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

    V_и – производительность, м³/ч:

    К_α = 1,0 – поправка на угол конусности гидроциклона , [стр. 27,1]

    К_D – поправка на диаметр гидроциклона, [стр. 83,1]: К_D¹ = 1,0, К_D² = 0,95, К_D³ = 0,91.

    d_п – эквивалентный диаметр питающего отверстия, см: d_п¹ = 13,  d_п² = 15, d_п³ = 21

    d – диаметр сливного патрубка, см: d¹ = 16,  d² = 20, d³ = 25

    V_и = 0,1^1/2 * 3*1,0*1,0*13*16  = 197,33 м³/ч

    V_и = 0,1^1/2 * 3*1,0*0,95*15*20  = 270,37 м³/ч

    V_и = 0,1^1/2 * 3*1,0*0,91*21*25  = 453,23 м³/ч

    Следовательно для заданной производительности по пульпе V=5204,9 м³/ч   необходимо:

    5204,9/ 197,33 = 26,38  ~  27 гидроциклонов D = 500 мм;

    5204,9/ 270,37 = 19,25 ~ 20  гидроциклонов D = 710 мм;

    5204,9/ 453,23 = 11,48 ~ 12 гидроциклонов D = 1000 мм.

    Проверяем нагрузку по пескам при диаметре пескового  отверстия ∆ = 15 см:

    Q / S * N = 2637,0 * 4 / ( 3,14*15²*27 ) = 0,55 т/ч*см²

    Q / S * N = 2637,0*4 / ( 3,14*15²*20 ) = 0,75 т/ч*см² 

    Q / S * N = 2637,0 * 4 / ( 3,14*15²*12 ) = 1,24 т/ч*см², 

    допустимо ( 0,5 – 2,5 т/ч*см² ).

    Определяем  достаточное давление на входе в  гидроциклон:

    Ро = (4206,02 / 3*1,0*0,95*13*16*27)² = 0,069 МПа,

    Ро = (4206,02 / 3*1,0*0,95*15*20*20)² = 0,06 МПа,

    Ро = (4206,02 / 3*1,0*0,95*21*25*12)² = 0,055 МПа.

    Определяем  номинальную крупность слива, которую  может обеспечить выбранный гидроциклон: dн = 1,5*√ ( D* d * βи ^тв / ∆ * K_D * ρ₀^0,5* (ρ_т – ρ )), мкм,

    Где: βи ^тв = 62,50 %– содержание твердого в исходной пульпе (см. водно-шламовую схему для измельчения и классификации).

    ρ_т  и ρ – плотность твердой и жидкой фазы, г/см³: ρ_т = 4,0   и ρ = 1,0.

    dн = 1,5*√ ( 50*16*62,5 / 15*0,95*0,069^0,5* (4,0 – 1 )) = 97,56 мкм,

    dн = 1,5*√ ( 71*20*62,5 / 15*0,95*0,06^0,5* (4,0 – 1 )) = 138,1 мкм,

    dн = 1,5*√ ( 100*25*62,5 / 15*0,95*0,055^0,5* (4,0 – 1 )) = 187,22 мкм.

    К установке принимаем 12 гидроциклонов диаметром 1000мм.

     

    3.5. Расчёт МШЦ для второй стадии измельчения.

    Проектируем к установке мельницы шаровые  мокрого измельчения с разгрузкой через центральное отверстие.

Таблица 8.

Условия измельчения.

 

    Удельная  производительность мельницы по вновь  образуемому расчётному классу определяется по формуле:

    q_α = q_αэ*К_и*К_к*К_β*К_д*К_т*Кт*Кφ*К_δ*Кψ, т/м³ час,

    где: q_α – заданная удельная производительность по классу -0,074 мм;

    q_αэ =1,2 т/м³ час;

    К_и – коэффициент, учитывающий измельчаемость  руды[стр.70,1];

    К_и =5,78,

    К_т = 0,85, поскольку в расчёте осуществляется переход от мельницы с разгрузкой через решётку к мельнице с центральной разгрузкой;

    К_к – коэффициент, учитывающий крупность питания[стр. 71,1];

    К_к =1,10,

      К_β- коэффициент, учитывающий крупность готового продукта[стр.72,1];

    К_β=1,01;

    К_д – коэффициент учитывающий диаметр мельницы;

    К_д=((Dн-2t)/(Dнэ-2tэ))^0,5, где

    D и Dнэ- соответственно номинальный  внутренний диаметр барабана  проектируемого к установке и эталонной мельницы, м.

    К_Д=((2,1-0,16)/2,7-0,19))^0,5=0,88

    К_Д=((2,7-0,19)/2,7-0,19))^0,5=1,00

    К_Д=((3,2-0,21)/2,7-0,19))^0,5=1,09

    К_φ- коэффициент, учитывающий заполнение мельницы измельчающей средой [стр.73,1];

    К_φ=1,0,

    К_ψ- коэффициент, учитывающий относительную частоту вращения мельницы [стр.74,1];

    К_ψ=1,

    Удельная  производительность мельницы по вновь  образуемому расчётному классу:

    q¹=1,2*5,78*1,10*1,01*0,88*0,85*1,0*1,0*1,0=5,8 т/м³ час,

    q²=1,2*5,78*1,10*1,01*1,00*0,85*1,0*1,0*1,0=6,6 т/м³ час,

    q³=1,2*5,78*1,10*1,01*1,09*0,85*1,0*1,0*1,0=7,1 т/м³ час,

    Зная  удельную производительность  g_i находим производительности мельниц разного размера по вновь образованному расчётному классу -0,074 мм.

