/
Автор: Разумов К.А.
Теги: обогащение минерального сырья горные породы полезные ископаемые месторождения горная промышленность
Год: 1970
Текст
4
К. А Разумов
ПРОЕКТИРОВАНИЕ
ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ
ФАБРИК
УДК 622.7.001.2 (075.8)
II роектирование обогатителе
пых фабрик. Разумов К. А. Из,
3-е, перераб. и доп. М., изд-,
«Недра», 1970 г. 592 стр.
Рассмотрены методы выбор
и расчета схем обогащения п об.
гатительного оборудования, прим
пяемые при проектировании об
гатптельных фабрик; изложены ol
полные положения по разработя
генплана и размещению оборудбв
пня в цехах обогатительной фабрш
и по разработке техшшо-эконом
ческой части проекта фабрики. Пр
ведепы технические характерней!!
обогатительного оборудования и о
новные нормы и правила безопа,
пости, принимаемые при проекта
ровании обогатительных фабрик.
Таблиц 96, иллюстраций 151
библиография — 149 названий.
Рецензенты: докт.
наук С. Ф. Кузькин и ка\
обогащения полезных ископаели
Свердловского горного института и
В. В. Вахрушева.
тех;
фед/
3—7—4
139—70
ПРЕДИСЛОВИЕ
J Учебник «Проектирование обогатительных
фабрик», выпускаемый третьим изданием, зна-
чительно переработан по сравнению со вторым
изданием, выпущенным в 1965 г.
1В книге упрощены расчеты схем дробления,
•ереработаны разделы, относящиеся к выбору
1хем дробления и измельчения в связи с распро-
' *транением бесшарового измельчения. Проведена
унификация условных обозначений для аналогич-
ных разновидностей стадий дробления и измель-
чения. Схемы измельчения дополнены новыми
схемами, применяемыми на крупных фабриках*
построенных или реконструированных в п0"лед^_
чие годы,
В главе /У, -§. 5 изложен более Щочный метод
Йрасчета схем измельчения, в осьове которого
ижит распределение водъсГУ) продуктам клас-
сификации и характеристики крупности этих
продуктов.
Раздел «Схемы обогащения каменных углей»
новь написан Ю. А. Маковским.
Глава V «Выбор и расчет технологического
оборудования» дополнена сведениями, относящи-
мися к молотковым дробилкам, мельницам для
Зесшарового измельчения, гидроциклонам, струй-
ым и конусным сепараторам, флотационным
машинам, магнитным сепараторам, обезвожи-
вающим центрифугам и другому оборудованию.
' У прощенный тепловой расчет сушилок написан
заново.
В связи с вытеснением из практики механи-
ческих классификаторов и заменой их гидро-
циклонами существенно переработан параграф
о компоновке цехов измельчения. Даны примеры
•[установки гидроциклонов и компоновки цехов
'с мельницами самоизмельчения. Описаны пулъ-
1*
к?
t А. РАЗУМОВ
ПРОЕКТИРОВАНИЕ
Обогатительных
фабрик
Издание третье,
переработанное
и дополненное
Главы VI, VII и VIII
иереработаны
В. А. Перовым
•
Допущено Министерством выс-
шего и среднего специального
обравования СССР в качестве
учебника для студентов выс-
ших учебных заведений, обуча-
ющихся по специальности «Обо-
гащение полезных ископаемых»
ЛЗДАТЕЛЬСТВО «НЕДРА»
Москва 1970
Предисловие
неподъемные камеры и их применение прикол го
новке механических флотационных машин.
поиоеочные решения дополнены: сушильным
большой производительности для флотацио.
концентрата; гравитационной фабрикой
коренных оловянных руд; обогатительной фабгК^е'
кой с разделением угля в тяжелых суспензиях
при расположении оборудования в малоэтажном
здании. 1
Описаны достижения и способы автоматы cai-
ции на флотационных фабриках.
Все указания по строительной части даны
по действующим «Строительным нормам и пра -
вилам».
Последняя глава дополнена приложениями,"
содержащими методику и пример ориентапг
вечного подсчета капитальных затрат и ,'щ '
плуатационных расходов по цехам флотпацйоь i-
пых и магнитообогатн1иелы1ых фабрик, а так е
и по фабрике в целом.
Полностью переработаны приложения, уста - “°
машины исключены, характеристики
оборуооёб,', ''^ приведены по заводским данным ?
и дополнены . снами по новым прейскурантам.
Авторы еыражают благодр.рнс£Мъ проф. ,
докт. техн. С. Ф. Кузькину, канд. техн
наук А. П. pi, 1’бНлидову, канд. техн. Hayti
В. М. Арашкевичу за ценные указания в рецен •
зиях, инж. Ю. А. Маковскому — за написани г
раздела «Схемы обогащения углей», сотру дни ->
кам института Механобр инж. И. Г. Песни -
ровой, технику К. Р. Сибиляевой и сотруднику
института Гипрошахт инж. Т. В. Кононов
вой за помощь в составлении таблиц тех -
нико-зкономичкких показателей обогатитель ч
ных фабрик и технических характеристик обе-,
рудования.
ГЛАВА I
| ЧАСТЬ
I
И’(
т
V ь- -
Z
п
о
§ 1. Классификация обогатительных фабрик
с богатительными фабриками называются
промышленные предприятия, предназначенные для механической
бработки полезных ископаемых с целью выделения из них одного
или нескольких товарных продуктов с повышенным содержанием
п олезных минералов или с пониженным содержанием вредных
И римесей.
Обогатительные фабрики можно классифицировать в зависимости
цт ^(меняемых на фабрике обогатительных процессов или в зави-
симости от рода перерабатываемого полезного ископаемого.
При? изучении методов проектирования обогатительных фабрик
1,0* tee пользоваться классификацией по признаку применяемых
t ю^ .тительных процессов. По этому признаку различают фабрики:
флотационные, гравитационные, промывочные, магнитные, дробиль-
но-сортировочные и с комбинированными процессами обогащения.
Такая классификация, в известной мере, совпадает с классификацией
по признаку перерабатываемого полезного ископаемого.
\ Флотационные фабрики предназначены главным
образом для обогащения руд цветных и редких металлов, а также
и неметаллических полезных ископаемых.
На гравитационных фабриках наиболее часто
обогащаются угли, марганцевые руды и руды редких металлов.
На промывочных фабриках обогащаются руды
Черны" металлов — железа и марганца, а также фосфоритовые руды
в росс шные руды благородных металлов.
। Н( магнитообогатительных фабриках обо-
гащаю’-зя главным образом магнетитовые железные руды.
Дробильно-сортировочные фабрики
назначены для дробления и грохочения богатых железных
йзвестг (ков, для приготовления строительного щебня, для
ровки орючих сланцев и углей.
Фабрики с комбинированными и р о ц е с
обогащения предназначены для переработки многоминераль-
ных ру.д полезных ископаемых, например оловянных и вольфрамо-
вых руд, обогащение которых производится с применением процессов
гравитации, флотации и магнитной сепарации, или железных руд,
состоящих из смеси сильномагнитных и слябомагнитных минералов.
В последнем случае на фабриках обычно сочетаются магнитные и
пред-
РУД и
сорти-
сами
6 ибщая часть
гравитационные или же магнитные и флотационные процессы обо-
гащения. Железные руды с частично разрушенной пустой породой
обогащаются на и р о м ы в о ч н о г р а и н т а ц и о и и ы х фар;,
риках.
Комбинированные обогатительные фабрики строится пыже д >
переработки полезных ископаемых, у которых круннин пират ч цуц.
ность флотируемого минерала и соотношение плотное гоп минерало и--
позволяют применять для более крупных классов грани пщиоииьрй
метод обогащения, а мелкий класс направлять во флотацию. ПамриВ-
мер, гравитационные углеобогатительные фабрики часто имеют фло-
тационные отделения для обогащения угольных шламов. На рудны х
флотационных фабриках иногда руду предварительно обогащаю т
в суспензиях и выделяют при этом в хвосты крупную пустую порода I
§ 2. Основные понятия, терминология и условные обозначения
Т е х в о л. о г и ч е с к и о о и о р а ц и и операции мехаш \-
ческой обработки полезного ископаемого, производимые для изме-
нения его качества пли разделения па продукты различного качеству.
Схема обо г а щ о и и я графическое изображение сово-
купности технологических операций, которым подвергается полезное
ископаемое ла обогатительной фабрике.
Схема обогащения, содержащая данные о качестве обрабаты-
ваемого полезного ископаемого и получаемых продуктов его обро
ботки, а также данные о режиме обработки в отдельных операциям,
называется качественной, а схема, содержащая данные
о количестве обрабатываемого полезного ископаемого и продуктов
обработки, — количественной. Обе эти схемы обычно со-
вмещают в одну к а ч е с т в е и п о - к о л и ч о с тленную
схему обогащения.
Схема обогащения, отражающая только главные особенности
качественной схемы, называется и р и и ц и и и а л ь и о й.
Схема обогащения, содержащая данные о количестве воды.,
добавляемой в отдельные операции и продукты, и о количестве водш
в отдельных продуктах и операциях, называется шламовой’.
Схема цепи аппаратов — графическое изображение
пути следования полезного ископаемого и продуктов его обработку
на обогатительной фабрике через аппараты с указанием типа, раз-
мера и числа аппаратов.
Стадия обогащения — совокупность операций обф-/
гащеиия, производимых с исходной рудой или с дробленым до опре-
деленной крупности продуктом. Например, если руда измельчается
до 2 мм и после этого подвергается отсадке и концентрации без до-
полнительного измельчения каких-либо промежуточных продуктов,
то такая схема будет включать лишь одну стадию обогащения неза-
висимо от числа отдельных операций обогащения руды в отсадочных
Основные понятия, терминология и условные обозначения 7
машинах и на концентрационных столах. Но если промежуточные
продукты, получаемые при обогащении руды, будут дополнительно
измельчаться до меньшей крупности, например до 0,5 мм, и после
этого повторно обогащаться, то такая схема будет включать уже две
стадии обогащения.
Цикл обогащения — обособленная группа операций
обогащения полезного ископаемого, обладающих общими призна-
ками, о тосящиммся к качеству ископаемого, к цели обогащения
или к самому процессу обогащения и его режиму. Например, если
бхема обогащения вольфрамитовой руды включает концентрацию
на столах и магнитную сепарацию концентрата столов, то такая
схема будет содержать два цикла — концентрации и магнитной
сепарации.
При флотации свинцово-цинковых руд различают циклы свин-
цовой, цинковой и коллективной флотации. Все операции свинцо-
вого цикла имеют общую цель (отделение свинцовых минералов
от всех других) и характеризуются общностью реагентного режима.
Операции циклов цинковой и коллективной флотации также имеют
свои общие для каждого цикла признаки.
Условные обозначения технологичес к и х
показателей и основные соотношения. В фор-
мулах приняты следующие обозначения и правила написания тех-
нологических показателей:
все абсолютные показатели — в тоннах в единицу времени;
все относительные показатели — в долях единицы или в процен-
тах; '
нижний индекс показывает номер продукта или операции в схеме,
номера продуктов обозначены арабскими, а номера операций —
римскими цифрами;
верхний индекс указывает характерную для данного класса
крупность зерен (максимальную, минимальную, среднюю) или
является обозначением какого-либо компонента, содержащегося
в продукте;
Qn — вес сухого продукта с номером п (соответственно Q± —
вес сухого исходного питания обогатительной фабрики);
уп — — выход продукта по отношению к исходному пита-
нию фабрики;
- _ Qn
Вес продукта, поступающего в операцию выход продукта по
отношению к питанию операции (частный выход);
₽п — содержание в продукте расчетного компонента (металла,
минерала, расчетного класса крупности и т. п.);
Др,'? — содержание в продукте узкой по крупности фракции со
средней крупностью й;
рУг — содержание в продукте класса крупностью от 0 до d\
8
Общая часть
fit/1 — содержание в продукте класса крупное d;
₽n“+d — содержание в продукте класса крупностью —а + d;
Рп = Qnfin = CiTnPn — вес расчетного компошш гв в продукте
(соответственно Рг = — вес расчетного компонента и исходном
питании фабрики);
Рп СлРя ТпРл
с„ = = -^г7г- = - g - — извлечение компонента и продукту п
Pi <zipi pi
по отношению к исходному питанию фабрики (общее извлечение);
еп — извлечение компонента в продукте п по отношению к пи-
танию операции (частное извлечение) или, если этот показа техъ.
относится к операциям грохочения, общая эффективность грохочения
в операции п по классу зерен размерами, меньшими отверстий сита
грохота;
а — размер отверстий сита грохота, мм;
d — крупность зерна, мм;
I — ширила выпускной щели дробилки, мм;
s — степень дроблении (измельчения);
ДРй/ — приращение класса d в операции дробления с номером-т.
§ 3. Содержание и объем проекта обогатительной фабрики
II р о е к т ом об о г а т и т о л ь и о й ф а б р и к и назы-
вается комплекс технических документов, необходимых для осуще-
ствления строительства, монтажа и эксплуатации будущей фабрики.
Проектирование обогатительных фабрик осуществляется проект-
ными институтами, специализированными конторами и трестами.
К проектированию обогатительных фабрик предъявляются сле-
дующие основные требования:
1) рациональное и комплексное использование минеральных
ресурсов; для повышения рентабельности проектируемой обогати-
тельной фабрики необходимо изыскивать пути использования отхо-
дов производства;
2) обеспечение высокой производительности труда, достигаемой
интенсификацией технологических процессов, применением высоко-
производительного оборудования, комплексной механизацией про-
изводственных процессов, автоматизацией контроля и управления
производством;
3) использование типового оборудования и строительных кон-
струкций, типовых проектов отдельных компоновочных узлов и
цехов, а при переработке однотипного сырья — типовых проектов
обогатительных фабрик в целом;
4) использование возможностей кооперирования проектируемой
фабрики с другими, предприятиями района при решении вопросов
о снабжении фабрики электроэнергией, водой, устройстве жилых
поселков, канализации, транспорте, противопожарной охране, об-
служивании оборудования фабрики ремонтом и т. д.;
Содержание и объем проекта обогатительной фабрики
9
5) изыскание наиболее экономичного решения генерального плана
проектируемой фабрики путем компактного размещения ее цехов на
промышленной площадке, а при возможности — размещения цехов
в общих корпусах;
6) не допускать излишеств в объемах и площадях производствен-
ных, конторских и бытовых помещений, а также во внешнем и вну-
треннем их оформлении;
7) обеспечение безопасных условий труда на фабрике.
Обогатительная фабрика является промежуточным звеном между
рудником и металлургическим заводом или предприятием, перера-
батывающим фабричные концентраты и другие продукты обогащения.
Поэтому проект фабрики должен быть тесно увязан с проектами
рудника и металлургического завода в отношении их производи-
тельности, кондиций на качество подаваемого на фабрику сырья
и выпускаемых ею концентратов, графика их подачи, рода приме-
няемого транспорта и т. д.
В июне 1969 г. Центральный Комитет КПСС и Совет Министров
СССР приняли постановление «Об улучшении проектно-сметного
дела» *.
Этим постановлением министерства и ведомства СССР, Советы
Министров союзных республик и их проектные организации обязы-
ваются: «организовать проектирование на основе максимального
учета новейших достижений науки и техники с тем, чтобы строя-
щиеся и реконструируемые предприятия ко времени их ввода в дей-
ствие были технически передовыми и имели высокие показатели
по производительности труда, себестоимости производства и качеству
продукции, а по условиям труда отвечали сов,ременным требованиям;
обеспечить в проектах применение наиболее экономичных схем:
транспортных потоков сырья и продукции, рациональное исполь-
зование застраиваемой территории и производственных площадей,
улучшение качества строительной части проектов и архитектурного
оформления зданий и сооружений, устройство удобных бытовых
помещений;
создать такие условия работы в проектных организациях, при
которых проектировщики имели бы широкую возможность прояв-
лять творческую инициативу в выборе наиболее прогрессивных эко-
номичных решений при проектировании».
Проектирование обогатительных фабрик ведется, как правило,
в две стадии — сначала разрабатывается технический проект, а за-
тем на основании утвержденного технического проекта — рабочие
чертежи [53]. При строительстве фабрик с простой и освоенной тех-
нологией министерства и ведомства СССР и Советы Министров
союзных республик могут разрешить проектирование в одну ста-
дию — тсхпо-рабочий проект.
* Газета «Правда» за 22 июня 1969 г., № 173/18586/.
10
Общая часть
Технико-экономическое обоснование (Т1Ю). Проектированию
обогатительном фабрики должна предшествовать разработка тех-
нико-экономического обосновании целесообразности ее строитель-
стве! или расширения. ТЭО разрабатывается на основе перспектив-
ного плана развития отрасли промышленности, в которую войдет
фабрика.
В ТЭО рассматриваются следующие вопросы: роль проектируе-
мой фабрики в увеличении производительности отрасли промышлен-
ности; обоснование выбора производительности и района строитель-
ства фабрики; соображения о производственном и хозяйственном,
кооперировании; влияние проектируемой фабрики на другие отрасли
промышленности, требования к другим отраслям промышленности;
соображения о величине капитальных вложений и себестоимости
продукции; сопоставление ожидаемых технике экономических пока-
зателей с показателями аналогичных отечественных и зарубежных
фабрик; соображения о необходимоегн дополни сольных исследова-
тельских работ пород разработкой проекта фабрики.
Для крупных иреднрпя i пн ’!”>< > разрабатывается нроектируЭ
ющей организацией а для пооолыпнх
министерства. '(")<) рассматривается и
ством.
гл а ни ы м у и ра влепиеих
у гпор.кдао ген
министерш
Технический проект разрабатывается на основе утверждении ч
задания па проектирование и ТЭО и имеет назначение: найти наи-
более экономичный способ обогащения полезного ископаемого!,
обеспечивающий получение высоких технологических показателей
при наименьших эксплуатационных расходах и наибольшей эффек-
тивности капитальных вложений; установить возможность осу-
ществления строительства обогатительной фабрики и намоченные
сроки; определить ее сметную стоимость и установить основные
технико-экономические показатели.
Технический проект, как правило, должен содержать следую-
щие части: общая пояснительная записка с кратким изложением
содержания проекта; технико-экономическая; генеральный ила
и впецехоной транспорт; технологическая с разделом «Автомати-
зация процесса»; организация труда и система управления произ-i
водством; строительная; организация строительства; сметная;
жилищпо гражданское строительство; паспорт проекта.
Материалы по энергоснабжению включаются в технологическую)
часть, а материалы по водоснабжению, канализации, хвостовому
хозяйству, отоплению и вентиляции — в строительную часть. При
проектировании крупных обогатительных фабрик эти материалы
могут быть выделены в самостоятельные части. Наоборот, при про-
ектировании фабрик небольшой производительности номенклатур?
частей технического проекта может быть умоиышша включение л
материалов по генеральному плану и транспорту в строительную
часть.
Содержание и объем проекта обогатительной фабрики 11
В отдельных частях технического проекта обогатительной фаб-
рики разрабатываются следующие вопросы.
( I. Общая пояснительная записка. Основание
для разработки проекта, производительность по сырью и концен-
тратам, основные проектные решения, технико-экономические
? показатели, капитальные вложения, очередность строительства
и сроки ввода в эксплуатацию.
II. Технико-экономическая часть. Обоснова-
ние выбора места строительства, производительности и очередности
строительства обогатительной фабрики. Характеристика сырьевой
базы фабрики по запасам и сортам полезного ископаемого. Способ
доставки полезного ископаемого на фабрику. Источники и способы
снабжения фабрики водой, энергией, материалами. Режим работы
фабрики и отдельных ее цехов. Производственные связи проекти-
руемой фабрики с другими предприятиями. Кооперирование со
смежными предприятиями. Определение потребности в основных
категориях рабочих, ИТР и уровня заработной платы. Произво-
дительность труда, уровень механизации и автоматизации произ-
водства, энерговооруженности. Жилищное строительство — объем
и стоимость, местонахождение рабочего поселка, характеристика
I1 зданий в отношении этажности, материалов, инженерного оборудо-
вания. Развитие строительной базы, необходимое в связи со строи-
тельством, и затраты на это развитие. Анализ капитальных вложений
jH основных средств предприятия, стоимость обогащения тонны
I .'Иырья и себестоимость концентратов. Основные технико-экономи-
’ веские показатели и сравнение их с аналогичными показателями
действующих передовых отечественных и зарубежных обогатитель-
( пых фабрик и с ранее разработанными проектами. Анализ экономиче-
j ской эффективности строительства. Требования к отраслям народного
' ^хозяйства, возникающие в связи со строительством обогатитель-
„дой фабрики, данные о проведении необходимых иаучио-исследо-
iiaTenbCKiix и опытно-конструкторских работ.
