Прогнозная оценка обогатимости угля Ерунаковского месторождения по результатам минералого-технологических исследований»

Автор: Пользователь скрыл имя, 17 Января 2012 в 23:01, курсовая работа

Описание работы

В зависимости от производительности рудника выбираем режим работы 6 дней в неделю, 3 смены в сутки по 6 часов. Производительность цеха дробления:
Q = Qс*k/t, т/час,
где: Qс – заданная суточная производительность фабрики, т/сутки;
t – время работы цеха в сутки, час;
k – поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность подачи сырья (k=1,0 – 1,1)
Q = Qс*k/t = 33546*1,1/18=2050 т/час;
Q = 2050/1,75=1171,4 м3/ч.
Цех измельчения работает непрерывно, т.е. 365 дней в году,24 часа в сутки. Производительность цеха измельчения:
Q = Qобщ*k /365*24=10500000*1,1/8760=1318,5 т/ч;
Q = 1318,5/1,75=753,4 м3/ч.

Работа содержит 1 файл

КУРСОВИК арина.doc

— 1.72 Мб (Скачать)

МИНИСТЕРСТВО  ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РФ

МОСКОВСКИЙ  ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ 
 

Кафедра «Обогащение полезных ископаемых» (ОПИ) 
 

КУРСОВОЙ  ПРОЕКТ 

По дисциплине «Проектирование обогатительных фабрик»

Расчётно-пояснительная  записка 
 
 

                                                                         Проектировала студентка                                                          Щукина А.М.                                                          учебная группа ОПИ-У-04.                                                          Руководитель курсового                  проектирования

                Дубов Н.А. 
                 

Москва 2008 г.

МИНИСТЕРСТВО  ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РФ

МОСКОВСКИЙ  ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра ОПИ

ЗАДАНИЕ

Для выполнения курсового проекта

По дисциплине «Проектирование обогатительных фабрик»

________________________________________________________

Студенту  V курса, группы ОПИ специальности Обогащение полезных ископаемых.

Тема  задания: Запроектировать процессы дробления, грохочения, измельчения, классификации и обогащения полиметаллической сульфидной руды, поступающей на ОФ.

Содержание  и объём работы:

    1. Расчётно-пояснительная записка___________________________
    1. Расчёт схемы дробления, грохочения и выбор оборудования.
    1. Расчёт схемы измельчения, классификации и выбор оборудования.
    2. Расчёт схемы обогащения (флотации) и выбор оборудования.
    3. Расчёт водно-шламовой схемы.
    1. Графическая часть_______________________________________
    1. Технологическая схема обогащения руды
    2. Схема цепи аппаратов.

    Рекомендуемая литература:

    1. Разумов К.А., Перов В.А Проектирование обогатительных фабрик. -М.: Недра, 1982.
    2. Мякота О.С. Методические указания по выполнению практических занятий по дисциплине «Проектирование обогатительных фабрик и установок». М.: МГГУ,1997.

    Дата  выдачи задания                              Дата представления проекта

    «___»_________2008г.                           к защите «___»________2008г.

    Руководитель  курсового проектирования_________________________

    1. Исходные данные для курсового проектирования 

1. Производительность  ОФ по руде, млн.т. в год – 10,5

2. Крупность  максимального куска, мм –  1000

3. Влажность  руды, % - 4,0

4. Насыпная масса, кг/м3 – 1750

5. Коэффициент  разрыхления руд, к – 1,6

6. Характеристики  крупности – прямолинейные

7. Крупность  руды:

1) после  дробления, мм – 16

2) после измельчения – 90% Кл – 74 мкм.

8. Удельная  производительность шаровых мельниц  по  вновь образованному классу -74мкм – 1,2 т/м3

9. Продолжительность  флотации, мин:

основная  – 15

перечистная – 10

контрольная – 20

10. Содержание  металлов, %:

В исходной руде:

пирита  – 25

меди  – 0,8

цинка – 2,8

В медном концентрате:

меди  – 22

цинка – 1,5

пирита  – 1,0

В цинковом концентрате:

меди  – 1,0

цинка – 55

пирита  – 1,5

В пиритном концентрате:

меди  – 0,5

цинка – 0,5

пирита  – 49 

            Результаты защиты курсового проекта

Комиссия  в составе_________________________________________________

__________________________________________________________________

Заслушала курсовой проект и оценила его  отметкой______________________

«___»________________2008г.

