Выполнить проект обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд

Автор работы: Пользователь скрыл имя, 27 Декабря 2013 в 19:43, курсовая работа

Краткое описание

Целью курсового проекта является проектирование цехов дробления и грохочения, измельчения и флотационного обогащения, а также обезвоживания. Для этого необходимы следующие задачи:
1) Охарактеризовать минерально-сырьевую базу и вещественный состав обогащаемых медно-никелевых руд.
2) Обосновать целесообразность применения выбранной схемы обогащения. Надо при этом знать, что влияет на выбор схемы, в частности, на выбор числа стадий обогащения.
3) Выбрать оптимальное отношение Ж:Т в операциях водно-шламовой схемы, количество воды, добавляемой (выводимой) в той или иной операции, общий расход воды и составление балансов по воде.
4) Для технологической схемы обогащения, принятой к проектированию, произвести выбор и расчет оборудования.

Содержание

Аннотация………………………………………………………………………..…………4
Введение…………………………………………………………………………………....6
1. Общая часть…………………………………………………………………………….8
1.1. Особенности вещественного состава вкрапленных медно-никелевых руд.
Промышленные руды Печенги…………………………………………………………...8
1.2. Характеристика медно-никелевых руд для обогащения………………………....11
1.3. Характеристика конечных продуктов обогащения……………………………..12
2. Специальная часть…………………………………………………………………....15
2.1. Выбор и обоснование технологической схемы обогащения………………….....15
2.2. Расчет схемы дробления…………………………………………………………....19
2.3. Выбор и расчет оборудования для грохочения……………………………………26
2.4.Расчет качественно-количественной схемы обогащения
медно-никелевых руд…………………………………………………………………....29
2.5. Расчет водно-шламовой схемы обогащения……………………………………....37
2.6. Выбор и расчет оборудования………………………………………………….…..47
2.6.1. Расчет I стадии измельчения……………………………………………………47
2.6.2. Расчет II стадии измельчения…………………………………………………..52
2.6.3 Расчет I стадии классификации …………………………………………..….....55
2.6.4. Расчет II стадии классификации. ……………………………………………....57
2.6.5 Расчет III стадии классификации ………………………………………………59
2.6.6 Выбор и расчет оборудования для флотации ....................................................61
2.6.7. Выбор и расчет оборудования для сгущения …………………………………64
2.6.8. Выбор и расчет оборудования для фильтрования ............................................65
26.9. Выбор и расчет оборудования для сушки……………………………………...66
3. Автоматизированная система управления технологическим процессом
обогащения………………………………………………………………………………...69
3.1. Автоматизированная система управления дробления…………………………….69
3.2.Автоматизированная система управления измельчения………………………….71
3.2.1. Контроль подачи руды в мельницы…………………………………………….71
3.2.2. Контроль подачи воды…………………………………………………………...71
3.2.3. Контроль протока масла…………………………………………………………72
3.3. Автоматизированная система управления флотации……………………………...72
3.4. Контроль параметров процессов сгущения и фильтрации………………………...73
3.5. Контроль параметров процесса сушки……………………………………………...74
4. Охрана окружающей среды……………………………………………………………75
4.1. Выбросы в атмосферу………………………………………………………………...75
4.2. Сточные воды…………………………………………………………………………76
4.3. Образование отходов…………………………………………………………………77
5. Мероприятия по охране труда и технике безопасности…………………………….78
5.1. Промышленная санитария……………………………………………………………79
5.2. Пожарная безопасность……………………………………………………………….79
5.3. Меры борьбы с пылеобразованием…………………………………………………..81
5.4. Электробезопасность………………………………………………………………….81
5.5. Борьба с вибрацией……………………………………………………………………82
5.6. Борьба с шумом………………………………………………………………………...82
5.7. Вентиляция……………………………………………………………………………..83
5.8. Освещенность…………………………………………………………………………..83
Заключение…………………………………………………………………………………...84
Список использованной литературы……………………………………………………..85

Прикрепленные файлы: 1 файл

Дипломный проект.doc

— 1.79 Мб (Скачать документ)

Измельченная руда после мельницы является неоднородным по крупности  продуктом. Кроме того, в крупных  классах присутствует значительное количество нераскрытых сростков ценных минералов с пустой породой.