с. III. Генеральный план и внецеховой транс-
и орт. Планирование расположения зданий, цехов, сооружений,
.кладов, железнодорожных путей, безрельсовых дорог и других
/ /коммуникаций на промышленной площадке обогатительной фаб-
1ИКИ .
_ ’V. т е х н о л о г и ч е с к а я часть. Характеристика сырья
отношении его вещественного состава, содержания полезных
.^понентов, минералогического состава, характера вкрапленности
°-5ззных минералов, влажности, наличия глинистых примесей или
нарушенной пустой породы, плотности и насыпного веса, грану-
лометрического состава. Анализ исследований по обогащению
* Подробнее о генеральном плане обогатительной фабрики см. главу VI.
12
Общая часть
Содержание и объем, проекта обогатительной фабрики
13
и результатов работы действующих обогатительных фабрик, перера-
батывающих аналогичное сырье. Выбор качественной схемы обога-
щения с обоснованием запроектированных технологических пока- l“r vilY
зателей. Количественная и шламовая схемы обогащения и балансы,, А™" Устаи“
Определение потребности в кадрах для строительства фабрики, меро-
; ^приятия по обеспечению жильем строителей.
гаЮщая стоимость строительства обогатительной фабрики и отдель-
ных ее объектов *.
Если в техническом проекте предусматривается использование
типового проекта, то в этом случае в проекте разрабатываются только
{несколькими очередями, технический проект в полном объеме разра-
батывается только для первой очереди строительства. Материалы
г, 1яо строительству последующих очередей фабрики разрабатываются
l[fHib в объеме, необходимом для решения вопросов генерального
I, ана, внецеховых коммуникаций, для определения технико-эко-
они 1 |омических показателей и полной стоимости строительства. На каж-
эак- 'У10 ПОСЛСДУ10П|.УЮ очередь строительства фабрики разрабатывается
Отдельный технический проект.
| Пояснительная записка технического проекта должна быть ясной
Yr краткой. Не допускаются алгебраические и арифметические вы-
^ладки, связанные с технологическими и другими расчетами. Ука-
t и конечные результаты таких
Чечетов.
Технико-экономические расчеты для сравнения конкурирующих
вариантов проекта производятся на основе типовых или ранее выпол-
ненных проектов по укрупненным показателям на единицу объема,
площади, длины, веса и т. д. Например, стоимость зданий подсчи-
тывается по стоимости 1 ж3 их объема, стоимость железнодорожных
— по Длине и стоимости 1 м пути. Допускаются иллюстра-
РЦи расчетов графиками, схемами и фотографиями.
.'^ Графическая часть технического проекта
Щ-Ьтавляется в минимально необходимом объеме и включает: совме-
по полезным компонентам и воде. Выбор типа, размеров и количеству
основного оборудования; сравнение и выбор вариантов размещения
основного оборудования в отдельных цехах. Сравнение и выбор
вариантов внутрицехового транспорта, определение емкостей бун- L4TTri_„„ nomnmi„. „
коров, складов, выбор транспортного оборудования. Производствен- ГТПР°ЯС“’ . Решенные ® типовом проекте, выбор промышленной
ный дренаж сливных вод фабрики. Опробование, контроль и авто I ^“собы SSZr “Л₽ЬеваЯ база фабрики’
матизация технологического процесса. Реагентное хозяйство (для V™ ” коо™^^^ основными материальными
флотационных фабрик). Организация ремонта оборудования и ре- <»есУРсами> кооперирование фабрики с другими предприятиями,
монтсюе хозяйство фабрики, включая выбор подъемно транспор А ^^^^/ХаХ^Да^ЛТ ст₽°™ьства’ технико-эко-
приспособлений. Выбор схемы электроснабжения фабрики и элек7дай плотаттк„ ппивячкя чпятт4” „И "лак и данные о строитель^
трооборудования, расчеты установленной и потребной мощностипривязка здании и сооружении к топографической
трансформаторных подстанций, годовое потребление электроэнергии'!& % °™е™и здании и вертикальная планировка; внешние сети
и расхожее на 1 т сырья. Потребность в топливе, реагентах и мате- С АТТТ И удаления хвостов, электроснаб-
1м к г ящния, транспорта и другие необходимые уточнения рабочих чер-
‘"“г.!, применяются тилевые или ранее выполненные проекты, то»“ ПРоекта "I™ привязывании к участку строитсль-
приводятся обоснования их выбора и укрываются тенор™ при-т Когда сл)оительсто обогамтельиой фабрш1и осущеямяется
мене иных типовых проектов. несколькими очепеттямтг тииотт-от ппым.-т в „/-.тг,./.,, ./.потт г,оопо_
V. О р г а н и з а ц и я труда и система у п р а в л е-
ния производством. Режим труда и отдыха, штаты L
трудящихся, мероприятия по технике безопасности. Организация'!
управления производством с современным техническим оснащением £
VI. Строительная часть. Планы и разрезы основны^
зданий и сооружений первой очереди строительства, если <
строятся по индивидуальным проектам в масштабе 1:200. Харак-
теристика основных зданий и сооружений, подлежащих строитель-
ству по типовым проектам, с указанием в табличной форме площадей,
объемов и размеров зданий и сооружений, типа конструкций и мате^
риалов. Описание решений по бытовому обслуживанию, трудящихся fC;™ я лишГисх Ае^пможетия
обогатительной фабрики. Определение расходов воды. Выбор источ/«к— __
ников водоснабжения, выбор площадки для хвостохранилища ijii
метода укладки хвостов, выбор способа очистки сточных фабричны^ •’
вод. Выбор схемы водоснабжения, канализации и санитарного обгг
рудования. Определение количества тепла и энергии для отопления
вентиляции и кондиционирования воздуха. Выбор систем и ос>
кого оборудования для отопления, вентиляции, аспирации и ml
улавливания. W
VII. Орга и и зация строительства. План и eV'
фики строительства обогатительной фабрики, описание методе
потребности в строительных материалах и механизмах, в электрР'Г*ратов со «ВДФикациеи оборудования, конструктивные планы
энергии, воде и паре, источники удовлетворения этих потребностей- I
Иодробпое о сметной части проекта см. главу VIII.
10
14
Общая часть
об
НН
ст
по
фа
М(
ПС
ст
К(
1'1
со
П]
за
фа(
тс
10
м
CJ
з;
б<
о'
п
п
п
с
т<
II
с
и
3
в
я
ч
X
В
W
о
ч
л
ч
и разрезы производственных цехов с нанесением на них основного
0^ ----------— —...... т.IУ . Г.’I"
НИЯ, 1
план местности с указанием места .
вода, места забора воды и привязок фабричных инженерных сете
к государственным. Масштаб чертежей, изображающих планы :
~~~ • •гчг\ лг--£--,--- T.TTQ
I (всеми видами коммуникаций.
Содержание и объел проекта обогатительной фабрики 15
В составе технического проекта должны быть: спеписЬикапия
ХГд^иГ7Х^ °Т°ВИОе °б°₽уд“’ ^ь-ные ведомости на Ттальное
₽У генеральный план обогатительной фабрики, ситуационны^П₽ибо?ы’ кабель"УЮ продукцию,
1 для хвостохранилища, хвостопро-Д1, ’ металл для металлоконструкции и основные строительные
те риалы .
„„______ ___ Технический проект со сводной сметой и объектными сметами
iwxoB 1 • 200 и веже 1 100 Масштаб генерального план ?ослс его утверждения является основанием для финансирования
3”Грс.°бАнЛWp-и? " ё—
гласовании намечаемых проектных решений является акт о выбор j°^орудоваИию- Рабочие чертежи подразделяются на
птгоппики строительства предприятия, составляемый комиссиейс ертежи, на которых указывается расположение оборудова-
созпавчемой министерством или ведомством — заказчиком. В состЛг ’ ’’ Дуальные чертежи, разрабатываемые в объеме, необходимом
ХХи bLi“tc^г представители: заказчика, генеральной пр\>« осуществления строительных и монтажных работ. В общих чер-
ектпой организации генерального подрядчика, исполкома местногйр^ производится окончательная увязка генерального плана обо-
совета депутатов трудящихся, местных органов ГосударственнЬи^сдас ши фабрики, увязка строительных конструкций с обору-
управления жсловиеи дороги ШС._ « “<=«» дельных рабочих: черней входят: ,ертежя установки
шкримгр, Министерства морского ^логического, транспортного, энергетического и другого обору-
РСФСР и другие заипторесовапныЛРаж.ня и связанных с этим оборудованием коммуникаций (подводка
Ьент^ение обрабатываемых продуктов, подводка воды, энергии,
йург 'ые и регулирующие механизмы, аспирационные устройства,
J "(ьольно-измерительная аппаратура, рабочие площадки и пере-
t J'?HH т. и.); чертежи сетей и устройств энергоснабжения, освеще-
"-автоматизации, сигнализации, водоснабжения, отопления, всн-
,дцИИ, канализации и других сетей; архитектурно-строительные
ехно-раоочему । мрислту д» г»', ~ плаиы по этажам, разрезы и фасады зданий, монтажные
'гогпшовывается' с‘ подрядными организациями. РабочиеЧт'?яи строительных конструкций; общие виды и детальные чер-
пазпчботанные в соответствии с техническим проектом^ Л-нетиповых элементов и конструкций — чертежи фундаментов
, разработанные^ в соотвеге Zoi> 7ДОвания и зданий в С00тветствии с уточнсннь1МИ инженерно-
Т^г^ришптые в пноекте строительные конструкции и материал^'' ^^ическими данными; чертежи нестандартного оборудования
1 шзации строительных и монтаяшых работ и мето<Н faC оборудования, на которое проектной организацией разра-
строительства согласуются со строительной opra-WjM технические задания на конструирование).
которая будет вести строительство обогатительной^ ^11' С1роительстве обогатительной фабрики или отдельных ее
которая оудет вост ц ] yg по типовым проектам разрабатываются только чертежи
IJ3KH типового проекта к строительному участку и необходимые
" . гительные чертежи к типовому проекту (например, при сня-
‘V с производства отдельных машин, примененных в типовом про-
П3* и замены их другими машинами).
стерства энергетики. В необходимых случаях привлекаются дру-
гие министерства и органы, например, Г'
флота СССР и речного флота 1
министерства и ведомства.
Технический (техно-рабочий) проект, разработанный в соотве< Л
ствии с действующими нормами и правилами, не подлежит согласоь'Я
нию с органами государственного надзора. При частичном отступлМ
нии от действующих норм и правил проектные решения в этоУЙ
части согласуются с органами, утвержденными нормы и правила.
Смета к техническому (техно-рабочему) проекту до его утвер-j
ждения согласовывается с j -
чертежи,
согласованию не подлежат.
I 11Ш1V11IIV4г111> ,U£ZW— г----
средства механизации строительных и Монтажных работ и мето;
организации < ~
нивацией, которая будет вести строительство
фабрики.
Технические (техно-рабочие) проекты по стройкам сметнЬп
стоимостью 2,5 млн. рублей и выше утверждаются министерства^!
и ведомствами СССР и советами министров союзных республик
Технические проекты наиболее крупных предприятий утверждают!1 ’
Советом Министров СССР по представлению министров и ведомсЖ
СССР и советов министров союзных республик.
При внесении в технический проект изменений, обеспечива! '«
щих повышение эффективности производства, он подлежит пер i
утверждению. м
* Цопое, нестандартизпрованное оборудование в спецификацию не вклю-
' а Для этого оборудования в техническом проекте разрабатываются тех-
। । лпцания на проектирование.
Исходные данные для проектирования обогатительной фабрики
17
10
16
Общая часть
об
HP
ст
ПС
ф.
м<
Л(
С'1
к<
"I
((
II
ai
Ф-'i
Т(
10
м
и:
б
о
п
т
п
с
т
п
с
и
II
7Г
Ч
X
Г
X
с
г
J
многократно повторяющихся однотипных цехов и сооружении го
пни и сооружении, подъездных путей и растительного покрова;
давление господствующих ветров, количество осадков, колебания
; характеристика местных строительных материалов;
совершенной технологии обогащения полезных ископаемых.
кий составы воды и механические примеси в ней; источники элек-
ротребители; сроки и очередность строительства; ориентировочные
При разработке рабочих чертежей составляются уточненн;1мерЫ капитальных вложений и предельно допустимые удельные
ведомости на материалы, конструкции, металлопрокат, армату) раты на единицу годовой производительности фабрики; ориен-
приборы и др. овочпые показатели стоимости обработки 1 т сырья и себестои-
Количество рабочих чертежей должно быть минимально готовой продукции.
ходимым для осуществления строительных и монтажных работ Д а ц ц ы е о промышленной площадке: топогра-
Типовое проектирование имеет целью обеспечить строительс: ,е(.1СИ план местности в горизонталях с указанием существующих
многократно повторяющихся однотипных цехов и сооружений го1111И и сооружений, подъездных путей и растительного покрова-
выми проектами и рабочими чертежами. Типовое проектироваг та11 и физические свойства грунтов, допустимые на них нагрузки,
включает также разработку правил производства строительн жсыь и СОстав грунтовых вод, глубина промерзания грунта;
работ. :----------- -- - - -
При составлении типовых проектов должно предусматривав |1Сратуры; характеристика местных строительных материалов;
применение ~ высокопроизводительного оборудования и наибо Очиики водоснабжения, их дебит, химический и бактериологи-
совершенной технологии обогащения полезных ископаемых. кий составы воды и механические примеси в ней; источники элек-
В первую очередь типизируются обогатительные фабрики, Щ снабжения и их характеристика.
назначенные для переработки однотипного сырья, цехи дроблетф)
и тонкого измельчения, отдельные компоновочные и констрЧ
НЫе УЗЛЫ. I . , г_“ .......................... W1„DJUI
При применении проектными и строительными оргарщза^ Х1ири;Орта; условия получения и отпускные пены на электроэнер-
утвержденных типовых проектов запрещается их перерцботг « тт 1 -
исключением внесения в рабочие чертежи изменений, связа
с привязкой зданий и сооружений к участкам строительств;’
- -'-ч Ь циисшш
§ 4. Исходные данные для проектирования обогатит^‘адцй фаЖеы’,а иные
„ .. v B°ni - '^аувития
Для разработки проекта обогатительной фабрь
иметь: задание на проектирование, топографическиедцд/нже?
геологические данные по промышленной площадке, экономий]|
данные о районе строительства, основные данные по горной_
проекта, нормативные материалы, данные о резул cwx
тельских работ по установлению вещественного соста!.^
таниям обогатимости полезного ископаемого.
Задание на проектирование обога
ной фабрики составляется министерством или
кон омические данные о районе строи-
с т в а: характер и перспективы промышленного развития
^тедьц топливные ресурсы и стоимость местного топлива; условия
Гводу; наличие и стоимость основных материалов, необходимых
Эксплуатации проектируемой фабрики; возможность обеспече-
кабрики рабочей силой и размещения рабочих в существующих
ь|ражх поселках.
। горной части проекта: календарный
U б /УЭб’ ^азвития РУДника с указанием сортов полезного ископаемого
шео 1ь1аводительности п0 сортам в отдельные периоды эксплуатации
Л1«а; содержание полезных компонентов и вредных примесей
<п.Чьных сортах полезного ископаемого, возможные колебания
•jI^Ba его за период эксплуатации месторождения; характеристика
(i i кости полезного ископаемого и другие физические его свойства,
лшт8гности влажность, содержание глины, плотность и насыпной
трафик поступления полезного ископаемого на обогатительную
т_и 1 [°^ку в течение года, недели, суток и вид транспорта от рудника
----- _ г----- ~ дирег,
предприятия при участии проектной организации в соотвеЧ формативные материалы: нормы технологического
с утвержденным 1DO и перспективным планом развития , <?,( !и1Ир011апи?г; типовые проекты обогатительных фабрик, отдель-
рмонахов, технологических узлов и зданий вспомогательного на-
I Мс’Ния; ГОСТ на оборудование, сырье и готовую продукцию;
иссл I
по |
отрасли промышленности. Задание утверждается той же и;1
цией, которая будет утверждать проект фабрики.
В задании на проектирование фабрики указываются: оснс
для проектирования (постановление Совета Министров СССГу
каз по министерству и т. д.); район или пункт строительств (
рики; производительность фабрики по готовой продукции
руде; источники снабжения сырьем и утвержденные запасы '
кого ископаемого в месторождениях, на базе которых строит
рика; источники снабжения фабрики водой и электроэн
намечаемое производственное и хозяйственное кооперирование!,
гимн предприятиями; кондиции на готовую продукцию фаб/
* ь,
iJ'C'fjcn.
II'К СКВ'
^вопожарные и санитарные нормы строительного проектирова-
с 'унитарные правила спуска промышленных сточных вод в об-
Лшые водоемы, выброса дыма сушильных печей и запыленного
а в атмосферу; нормы естественного и искусственного
лия; нормы и требования Гражданской обороны; нормы без-
рти; правила устройства и эксплуатации электроустановок,
[X проводок и подъемных механизмов; правила хранения
ленения ядовитых веществ; прейскуранты на оборудование,
)каз 107 5
Я8
Общая часть
Требования к качеству концентратов
19
10
of
in
ci
ll<
Ф
M
II
(•/
It
II
(’<
II
;i>
фЛ
т
к
A
(
:i
f
<
J
7
Г
(
4
I
(
I
I
ценники на монтаж оборудования; справочники укрупненный § 5. Требования к качеству концентратов
сметных норм па строительные работы; прейскуранты на руду
концентраты, топливо и материалы; тарифы на перевозку; норм. Требования к качеству концентратов определяются Государст-
накладпых расходов на строительные и монтажные работы; кормленными общесоюзными стандартами (ГОСТ) или техническими усло-
амонтизационных отчислений; тарифные сетки и ставки; норм Циями (ТЪ) министерств и комбинатов. Ниже приведены данные о со-
начислений на заработную плату; длительность отпусков для о-Ьржаниях основных полезных компонентов и вредных примесеи
дельных категорий трудящихся; нормы отчислений на охран* концентратах руд цветных и черных металлов и углей *
1 |Свинцовыеконцентраты перерабатываются шахт-
ТРУДЛ а н ные о результатах исследовательски Дой и реже горновой плавкой. Для горновой плавки требуются кон-
по испытаниям обогатимости поле з'центраты с содержанием свинца не ниже 70%, содержание вредных
и о го ископаемого. Для выбора качественной схемы обс^римесей SiO2 <2%; Си <1,5%; Zn<2,5%; Fe <8%. Для
гашения необходимо иметь: минералогический и химический аналиюшахтной плавки наиболее вредными примесями в концентратах
полезного ископаемого; характеристику вкрапленности минералогявляются цинк и медь^Пределы содержания в концентратах свинца
Цинковые концентраты перерабатываются на ди-
стилляционных и электролизных заводах. Наиболее вредной при-
Гяедь и мышьяк), содержащееся главным образом в минералах —
ширите и пирротине и в виде изоморфной примеси в самом сфалерите.
Ш Пределы содержания в концентратах цинка и железа: 53—40% Zn;
1ГЦ16% Fe.
|вкМедные концентраты поступают после обжига в от-
Ьажстельные печи для выплавки штейна. Содержание меди в кон-
/Мцентратах колеблется в широких пределах в зависимости от химиче-
•ЙЬлркд состава полезного минерала и от характера прорастания
<4 ’Чьфидов меди с другими минералами. Поэтому для каждой обо-
дрительной фабрики установлены свои кондиции на содержание меди
“'‘"онцентрате: 45—10% Си. Вредными примесями в концентратах
.ляются цинк и свинец, а при больших содержаниях — глинозем.
111 Для медных концентратов свинцово-цинковой промышленности
"'тановлены следующие пределы содержания меди, свинца и цинка:
м"-11% Си; 7-19% РЬ; 6-19% Zn.