    Qⁱ = gⁱ*V/(β₁₆-β₁₁), где

    Qⁱ – производительности мельниц соответствующего размера по вновь образованному классу -0,074 мм, т/час;

    Vⁱ – объёмы мельниц соответствующих размеров, м³;

    β₁₆,β₁₁ – содержание класса -0,074 мм в сливе классификатора и в питании мельниц, доли ед.

    Q¹=5,8*8,8/(0,60-0,80)=98,15т/час;

    Q²⁼6,6*18,0/(0,60-0,80)=228,46 т/час;

    Q³=7,1*22,0/(0,60-0,80)=300,38 т/час;

    Число мельниц находится по выражению:

    n_i=Q₁₄/Q_i,

    где Q₁₄=Q_11, - питание мельниц по исходному дробленому материалу, т/час.

    Полученные  при расчёте n_i, округляем в большую сторону до ближайшего целого числа.

    n₁=Q₁₄/Q¹=2277,3/98,15=23,2 ~ 24шт.

    n₂=Q₁₄/Q²=2277,3/228,46=10шт.

    n₃=Q₁₄/Q³=2277,3/300,38=7,6 ~ 8шт.

    К установке принимаем 8 мельниц  МШЦ-3200×3100. 
 

    Качественно – количественная схема дробления, грохочения, измельчения и классификации руды представлена на рисунке 3. 
 
 
 
 
 
 
 

                                                                Исходная руда

                                   γ₁=100,0%

                                                              Q₄=2050 т/ч

 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

    4. Выбор и расчёт схемы флотации.

    4.1. Схема прямой селективной флотации полиметаллической руды см. рис.4.

    4.2. Расчёт общего  баланса схемы  обогащения. 

    Исходные  данные:

    α _Cu^исх=0,8%;

    α _Zn^исх=2,8%;

    α _S^исх=25,0%.

    Принимаем извлечения металлов в концентрты такие  же, как и на Учалинской ОФ:

    ε_Cu^{Cu  к-т} = 71,80 %;

    ε_Zn^{Zn к-т} = 70,66 %;

    ε_S^{S к-т} = 73,0 %;

    Выход концентрата: γ=α*ε/β, %

    γ _{Cu к-т} =0,8*75,0/22,0=2,73%;

    γ _{Zn к-т} =2,8*75,0/55,0=3,82%;

    γ _{Py к-т} =25,0*75,0/49,0=38,27%.

    Выход хвостов: γ _хв =100- γ _к-т,%

    γ _{Cu хв} =100-2,73=97,27% ;

    γ _{Zn хв}=97,27-3,82=93,45%;

    γ _{Py хв}= 93,45-38,27=55,18%. 

    Извлечение  металла в концентрат и хвосты:

    ε_Me^к-т = γ*β/α и ε_Me^хв=100- ε_Me^к-т

    Медная  флотация:

    ε_Cu^{Cu к-т}=75,0%;

    ε_Cu^{хв Cu фл}=100,0-75,0=25,0%;

    ε_Zn ^{Cu к-т}=2,73*1,5/2,8=1,46%;

    ε_Zn^{хв Cu фл}=100,0-1,46=98,54%;

    ε_S^{Cu к-т} = 2,73*1,0/25,0=0,11%;

    ε_S^{хв Cu фл}=100,0-0,11=99,89%.

    Цинковая  флотация:

    ε_Cu^{Zn к-т}=3,82*1,0/0,8=4,78%;

    ε_Cu^{хв Zn фл}=25,0-4,78=20,22%;

    ε_Zn ^{Zn к-т}=75,0%;

    ε_Zn^{хв Zn фл}=98,54-75,0=23,54%;

    ε_S^{Zn к-т}= 3,82*1,5/25,0=0,23%;

    ε_S^{хв Zn фл}=99,89-0,23=99,66%.

    Пиритная  флотация:

    ε_Cu ^{Ру к-т}=33,27*0,5/0,8=23,92;

    ε_Cu^{хв Ру фл} =23,92-20,22=3,7%;

    ε_Zn^{Ру к-т}=38,27*0,5/2,8=6,83%;

    ε_Zn^{хв Ру фл}=23,54-6,83=16,71%;

    ε_S^{Ру к-т} =75,0%;

    ε_S^{хв Ру фл}=99,66-75,0=24,66%. 

    Содержание  металла в хвостах:β=ε*α/γ,%

    Медная  флотация:

    β_Cu^{хвCu фл}=25,0*0,8/97,27=0,21%;

    β_Zn^{хвCu фл} =98,54*2,8/97,27=2,84%;

    β_S^{хвCu фл} =99,89*25,0/97,27=25,67%.