Измельченную руду направляют на гидравлическую классификацию, которая позволяет выделить сростки и крупные классы в пески, а раскрытые тонкие частицы в слив.

Гидравлическая классификация  производится в гидравлических классификаторах  и гидроциклонах. На показатели работы гидроциклонов влияют содержание твердого в питании и его гранулометрия, форма и геометрические размеры гидроциклона, а также питающий и разгрузочный насадок, давление на входе.

Концентрация ценных минералов  никеля и меди достигаются на фабрике  с использованием процесса флотации. Единым является разделение схем флотации на 2 крупных блока: рудный цикл флотации и перечистной цикл.

Рудный цикл флотации состоит из 3 операций: межцикловой флотации, основной флотации и контрольной флотации.

 По схеме коллективной флотации  измельчение руды в 1 стадии осуществляется до 40-50% класса -0,074 мм, после чего руда направляется на классификацию, а затем на межцикловую флотацию.

Собиратели (бутиловый, амиловый ксантогенаты, бутиловый дитиофосфат или их сочетания) лучше подавать в мельницы, где они могут взаимодействовать со свежеобнаженной поверхностью пирротина, способного к быстрому окислению.       Последующая основная флотация проводится при доизмельчении хвостов межцикловой флотации до крупности 80% класса -0,074 мм.

Межцикловая и основная флотации проводятся, как правило, в открытом цикле, а получаемые промпродукты перерабатываются в отдельном цикле при до измельчении до 80% класса -0,074 мм. Получаемые в этом цикле концентраты объединяются с концентратами основной флотации.

Иногда для повышения технологических показателей обогащения применяется раздельная флотация песков и шламов с подачей дополнительного собирателя - аполярного масла (керосин, машинное масло и т. п.)

 Коллективная флотация никеля  и медьсодержащих сульфидов, как правило, осуществляется в щелочных средах (рН=9,5-9,8), создаваемых кальцинированной содой, а последующая селекция – при рН = 11,0-11,5 в присутствии извести /14/.

  Снижение извлечения никеля  тем интенсивней, чем выше качество  концентрата и беднее исходная руда. В условиях действующего стандарта ОФ-1 при исходном содержании никеля 0,55% снижение качества концентрата на 0,1% против 5,7-5,8% соответствует повышению извлечения на 0,1%. Самый простой способ повысить извлечение цветных металлов из вкрапленных медно-никелевых руд – это снизить качество концентрата.

      Чтобы в конечном концентрате не было влаги, на фабрике необходимы процессы обезвоживания.

На запроектированной фабрике предусматривается сгущение концентрата в сгустителях корпуса сгущения. Сливы сгустителей, а также вакуум-фильтров являются отвальными, разгрузка сгустителей направлялась в цех обжига.

Для сгущения концентрата применяем  цилиндрические сгустители как наиболее производительное оборудование, дающее высокое содержание твердой фазы в сгущенном материале. Для повышения эффективности сгущения на фабрике используется флокулянт – Магнафлок 336.

Сгущенный продукт с высоким содержанием твердого подвергается фильтрованию, которое обычно проводится в вакуум-фильтрах непрерывного действия. Жидкая фаза проходит через перегородку и удаляется в виде слива, а твердые частички задерживаются на ее поверхности в виде слоя – кека, который и направляется на последнюю стадию обезвоживания – сушку, где влага испаряется и уходит в атмосферу. Конечным продуктом сушки является медно-никелевый концентрат.