1,1 Молибденовые концентраты потребляются в ос-
iKBHOM металлургической промышленностью. Наиболее вредными
цщмесями в концентратах являются фосфор, мышьяк и олово (не-
желательны кремнезем и медь). Пределы содержания в концентратах
4)й\ мсйибдена и вредных примесей: 50—47% Мо; 5—7% SiO2; 0,07—
cj ii,15% Р; 0,5-2,0% Си; 0,07% As; 0,07% Sn.
- - ч- * Вольфрамовые концентраты используются глав-
- - — г-, -—---jy ~X" JT ~jj.
ногЙонцеятратах являются фосфор, мышьяк, олово, сера, медь и крем-
ТТтГСГ IVTTI'rriTIT TV ТГ -----
]
4
~ :л обогатимости поле з’центраты с содержанием свинца не ниже 70%, содержание вредных
~ -----------Для выбора качественной схемы обсрримесей SiO2 <2%; Си <1,5%; Zn <Г ~ '
гащения необходимо иметь: минералогический и химический анализДОахтной плавки наиболее вредными примесями в концентратах
полезного ископаемого; характеристику вкрапленности минералогявляются цинк и медь. Пределы содержания в концентратах свинца
материалы, характеризующие степень разрушенности ископаемоти вредных примесей: 70—30% РЬ; 2,5—12% Zn; 1 5_4% Си
естественными процессами, содержание в ископаемом глины, w Цинковые концентраты перерабатываются на ди-
вичных шламов; содержание внешней влаги; характеристику, Аугилляционных и электролизных заводах. Наиболее вредной при-
мости и максимальную крупность ископаемого; результаты исп ' 1г<рсью в концентратах является железо (нежелательны также свинец
обогатимости по наиболее перспективным схемам, отличаю^ Чрйу— ~ —--------' ------- ---- " ' ”
числом стадий и крупностью материала, поступающего в тора/
ные стадии. 1 [1,гТ~
Для расчета количественной и шламовой схем необходимо Ъу- ,
характеристики крупности дробленых продуктов; данные о сор го ’
нии полезных компонентов в продуктах отдельных операций
ные и общие извлечения полезных компонентов в отдельных !
циях; оптимальные отношения жидкого к твердому в n;L
и в продуктах отдельных операций; удельные расходы свежейц
добавляемой в отдельные операции. Ч
Для определения производительности оборудования неоХфаЦ
иметь результаты испытаний или практические данные, которца,
зволили бы установить норму удельной нагрузки. Для ifepJ
флотационных машин, контактных чанов и обезвоживающих
ров необходимо знать время обработки продукта в каждоцм.
рации. Эти данные должны содержаться в исследователе
отчетах. и,
Степень надежности результатов исследовательских раб^ы
висит от масштаба испытаний. Для разработки технического п£а-
пебольшой обогатительной фабрики при простой и хорошо осы
технологии обогащения достаточен лабораторный масштаб ис-
каний ископаемого при условии, что они по своему содержанию,ьц-
сму удовлетворяют изложенным выше требованиям. При пй '/ЬегМм образом для выплавки ферровольфрама. Вредными примесями
ровапии крупных фабрик, а также фабрик со сложной или! ногНонцентратах являются фосфор, мышьяк, олово, сера медь и кпем-
технологией, либо фабрик, предназначенных для переработки! Полжем. Для вольфрамитовых и гюбнеритовых концентратов устано-
пого ископаемого нового типа, необходима проверка резуЬльтаВЬны следующие кондиции: 65—60% WO3; 11—18% Мп- 5% SiO •
лабораторных исследований ископаемого в полупромышленных И ,______ ’ ’ 2*
промышленных масштабах в условиях непрерывного процесса с!
гащения. i 1 * Первые цифры относятся к концентратам высших,, а вторые — к конпент-
/ ДНПМ НИЗШИХ СОРТОВ. г 4
( [J ЧФ
20
Общая часть
10
о(
го
ри условии, что модуль основности (
Требования к качеству концентратов •} 21
И
CaO-t-MgO \
отношение -^г-—г-ггрг- )
SiO2 4-A12O3 )
п<
м
II
к
II
II
к
Л
(
I
1
<
0,03%—0,06% Р; 0,05—0,1% As; 0,2—0,5% Sn; 1,5% S; 0,1—0,5 Си.
Для шеелитовых концентратов: 55—50% WO3; 4% Мп; 10% SiO2;
0,2% Sn; 0,3—0,8% Си; 0,08 0,11% Р; 0,05 0,1% As; 1,5% S.Jjipii обогащении не понижается. При понижении модуля основности
Вредными примесями|оптимальное содержание железа в концентрате снижается.
Оловянные концентраты.
в оловянных концентратах являются кремнезем, глинозем, железо J
сера и медь. Пределы содержания в концентратах олова и вредны»
примесей: 60—40% Sn; 11—19% SiO2; 6—11% Fe; 3—7% А12О3з
3-6% S; 0,2-0,5% Си. J
Железные руды и концентраты используются
в доменном и в сталеплавильном производствах, а также в специаль.1
ных процессах, таких, как прямое восстановление железа, порошков
вая металлургия, производство губчатого железа.
Руды и концентраты, поступающие в доменную плавку, должны
удовлетворять требованиям как по своим физическим свойствам, 1цЬ1Х 4VrvH0B
так и по химическому составу. Из физических свойств имеют значе-ю^з^^ ’
ние: пористость, прочность при высоких температурах и крупностil
(кусковатость). Мелкие классы из поступающей в плавку руды уда ц,
ляются, так как они сильно понижают газопроницаемость ших-'т1^‘-г
и частично выносятся из печи газами.
Верхний предел крупности для магнетитовых доменных ру1||
40—50 мм, гематитовых руд 50—80 мм, бурых железняков 8ь<(| J
120 мм. Нижний предел крупности по условиям доменной плавь!
3—5 мм. На обогатительных фабриках грохочение железной рудь
обычно ведется по крупности 10 мм, класс 10—0 мм и мелки
Г А Л t\ 1 Т« _________ I
Вредными примесями в доменных железных рудах и концентра-
тах являются сера, фосфор, мышьяк, нерастворимый остаток*,
ринк, медь, свинец, олово, титан. Допустимые содержания вредных
примесей колеблются в зависимости от марки выплавляемого чу-
Ьуна.
Содержание серы в концентратах (агломерате), предназначенных
шля выплавки обычного мартеновского чугуна, не должно превышать
(),3%, а содержание фосфора 0,15—0,2%. В концентратах (агломе-
рате), используемых для древесноугольной выплавки специаль-
и-~ ------- содержание серы не должно превышать 0,02—
' Содержание фосфора в концентратах при мартеновском переделе
уна в печах с основной футеровкой допускается до 0,2% и в печах
1’(кислой футеровкой — до 0,02%. При бессемеровском переделе
ргуна допустимое содержание фосфора в концентратах 0,05—0,07%,-
томасовском переделе чугуна 1,5—2,0%, для древесноугольной
, бурых железняков ос.^Цвыплавки— до 0,01%.
_ „„„„ Приближенные допустимые нормы других вредных примесей
i концентратах (агломерате), предназначенных для выплавки мар-
________________________ -еновского чугуна следующие: 0,07—0,1 % As; 0,1 % Zn; 0,015% РЬ;
концентраты подвергаются агломерации [1191. Концентраты уSn; 16% TiO2; 0,2% Си. В рудах для выплавки специальных
_ ___________________________________________________________ пл ....-- тттго гтит-типрпия пкя™ ~’'качественных сталей: Си <0,05%, а при выплавке антикоррозий-
ных' орлавов Си > 0,5%.
Полезными примесями в концентратах, улучшающими свойства
1>ии.||ат.ляемых сталей, являются никель, марганец и ванадий. Од-
ин ко и некоторых рудах специального назначения эти же примеси
могут быть вредными. Например, в маломарганцовистых рудах,
in пользуемых для выплавки ковких и валковых чугунов, содержа-
нт марганца не должно превышать 0,006% на каждый процент
.|1,)o:iii в руде.
Основания— окиси кальция и магния—при плавке руд, co-
ll к.ццих значительное количество кремнезема, являются полезными
|||1М(1сями, снижающими расход флюсов.
г Для производства губчатого железа используются магнетитовые
вцинтраты с содержанием до 72% Fe,0,2%—0,6% SiO2 и <0,01 %Р
ностью менее 0,1 мм используются для приготовления окать!-у
Предел влажности для магнетитовых руд 2—3%, гематит
руд 4—6%, бурых железняков 10—16%, агломерационной ма~-11
магнетитовых руд 4—5%. В зимнее время для перевозимы?
железной дороге мелких концентратов допустимая влаж\л й
определяется опытным путем из условий их несмерзаед
в вагонах. ,
Кондиции по содержанию железа в руде и концентратах за,»,,
от многих причин — типа полезного рудного минерала, состг
пустой породы, степени восстановимости руды и др.
Содержание железа в концентратах при обогащении магнети
вых, гематитовых, мартитовых и полумартитовых руд обычно сосЯ (
вляот 60—68%, а при обогащении бурых железняков 45—55%. CJ
держание железа в концентратах, соответствующее наименьш!
себестоимости чугуна и меньшим капитальным затратам на стр I 11
тельство обогатительной фабрики и металлургического завода, опчИ 1
деляется тохпико-экономическими расчетами. Для магнетитов!^
магнетито-мартитовых и мартитовых (гематитовых) руд, содерц®1'"
щих кислую пустую породу, наивыгоднейшее содержание желев
в концентрате составляет 65—68%. Для тех же руд, содержащих у 1
иовные породы, выгодно получать концентраты такого же состав 1
J * 11<>|Ы1-,творимый остаток — смесь кремнезема и глинозема. Для перевода
ii|iiii\iecoir в шлак на каждую тонну нерастворимого остатка необходимо
шип. 1,8 т чистого карбоната кальция или около 2 т известняка. Боль-
. "ч<ч>жаиис в руде нерастворимого остатка приводит к разубоживанию
in уменьшает производительность доменной печи и увеличивает расход
> ни нлшпеу.
10
22
Общая часть
of
П1
lb
м
II
IC
II
II
я;
Марганцевые руды и концентраты исполь- [ 1
зуются в металлургической и химической промышленности. Для |
химической промышленности требуются пиролюзитовые концент-,
раты, содержащие более 80% МпО2. Вредные примеси в металлурги-
ческих марганцевых рудах те же, что и в железных рудах. В кон-
центратах содержится 50—25% Мп. i
Угли и угольные концентраты. Содержанку?
примесей в угл.чх и угольных концентратах, поступающих на кокД
сование, определяется кондициями, установленными на металлурги-
ческий кокс. Для большинства донецких коксовых заводов зольность
кокса допускается до 9—10% и содержание серы до 1,65—1,80%.
На заводах Сибири средние расчетные нормы по зольности и содержа-
нию серы соответственно 11,2 и 0,5%. Зольность угольных концент-
ратов, поступающих на коксование, должна быть примерно на 30 %I
меньше допустимой зольности кокса, выход которого при коксова-J
нии угля составляет около 70%. На углеобогатительных фабрика?!
Донбасса, обогащающих коксующиеся угли, обычно кондицией'!
концентраты по зольности находятся в пределах 6—8% и по соде^
нию серы 2—2,5% при зольности исходных углей 12—20% и со-
жании серы 2,5—3,5%. Внешняя влажность перевозимых по жезЛ1
ной дороге концентратов зимой по более 5%, летом — до 8%.
Г]
ГЛАВА II
ВЫБОР КАЧЕСТВЕННЫХ
ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПРОЦЕССА
ОБОГАЩЕНИЯ
§ 1. Методика выбора качественных показателей и схемы
обогащения
Качественные показатели обогащения определяются действу-
ющими кондициями на концентраты. Однако часто кондициями раз-
•чпается выпуск концентратов разных сортов с широким диапазо-
>м колебаний содержания в них полезного компонента и вредных
^/Тимесей. В таких случаях выбор качественных показателей обо-
IМщения производится путем технико-экономического сравнения
сдельных вариантов схем обогащения и получаемых при этом ка-
тественных показателей.
При изменении качества концентратов изменяются выход и себе-
стоимость готовой продукции, получаемой при переработке концент-
ратов. Поэтому для правильной оценки вариантов схемы обогащения
толезного ископаемого необходимо учитывать не только расходы
то обогатительной фабрике, но также и расходы на заводской пере-
||,ел концентрата. Например, при сравнении вариантов обогащения
колейных руд оптимальным будет тот вариант, при котором полу-
чается наиболее дешевый чугун. При сравнении вариантов обогаще-
II и я руд цветных и редких металлов необходимо учитывать не только
|ге(юстоимость получаемого металла, но и его количество, так как эти
металлы являются в большинстве случаев дефицитными.
Для технико-экономического сравнения вариантов обогащения
и < обходимо для каждого из них установить качественные и количе-
г1 пенные показатели обогащения, нормы расхода энергии, воды,
1 конных материалов и рабочей силы на единицу перерабатываемого
|.||>|>я. Далее ориентировочно подсчитывают объемы строительных
|о монтажных работ для проектируемой обогатительной фабрики и по
'"ДУ укрупненных измерителей определяют по каждому из вари-
||| он обогащения необходимые капиталовложения. Подсчитывают
и ко для каждого варианта стоимость переработки на 1 т исход-
in сырья и себестоимость готовой продукции.
< равнение вариантов следует производить в сопоставимых усло-
них, т. с. при одинаковой для всех вариантов производительности
чшн in тельной фабрики.
1 \ щность метода экономического сравнения рассматриваемых
I и hi гон обогащения заключается в сопоставлении дополнитель-
। и витальных затрат с годовой экономией, дополнительно
10
of
iij
И1
м
24 Выбор качественных показателей процесса обогащения
получаемой обогатительной фабрикой. Если варианты расположит
в порядке возрастания капитальных затрат и обозначить чере
А2, . . ., Ап — капитальные затраты, Blt В2, . . ., Вп— экс
плуатационные расходы за год (включая и стоимость сырья), Pt
Т) JD _____ U --------*---- -'чтТЧтЛТ'ГТТТШ ТТДГГОМ
1g? • • • Ч л fl ' J. Ж XX ж JX vx — - „Г1<7 V
то годовая экономия (или перерасход) Mt при работе обогатительно!
фабрики по любому варианту I по сравнению с первым вариантов
будет
" r I Т\ П
л
— стоимости годовой продукции по отпускным ценам?
Разность Вг — Bi представляет собой экономию (или перерасход!
получаемую за счет разницы эксплуатационных расходов, а разносы
Pi — Рг — экономию (или перерасход), получаемую за счет разнит!
в стоимости готовой продукции. 0О
Очевидно, что все варианты обогащения, для которых М
будут менее экономичны, чем первый вариант, так как при увеличь и
ных капитальных затратах эти варианты не дают никакой допол^4
тельной экономии. Поэтому сравнению подлежат только варианты!
для которых М > 0.
Показателем экономической эффективности дополнительных ка|
питальных затрат является отношение между величиной этих затра1
и величиной дополнительно получаемой обогатительной фабрикщ
экономии за год. Это отношение равно числу лет, в течение которы
окупаются дополнительнее капитальные затраты,
f= Ai~Al _ Ai—Ai f
Ml Bx-Bi+P^Pi' I
Чем меньше t£i тем быстрее окупаются дополнительные капитал!
ные затраты и поэтому тем выше их эффективность.
Если обозначить через £пр предельно допустимый срок окупа
емости дополнительных капитальных затрат, то каждый из варианте
обогащения, для которого J,- < !пр, будет экономически более вь
годен, чем первый вариант. Подставляя в это неравенство значени
fz, найдем условие экономичности варианта i по сравнению с первы
вариантом
Aj—Aj ' ,,
Bi—Bt 4 Pt— Pi "" "p ' v I
Для выбора наиболее экономичного варианта обогащения пре!
изводится последовательное сравнение конкурирующих вариантов
с первым, характеризуемым наименьшими капитальными затратам!!
и таким образом с*._______" - л.-----„„„„„„ „„m,,TOTtT.rrj^
затрат вариант, для которого tL tnp.
Так как найденный указанным способом вариант будет боли
экономичным, чем первый, то все остальные варианты, характера
зуемые еще более высокими капитальными затратами, должны с<
поставляться уже с этим вариантом. Применяя последовательно ук!
l e jUloJ UIV11,UV1 -----------I -- ж
отыскивается ближайший по величине капитальны!
Методика выбора качественных показателей и схемы обогащения 25
Н111ИЫЙ способ сравнения, находят наиболее эффективный вариант
обогащения полезного ископаемого.
Неравенство (1) можно представить в следующем виде:
Ai + tnpBi - tnpPi < 4 - MV (2)
Из неравенства (2) следует, что если имеется несколько вариантов
обогащения, то наиболее экономичным из них будет тот, для которого
сумма величин, стоящих в левой части неравенства, будет наимень-
шей (для такого варианта условие экономичности соблюдается при
сравнении с любым другим вариантом). Следовательно, для наиболее
•коиомичного варианта обогащения справедливо правило
Ai+tnPBi — tnpP, = min.
Если не требуется детального сопоставления отдельных вариан-
он обогащения друг с другом, то наиболее экономичный вариант
кинет быть установлен с помощью изложенного выше правила.
Когда количество и качество готовой продукции обогатительной
[шбрики для всех сравниваемых вариантов обогащения одинаково,
”, Рг и формулы (1) и (2) принимают следующий вид
Aj — Aj
Bi-Pi np ’
(1,а)
ц и и
-4,- + tnpBj «< Л j 4- tnpBl;
наиболее экономичного варианта
4г + «Пр^/ = т‘п.
Эти формулы и должны применяться для оценки вариантов обо-
пцепия с одинаковым количеством и качеством готовой продукции
НИ При разном объеме или качестве готовой продукции оценка
Ф1|и чстивности вариантов обогащения также производится по по-
н иним формулам, но предварительно все варианты должны быть
||||цц'д<!цы в сопоставимые условия, т. е. для них нужно найти
|пч<ч1ия А и В, отвечающие одинаковому количеству и качеству
IIHIIlii продукции.
Применение формул (1) и (2) для оценки эффективности вариантов
пнцения при разном объеме и качестве готовой продукции значи-
н но облегчает решение задачи, но не дает вполне точного на нее
и tn
1||||||с1пия /пр различны для отдельных отраслей промышленно-
♦I и могут меняться в ходе экономического их развития. При про-
при пи и ни принимают следующие значения <пр: металлургиче-
и промышленность — 7 лет, угольная — 5 лет, химическая 3—
< промышленность стройматериалов — 6 лет.
(2,а)
26
Выбор качественных показателей процесса обогащения
10
ol
и
С’
II
<1
IV
л
с
I
I
(
I
в ,
а1
Ряд факторов, влияющих на выбор схемы обогащения полезного
ископаемого, не может быть оценен в стоимостных показателях.
Поэтому критерий экономичности не является достаточным для,
окончательного решения вопроса. Такие факторы, как сроки строи-
тельства и освоения фабрики, могут оказаться решающими при вы-
боре схемы обогащения. При окончательном выборе варианта необ
ходимо также учитывать потребности фабрики в воде, электроэнергии
топливе, материалах, рабочей силе и возможности их удовлетворе-
ния. Большое значение имеют потенциальные возможности каждоег
варианта в отношении увеличения извлечения полезных компоненте
в концентрат при дальнейшем развитии техники обогащения. Пр
сравнении вариантов должны быть также учтены санитарно-гигие
нические условия труда на проектируемой обогатительной фабрике
§ 2. Определение технологических показателей
гравитационного обогащения по кривым обогатимости
Кривые обогатимости (рис. 1) изображают графические зависи
мости между основными технологическими показателями гравита-
ционного обогащения полезных ископаемых. По оси ординат с лево!
отложень
«легкой)
из зере
Рис. 1. Кривые обогатимости
л и т е л ь
стороны диаграммы
сверху вниз выходы
фракции, состоящей
плотностью, меньшей г р а н ич
ной, или р а з д е
ной плотности 6р *.
По оси ординат с правой ст<
роны диаграммы отложены сниз
вверх выходы «тяжелой» фракции
состоящей из зерен плотностью
большей разделительной плот
ности.