Члены комиссии____________________________________________________

    Содержание: 

    1. Задание.

    2. Расчёт  схемы дробления, грохочения и  выбор оборудования.

    3. Расчёт  схемы измельчения, классификации  и выбор оборудования.

    4. Расчёт  схемы флотации и выбор оборудования.

    5. Расчёт вводно-шламовой схемы измельчения, классификации, флотации и сгущения.

    6. Список  литературы. 
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     
     

    2. Расчёт схемы дробления, грохочения и выбор оборудования.

    2.1. Определение производительности  цеха дробления  и измельчения.

    В зависимости от производительности рудника выбираем режим работы 6 дней в неделю, 3 смены в сутки по 6 часов. Производительность цеха дробления:

    Q = Qс*k/t, т/час,

    где: Qс – заданная суточная производительность фабрики, т/сутки;

    t – время работы цеха в сутки,  час;

    k – поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность подачи сырья (k=1,0 – 1,1)

    Q = Qс*k/t = 33546*1,1/18=2050 т/час;

    Q = 2050/1,75=1171,4 м3.

    Цех измельчения работает непрерывно, т.е. 365 дней в году,24 часа в сутки. Производительность цеха измельчения:

    Q = Qобщ*k /365*24=10500000*1,1/8760=1318,5 т/ч;

    Q = 1318,5/1,75=753,4 м3/ч. 

    2.2. Выбор степеней дробления по стадиям дробления.

    Общая степень дробления:

    Sобщ = Dmax/dmax,

    где: Dmax – размер максимального куска материала до дробления, мм;

    dmax – размер максимального куска материала после дробления, мм.

    Sобщ = Dmax/dmax=1000/16=62,5;

    Sобщ = S1*S2*S3;

    Sобщ = 3,9*4*4=62,5;

    S1 = 3,9; S2 = 4; S3 = 4. 
 

    2.3. Определение размера максимальных кусков по стадиям дробления.

    d2 = Dmax / S 1=1000/3,9=256 мм;

    d5 = Dmax / S 2=1000/4,38=64 мм;

    d9 = Dmax / S 3=1000/4=16 мм. 

    2.4. Размер разгрузочных  щелей дробилок.

    z1=1,4; z2=1,8; z3=1,8;

    i1 = D2/z1=256/1,4=183 мм;

    i2 = D5/z2=64/1,8=35 мм;

    i3 = D9 =16 мм.

    Таблица 1.

    Максимальная  относительная крупность  продукта дробления (отношение размера отверстий сита через которое проходит 95% материала, к ширине разгрузочной щели дробилок).

Характеристики  руд Дробилки  крупного дробления Дробилки  среднего и мелкого дробления
Конусные (ККД) Щековые (ШКД) Нормальные  конусные Короткоконусные
Твёрдые

Ср. твёрдости

Мягкие

1,6

1,4

1,1

1,7

1,5

1,3

2,4

1,8

1,3

2,7

2,2

1,7

     

    2.5. Размеры загрузочных  отверстий дробилок принимаются на 10-12% более размера максимального куска, поступившего в дробилку:

    В1=1,2* d1 =1,2*0400=1200 мм,

    В2=1,2* d2 =1,2*256=307,2 мм,

    В3=1,2* d5 =1,2*64=76,8 мм. 

    2.6. Размеры отверстий  сит грохотов принимаются в пределах между размером куска, получаемого в данной стадии дробления, и размером выпускной щели дробилки.

    Принимаем:

    - для второй стадии грохочения: d5 ≥a5>b2:a2 =60 мм;

Информация о работе Прогнозная оценка обогатимости угля Ерунаковского месторождения по результатам минералого-технологических исследований»