Технологическая схема обогащения медно-никелевых руд проектируемой  фабрике показана на рисунке 1.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2.2. Расчет схемы дробления

 

Исходные данные:

Q ф.г = 35 млн. т/г;

насыпная плотность руды ρн=1,9 т/м3;

Dmax = 1000 мм,

dmax = 12 мм.

α = 0,54

Схема дробления медно-никелевых  руд представлена на рисунке 2.

  1. Определяем часовую производительность отделения крупного дробления, принимая режим его работы по режиму рудника с открытыми работами (непрерывная 7-дневная неделя, 3 смены, 8 часов в сутки)

 

Q к.д.ч = Qф.г / 340*3*8 = 35000000/ 340*3*8 = 4289,21 т/ч.

  1. Предусматриваем склад крупнодробленой руды и работу отделений среднего и мелкого дробления принимаем по семидневной неделе при сменах с коэффициентом использования оборудования К в = 0,83:

 

Q см.д.ч = Q ф. г / 365 * 24 К в = 35000000 / 365 * 24 * 0,83 = 4813,77 т/ч.

  1. Определяем общую степень дробления  S по схеме:

 

S = D1 / D11 = 1000 / 12 = 83,4

Средняя степень дробления:

 

S ср  = 3

S =  3
83,4
4,37

Принимаем в первых двух стадиях  степени дробления S 1 = S2 = 4 и определяем степень дробления для замкнутого цикла:

 

S 3 = S / S1 * S2 = 83,4 /  4 * 4 = 5,2

 

 

 

Рис.2 Схема дробления медно – никелевых руд


 

 

  1. Находим условную максимальную крупность продуктов после отдельных стадий дробления:

 

D5 = D1/S = 1000 /4 = 250 мм;

 

D9 = D1/S1 S2= 1000 /4*4 = 62,5

65 мм;

 

D12 = D1/S1 S2 S3 = 1000/4*4*5,2 = 12 мм

  1. Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в I и II стадиях дробления:

iII = D5/ZII = 250/1,45

180 мм;

значение ZII снимаем с типовой характеристики крупности конусных дробилок для средних по крепости руд.

Для II стадии:

iIV = D9 / ZIV = 65 / 2,1 = 30 мм;

значение Z IV находим по таблице для дробилок КСД-2200.

  1. Учитывая крупность конечного продукта –12 мм, желательно дробилку мелкого дробления устанавливать на минимальную выпускную щель, т.е. 5-6 мм, но дробилки больших размеров при таких малых щелях трудно устойчиво эксплуатировать. Практика показывает, что возможный размер щели 7-8 мм. Примем iVI= 7мм. 
  2. Намечаем размеры отверстий грохотов для I и II стадий дробления      (операции I и III):

а= 200 мм, EI = 70% ( неподвижный колосниковый грохот );

а= 60 мм, EIII = 85% ( вибрационный грохот ).

  1. Для III стадии дробления (операция V): 

В замкнутом цикле  предусмотрим вибрационные грохоты  с размером отверстий сита 12 мм и эффективностью EV = 85 %.

  1. Проверяем соответствие выбранной схемы и степеней дробления выпускаемому заводами оборудованию.

Q1 = Qкдч = 4289,21 т/ч.

  1. Построим характеристики крупности , β II+d, β IV+d, β VI+d  при выбранных размерах выпускных щелей дробилок. Характеристику β II+d построим по типовой как геометрически подобную для максимального куска D1 = 1000 мм. Перечет от типовых дан в таблице 6 и 7, а характеристики построены на рисунке 3 и 4.

 

 

Таблица 6 – Перечет  типовой характеристики в характеристики исходной руды

   

Суммарный выход класса по плюсу, %

 

Крупность класса, мм

5

 

1000

13

 

830

35

 

553

67

 

276

85

 

138


 

Таблица 7 – Перечет  типовых характеристик для среднего и мелкого дробления

Суммарный выход класса по плюсу, %

 

Крупность класса продукта среднего дробления, мм

 

Крупность класса продукта

мелкого дробления, мм

5

 

64

 

27

11

 

51,2

 

21,6

22

 

38,4

 

16,2

40

 

25,6

 

10,8

66

 

12,5

 

5,4

80

 

6,4

 

2,7


 

 


Рис.3. Характеристика крупности исходной руды.