По оси абсцисс с нижней сто
роны диаграммы отложены слев
направо значения: л — содержани
компонента в элементарных фрат
циях, т. е. во фракциях с беек
нечно малым выходом, разграничт
вающих легкую (или тяжелую) фракцию и прочую массу материала
Рл — содержание компонента в легкой фракции; рт — содержав
компонента в тяжелой фракции По оси абсцисс с верхней сторон
диаграммы справа налево отложены значения 6Р — разделительн
плотностей.
* Вместо термина «плотность» в равной степени применим термин «удель
вес» зерен. При этом имеется в виду средняя плотность пли средний удельш
вес, равные соответственно отношению массы зерна к его объему или веса зер
к его объему.
Определение технологических показателей гравитационного обогащения 27
При обогащении полезного ископаемого, в котором полезный ми-
нерал имеет более низкую плотность, чем плотность «пустой породы»
(каменные угли, сланцы), концентратом является легкая фракция.
В других случаях (руды черных, цветных, редких и благородных
металлов) концентратом является тяжелая фракция.
Кривые обогатимости изображают следующие зависимости:
— зависимость между выходом легкой или тяжелой фракций
н содержанием компонентов в элементарной фракции;
рл — зависимость между выходом легкой фракции и содержанием
и ней компонента. При разделении исходного материала только на
дне фракции выходы легкой и тяжелой фракций связаны уравнением
Тл + Тт = 1- Для данного случая кривая Р-, показывает одновремен-
но зависимость между содержанием компонента в легкой фракции
и выходом тяжелой фракции;
Рт — зависимость между выходом тяжелой фракции и содержа-
нием в пей компонента. При разделении исходного материала на две
Фракции эта кривая показывает также зависимость между Рт и ул;
ет — зависимость между выходом тяжелой фракции и извлече-
нием в нее компонента. При разделении исходного материала на
две фракции эта кривая показывает также зависимость между ет
" ь;
бр — зависимость между значением разделительной плотности
и выходами легкой или тяжелой фракций.
Кривые обогатимости при разделении исходного материала на
и,па продукта дают возможность по одному заданному показателю
определить все другие технологические показатели обогащения.
IIнпример, если задано содержание компонента в концентрате, то
п<> кривой 0Л (при обогащении углей) или по кривой рт (при обога-
щоиии руд) находят выход концентрата ул (или ут), после чего, зная
Н.1ЧОД концентрата, по разности находят выход хвостов, а затем по
< оо гветствующим кривым определяют все остальные показатели обо-
нпцония и значение разделительной плотности.
При разделении исходного материала на три продукта, например
ппцсптрат, промпродукт и хвосты, кривые обогатимости дают
in (можность по заданным двум показателям находить все остальные.
I и как кривыми обогатимости все технологические показатели,
ц|||||’.)1щиеся к одному и тому же продукту, связаны определенными
рнфическими зависимостями, то, очевидно, что для каждого про-
। hi можно произвольно выбирать только один какой-либо пока-
нчп> Поэтому при разделении исходного материала на три про-
। in заданные два показателя должны обязательно относиться
рппым продуктам. При этом условии могут быть следующие ва-
|4iiiii.i: первый показатель относится к концентрату, второй —
ши гам; первый — к концентрату, второй — к промпродукту;
piiiii к промпродукту, второй — к хвостам. Практическое зна-
iiiii при проектировании имеют только два первых варианта.
-10
28
Выбор качественных показателей процесса обогащения
<>|
п
IV
к
Порядок определения технологических показателей по кривым
обогатимости при разделении исходного материала на три продукта
сводится к следующему.
Если первый показатель относится к концентрату, а второй —
к хвостам, то первоначально непосредственно по кривым определяют-
все показатели для концентрата и хвостов. Далее по балансу выходом
(1 = ул 4- + ут) определяют выход промпродукта уп, а затем]
по балансу распределения компонента 1а = ТлРл + Yn₽n + 1
определяют его содержание в промпродукте (здесь а и 0П — содержа-'
ние компонента в исходном материале и промпродукте).
Содержание компонент.!
в промпродукте может быть при!
ближенно определено такж!
графическим путем по кри-
вой К [25]. I
Определение технологиче!
ских показателей обогащений
несколько сложнее, когда одни;
из заданных показателей содер|
жания компонента относитсЖ
к концентрату, а другой
к промпродукту. В этом слу||
чае необходимо первоначальна
обычным способом по кривы»
обогатимости определить выхо1
концентрата, а затем для най!
денного выхода концентрат!
построить дополнительную кри|
вую рл на соответствующем участке кривой А. По этой криво!
определяется -уп при заданном рп (или наоборот). Показателе
относящиеся к хвостам, находят по разности из уравнений балам
сов выходов и весов (распределения) компонентов.
Кривые обогатимости гравитационного обогащения могут быть п<1
строены на основании экспериментов, проведенных на обогатительны!
аппаратах в условиях, близких к промышленным, или жена основа!
пии опыта расслоения исходного материала в тяжелых жидкости»
В первом случае кривые обогатимости могут быть использованы д. il
определения практических результатов обогащения. Во втором слм
чае кривые, построенные на основании опытов расслоения в тяжелы!
жидкостях, характеризуют теоретические результаты обогащения
Переход от теоретических результатов обогащения к практич!
ским может быть сделан на основе присущей гравитационным проце!
сам закономерности в извлечении (распределении) фракций разлил
ной плотности в продуктах обогащения.
Если по оси абсцисс отложить показатели плотности фракций I
а по оси ординат — извлечение в фракций различной плотности в ко!
Определение технологических показателей гравитационного обогащения 29
ii,i и Герат при гравитационном обогащении, например отсадке, то
пил учим кривую е = f (6) (рис. 2) извлечения (распределе-
ния) фракций различной плотности в концентрат и хвосты.
! [лотность наиболее легкой фракции концентрата обозначим
черен 6', а плотность наиболее тяжелой фракции хвостов — через
б ". Плотность фракций, извлекаемой на 50 % в концентрат и на 50 %
я хвосты, назовем разделительной плотностью 6р.
Все фракции плотностью, меньшей разделительной, извлекаются
преимущественно в концентрат, а фракции плотностью, большей
разделительной, — в хвосты. Для идеального процесса обогащения
кривая извлечения будет иметь вид ломаной линии АВСД. На участ-
ках А — Л' и D'—D практическая кривая совпадает с идеальной.
Величина отклонений практической кривой от идеальной характе-
ризует степень несовершенства (точность разделения) гравитацион-
ного процесса.
Показатели точности разделения могут быть выражены следу-
ющими соотношениями:
Е' бр—б76
6р —Д ~ бр-Д ’
Е" б25-бр
бр-Д бр-Д ’
баб — б?в I' 4- Г j
2(бр-Д) 2 с₽’
где А — плотность жидкой фазы, в которой производится отсадка;
Г — точность разделения для верхней части кривой извлечения;
I" — то же, для нижней части кривой;
/ср ~ средняя точность разделения.
Значения символов Е', Е", 675 и б2в показаны на рис. 2.
Многочисленными опытами установлено, что при отсадке в ма-
шинах одинаковой конструкции при условиях оптимального режима
pnbiribi отсадочной машины, одинаковой нагрузки на 1 м* площади
решета и одинаковой или близкой крупности материала имеют место
1 лпдующие закономерности.
I. Извлечение фракции определенной плотности в концентрат
(и хвосты) не зависит от фракционного состава исходного материала
и определяется только значением разделительной плотности и co-
ni ршепством конструкции отсадочной машины. Кривая е = / (6)
может быть названа технологической характери-
। г и к о й отсадочной машины.
Для режимов отсадки, характеризуемых разными раздели-
ii ii.iii.imh плотностями 6рп и 6pz, существует зависимость между
и 1оц|о<тями б„ и 6г равноизвлекаемых фракций
б«—бРп б,-—бР|
«Рп-Д “ «Р-Д
30
Выбор качественных показателей, процесса обогащения
о
к
с
II
<)
Из равенства (3), в частности, следует, что точность разделения
при указанных выше условиях является постоянной величиной,
зависящей только от конструкции отсадочной машины.
3. Извлечения для верхней части кривой AA'F и для нижней ее
части FD'D (см. рис. 2) могут быть приближенно подсчитаны по
формулам:
8" = 50—50
г dt =50 + 50Ф(ж);
= 50- 50Ф(у),
(4)
(5)
У2 л
где е' и е" — извлечения для верхней и нижней частей кривой, %.
Выражения, стоящие в скобках, — интеграл вероятности Гаусса
(Ф — функция Гаусса), значения которой приводятся в приложении
58:
0,675 (6р —6) 0,675 (6Р —6)
х = Ё7 = г (6Р-Д) ’
0,675(6— рр) 0,675 (6 —6р)
y== Т Г'(8р—М ’
Отклонения Е’ иЕ" называются в теории вероятности средин
ными отклонениями. Интеграл вероятности Гаусса при отклоне
нии, достигающем 4Е, равен 0,993. Поэтому если разность 8Р — <
равна 4Е', то извлечение по формуле (4) будет
Б' = 50 + 50 • 0,993 = 99,65% 100%.
Соответственно, если разность б — бр равна 4Е", то извлечени
по формуле (5) будет
8" = 50 -50 • 0,993 = 0,35% 0.
Практически можно считать, что при отклонениях бр — б и б -
— бр, больших 4Z?' и 4Е", извлечения фракций будут 100 % и 0
т. е. на участках А—А' и D' —D (см. рис. 2) практическая и идеаль
пая кривые совпадают.
Если известна кривая извлечения для какой-либо плотност
разделения бР/, то, используя равенство (3), можно определи:
извлечение фракции любой плотности бп при любой плотности ра
деления 6Pfi. Для этого из равенства (3) находят плотность б,- равн
извлекаемой фракции и определяют для этой фракции извлечен
ПО КРИВОЙ 8; = (б).
Определение технологических показателей, гравитационного обогащения 31
'ешение уравнения (3) относительно 6Z дает
6р.—А бр —бр,
6г = 6~ А + " б _д = тЛ + йп>
°Рп а °Рл А
(6)
’V’
бРг А
тп~ч-д и
П___др/
П~ 5ря_д • (7)
Расчет практических результатов обогащения в отсадочных ма-
тицах. Если известны результаты испытаний обогатимости полез-
ного ископаемого в тяжелых жидкостях и кривая извлечений ег =
/, (6) для проектируемой к установке отсадочной машины, то
могут быть подсчитаны практические результаты обогащения и по-
грооны практические кривые обогатимости.
11орядок определения практических результатов обогащения
водится к следующему:
подсчитываются теоретические показатели обогащения, вычер-
1И11НСТСЯ кривая вг = /г (6) и определяется значение бр_;
выбираются значения разделительных плотностей бР;;, число узких
элементарных) фракций и их средние плотности б„, для которых
предполагается вычислить практические результаты обогащения;
для каждого значения 6Р;г и для каждой узкой фракции средней
о чогностью 6,2 определяется по формулам (6) и (7) плотность равно-
(I шлепаемой фракции и по графику кривой — (6)— извлечение;
но известным извлечениям узких фракций подсчитываются для
ш/кдого значения 6Р/г практические результаты обогащения — вы-
|оды концентрата и хвостов, содержание компонента в концентрате
1 в хвостах, извлечения компонента в концентрат и в хвосты;
ио данным результатов расчета строятся практические кривые
нвипщения.
I
Пример расчета результатов обогащения угля
Исходные материалы:
п) данные о результатах испытаний обогатимости угля в тяжелых жидкостях
и. I, колонки 1—6);
и) ихнологическая характеристика отсадочной машины (табл. 2), уста-
«'кипя испытаниями на каком-либо угле в оптимальном режиме.
I II роизводим расчет теоретических показателей (см. табл. 1, колонки 7—15).
Строим график технологической характеристики отсадочной машины
h (6) (рис. 3) по данным табл. 2.
II । графика следует:
Г
^ср-—2
6pz=l,60 г/см?-,
6Pz—А 1,6—1
Е" 9,11 „ лоп.
х----V — ~Т7.—г ~ 0,183;
6Р.—А 1,6—1
0,117+0,183
2
0,15.
32 Выбор качественных показателей процесса обогащения
сЛ
tr
К
хо
cS
ь
Результаты испытаний обогатимости угля в тяжелых жидкостях
и расчет теоретических показателей обогащения
Тяжелая фракция (хвосты) (о—3 00Т 2+э) % ‘нсое эинэьэняеи хО CD СО^СО СО_1П CD, СМ о Г-f of Г-Г см г-~ of CD О о СЛСООООЬЫОСО !
% "гпгое аинвжОэИоэ 5 1Q O^kQO, 0,10, 1Q 1П о CD CQ CD in CM 1Q of CM Xf m CD Г- Г> Г- CO 00 i 1
(5_й-л8_й=5+й) КЕОС 08S ИГШЧ1КШ'1Э0Н10 сс т-< I^D|in IQ О О О О О r^eo*<jH^o^c\iofo СМ СО Ю CD Г- СО О О r-CDlOxHCOCMCDCO 1
Еч Й Л Й & Й О к, 1 к ей ft »& Я й И Ф Ч (8-1—001=8+’-) % ‘Кохия со о О Ю Ю О О ю to о incoi^cMcfr^cfodo’ CD СО' СМ СМ -ч-* чгн ”г-< 1
["8“d _ \8_ч -«“7 % ‘иное аинэьэтаеи №* cot- СХ1 Щ чг 00 CD О *~О см см г-" со о о СМ Г- TH "r-i CM CM CD О .1
/Р7 \ \ s_d “8~7 % ‘игое винвш'^Коэ Т-4 coi-^-cnmmooo СМ СМ С7^ О О 00 CD со 1^7 'rf СМ СМ СО •sF cd 1
(й К = 8-й) иксе ээн дечнчкэхиоонло Ci OWCM(Nt-t>r-t-h< efcDlQiQC51Ql<I<CD sjee О О CO t- 1- CD T-!CMCOCOsfb-Ob' чг-< г-! [
(q Sn8_’-) % ‘Иохия со О О IQ in О О Ю in о uncMcMr>^cdr---’HO COCDI^r-COCOOOCDO T-и i
Элементарные (узкие) фракции (Yq = cl) гшое ээн йинчпгаьиэошю ь- О IQ О IQ О О О О см vfJ'odo s* cd of о of Q L- о О CC с. О Q O1 CQ CD 1769,7
содержание, % (х) ииКявйф оя wiroe CD CM in ino О ООО IQ cd r-f oo of in in чгч CM st*' CD Г- CO 17,7
(Q) э;глХ я иийяввф О О ID О in О 1Q О in IQ О in CQ CM ‘d C0 CO CM чгч 1U0.U
плотность фракции, г/еле’ (”g) ввнКэбэ CD in io in in IQ О О IQ CM CO in CO Г-; О -чН СП ^^4^Д‘^4'^'^4'^4'смсм 1
(g) иЕШчиодивн со CO Nf IQ CD tn. °0 Q. ^^Trf'xHrH'-rfcMCMCM 2,5
иншчнэнивн со CM CM CO LQ CD I'qCO О cm ^f^-T^r^f^f-sf^cMof 1,22
ИППИЕЙф «« тИ -Ч-Ч CM CO -<f IQ CD Г- ОС О
Определение технологических показателей гравитационного обогащения 33
Фракции плотностью меньше 1,33 г/сл*3 при плотности разделения 1,6 г/см3
полностью извлекаются в концентрат, а фракции плотностью больше 2,04 г/см3
полностью переходят в хвосты (точки А' п D' на рпс. 3).
Рис. 3. Техно логическая характеристика" отсадочной машины
(к примеру расчета результатов обогащения угля).
3. Выбираем для построения практических кривых обогащения значения
плотностей разделения ёРп. В целях удобства сравнения практических кривых
с теоретическими принимаем такие же значения плотностей разделения, какие
приняты для построения теоретических кривых, т. е. бр1 = 1,4 г/см3', 6рв =
1,5 г/см3, брз = 1,6 г/см3', 6р< — 1,7 г/см3', = 1,8 г/см3', 6pe = 2,0 г/см3.
Таблица 2
Технологическая характеристика отсадочной машины
(к примеру расчета результатов обогащения угля)
HiumiocTb фракции 6, а/еж® 1,25 1,35 1,45 1,55 1,65 1,75 1,85 1,95 2,05 2,15
111 ил очеппе фракции к концентрат е,-, % 100 100 93 68 37,5 17,5 7,0 3,0 0,0 0,0
'I Заказ 1075
34
Выбор качественных показателей процесса обогащения
Принимаем также число узких фракций и значения такие же, как и при под-
счете теоретических показателей обогащения *.
ft фракции 1 2 3 4 5 6 7 8 9
Плот- Пре- 1,22- 1,3— 1,4— 1,5— 1,6— 1,7— 1,8— 2,0— 2,2—
ность делы 1,3 1,4 1,5 1,6 1,7 1,8 2,0 2,2 2,5
фракции, ejcM^ Средняя 1,26 1,35 1,45 1,55 1,65 1,75 1,90 2,10 2,35
4. Определяем значения ё/ равноизвлекаемых фракции [по формулам (6)
и (7)] и значения извлечений (табл. 3 и 4).
Таблица 3
Численные значения тп и ап в формуле (6) для различных
разделительных плотностей бРл (к примеру расчета результатов
обогащения угля)
Значения 8 , г/смъ Рп :(Ч >) п \ Рп Pi) \ Pit )
бР1 = 1,4 т1=(1,6 — 1) : (1,4—1) = 1,50 а1=(1,4—1,6): (1,4 —1)=—0,50
6ря==1,5 ш2=(1,6 —1) : (1,5 —1) = 1,20 а2 = (1,5 —1,6): (1,5—1)=—0,20
ер8 = 1 * * * *>6 т3= (1,6 — 1) : (1,6 —1) = 1,00 «з = (1,6 —1,6) : (1,6 — 1) = 0,00
еР4==1’7 т4= (1,6 — 1) : (1,7 —1) = 0,857 я4=(1,7 —1,6) : (1,7—1) =+0,143
<=1'8 т5 = (1,6 — 1) : (1,8—1)=0,75 а5= (1,8 —1,6): (1,8 —1) = +0,25
йр«=2,0 шв= (1,6 — 1) : (2,0—1) = 0,60 а6=(2,0—1,6): (2,0—1) = +0,40
5. Производим расчет практических показателей обогащения (табл. 5 и 6).
Здесь значения ёп, Ь и р взяты из табл. 1, а значение е — из табл. 4.
6. Производим по данным табл. 1 и 6 построение графиков теоретических
и практических результатов обогащения (рис. 4).
Теоретические и практические кривые зольности концентрата на графиках
имеют наибольшие расхождения ирп малых выходах концентрата и постепенно
сходятся по мере приближения выхода концентрата к 100%. Кривые зольности
хвостов, наоборот, имеют наибольшие расхождения при больших выходах кон-
центрата и сходятся при выходе концентрата, равном нулю. Кривые извлечений
имеют наибольшие расхождения при средних выходах концентрата и сходятся
при выходах, равных 0 и 100%.
1 Точность подсчетов повышается по мере увеличения числа узких фрак-
ций. Если необходима большая точность подсчетов, следует увеличить число
узких фракций. Затем по данным испытаний обогатимости угля в тяжелых
жидкостях (см., например, табл. 1, колонки 3, 8) вычертить кривую у+Е =
= /(б) и по этой кривой определить средние плотности выбранных узких фрак-
ций. Для упрощения расчетов следует брать узкие фракции, равные по содер-
жанию их в исходном угле, например 20 фракций при содержании каждой фрак-
ции по 5%.
