали является классификатор типа КСП-24 с погружённой спиралью, его мы и примем в расчётах.

Q₁ = 2 · 1,2 · 1,09 · (94 · 3² + 16 · 3) = 2338,7 т/сут;

Q₂ = 2 · 1,2 · 1,09 · (75 · 2,4² + 10 · 2,4) = 1192,9 т/сут;

Количество классификаторов одного блока для первой стадии измельчения:

N=4812,8/2338,7=2,05=2

N=4812,8/1192,9=4,03=4

Для второй стадии:

N=4603,6/2338,7=1,97=2

N=4603,6/1192,9=3,86=4

Вывод: на основании расчётов, наиболее приемлемыми классификаторами являются классификаторы с высоким порогом и диаметром спирали 3,0 м. В этом случае необходимо будет 2 классификатора в первой стадии измельчения одного блока и 2 во второй. В этом случае годовая производительность фабрики составит: 5000000 т/год.

Производительность спиральных классификаторов по пескам рассчитывается по формуле:

 

Q = 135 · m · b · n · Д³

 

Для первой и второй стадии КСП с высоким порогом:

Q₁ = 135 · 2 · 1,09 · 4,3· 3³ = 34168,2 т/сут;

Для КСП с погружённой спиралью:

Q₂ = 135 · 2 · 1,09 · 4,3· 2,4³ = 34168,2 т/сут.

По пескам проходят оба типа классификаторов в первой и второй стадии измельчения.

Краткие экономические выкладки процесса измельчения.

Перед проектированием строительства обогатительной фабрики или отдельного цеха, наряду с технологическими решениями просчитываются экономические затраты. Эти расчёты оформляются в виде сметной части, итогом в которых является сметная калькуляция производственных расходов.

Все расходы подразделяются на основные расходы производства, накладные расходы производства и общезаводские или общецеховые расходы.

Основные расходы включают исходное сырьё, вспомогательные материалы, топливо, силовую электроэнергию, воду, заработную плату, начисления на неё, амортизацию основных средств, быстроизнашивающие оборудования.

Накладные расходы включают текущий ремонт основных средств, содержание основных средств, охрану труда.

Итогом всех расчётов является себестоимость единицы готовой продукции, которая может быть рассчитана по формуле:

 

С = β₃ (а+в) / α·ε_ф·ε_з + β₃ (с_т+с_з) / β_ф· ε_з,

 

Где С - себестоимость 1т или 1м3 готовой продукции;

А - себестоимость добычи и транспортировки на обогатительную фабрику 1т исходного сырья;

В - стоимость обогащения 1т сырья;

с_т - стоимость транспортировки 1т концентрата от фабрики до перерабатывающего завода;

с_з - стоимость переработки 1т концентрата;

α, β_ф, β₃ - содержание полезного компонента в исходной руде, фабричном концентрате, готовой заводской продукции;

ε_ф, ε_з - коэффициент извлечения полезного компонента на фабрике.

Анализ работ по обогащению различных руд показывает, что зависимость от α, ε_ф, ε_з определяется характером вкрапленности полезных минералов в руде (крупность зёрен полезных минералов в богатых и бедных рудах).