 

Рис.4. Характеристика крупности продуктов 7 и 11.

 

 

  1. Расчет I стадии дробления :

Q4 = Q1 * β1 * E1 = Q1 * β1-200 * E1-200 = 4289,21 * 0,23 * 0,70 = 590,56 т/ч;

Q2 = Q1 – Q4 = 4289,21  - 590,56  = 3698,65 т/ч;

Значение β1-200 берем с рисунка 3.

  1. Для II стадии:

Q8 = Q1 β5-60 E-60 = 4289,21 *0,92*0,85 = 3354,16т/ч;

Q6 = Q1- Q8 =  4289,21 –3354,16= 985,05т/ч

  1. Для III стадии :

Q10 = Q9 (1/Ev-12 + β9-12) = 1415 ( 1/0,85 + 0,60) = 2513,70т/ч;

Q11 = Q1 – Q10 = 4289,21 – 2513,70 = 1775,51т/ч;

Значения β VI-12 берем с рисунка 4.

  1. Требования к дробилкам, полученные в результате расчета, сводим в таблицу 8. Объемную производительность находим путем деления массовой производительности на насыпную плотность ( ρн=1,9 т/м3  ).

 

Таблица 8. - Требования к дробилкам, полученные в результате расчета

Стадии дробления

I

II

III

Размер наибольшего  куска в питании, мм

1000

250

65

Ширина разгрузочной щели, мм

180

30

7

Производительность:

Q, т/ч

Q, м3

 

3698,65

1849,32

 

985,05

518,44

 

1775,51

934,47


 

  1.  С учетом требований к дробилкам на основании их технических характеристик выбираем типоразмер для каждой стадии дробления и определяем потребное количество дробильных машин для обеспечения заданной производительности.

Потребное число дробилок, работающих в открытом цикле:

                                       

  nдр = Qрасч / Qi

где Qрасч - требуемая объёмная производительность данной стадии дробления, м3/ч; Qi -производительность дробилки выбранного типоразмера при  требуемом размере выходной щели i, м3/ч.

 

1 стадия дробления:

ККД -1500/180, Q= 1450 м3/ч. 

    nдр = Qрасч / Q = 3698,65 / 1450 *1,9 = 1,3 => 2 дробилки ККД- 1500/180.

ККД- 1350/180,   Q= 1200 м3/ч.

nдр = Qрасч / Q = 3698,65 / 1200*1,9 = 1,6 =>  2 дробилки ККД 1350/180.

 

2 стадия дробления:

КСД-2200Гр, Q = 360-610 м3/ч.

    nдр = Qрасч / Q =  985,05 / 360*1,9 =1,44 => 2 дробилки КСД-2200Гр

КСД- 3000Т , Q = 425 - 850 м3/ч.

    nдр = Qрасч / Q =  985,05/ 510*1,9 = 1,01=> 2дробилки КСД-2200Гр

 



3 стадия дробления:

КМД -2200Т1, Q = 160 – 220 м3/ч,

    nдр = Qрасч / Qi  * Кц =1775,51/ (338,2*1,3)= 4,03=> 4 дробилки КМД -2200Т1

где Кц- коэффициент крупности для замкнутого цикла (1,3 – 1,4)

КМД-3000Т , Q = 320 – 440 м3/ч,

    nдр = Qрасч / Qi  * Кц =1775,51/ (640,3*1,3)= 2,13 => 2 дробилки КМД -3000Т

 

  1. Определяем коэффициент загрузки дробилок:
  2. ККД -1500/180: K1 = Q3 / Qдр *n = 3698,65 / 1450*1,9*2 = 1,05;

Информация о работе Выполнить проект обогатительной фабрики по переработке медно-никелевых руд