Определение технологических показателей гравитационного обогащения 35
36
Выбор качественных показателей процесса обогащения
Расчет практических показателей обогащения угля
* 100 со СЧ о OQ NT 94.5 е— ° со О Г- ст 93.6 со о' со О Ю) <м - Ю) о О -г-< о та со ОС
cf II es го S too СО О Ю со О со 10,5 5.0 LQ со 0- с-а ио о ГО ТГЧ О 88,5
СП с с о 100 100 ст- ет с № а 71,0 38,5 10,0 1
СО О а 100 о о Nt to Nt о 78,7 87.Я1 о со ОС CZ кг tr Г LO О О o' со о са N1 to
W со rCl 100 со О tO СО о t- СО 10,5 4.9 3,0 4 4 э Nt* со vT о o' to СО ОС
<0 О О О с 100 97,5 87,0 КАП Г о о о О со 1
3 S. .001 1 о г—’ о LT Nt С- 78,0 81.0 Ю со сс тг СТ с\ Г LC о. та' о о Nt* ОС СГ
СИ ^Рч * 100 хП Т-Ч о tO СО О с 10,4 4 5 Nt о а с > Г со с o' о*' о~ 80,8
<0 2 > о с 99,0 90.0 to сс tr с/ (X 5, to о о NT со o' 1
es S А. 100 СО с\ Nt |Г Nt ст 73,0 61 1 сс to ст 15,0 со о о Nf*" О О ю ю со о*
1 « го £ в СП Ю СГ О' 7Ь 8‘6 °' > 'г- ' N > 0-10 0 о” о о
W TH о 93,0 68 0 Ю Г- СГ 17,5 о о о to о о 1
w р, 100 а о NT tC ч- о I 55,8 .40 R сс со Nt*" о~ о о о о" о о
W Ю £ 100' <55 О tT ег о сс с\ 7,5 17 с С 5 о о о ООО о о
II со СО О о 71,0| .84 Oi to <м 5,0 ООО o' o' о”- 1
CJ Рч 100 1Г Nt tr СО 24,4 9 0 со со С с Г ООО о” О' о о to
3pi = l,4 г £ 100 СО сс Nt СО с Ч— СО О1 LT со с: о с Г ООО о о“ о” Nt О ю
W in о ст о О сс 31,0 10.0 to о- с с > ООО о o' o' 1
Рч -Я1 о? Nt Ю Nt с- 78,7 90.0 to Nt С- с сс с/ Г о о о с\] О of ООО О1 со О ст
-е со О tO сс С Г' о-' 10,5 5.0 Ю о- 2,0 ио О to Nf NT 00 о о о
si со сл сс с\ >.г сс 1,45 4 .4 л LO 1 1,75 о о ю О СО ^-f of of
1,ш11лвс1ф ;К_' са со Nt* ю> г> оо о
Определение технологических показателей гравитационного обогащения 37
Таблица 6
Расчет практических показателей обогащения угля
1 CJ % Со О СО 3 Со S CJ W 5 со
«Рракция Плотность разделения ю со оо а
«О-1 Т <м го РЧ 40 "и •<* го L л го
Легкая (i <нщен- Выход ТК=2~,%^ - - 50,4 70,9 77,1 80,8 83.5 88,5
трат) Содержание золы р = :
о/о 100 ’ /0 2,54 3,33 4,36 5,38 6,74 9,85
"V Ре „ Хйоо Извлечение золы ек = ~ »
% 8,5 13,3 18,9 24,5 31,8 49,2
'Г «же- лая Выход ухв = 100—ук, %. . . Содержание золы й = 40,6 29,1 22,9 19,2 16,5 11,5
(к посты) 1770-У j£100 40,0 52,6 62,2 69,5 73,1 78,1
Извлечение золы ехв = 100 —
—ек. % 91,5 86,7 81,1 75,5 68,2 50,8
Определение извлечения узких фракций
с помощью функции вероятности Гаусса
Если известны точности разделения отсадочной машины, то по формулам (4)
и (5) можно определить практическое извлечение фракции любой плотности
и концентрат при любом значении плотности разделения.
Пример 1. Определить практическое извлечение в концентрат узкой фрак-
ции плотностью б = 1,55 г/см3 при плотности разделения бр — 1,7 г/см®, если
ычиости разделения отсадочной машины равны: Г = 0,117 п I" — 0,183.
Так как 6 < бр, то извлечение фракции будет больше 50%, поэтому вычи-
। н'пия ведем по формуле (4)
0,675 (бр — б) 0,675 (1,7 — 1,55) = , 9Д
x==—f (бр-Д) 0,117(1,7-1)
t2
2
50 + 50Ф (х) = 50 + 50
1.24
2 Г
1^2л J
о
dt = 50 + 50-0,785» = 89,2%.
е
Извлечение этой фракции по табл. 4 было определено равным 90%.
11 р и м е р 2. Определить для тех же условий извлечение в концентрат
|||икц||11 плотностью б = 1,90 г/см3.
+ См. приложение 58.
38 Выбор качественных показателей процесса обогащения
Так как б > бр, то вычисление ведем по формуле (5):
У~ Г (бр-Д) .0,183(1,7 — 1)
0,675 (б —бр) = 0,675(1,9—1,7) = ()5.
Рис. 4. Теоретические и практические результаты обогащения угля (к примеру
расчета результатов обогащения)
Извлечение этой фракции по табл. 4 было определено равным 14,5%.
Пример 3. Определить извлечение в концентрат фракций плотностью
6 = 1,55 г/сла и б = 1,90 г/смъ при плотности разделения бр = 1,7 я/с.и3,
пользуясь вместо значений Г = 0,117 и I" = 0,183 средним значением точности
разделения Zcp = 0,15.
а) Определяем извлечение фракции о = 1,55 г/см.
* = Т155(Г7^~=0’965; ° (Ж) =0,6С5:
е = 50+50 • 0,665 = 83,2 % -
Определение минимально допустимого содержания полезного компонента 39’
I) Определяем извлечение фракции 6 = 1,90г/слг3:
V, \ 1, I 1)
е—50—50-0,803 9,85%.
Сравнение результатов вычислений в последнем примере с результатами,
вычислений в первых двух примерах показывает, что использование среднего
винчения точности разделения приводит к значительным ошибкам. Поэтому при
in..слепнях следует пользоваться значениями Г и I" для верхней и нижней
чистой кривых извлечения.
§ 3. Определение минимально допустимого содержания полезного-
компонента в исходном сырье
Сущность метода определения минимального промышленного
содержания полезного компонента в исходном сырье заключается
и нахождении такого содержания компонента, при котором себестои-
мость получаемой готовой продукции будет равна предельно допу-
<Лимой себестоимости продукции для данного предприятия.
Для применения этого метода необходимо знать предельно допу-
< тимую себестоимость готовой продукции. Приравнивание предель-
ной себестоимости к установленной для данного вида продукции
государственной плановой цене не всегда может дать правильный,
нтнст на интересующий вопрос. Критерием для установления пре-
дельно допустимой стоимости может служить себестоимость продук-
ции, получаемой на действующих предприятиях при переработке-
сырья, добываемого из наиболее бедных участков месторождения
полезного ископаемого, вовлечение которых в эксплуатацию при-
знано необходимым для удовлетворения потребностей народного
хозяйства.
Себестоимость готовой продукции
с=_Рз(«+Ь) РзСт+Сз)
*” рфе3
гдо с — себестоимость 1 т готовой продукции;
а — стоимость добычи и транспорта на обогатительную
фабрику 1 т исходного сырья;
Ъ — стоимость обогащения 1 т сырья;
ст — стоимость транспорта 1 т концентрата от обогатитель-
ной фабрики до завода, перерабатывающего концентрат;
с3 — стоимость переработки 1 т концентрата;
, Рф и р; — содержание компонента в исходном сырье, фабричном
концентрате и готовой заводской продукции;
Сф и е. — извлечение полезного компонента на фабрике и заводе.
Если на обогатительной фабрике, независимо от содержания
и исходном сырье полезного компонента, получается концентрат
40
Выбор качественных показателей процесса обогащения
одинакового качества, то второй член уравнения будет представлять
постоянную величину, не зависящую от а. В этом случае
с = Рз«+И +g;
®ГПП1Еф83
Г. ______Рз (Д' + Ь')
min~ (^р-9)ЧСз ’
(8)
где спр — предельная себестоимость 1 т готовой продукции;
ami» — соответствующее предельной себестоимости минимальное
промышленное содержание компонента в исходном сырье;
а' и Ъ' — стоимость добычи и обогащения сырья с минимальным
содержанием компонента;
Еф — степень извлечения при обогащении сырья с минимальным
содержанием компонента;
q — постоянная часть расходов по транспорту и заводской
переработке концентрата.
Значение а' должно определяться как отношение дополнительных
затрат на добычу и транспорт сырья, добываемого из бедных участков
месторождения, к дополнительной производительности рудника,
достигнутой за счет вовлечения в эксплуатацию этих участков.
Аналогично следует определять значение Ъ’ как отношение допол-
нительных эксплуатационных расходов, связанных с необходимостью
увеличения производительности обогатительной фабрики при по-
ступлении бедного сырья, к приращению производительности.
При определении amin по формуле (8) необходимо учитывать, что
£ф зависит от а и что при получении концентратов различного каче-
ства значение q также будет меняться вместе с изменением а.
Анализ исследовательских работ и практических данных по обо-
гащению различных руд показывает, что зависимость еф и от а
определяется в основном характеристиками вкрапленности полезных
минералов в руде. Если распределение по крупности зерен полез-
ного минерала в богатых и бедных разностях руд остается одинако-
вым, то извлечение и качество концентрата будут мало изменяться
при изменении содержания в руде компонента. Существуют и дру-
гие методы определения минимального (бортового) содержания
полезного компонента в сырье.
Наибольшую сложность представляют случаи, когда сырье яв-
ляется комплексным. Для определения себестоимости металлов,
извлекаемых из комплексных руд, сумма эксплуатационных расхо-
дов на добычу, транспорт, обогащение и металлургический передел
распределяется на полученные металлы пропорционально их стои-
мости по отпускным ценам. При таком методе распределения
расходов соотношение между себестоимостью и стоимостью по
отпускным цепам для всех извлекаемых из руды металлов будет
одинаковым.
______________________________________г
ГЛАВА III
ОПРЕДЕЛЕНИЕ
ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ
ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ ФАБРИКИ
И ОТДЕЛЬНЫХ ЕЕ ЦЕХОВ
: I. Факторы, влияющие на выбор производительности фабрики
обогатительная фабрика по роду своей деятельности связана
рудником, добывающим для нее сырье, и заводом — потребителем
ни иной продукции фабрики. Поэтому производительность проекти-
руемой обогатительной фабрики зависит в основном от производи-
н чыгости рудника, определяемой запасами в месторождении
полезного ископаемого (сырья), и от потребности в продукции
||п|1*рИКИ. I
Запасы полезного ископаемого в месторождении QK, .годовая
производительность предприятия (рудника, обогатительной фабрики)
п число лет его существования Т связаны зависимостью
~ Qn ‘
При проектировании рудников и обогатительных фабрик обычно
пыппрается такая производительность, чтобы срок существования
предприятия был не менее 30—50 лет. Цапример, минимальный срок
। |ужбы угольных шахт при мощности 3000—4000 ml сутки прини-
। ются 40 лет, а при мощности более 4000 т/сутки — 50 лет. В осо-
бых случаях при ограниченных запасах месторождения и дефицит-
ном сырье допускается уменьшение срока существования до 10—
I । лот [81].
Полная себестоимость переработки 1 т сырья складывается из
iniu гпснно эксплуатационных расходов и амортизационных отчисле-
нии По мере увеличения производительности обогатительной фаб-
рю,п эксплуатационные расходы уменьшаются, амортизационные же
ччпсления увеличиваются вследствие увеличения капитальных за-
। |ш । Это положение иллюстрируется рис. 5, на котором по оси абс-
нin г нанесена производительность обогатительной фабрики, а по
। и ординат — капитальные затраты на ее строительство (кривая А)
н расходы на переработку 1 т сырья. Последние складываются из
in гнеппо эксплуатационных расходов (кривая Ь) и амортизацион-
них отчислений, равных отношению А : QM (кривая а). Кривая с,
рппиаты которой равны сумме ординат кривых а и Ь, представляет
ni’oii полную себестоимость переработки 1 т сырья. Она имеет
I4IIIUM.VM в точке N при производительности обогатительной фаб-
рю о ()'п, которая может быть определена путем экономического
42 Определение производительности обогатительной фабрики и ее цехов
Рис. 5. Стоимость переработки одной тонны
сырья па обогатительной фабрике в зависимости
от ее производительности
•сравнения вариантов строительства фабрики с различной производи-
тельностью.
Поскольку производительности рудника, обогатительной фаб-
рики и завода-потребителя концентрата взаимно связаны, то вопрос
о производительности обогатительной фабрики, соответствующей
наименьшим эксплуатационным расходам, должен решаться с учетом
расходов по руднику, фаб-
рике и заводу.
Однако принцип наимень-
ших эксплуатационных рас-
ходов в условиях социали-
стического хозяйства не
является решающим при
определении производитель-
ности отдельного предприя-
тия. В наших условиях глав-
ным фактором является
обеспечение планомерного и
пропорционального развития
народного хозяйства. По-
этому вопрос о производи-
тельности должен ставиться
и решаться в более широком
плане. При известных запа- |
сах сырья данного типа во
всех месторождениях Совет-,
ского Союза необходимо |
определить производитель-
ность предприятий на базе отдельных месторождений с тем, чтобы
отрасль промышленности могла выполнить производственный план
при наименьшей средней себестоимости готовой продукции. При
такой постановке вопроса производительность отдельных пред-’
приятии должна устанавливаться при разработке плана развития
соответствующей отрасли промышленности. II
§ 2. Расчеты производительности фабрики и ее цехов
Под производительностью обогатите л ьЛ
ной фабрики понимается производительность ее главного i
цеха, т. е. цеха обогащения.
При определении суточной производительности фабрики могу 1,1
встретиться следующие случаи.
,1. Обогатительная фабрика строится при
руднике пли шахте, производительность которых известна.,
При одинаковом числе дней в неделю работы рудника и фабрики
суточная производительность фабрики должна быть несколько выпи
среднесуточной производительности рудника, так как выдача и<|
Расчеты производительности фабрики и ее цехов
43
intro ископаемого из рудника происходит не строго равномерно
ч|дольные промежутки времени. Коэффициент увеличения про-
I цдпгельности обогатительной фабрики по сравнению с произво-
льностью рудника зависит от степени неравномерности добычи
окно ископаемого за отдельные периоды и емкости на руднике
Э мулирующих устройств для ископаемого. Например, при си-
111 х разработки рудного месторождения с магазинированием
। рудник может достичь большой равномерности и в выдаче
। и па обогатительную фабрику. В этом случае производитель-
I. рудника и фабрики следует принимать одинаковой.
1рпнзводительность обогатительной фабрики, сооружаемой при
иной. шахте (карьере), принимается равной производительности
11 ы с учетом валовой выдачи из шахты горной массы, но произ-
нелыюсть оборудования от приемных устройств шахты до дози-
1)ч и о аккумулирующих бункеров фабрики принимают равной?
। пмальной производительности шахтного подъема.
Производительность групповых и центральных угольных обо-
1 н’льных фабрик устанавливают в зависимости от валовой добычи
I шахтами, закрепленными за данной фабрикой. Типовой ряд
। i целительности этой группы фабрик 300, 450, 600 и 900 т/ч.
inriiyro производительность углеприема и оборудования от ямы
iiii.nii.ix углей до аккумулирующих бункеров принимают в 1,5
। । Польше средней производительности обогатительной фабрики
I ч. н||.
При добыче рудником разных сортов полезного ископаемого,.
। |‘ц1тцих раздельного обогащения, фабрика должна быть секцион-
U Число секций и их производительность устанавливают в соот-
и ниш. с планом добычи отдельных сортов ископаемого.
1 Обогати тельн а я фабрика должна о бе с-
I и т ь годовую производительность по ГО-
НИМ продукции металлургического за-
|| и или другого предприятия, перерабатывающего фабричные
и пентриты.
। \ гочпая производительность фабрики по исходному сырью
ним случае определится по формуле
—, (9).
аефС3пт] ' '
суточная производительность обогатительной фабрики по-
мех одному сырью, т;
V годовая производительность металлургического завода
по готовому продукту, т;
|1 содержание полезного компонента в готовом продукте
металлургического завода;
содержание полезного компонента в исходном сырье,,
поступающем на обогатительную фабрику;
44 Определение производительности
обогатительной фабрики и ее цехов
Расчеты производительности фабрики и ее цехов
45
Еф — извлечение полезного
рике;
е3 — извлечение полезного
центрата на металлургическом заводе;
п — запланированное календарное число дней работы обога-
тительной фабрики в год (при непрерывной рабочей не-
деле п = 358, при прерывной неделе п = 307);
ц — коэффициент использования оборудования фабрики по
времени — отношение чистого времени работы фабрики
к запланированному календарному времени.
Значения а, £ и е в формуле (9) даны’в долях единицы по отношению
к сухому веществу. Если концентрат является готовой продукцией
и дальнейшей переработке не подлежит, то значение е3 следует при-
нимать равным единице.
Произведение пц равно числу суток работы обогатительной фаб-
рики за год. При проектировании углеобогатительных фабрик число
суток их работы в год берется равным 300. Для других обогатитель-
ных фабрик значения п и ц принимают по табл. 7.
компонента в концентрат на фаб-
компонента при переработке кон-
Таблица 7
Значения п и Т] в формуле (9), принимаемые при проектировании
обогатительных фабрик
Типы фабрик
Флотационные и мокрые магнитообогати-
тельные .................................
Гравитационные...........................
В том числе углеобогатительные...........
Промывочные и' промывочпо-гравитацпонные
Дробильно-обогатительные (для сухого обо-
гащения) ....................j...........
п ПТ)
358 0,92—0,95 330—340 *
307 0,96—0,98 294—300
307 0,98 300
307 0,95-0,98 290—300
307 0,95—0,98 290—300
* Меньшее число —при производительности до 1000 т/сутки.
Если режим рао'оты какого-либо цеха обогатительной фабрик!
не совпадает с режимом работы ее главного цеха (цеха обогащения^
то суточную производительность такого цеха определяют по формул»
Qc.u = Qc
где Qc ц — суточная производительность
Qc — суточная производительность
Шф и тПц — число дней работы в неделю
цеха;
фабрики;
фабрики и цеха.
(11)
и
/
/.:
Чипшую производительность установленного в цехе оборудова-
। подсчитывают по формуле
п kQc. ц
Vo-—7—'
— часовая производительность оборудования;
суточная производительность цеха;
расчетное время работы цеха в сутки в часах;
поправочный коэффициент, учитывающий неравномерность
тех свойств сырья, которые влияют на производительность
оборудования данного цеха (k 1). Например, кускова-
тость и крепость руды влияют на производительность
дробилок, неравномерность гранулометрического состава
руды, создают колебания в выходах отдельных классов,
направляемых в отсадку, и т. д. Для углеобогатительных
фабрик принимают к = 1,15, для фабрик других полезных
ископаемых к = 1,0 4-1,1.
Режим работы отдельных цехов фабрики [76, 81]
I Гожим работы цехов фабрики проектируется независимо от про-
। । птелыюсти рабочей недели и числа рабочих дней в неделю
шщихся. График выходов на работу персонала фабрики соста-
h ио п и так, чтобы соблюдалась установленная продолжительность
I I inI'Kiii недели (41 и 36 ч, последняя — для вредных цехов) и одно-
(iHMi'iino обеспечивался запроектированный режим работы фабрики.
Цехи дробления. При производительности фабрики
ИКК) т/сутки значение пц принимается: при открытых горных ра-
ин к для северных районов — 290 дней, для средней полосы —
ни циой, для южных районов и при подземных работах независимо
। imiKiiia — 305 дней в году. Цех проектируется на одно- или двух-
н иную работу при t соответственно равном 7 и 14 ч]сутки. Для
। |н.1х магнитных и флотационных фабрик производительностью
IdlKJ ml сутки принимается: пц — 340 дней, круглосуточная ра-
11 цока при t — 21 ч!сутки.
Коли цех дробления строится при карьере, то режим его работы
||||пгктируется таким же, как для карьера.
11.1 промывочных фабриках дробленая руда поступает непосред-
п । нно в мойку, и время работы дробильного цеха совпадает со вре-
ц| м работы цеха обогащения.
Время работы дробильно-сортировочных фабрик, находящихся
....акте, совпадает со временем работы шахтного подъема.
II а х и измельчения, флотации и мокрого
। । н п т н о г о обогащения. Расчетное время работы при-
II iinirr равным 24чв сутки, так как время простоя оборудования при
нпгго учитывается коэффициентом ц, входящим в формулу (9) для
ц||Ч|,|'.||()ния суточной производительности обогатительной фабрики.
46 Определение производительности обогатительной фабрики и ее цехов
Цехи гравитационного обогащения и про-
мывочные. Расчетное время работы принимают равным 24 ч
в сутки. В некоторых случаях эти цехи проектируют на работу в две
или три семичасовые смены. При
этом
необходимо
учитывать потерю
времени на пуск и
берут на один час
за сутки [81].
остановку цеха, поэтому расчетное время работы
меньше общей продолжительности рабочих смен
Цех обезвоживания работает, как правило, синхронно
с цехом обогащения, расчетное время работы для этого цеха прини-
мают таким же, как для цеха обогащения.
Производшпелъностъ секций
Производительность и число секций для обогащения однотипного
сырья определяются в каждом конкретном случае технико-экономи-
ческим сравнением отдельных вариантов секционирования обогати-
тельной фабрики. Для удобства эксплуатации фабрики желательно
иметь
только одну секцию
при возможности обеспечения
полной
взаимозаменяемости аппаратов, выполняющих одинаковые техноло-
гические операции. Например, если на обогатительной фабрике уста-
навливают для основной флотации 10 флотационных машин, то при вы-
ходе из строя одной из них должна быть обеспечена возможность рав-
номерного распределения нагрузки между остальными 9 машинами.
Преимущества варианта односекционной обогатительной фабрики
следующие: все машины одинакового технологического назначения
работают в одинаковых условиях, т. е. для всей фабрики обеспечи-
вается единый технологический процесс; выход из строя отдельных
машин меньше отражается на показателях работы фабрики, так как
имеется возможность равномерного распределения избыточной на-
грузки между значительным числом параллельно работающих машин
при относительно небольшой их перегрузке; упрощается организация
ремонтиых работ; на флотационных фабриках облегчается центра-
лизованная загрузка в машины реагентов; упрощаются автоматиче-
ский контроль и автоматическое регулирование процесса обогащения.
Основным недостатком варианта односекционной обогатительной
фабрики являются затруднения в транспорте и распределении про-
дуктов обогащения. На такой фабрике в цехе флотации необходимо
объединить сливы всех классификаторов цеха измельчения, подать
их в центральный пульпораспределитель, который мог бы делить
пульпу па любое требуемое число равных частей, а затем осуществить
подводку их к отдельным флотационным машинам. Другим недостат
ком од!1осекциопного варианта является сложность организации
испытаний в промышленных масштабах новых схем или новых po«i
жимов процессов обогащения. Для проведения таких испытаний ели
дует при проектировании предусматривать возможность выделении
из моносекции изолированной цепи аппаратов для опытной секции
ГЛАВА IV
ВЫБОР И РАСЧЕТ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
§ 1. Выбор схемы дробления
Операции дробления применяются для подготовки
• и того ископаемого к измельчению в мельницах или подготовки
। непосредственно к операциям обогащения, что имеет место при
и мщении ископаемых с крупной вкрапленностью полезных мине-
IIH1. На дробильно-сортировочных фабриках операции дробления
и и и самостоятельное значение.
II схемы дробления обычно
почиют операции предваритель-
||| и поверочного грохочения. Их
пппто относить к той операции
а 1<1пия, в которую поступает
н ипи продукт грохота.
Ьюрация дробления вместе
।носящимися к ней операциями
||чеиия составляет стадию дро-
н н п, а совокупность стадий дро-
HIIH — схему дробления (рис. 6).
। сидни дробления (рис. 7) имеют
1Ы|Н) разновидности:
\ операции предварительного
ипчопия, дробления и повероч-
Предварительное
грохочение
Избыточный
продукт
—♦
дварительное
грохочение
~Ср!оо5ленш
Проверочное
грохочение
Рис, 6. Схема дробления
дельное
грохочение
it грохочения;
I операции предварительного грохочения и дробления;
I операции дробления и проверочного грохочения;
I операция дробления.
I' । шонидность стадии дробления А имеет вариант с совмещенными
I щнями предварительного и поверочного грохочения (рис. 8).
ппог.ть получаемых при дроблении продуктов и нагрузка на
ц|||цт1.| в обоих вариантах остаются одинаковыми.
• номы дробления включают одну, две, три и более
и, и дробления.
1 liu-.no одностадиальных схем равно числу разновидностей стадии
н пни, т. е. равно четырем. Число возможных вариантов двух-
hiiiiii.iii.ix схем дробления значительно больше. Каждый вариант
и । 1 щальпой схемы дробления может быть развит в двухстадиаль-
। । ному путем дополнения его любой из четырех разновидностей
Выбор схемы дробления
49
46 0п1
« a
Ц е
Ы В '
сутк
или Т1
време
берут
за су
U
с це
маю
Предварительное
грохочение
^Дробление
Рис. 7. Разновидности стадий дробления
уДробленю
Проверочное
грохочение
ши дробления. Например, одностадиальную схему разновидно-
। />' можно дополнить любой из разновидностей А, Б, В, Г и таким
р । him получить четыре возможных варианта двухстадиальной
нм дробления БА, ББ, БВ и БГ (рис. 9).
' Н1|ц<ч' число возможных вариантов двухстадиальных схем дро-
>011 будет 42 = 16 (АА, АБ, АВ, АГ, БА, ББ, БВ, БГ, ВА,
НН, ВГ, ГА, ГБ, ГВ, ГГ).
Число возможных вариантов трехстадиальных схем дробления
1><. Число же возможных вариантов схем, включающих п ста-
п |робления, Nn = 4".
Выбор схемы дробления при подготовке руды
к измельчению в стержневых и шаровых мельницах
си
че
те
и1
в
г
I
Предварительное
и поверочное гро-
хочение
Дродление
св
Предварительное
грохочение
~^рДровление
Предварительное
Правление
Предварительное
грохочение
Рис. 8. Вариант разновид-
ности А стадии дробления
Предварительное
грохочение
^Дровление
Предварительное
и поверочное
грохочение
j ^^Дровление
I in выбора рациональной схемы дробления из боль-
iiicjia возможных схем необходимо решить следующие вопросы:
ни ив стадий дробления; о необходимости операций пред-
, и п>ш.ново и поверочного грохочения в отдельных стадиях
Ь И' IIII И .
Ч в с. л о стадий дробления определяется начальной
|||"И1<1Й крупностью дробимого материала.
I пч пмальная крупность кусков в исходной руде зависит от про-
||| шлыюсти рудника и системы горных работ. Наиболее крупная
пилу чается при открытых работах и большой производитель-
н и наименее крупная — при подземных работах и малой
и iiiiiii.ii сальности рудника. Нормами технологического проектиро-
пч Ulin гасительных фабрик черной и цветной металлургии устано-
I ни "прицеленная зависимость между производительностью фаб-
н и максимальной крупностью кусков руды, поступающей из
uni. 1 (гибл. 8).
Таблица 8
Максимальная крупность кусков руды
для рудообогатптельных фабрик [76]
Предварительное
грохочение
1ние
Рис. Я. Варианты развития одностадиальной схемы
в двухстадиальную
11|>>|||||||«|дпте.т1ьность фабрики по руде. т/ сутки Максимальная крупность кусков руды D, мм
открытые работы подземные работы
} 1 100 it inn liOOO и Hinn) 15 000 । и iiiiiii 15000 350—500 700—1000 900—1200 1200—1300 250 400 600—700
II пищ iiiinoiinian крупность дробленого продукта, поступающего Mi и 'ii'iiiiP, находится в пределах от 8—0 до 30—0 мм.
• И Ой |11Н«
50
Выбор и расчет технологических схем
При заданных размерах максимальных кусков в руде и в дро-
бленом продукте пределы общей степени дробления будут:
с ____ ^шах __ 1300 ,_, л
ЙП11П о
с ____ Дщ1п 250
^min j чл
“max
8,3
где 5 — общая степень дробления;
D и d — размеры кусков соответственно в исходной руде и в дро-
бленом продукте, мм.
Общая степень дробления равна произведению степеней дробле-
ния в отдельных стадиях. Дробилки крупного, среднего и мелкого
дробления позволяют получить за один прием следующие степени
дробления:
дробилки крупного дробления — до 5;
конусные дробилки для среднего приема дробления при работе
без поверочного грохочения — до 6;
те же дробилки при работе в замкнутом цикле с поверочным гро-
хотом — до 8—10;
конусные дробилки мелкого дробления при работе без поверочного
грохота — до 3—5;
те же дробилки при работе в замкнутом цикле — до 8.
Минимальная степень дробления 5min = 8,3 не может быть до-J
стигнута в одну стадию в дробилке первого приема, поэтому числа
стадий сухого дробления перед измельчением должно быть не мепеа
Двух.
Максимальная степень дробления 5тах = 160 может быть полу-j
чена при трех стадиях дробления, например
Smax= 160 = 4-5-8
ИЛИ
5тах= 160^4,5-5.5-6,5.
Отсюда следует первое правило выбора схемы дробления: чисЛ
стадий дробления при подготовке руд к измельчению должно р|
пяться двум или трем*.
Исключения из этого правила могут быть сделаны для обогати
тельных фабрик очень малой (до 100 т/сутки) или очень больше!
(свыше 40—60 тыс. т/сутки) производительности, причем в последив!
случае — только при поступлении на фабрику крепких руд, при
дроблении которых получаются куски плитняковой формы.
* Это правило относится к установке стандартных щековых и конусных др!
билок. Опытные пнерцпонные дробилкп института Механобр и молотков Л
дробплки дают высокие степени дробления. При установке таких дробил!
достаточно двух стадий дробления, даже при поступлении на фабрпку крулн*
кусковой руды.
Выбор схемы дробления
51
На обогатительных фабриках очень малой производительности
возможно применение одностадиальных схем дробления с установкой
щековых дробилок со сложным качанием щеки, дающих более высо-
кую степень дробления, чем обычные щековые дробилки. Для таких
фабрик, во избежание усложнения схемы дробления, допускается
повышенная крупность кусков в питании мельницы.
На обогатительных фабриках очень большой производитель-
ности, перерабатывающих твердые руды плитнякового сложения
(|ипа криворожских магнетитовых кварцитов), применяются четы-
рехстадиальные схемы дробления.
Операции предварительного грохочения
применяются для сокращения количества материала, поступающего
и дробление (за счет отсева мелочи), и увеличения подвижности ма-
н риала в рабочей зоне дробилки. Последнее особенно необходимо
при дроблении в конусных дробилках среднего и мелкого дробления,
< клонных к забиванию их рудной мелочью.
Введение в схему дробления операций предварительного грохо-
чения вызывает увеличение капитальных затрат и усложняет цех
(робления. Поэтому предварительное грохочение следует применять
при достаточно высоком содержании отсеваемого класса в исходном
материале, а также при высокой влажности этого класса, когда
hi длительно понижается производительность дробилки.
Предельное содержание отсеваемого класса в исходной руде,
при котором оправдывается предварительное грохочение перед
|рпблением, зависит от степени дробления (табл. 9).
Таблица 9
Предельное содержание отсеваемого класса в исходной руде,
при котором оправдывается предварительное грохочение
перед дроблением 1
U Показатели Степень дробления
2 3 4 5 6 *
II pi дольное содержание отсеваемого класса, % 28 26 21 17 15 14
держание отсеваемого класса при прямолинейной характеристике круп- ности исходной руды, % 50 33 25 20 16,7 14,2
По материалам М. К. Широкинского (институт Механобр).
При прямолинейной характеристике крупности содержание от-
1винимого класса в исходной руде равно отношению размера отвер-
। ши сита грохота а к размеру наибольших кусков в питании гро-
» и in IJ
= (12)
52
Выбор и расчет технологических схем
/.V, °"
ц
М Ы »
в cyi"
ИЛИ. '!
врем
беру
за с'
1
с Ц‘
ма>'
Если размер отверстий сита грохота равен размеру максима kil
пых кусков в дробленом продукте, то содержание отсеваемого класс
будет равно обратной величине степени, дробления
ст
ч<
т»
и
г
1
Рис. 10. Типовые характеристики крупности дро-
бленых продуктов щековых дробилок:
1 — твердые руды; й — руды средней твердости!
3 — мягкие руды
где dp — размер максимальных кусков в дробленом продукт!
При вогнутой характеристике крупности содержание отсеваемоЛ
класса будет больше, а при выпуклой — меньше, чем пр!
прямолинейной характере
стике.
При прямолинейных х|
рактеристиках крупное]!
руды операция предварите л
ного грохочения выгодня
причем относительная выгоД
выше для малых, чем дЛ
больших степеней дробля
ния. Предварительное rpoxol
чение тем более выгодно пр!
вогнутых характеристик»
крупности руды, при котя
рых содержание отсевае!
мого класса в руде выше
чем при прямолинейных ха-
рактеристиках.
В большинстве случаев
характеристика исходной
руды бывает вогнутой. Вслед J
ствие этого предварительное
грохочение перед первой стадией дробления обычно экономически
оправдывается.
Содержание мелкого класса в дробленом продукте, поступающем
в последующие стадии дробления, определяется характеристикой
крупности дробленого продукта предыдущей дробилки. Графики]
типовых характеристик крупности дробленых продуктов щековыл
и конусных дробилок приведены на рис. 10—13.
Здесь по оси абсцисс отложена относительная, т. е. безразмерная!
крупность зерен z (равная отношению размера зерен к ширине раз-|
грузочной щели дробилки: z — d : i\, а по оси ординат — содержа
ние классов крупнее z — слева и мельче z — справа.
Графики составлены для условий, когда в дробление поступает
материал, не содержащий зерен размером менее ширины разгрузоч
ной щели дробилки, т. е. когда размер отверстий сита предвари
тельного грохота соответствует ширине разгрузочной щели дробилки
Выбор схемы дробления
53
а эффективность грохочения Е — 100%. Такой режим может
пн. осуществлен при испытаниях дробилок, при этом характери-
iiihii крупности дробленых продуктов будет определяться только
HIIIK- гвами руды и эффективностью работы самой дробилки.
При режимах, в которых работают дробилки на обогатительных
I юрпках (a^i; £<<100%), характеристика крупности дробле-
... продукта зависит не только от эффективности работы самой
ipiiiiiuiKH, но и от эффективности работы грохота. Для обозначения
Рис. 11. Типовые характеристики крупности дробленых
продуктов конусных дробилок для крупного дробления:
1 — твердые руды; 2 — руды средней твердости;
3 — мягкие руды
• пдсржания классов в продукте; разгружаемом из дробилки, рабо-
।пиццей в режиме а = i и Е = 100%, принят символ Ь, а для всех
прочих режимов та же величина обозначается символом |3.
Условной максимальной крупностью dp кусков в дробленом
продукте принято считать размер отверстий сита, через которое
проходит 95% материала. Соответственно условная относительная
шкеимальная крупность кусков в дробленом продукте zp = dp : i.
Горизонтали на рис, 10—13 соответствуют содержанию отсева-
юиого класса 95%. Точки пересечения горизонталей с кривыми опре-
н hi ют условную относительную максимальную крупность дробле-
ного продукта zp.
Пунктирные прямые АВ (первая и вторая стадии дробления)
in пит в большинстве случаев выше кривых. Это означает, что в дроб-
кпых продуктах содержание отсеваемого класса будет больше, чем
и материале, имеющем прямолинейную характеристику крупности
и мпкеимальную крупность, равную zp. Отсюда следует, что во вто-
рое и третьей стадиях дробления операции предварительного
46 °'
W
МЫ в
в су т
или'
вр‘Л’
бер}
за с
!
с W
ма»
Рис. 12. Типовые характеристики крупности дробленых продуктов
конусных дробилок для среднего дробления:
I — твердые руды; 2 — руды средней твердости; з— мягкие руды
CJ
ч<
т
V
Рис. 13. Типовые характеристики крупности дробленых продуктов
конусных дробилок мелкого дробления.
I — твердые руды; 2—руды средней твердости; з —мягкие рулы
Выбор схемы дробления
55
। |1пч1>ч1шия будут выгодны. Это положение тем более справедливо для
пус.пых дробилок среднего и мелкого дробления, подверженных
.и пушению мелочью в большей степени, чем дробилки крупного
1|||1(|.11ОПИЯ.
< )тс.юда следует второе правило выбора схемы дробления: каждой
рации дробления должна предшествовать операция предваритель-
на и грохочения.
Исключения из этого правила могут быть допущены для опера-
ции крупного дробления. Предварительное грохочение в первой
in pin дробления не применяется в следующих случаях; при кус-
uiiiiToit руде и выпуклой характеристике крупности; при недостатке
шииты помещения цеха дробления для установки грохота; при на-
ni'iiiii избыточной производительности дробилки. Часто отказываются
и предварительного грохочения в первой стадии дробления при
|и цитировании обогатительных фабрик очень большой произво-
111 io.ni.кости, чтобы уменьшить капитальные затраты на строитель-
пт фабрики и упростить их эксплуатацию*.
< )бзор схем дробления отечественных и зарубежных обогатитель-
пи \ фабрик, построенных или реконструированных за последние
III 1,5 лет, показывает, что при суточной производительности фаб-
рики <40 тыс. т предварительное грохочение применяется, за ред-
ими исключениями, перед всеми операциями дробления. На маг-
ии нюбогатительньг^ фабриках большой производительности пред-
। ри гельное грохочение включается в схему только перед операциями
рпднего и мелкого дробления. На крупных отечественных фабриках
Ц1ИЧНОЙ металлургии, построенных в последние годы, предвари-
н"и.кое грохочение также применяется только перед средним и мел-
। им дроблением, однако более половины аналогичных зарубежных
фпбрик работают по схеме с предварительным грохочением перед
in гми операциями дробления.
Операции поверочного грохочения имеют
цр и пи) возвратить в дробилку избыточный продукт**.
Данные о содержании избыточного продукта b+i и максимальной
угнанной относительной крупности дробленого продукта zp для
цшбилок разного типа и руд различной твердости приведены в
lllli.ll. 10.
При дроблении без поверочного грохочения руд средней твердости
и конусных дробилках мелкого дробления выход избыточного
продукта достигает 45%, а максимальная условная крупность
i|Kiii,iienoro продукта превышает в 2—2,5 раза ширину разгрузочной
тонн. При твердых рудах выход избыточного продукта увеличивается
* Нормами института Механобр предварительное грохочение перед первой
|ццппй дробления не предусмотрено.
** Избыточным продуктом называются крупные куски, содержащиеся
н ирпблоном продукте, размер которых больше ширины разгрузочной щели
|||п1|||.пки.
56
Выбор и расчет технологических схем
Выбор схемы дробления
57
46 0
U
М Ы I
В СУ'!
ИЛИ
вре*
бер1.
за с
с и
ма1
Таблица О
Содержание избыточного продукта и условная максимальная
относительная крупность кусков дробленого продукта
щековых и конусных дробилок
Дробилки для крупного Конусные дробилки для среднег .
дробления и мелкого дробления
Категория дробимости
(твердости) руд
конусные I щековые для среднего
для мелкого
Hi числа построенных или реконструированных за последние
1!> лет обогатительных фабрик поверочное грохочение приме-
। । приблизительно т/<, причем на обогатительных фабриках про-
Ппп.птольностыо, превышающей 10 тыс. т! сутки, эта операция
। ро чается в единичных случаях.
I ром правилам выбора рациональной схемы дробления удовлет-
ipuiiiT только двухстадиальные схемы ББ и БА и трехстадиальные
мы БББ и ББА (рис. 15). Эти четыре схемы и применяются в боль-
чин тис случаев на обогатительных фабриках при подготовке руд
тмольчению.
I—мягкие.........
II—средней твердости
Ш—твердые..........
10
20
30
1,1
1,4
15
25
35
1,3 15
1,5 32
1,7 50
1,3-1,5
1,8-2,0
2,4—2,6
25 1,7—2,0
45 2,2—2,5
65 2,7— ЗХ
С1
ч
т
1
I
до 65%, а максимальная условная относительная крупность с<
ставляет 2,7—3,0.
При наличии поверочного грохочения в последней стадии др<
бления крупность конечного дробленого продукта может быт
уменьшена в 2—2,5 раза для руд средней твердости и в 2,7—3 раз
для твердых руд. z
Введение в схему дробления поверочного грохочения вызывав
необходимость установки большого числа грохотов, конвейеро
и питателей. В цехе дробления появляется много перегрузочны;
узлов, в которых происходит пылеобразование. Все это приводи
к увеличению капитальных затрат, вызывает трудности при конст
руктивном оформлении цеха дробления и его эксплуатации, ухуд
шает санитарные условия труц~, ?Ъбенно при большой производи
тельности обогатительной фабрики.
Поэтому на обогатительных фабриках очень большой производи
тельности поверочное грохочение обычно не применяется. На фабри
ках средней производительности поверочное грохочение может при-
меняться в последней стадии дробления. Очень редко на фабриках
небольшой и средней производительности применяют трехстадиаль-
ную схему дробления БАЛ (рис. 14), в которой поверочное грохоче- I
ние включается в две последние стадии дробления для более компакт
ного размещения дробилок. В последнем случае все дробилки I
устанавливают рядом, применяя совместное транспортирование про I
дуктов дробления и грохочения первой стадии м дробленых продук-
тов второй и третьей стадий дробления. Недостатком этой схемы I
является повторный возврат на поверочный грохот продуктов 11
и 12.
Из изложенного следует третье правило выбора схемы дробле I
ния: операция поверочного грохочения может применяться только I
в последней стадии дробления.
//?
|Ц| 14. Трехстадиальная схема дробления БАА с совместным транспортированием продук-
тов дробления и грохочения:
11 продукты схемы; а — грохот первой стадии дробления; б, в, и г — дробилки Пер-
H. торой и третьей стадий дробления; д и е— конвейеры; ж— двухситный грохот для
I ни ригельного и поверочного грохочения во второй и третьей стадиях дробления; з —
конвейер для конечного дробленого продукта
Особые схемы дробления. На обогатительных
Нориках очень большой производительности, перерабатывающих
|нчшие руды (типа магнетитовых кварцитов), дающие при дробле-
нии куски плоской формы, может применяться четырехстадиальная
рма дробления ГГББ (рис. 16) без предварительного грохочения
пирных стадиях крупного дробления.
Мели нижний продукт А операции предварительного грохочения
..рои стадии дробления близок по своей крупности к дробленому
продукту Б дробилки третьей стадии дробления, то эти два продукта
пнут объединяться. Тогда получается трехстадиальная схема дроб-
04111)1 ВББ', несколько отличная от схемы БББ, которую удобно
применять при каскадном расположении дробилок второй и третьей
। in Illi it дробления и для влажных руд.
Оптимальная крупность питания цеха из-
io.ui. чения и основные варианты схем дроб-
1о и и я при использовании стержневых и ш а -
|, и и ы х мельниц. Оптимальной является крупность питания,
при которой суммарная стоимость дробления и измельчения 1 т
рул.ы будет наименьшей (рис. 17).
7,6 °
n
м Ы '
v cyi
врс*
бе?!
за с
с п
ма’
Предварительное
грохочение
'^Дробление Г
Предварительное
грохочение
V) Дробление
Предварительное „ _ ------
грохочение Предварительное
^Дробление U Г,°^хочение г/>0
see ssp
Предварительное
грохочение
4о Дробленю
i_____
с
ч
1
1
Предварительное
. грохочение
|~ Дробление |- ^Дробление
Предварительное Предварительное
грохочение грохочение
F Дробление |- т^Дровление
ПрЕ^ЕЕЕе
го^----—-----тт „ „ и поверочное гро
О Дробление хочение
1— -----------1 rr-----------тт
.Дробление
Рис. 15. Рациональные схемы дробления
ГГББ
6 Дробление
оДровление
Предварительное
грохочение
+ Дробление
6ББ‘
_ t
Предварительное
грохочение
+ о Дробление
Предварительное
грохочение
Предварительное
грохочение
Рис. 16. Особые схемы дробления
+ ЬЛР0&ление
А Предварительное
грохочение
у
Выбор схемы дробления
59
Рис. 17. Стоимость дробления и измельчения руды
в зависимости от крупности питания мельниц:
а — стоимость дробления; б — стоимость измель-
чения; в — стоимость дробления и измельчения
Кривая общей стоимости дробления и измельчения несимметрична
।!!<>< ительно вертикали 1—1 — левая часть кривой поднимается
щ-ю правой. Поэтому увеличение крупности питания мелыпщ
in г равнению с оптимальной крупностью в меньшей степени влияет
и нсономику операций дробления и измельчения, чем уменьшение
руппости питания.
Для стержневых мельниц независимо от производительности
" 11 а тигельной фабрики оптимальная~крупность питания находится
1 пределах от 25 до 30-Л1Ж
ГТн шаровых мельниц онти-
ш'||>ная крупность питания
пшсит от производитель-
на ти. обогатительной фаб-
piii.n (табл. 11).
Па практике часто при-
нимают более крупное пита-
I uno шаровых мельниц, чем
П унизано в табл. 11. Это свя-
1п<| со следующими причи-
। ними: дробленый продукт
ir.ii ьче 8—10 мм трудно полу-
пи. в короткоконусных дро-
। <'н,||icax, применение же для
1Г.И1С0Г0 дробления малопро-
н шодительных валковых дро-
пплок невыгодно; при мел-
i.iiM дроблении влажных
и глинистых руд дробилки
попиваются мелочью; полу-
'НЧ1НО мелкого дробленого
продукта обусловливает необходимость поверочного грохочения,
•но усложняет схему дробления. Поэтому нормами технологического
проектирования [76] допускаются отступления от крупности дро-
o niniro продукта, указанной в табл. 11.
Т аб лица 11
Оптимальная крупность питания шаровых мельниц 1
Производительность обогатительной фабрики, т/сутки 500 2500 ю ооо 40 000
Uni и мильная крупность питания мель- ниц (максимальный размер кусков и дробленом продукте), мм 10—15 6—12 5-10 4—8
1 II» данным В. К. Захватанна.
60
Выбор и. расчет технологических схем
W (
V
м ы
в су
ЦЛЙ
вро
бер
за
с »
ми
Основные варианты схем дробления и измельчения в стержневы
и шаровых мельницах по нормам института Механобр приведен!
в табл. 12.
Таблица Г
Основные варианты схем дробления при измельчении
в стержневых и шаровых мельницах для технике-экономического сравнении
Производитель- ность фабрики, mf сутки Наибольший раз- мер кусков в исход- ной руде, мм Крепость и струк- тура исходной РУДЫ Число стадий дробления в схеме [ Наибольший раз- мер кусков в дроб- леном продукте» мм Условные наимено- вания схем дробле- ния и измельчения Число вариантов
До 1500 До 400 Средняя и креп- кая любой структуры 2 25-35 10—15 ГБСШ, ГБШ, ВАШ 3
До 1500 450—700 То же 3 25—30 10—15 ГББСШ, ГББШ, ГБАШ 3'
1500—15 000 450—1200 » » 3 25-30 10-15 ГББСШ, ГББШ, ГБАШ 3
Более 15000 700—1200 Средняя и креп- кая неплитня- ковая 3 25-30 ГББСШ, ГББШ 2 1
Более 15000 1200 Крепкая магне- титовая плит- няковая 4 25—30 ГГББСШ, ГГББШ 2
Условные обозначения; СШ — измельчение в стержневых и затем в шаровых
мельницах, Ш — измельчение только в шаровых мельницах.
Условные обозначения схем дробления на рис. 15 и 16.
Нормами технологического проектирования флотационных и маг-
нитообогатительных фабрик, разработанных институтом Механобр,
операция предварительного грохочения перед крупным дроблением
не предусматривается (см. табл. 12). Однако при значительном содер
жании в исходной руде мелочи (т. е. класса с зернами, меньшими
ширины выпускной щели дробилки) эта операция рациональна.
В таких случаях в первой стадии дробления вместо разновидности Г
следует применять разновидность Б.
Выбор схемы дробления
61
Размеры выпускных щелей дробилок и отверстий грохотов
в отдельных стадиях дробления
Обзор схем дробления обогатительных фабрик, построенных за
ншлсдние годы, показывает, что размеры выпускных щелей дроби-
нке и отверстий грохотов обычно лежат в пределах, приведенных
и гибл. 13.
Таблица 13
Размеры выпускных щелей дробилок и отверстий грохотов
в отдельных стадиях дробления руд
операция дробления Производи- тельность фабрики, т! сутки Ширина выпускной щели дробилок, ММ Размеры отверстий грохотов, мм
пределы средняя пределы средние
Крупное >16 000 150-300 200 140—250* 200*
» < 10 000 100-150 120 100—150* 120*
। рвднее Любая 25—40 30 30—60** 45 **
Мелкое » СО 1 CD 7 12—25 *** 20 ***
* Предварительное грохочение.
** Предварительное грохочение; при установке двухдечного грохота (схема БББ’
и । рис. 16) отверстия верхнего сита 60—75 мм, нижнего 13—20 л/ль
“* Предварительное и поверочное грохочение.
Соотношение между размерами отверстий грохотов и шириной
ныпускных щелей дробилок по практическим данным примерно
p.tnHo при крупном дроблении 1, среднем дроблении — 1,5 и мел-
ким — 3.
Схемы дробления при подготовке руды к самоизмельчению [55]
Процесс измельчения, в котором дробящей средой являются
куски измельчаемого ископаемого, принято называть самоизмель-
н'нием.
Самоизмельчение, применяемое на обогатительных фабриках,
может быть трех вариантов: рудное самоизмельчение, когда в мель-
ницы самоизмельчеиия подается руда с кусками максимальной
к рупностью 200—350 мм (крупность кусков может достигать 500—
ОМ) мм); грубое рудно-галечное самоизмельчение*, когда в мель-
ницы подается руда крупностью 15—25 мм и одновременно дробящая
< рода, состоящая из кусков руды большей крупности; тонкое рудно-
галечное самоизмельчение **, когда мельницы самоизмельчеиия
* Другой термин — промежуточное самоизмельчение.
** Другой термин — рудно-галечное самоизмельчение.
62
Выбор и расчет технологических схем
А6 (>
11
м ы
Б СУ'
ИЛИ
ВрС!
беу
на 1
с 1
ма
устанавливаются во второй стадии измельчения. Первая стадия из
мельчения припоследнем варианте может производиться в стержневы:
или шаровых мельницах, или же в мельницах рудного или грубог
рудно-галечного самоизмельчепия. Максимальная крупность измель
чаемой руды при тонком рудно-галечном самоизмельчении обычно
не превышает 3—5 мм. В мельницы тонкого рудно-галечного само
измельчения также подается дробящая среда, состоящая из кусков
руды, однако размер кусков меньше, чем при грубом рудно-галеч-
ном самоизмельчении.
Рудное самоизмельчение производится или в мельницах сухого
измельчения типа «Аэрофолл» или в мельницах мокрого измельчения
типа «Каскад». Сухое измельчение требут сложных устройств для
пневматической классификации измельчаемого материала, регули-
рования влажности измельчаемой руды и для очистки от пыли части
воздуха, отсасываемой из рабочей системы и выбрасываемой в атмо-
сферу. Поэтому для фабрик, применяющих мокрые процессы обо-
гащения, сухое самоизмельчение менее выгодно, чем мокрое.
Выбор схемы дробления зависит от применяемого варианта само
измельчения. При рудном самоизмельчении руда подвергается лишь
крупному дроблению, а в отдельных случаях может подаваться
непосредственно в мельницы. При грубом и тонком рудно-галечном
самоизмельчении применяются в основном такие же схемы дробле-
ния, как при подготовке руды к измельчению в стержневых и шаро-
вых мельницах. Отличие состоит только в том, что из продуктов
дробления необходимо выделять грохочением определенные классы
крупности, используемые в качестве дробящей среды в мельницах
рудно-галечного самоизмельчения.
Основное преимущество схем с самоизмельчением по сравнению
с обычными схемами состоит в уменьшении эксплуатационных
расходов и в ряде случаев в повышении технологических показателей
обогащения из-за резкого сокращения расходов на стержни и шары;
меньшего ошламования измельчаемой руды и более полного раскры-
тия полезных минералов при одинаковой максимальной крупности
измельченного продукта; меньшего загрязнения продуктов измель-
чения железом. При варианте с рудным самоизмельчением значи-
тельно упрощается схема дробления и увеличивается производи-
тельность труда.
Однако схемы с самоизмельчением имеют следующие недостатки:
процесс самоизмельчения не применяют для тонкого измельчения
рыхлых руд, образующих при разрушении небольшое количество
крупных кусков, которые могли бы служить дробящей средой;
нельзя применять самоизмельчение для слишком вязких руд; в сливе
мельниц даже при тонком рудно-галечном самоизмельчении содер-
жатся сравнительно крупные зерна, образующиеся вследствие рас-
калывания отдельных кусков дробящей среды, при использовании
для поверочной классификации гидроциклонов эти зерна должны
Выбор схемы дробления
63
шляться; при рудном самоизмельчении необходима регулировка
। рикулометрического состава руды, находящейся в мельнице; при
|||\бом и тонком рудном самоизмельчении необходимо выделять
। шсс определенной крупности, используемый в качестве дробящей
। ряды, что усложняет схему дробления и транспортно-складское
пияйство цеха дробления.
При неблагоприятном гранулометрическом составе руды, по-
. купающей в мельницу рудного самоизмельчения, в ней накапли-
ПИ1ОТСЯ куски критической крупности, которые имеют недостаточные
рнамеры, чтобы быть дробящими телами, и в то же время слишком
целики и прочны, чтобы хорошо измельчаться более крупными кус-
кими. При большом количестве кусков критической крупности
производительность мельницы понижается. Для регулирования гра-
нулометрического состава находящейся в мельнице руды приме-
няется несколько способов.
При первом способе дробленая до 200—350 мм руда разделяется
ни два-три класса крупности, каждый класс направляется в отдель-
ный склад (бункер). Перед самоизмельчением классы шихтуются
и соотношении, в котором они содержатся в «средней» руде. Этот
способ позволяет уменьшить колебания в гранулометрическом со-
таве руды, поступающей в мельницы, но не может изменить ее сред-
него гранулометрического состава. Поэтому способ применим лишь
при переработке руды, имеющей в среднем благоприятную харак-
геристику крупности для самоизмельчения.
При втором способе дробленая до 200—350 мм руда также разде-
ляется на два-три класса крупности, но перед самоизмельчением эти
классы шихтуют в оптимальном соотношении. Класс или классы
крупности, получаемые в избытке, подвергаются среднему и мелкому
дроблению и подаются в мельницу.
При третьем способе для удаления из мельницы кусков крити-
ческой крупности в решетке мельницы делают несколько окон раз-
мером, равным максимальному диаметру подлежащих удалению
пусков. Слив мельницы поступает на грохоте отверстиями, равными
минимальному диаметру удаляемых кусков. Избыточное количество
верхнего класса грохота выводится из процесса, а остаток возвра-
щается в мельницу. Удаляемый из мельницы класс критической
крупности может быть использован как дробящая среда при рудно-га-
лечном самоизмельчении или после додрабливания возвращен в
мельницу.
При четвертом способе в мельницу рудного самоизмельчения до-
бавляются стальные шары диметром 125—150 мм в количестве до
Г>% от объема мельницы. Шары изготовляются из качественной
стали, чтобы они не раскалывались при работе мельницы и чтобы
взнос их был малым.
Последние три способа более эффективны чем первый, так как
они позволяют изменять гранулометрический состав материала
64
Выбор и расчет технологических схем
46 (
1
м Ы
» су
или
в ре
бед
•ла
с ।
м;
<
в мельнице, в то время как первый позволяет лишь усреднять этот
состав. Схема дробления получается более простой при четвертом
способе. Если при третьем способе удаляемый из мельницы класс
критической крупности может быть полностью использован Kai;
дробящая среда, то схема дробления также получается простой.,
Выбор одного из перечисленных способов может быть сделай
только на основе технологических испытаний и последующего тех-'
нико-экономического сравнения.
При грубом и тонком рудно-галечном самоизмельчении дробящая
среда в зависимости от требуемой ее крупности выделяется из про-
дуктов дробления после первой, второй или третьей стадии дробле!
ния. Необходимость выделения дробящей среды при использовании]
самоизмельчеиия усложняет схему7 дробления по сравнению с варпан-1
том, когда измельчение руды производится в стержневых и шаровых!
мельницах, а удельная производительность мельниц понижается
вследствие меныпей плотности руды по сравнению с плотностью
стали. По этим причинам капитальные затраты на строительство1
фабрики при схемах с рудно-галечным самоизмельчением полу-
чаются больше, чем при обычных схемах, однако избыток затрат
быстро окупается экономией при эксплуатации.
Выбор окончательного варианта схемы дробления
при подготовке руды к измельчению
Схема дробления тесно связана со способом и схемой измельче-
ния. Для выбора наиболее выгодной схемы дробления необходимо
для каждого из сравниваемых вариантов определять суммарные
капитальные и эксплуатационные затраты по цехам дробления и из-
мельчения. Поэтому выбор схемы дробления при подготовке ру ;
к измельчению должен производиться в следующем порядке.
Первоначально технико-экономическим сравнением выбирается
оптимальный вариант схемы при использовании стержневых и шаро-
вых мельниц. Сравнению подлежат варианты, указанные (для задан-
ной производительности) в табл. 12. Найденный оптимальный ва-
риант далее необходимо сравнивать с тремя вариантами, включа-
ющими операции самоизмельчеиия: дробление руды до 200—350 мм
и рудное самоизмельчение в мельницах типа «Каскад»; дробление
руды до 15—25 мм и рудно-галечное самоизмельчение; дробление
руды до 15—25 мм, измельчение в стержневых или шаровых мельни-
цах и тонкое рудно-галечное самоизмельчение.
Сравнение вариантов производится по основным показателям —
числу машин, суммарному их весу, общей установочной мощности
электродвигателей, общей стоимости основного оборудования, стои-
мости зданий цехов дробления и измельчения, суммарным эксплуата-
ционным расходам на дробление и измельчение. Необходимо также
учитывать технологическую надежность сравниваемых вариантов,
Выбор схемы дробления
65
возможность и степень надежности автоматического регулирования
ипераций дробления и измельчения, санитарные условия труда.
Схемы дробления влажных и глинистых руд. Влажные и глинистые
руды слеживаются в бункерах и на складах, а в зимнее время
смерзаются. В схемы дробления таких руд перед подачей их на склад
или в бункера включают операции грохочения для выделения мел-
hiii’o (наиболее влажного) класса, направляемого в мельницы непо-
- родственно с конвейеров или через бункера малой емкости, в кото-
рых мелкая руда не успевает слежаться и смерзаться. В зависимости
пт свойств руды и конкретных условий проекта мелочь выделяется
из руды после среднего или мелкого дробления и соответственно
предусматривают хранение среднедробленой или мелкодробленой
руды. Подобные схемы дробления с отсевом влажной и содержащей
тег мелочи и складированием и бункерованием кусковой части руды
осуществлены на апатитовой фабрике в Кировске и на Норильской
фабрике для медно-никелевых руд. Обе эти фабрики расположены
и суровых условиях Заполярья.
При высоком содержании глины и влаги руда не только слежи-
вается и смерзается, но и часто замазывает дробилки, что снижает
их производительность и вызывает простои оборудования всего цеха
дробления. В таких случаях применяют промывку руды и ведут
мокрое дробление с подачей воды в рабочую зону дробилок. Промывке
подвергают исходную руду, если крупность максимальных кусков
руды не превышает 300 мм, или руду после крупного дробления.
Для промывки крупной руды устанавливают скрубберы (глухие
почки) или бутары (барабанные грохоты).
Если руда легко промывается, то достаточно промывки на гро-
хотах перед дробилками и мокрого дробления. Слив скруббера или
нижний продукт бутары направляют в механические (спиральные)
классификаторы, устанавливаемые в дробильном цехе. Пески клас-
сификаторов направляют на конвейеры дробленой руды, а слив
подается в гидроциклоны. Слив гидроциклонов обычно используют
пак оборотную воду для промывки, а пески подают в отделение из-
мельчения. Если режимы работы дробильного цеха и отделения из-
мельчения фабрики не совпадают, то слив механических классифи-
каторов направляют в сгуститель, из которого сгущенный продукт
можно равномерно подавать на измельчение. Расход свежей воды
составляет примерно 1—2 № на 1 т промываемой руды [48].
Выбор схемы дробления при подготовке
полезного ископаемого к операциям обогащения
При обогащении отсадкой или в тяжелых суспензиях крупно-
пкрапленных руд дробление их обычно производится до 6—30 мм.
В этом случае схема крупного и среднего дробления выбирается ана-
логично описанному выше порядку. Для получения постоянной
5 Заказ 1075
Расчет схемы дробления
66
Выбор и расчет технологических схем
I
M 1'1
И CJ
ИЛГ
ЩИ
бщ
'.111
<
крупности дробленого продукта желательно применение операции пи
верочного грохочения в последней стадии дробления. Если дробленш
производится до крупности, меньшей 15—20 мм, то применена
поверочного грохочения является обязательным. Особенно оно вс
обходимо при отсадке классифицированной руды.
При обогащении валунчатых железных и крупновкрапленньи
разновидностей коренных магнетитовых руд, а также углей опери
ции обогащения начинаются при крупности 50—100 мм. В зависи
мости от крупности максимальных кусков в исходном сырье схем!
дробления этих полезных ископаемых включают одну или две стади!
дробления с предварительным грохочением перед каждой стадиев
Поверочное грохочение обычно не производится.
При обогащении мелковкрапленных руд редких металлов они
подвергаются дроблению до 6—20 мм. Дробленый продукт напра
вляется в измельчение, обычно производимое в стержневых мельнв
цах до 2—0,3 мм.
§ 2. Расчет схемы дробления
Исходные данные для расчета схемы дробления
Для расчета схемы дробления необходимо иметь следующие дан-
ные: производительность обогатительной фабрики по сырью; харак-
теристику крупности сырья; максимальную крупность дробленого
продукта; характеристики крупности дробленых продуктов дроби-
лок, устанавливаемых в отдельных стадиях дробления; показатели
эффективности грохочения в отдельных стадиях дробления.
Характеристики крупности сырья и дробленых продуктов берутся
из отчетов по исследовательским работам и по практическим данным
обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье.
Если приведенные в отчете характеристики крупности дробленых
продуктов получены при разгрузочных щелях дробилок, отлича-
ющихся от запроектированных щелей дробилок, то характеристики
крупности подлежат пересчетам. Последние производят на основа-
нии допущения тождественности типовых характеристик дробленых
продуктов, получаемых при дроблении одного и того же сырья
в дробилках одинакового типа.
Пример такого пересчета приведен в табл. 14. При наличии гра-
фического изображения характеристики крупности для приведения
этого графика в соответствии с заданной шириной разгрузочной щели
дробилки изменяют на графике соответственно масштаб крупности
по оси абсцисс.
Если опытных характеристик крупности дробленых продуктов
не имеется, то для приближенного расчета схемы дробления можно
пользоваться типовыми характеристиками крупности, приведенными
67
Таблица 14
Пример пересчета характеристики крупности дробш жого продукта ктеристика крупности очной щели 16 мн
Расчетная хара при разгруз
крупность классов 1 долях ширины Л1М цели дробилки содержание классов, % крупность кл в долях ширины щели дробилки ассов ЛШ содержание классов, %
2 1-2 0,5-1 0,25—0,5 0,25-0 20 10-20 5-10 2,5-5 2,5—0 5 30 25 15 25 2 1-2 0,5—1 0,25-05 0,25—0 32 16-32 8—16 4—8 4—0 5 30 25 15 25
II с е г о ип рис. 10—' мости руды стадии дробг l3. В этом табл. 15) I гения. I 1 _ 1 100 | 100 | I | случае необходимо знать категорию дроби- , ш Улавливаемой в данной Таблица 15
Категории дробимостп руд
Категория дроби- мости (твердости) руд Показ атет по шкале проф. М. М. Протодьяконова и для оценки дробимостп по шкале Союзвзрывпрома по шкале Гиредмета
коэффи- пиент крепости категория крепости временное сопротивле- ние сжатию, категория крепости категория крепости
•*——— 1 мягкие П — средней твер- дости III—твердые 1-5 5-Ю 10-20 VII, VI, Via От V до Ша III, П, I <300 300-800 >800 Villa, VIII6 VHIb, Ха От IX до XIVb От XV до X IX, VIII, VII, От VI ДО 0
при отсутствии прак-
Характеристика крупности исходной руды при отсутствии прак-
тических данных принимается прямолинейной.
Порядок расчета схемы дробления и вывод расчетных формул
На схеме дробления (рис. 18) все продукты нумеруются арабскими,
я операции — римскими цифрами. В общем случае номер продукта
обозначается символом п, а номер операции — символом т.
Схема дробления рассчитывается в следующем порядке.
5*
68
Выбор и расчет технологических схем
М 1>1
В С
и .111
вр»
бе
ва
с
м
V
Предварительное
грохочение ------------11 I стадия,
\родпение-л\ Р^идностьб
г
ПредВар'йте~льноё ' ' '
___грохочение Ш д стадия,
Дродление--т разновидность^
8
6
л
оеоварительное
_________1-И К стадия,
—хичение t S. разновидность А
срДродление-\-у[
Рис. 18. К расчету схемы дробления
1. Определяется часовая производительность оборудования цен
дробления.
2. Определяется общая степень дробления: So^~Dr\Dx
где Dr — максимальная крупность исходной руды; Ь31 — макет
мальная крупность дробленой руды для рассчитываемого вариан!
схемы дробления (см. рис. 18).
3. Устанавливаются степени дробления в отдельных стадии1
дробления SjSggg = So6uv
4. Подсчитывается условная максимальная крупность дроблены
продуктов после отдельных стадий дробления:
первой стадии
^5= —
5 si ’
второй стадии
-Ов = ~-
третьей стадии
Рц = -^~.
S1«2S3
5. Подсчитывается дли
каждой стадии дробло I
ния ширина разгрузочнш
щели дробилки
i =
т zp
Значения Zp принимают по данным испытаний дробимости руды ,
а при их отсутствии — по типовым характеристикам (см. рис. 10—1J
и табл. 10).
6. Устанавливаются размеры отверстий сит грохотов и эффек
тивность грохочения для каждой стадии дробления.
В операциях предварительного грохочения размеры отверстии
сита грохотов а принимают в пределах zpi а г; в операциях
поверочного грохочения и совмещенных операциях предварительного
и поверочного грохочения размеры отверстий сита принимают нс
много большими условной максимальной крупности дробленом»
продукта. Практические значения а и i приведены в табл. 13.
Значения эффективности грохочения принимают в зависимости
от типа грохота — для колосниковых грохотов Епа = 60 ч- 70 %,
для вибрационных Е~а = 65 ч- 85 %.
7. Производится ориентировочный расчет схемы дробления и вы
бор дробилок для проверки возможности осуществления запроектц
рованной схемы на стандартном дробильном оборудовании.
При ориентировочном расчете схемы характеристики крупности
руды, поступающей во вторую и третью стадии дробления, припи .
Расчет схемы дробления
69
Пиот прямолинейными. Характеристику крупности исходной руды
Врут из горной части проекта, а при ее отсутствии — принимают
прямолинейной.
Выбранные дробилки и принятые степени дробления должны
июплетворять следующим требованиям: ширина пасти дробилки
Фипкна быть на 10—20% больше размера поступающих в нее кусков
руды; дробилка должна обеспечить требуемую производительность;
спроектированная ширина разгрузочной щели должна находиться
в пределах, допустимых для данного типа дробилки; коэффициенты
III грузки дробилок должны быть по возможности близкими*.
Если обнаружится, что перечисленные требования к дробилкам
при запроектированной схеме дробления невыполнимы, то следует
изменить назначенные степени дробления в отдельных стадиях дроб-
н'ния. Например, если окажется, что дробилки третьей стадии пере-
бужены, а дробилки второй стадии недогружены, то следует уве-
шч ить степень дробления во второй стадии и соответственно умень-
шить в третьей стадии. В отдельных случаях может выявиться
необходимость замены двухстадиальной схемы дробления на трех-
I.' радиальную.
8. Производится окончательный расчет схемы дробления и про-
перка правильности выбора оборудования.
9. Производится выбор оборудования для измельчения и тех-
нико-экономическое сравнение вариантов схемы дробления и из-
мельчения с целью выбора оптимального.
Вывод расчетных формул
Целью расчета схемы дробления является получение исходных
in иных для выбора оборудования: дробилок, грохотов, конвейеров
и мельниц. Для выбора дробилок необходимо рассчитать их требу-
емую производительность, а для выбора грохотов необходимо знать
их производительность и характеристику крупности поступающего
па них материала.
Вывод расчетных формул приведен для наиболее сложной трех-
г радиальной схемы дробления с поверочным грохочением в послед-
ней стадии (см. рис. 18). Расчеты более простых схем являются част-
ными случаями расчета данной схемы.
При расчете схемы определяются вес и выход продуктов, полу-
чаемых по схеме, и характеристики крупности продуктов 5, 9 и 10.
Для расчета характеристик крупности необходимо знать прира-
щение расчетного класса в операциях дробления, подсчитываемое
на основе следующих допущений. Зерна, размер которых меньше
ширины разгрузочной щели дробилки, проходят дробилку без
* Коэффициент загрузки — отношение требуемой производительности дро-
билки к возможной производительности ее при запроектированной шпрпне
разгрузочной щели.
70
Выбор и расчет технологических схем
Расчет схемы дробления
71
изменения своей крупности и не влияют на гранулеме грическц,
состав продукта, получаемого при дроблении класса >i. ЕгФ ^np®fleJie
d > i, то при дроблении классов —D + d и —D + i получаю
приблизительно одинаковые характеристики крупности дроблс
продуктов (D — наибольшая крупность кусков в питании дробил
Из этих допущений следует, что при определении приращу
расчетного класса необходимо различать два случая: первый, ко
наибольшая крупность зерен в классе, приращение которого ш
ходимо определить, меньше ширины разгрузочной щели дробил i как л = Q .
или равна ей (d i); второй, когда наибольшая крупность зер< 1 5
в классе больше или равна ширине разгрузочной щели дробил1ИРи определении характеристики крупности продукта
(d г). личать три случая:
В первом случае приращение класса минус d будет происходи-
за счет дробления зерен крупнее г, а во втором — за счет дроблеш
зерен плюс d. II е р в ы й с л у ч а й. Приращение мелкого класса
Для любой операции дробления т приращение расчетного класции дробления при d «S i по формуле (14) будет
в рассматриваемых случаях будет . n_d n+f,_d
Оц .
kPtn=Pnlbrf (при d^i); (1„ v „
v г ' Поэтому формула (17) примет вид
= Pndb~m (при d^i), (1 p+lb~d
' R-d __ R-d | r3 °II
где b~d — содержание расчетного класса в разгрузке дробил! 5 &
при питании ее классом крупнее i', в схемах дробления обычно а г. Поэтому вес класса +г, по-
номер продукта, поступающего в дробилку; пающего на грохот, равен сумме весов двух классов: класса 4-я,
— номер Операции Дробления. сляггя а 4- i
$ продукта
II:
ние характеристики крупно-
5. Вес класса —d в продукте 5 равен сумме
' этого класса в продукте 1 и приращения его в операции дро-
Р~ъ* = Pid 4- Д?п = №* + АТ’п ;
-d P^d _R-d , bPtf.
° ~ Qt, ~ <2з P1 + Qi ’
К
(17)
<?5
а.
5 следует
в первой
(17,а)
__ Р* Q&a
1 Pf <2i₽i ’
Для класса —я формула эффективности имеет вид
р-а __ Р^а _ __ Qi ‘ 1 _ @2
1 Р;а Qifca <2iPra ‘
п
т
Численные значения берутся из отчетов по испытаниям др< Р^1 = Р{а Р±а^1.
бимости руды, а при отсутствии данных испытаний — по типо^ы
характеристикам (см. рис. 10—13). Класс -\-а из продукта I полностью переходит в продукт 3, по-
.му Р^а = Р%а. Класс —а 4- i переходит в нижний и верхний
Расчет первой стадии дробления эдукты грохота.
Г Вес класса —я 4~ г в верхнем продукте грохота
а) Определение веса продуктов 2 и 3. Эффш р_ац p-a+t _ р-аи Е-аи
тивность грохочения для любого класса крупности по определен!! 3 1 1 1
Равна . Общий вес класса 4~i в верхнем продукте грохота
Р+1 = р+а + Psa+t =Pja + Pia+i —P^E^^Pi—P^Ei"1-,
Pt1 = - Ci₽7a+^I0+Z = Qi (Ptz - ₽lo+^Io+£)- (18)
После подстановки значения Pg1 в формулу (17, а) и сокращения
получим
= р/ 4- (р+‘ _ р-«^') btf. (19)
(К Размер отверстий сита грохота обычно близок к ширине раз-
гонной щели дробилки, поэтому класс —а 4- I является узким
s то же время трудным классом для грохочения. Величины р7°+£
E~a+i малы по сравнению с величиной pjz, а их произведение
тяется малой величиной второго порядка, которой можно
Отсюда:
вес нижнего продукта
вес верхнего продукта
Q^Q^Qi-Q^
72
Выбор и расчет технологических, схем
пренебречь. Тогда значение [V для рассматриваемого случая можно
с достаточной степенью точности подсчитывать по формуле
V = V + (20)
Второй случай. Приращение мелкого класса в первой
стадии дробления при d i по формуле (15) будет
APiTd = ^s^n-
Поэтому формула (17) примет вид
fV = fV+^£- (17,6)
VI '
Аналогично первому случаю вес класса -J-d в верхнем продукте
грохота
Pf = Ci(Pirf — Pr+dEla+d)
н
|V = РГЧ (fVfV+d£fa+d) V- (21)
Приближенно для второго случая
V = IV + W- (22)
Третий случай. Формула (17) для третьего случая при
d~^> а имеет такой же вид, что и для второго случая.
Вес класса +d в верхнем продукте грохота равен весу этого
класса в питании, поэтому
И
lV=lV+₽rW-
Точная формула для третьего случая совпадает с приближенной
формулой для второго случая. Поэтому при расчетах по прибли-
женным формулам следует различать только два случая:
первый, когда d i, содержание (V подсчитывается по форму-
ле (20);
второй, когда d^i, содержание (V подсчитывается по формуле
(22).
Расчет второй стадии дробления
Вторая стадия дробления аналогична первой, поэтому расчетные
формулы для второй стадии будут отличаться от формул, выведен-
ных для первой стадии, только значениями индексов, показыва-
ющих номера продуктов и операций.
Расчет схемы дробления
73
а) Определение веса продуктов 6, 7 и 8
<?7 = & = &-(?e = Ci-ee. (16,а)
б) Определение характеристики крупно-
сти продукта 9
V=PiJ + Pt^iv (для случая d ==S iIV); (23)
₽gd = p6d + fVM (для случая d^rIV). (24)
Расчет третьей стадии дробления,
а) Определение веса продуктов 10 и 12. При
установившемся процессе имеем:
Qii—Qv=Qi и C^i2 = Ci3i
<21о=Л“ос+РГой; РЖ? = Си=Си pio=^.
Содержащийся в продукте 10 класс +а полностью переходит
и верхний продукт грохота, поэтому
n+a_р+а
1 10 — 112 -
С другой стороны,
=ДР^ = CnPlf - <Ж“ = Ci (1 - IV) = CifV *;
ТЭ+а_ П+а _ С1Роа
1 ю —112 — —i-a - •
°VI
Подставляя значения Р^ и Р^ в формулу для Oin, получим
еи=е.(^-+|&); (25>
С12 = С13 = С10 С11 ~ С10 С1-
б) Определение характеристики крупно-
с г и п р о д у к т а 10. Для выбора грохота в операции V достаточно
знать содержание в продукте 10 классов —а и —0,5 а.
Содержание класса —а определяется из соотношения
Cio₽w^v° = Cii₽ii = Ci-l (так как Cn = Ci и Pii = l).
откуда
= (?1Х° = ’ (26^
* Так как Рг“=1 и Pea+Psc = C
74
Выбор и расчет технологических схем
Содержание класса —0,5а будет примерно в два раза меньше,
чем класса —а
₽1Г^О,5₽1оа. (27)
Ориентировочные выхода продуктов, поступающих в операции
дробления, подсчитанные по изложенной методике с использованием
типовых характеристик крупности, показанных на рис. 10—13,
приведены в табл. 16. Подсчеты выходов сделаны для эффективностей
грохочения перед крупным дроблением — 60 %, перед средним — 85 %,
перед мелким при открытой схеме дробления — 85 %, для замкнутой
схемы мелкого дробления принят эквивалентный режим № 2. При
других режимах работы дробилок и грохотов выхода могут иметь
отклонения по сравнению с указанными в табл. 16.
Таблица 16
Ориентировочные выхода продуктов, поступающих в операции дробления
в зависимости от твердости дробимых руд
(для предварительного выбора дробилок)
с
ч
1
Дробление Разновидность стадии дробле- ния по рис. 7 и 8 Выход продукта, поступающего в дроб- ление, % от веса исходной руды
мягкие РУДЫ руды средней твердости твердые РУДЫ
Крупное Б 65-75 70—80 80—90
Среднее Б 65—75 70—80 80-85
Мелкое Б 50-65 65—75 75-80
Мелкое А 90—120 100—140 130—160
выбора и расчета схемы дробления
Пример
Выбрать и рассчитать схему дробления для следующих условий:
производительность обогатительной фабрики по руде Q = 850 тыс. т/год-,
цех дробления работает 6 дней в неделю по 6 ч в смену, чистое время работы
I = 15 ч/сутки-,
цехи измельчения и обогащения работают 7 дней в неделю по 24 ч в сутки;
руда характеризуется средней твердостью;
характеристики крупности исходной руды и дробленых продуктов дробилок
крупного, среднего и мелкого дробления приведены в табл. 17.
1. Определяем суточную проигеодителъность обогатительной фабрики,
суточную и часовую производительности цеха дробления (см. главу III):
Л Q 850000 .
<?с=^== 3587092 = 2560 т/сутки’
,пФ
Qc.u.a.~Qc~^- -
^Qc.n.n.
7
2560 — = 3000 т/сутки-,
о
1 3000 .
——— = 200 т ч.
15
Расчет схемы дробления
75
Т а б л п ц а 17
Характеристика крупности руды и дробленых продуктов при питании
дробилок классом -j-i мм (к примеру выбора и расчета схемы дробления)
|С|»У ШПЮТЬ к. пиши. .It ль Содержание классов. % Пересчет характеристики ДЛЯ 1=8 JWA1
В руле в продуктах» разгружаемых ИЗ дробилок, b+d
крупность классов, мм содержание классов b+d, %
щековой, 1 = ЮО мм конусной среднего дробления i = 25 мм конусной мелкого дробления i = 10 мм
I 200 33,0 0,0 0,0 0,0 — —
| 150 46,5 5,0 0,0 0,0 — —
I 100 61,0 20,0 0,0 0,0 — —
| 50 77,0 57,0 3,0 0,0 — —
| 25 86,0 75,0 22,0 5,0 +20,0 5,0
1 13 92,0 86,0 52,0 23,0 +10,8 23,0
1 10 — — 60,0 46,0 +8,0 46,0
<• — — 77,0 72,5 +4,8 72,5
, 1 з — — 88,0 87,0 +2,4 87,0
1 II 100,0 100,0 100,0 100,0 +0 100,0
II р и м е ч а н и я.
I. Максимальная крупность кусков в руде Л, = 550 лои,
". Условная максимальная крупность продуктов дробления <1р дробилок: щеко-
| II 15ь мм, конусной среднего дробления — 45 •«, конусной мелкого дробления — 25 мл«
|и|И| I = Ю мм).
.1. Относительная максимальная крупность дробленых продуктов дробилок: щековой
*1'°- =1,51 конусной среднего дробления г = +5_ = 1.8 и конусной мелкого дроб-
I ПН1 р 25
25
<11011111 = —— = 2,5.
I’ 10
’’ Набираем варианты схемы дробления для технико-экономического
<' | >>111 Ill'll II Л.
Пч гибл. 12 конкурирующими вариантами схем при установке для измсль-
41 пип стержневых или шаровых мельниц будут следующие: ГББСШ, ГББШ,
ГБАН1. Тик как характеристика исходной руды вогнутая (см. табл. 17ирис. 19),
то дли игриой стадии дробления принимаем разновидность Б (с предварительным
гр<гм1>11Ч11н>м) вместо разновидности Г по табл. 12.
Таким образом, расчету подлежат два варианта схемы дробления — БББ
и ББ 1, т. <>. трехстадиальная схема дробления без поверочного грохочения
и послсдиеп стадии дробления и трехстадиальная схема с поверочным грохоче-
нием. Дли расчета принимаем трехстадиальную схему дробления ББА при
li.pynnoi iii питания цеха измельчения 10—0 мм (см. рис. 18).
3. Определяем общую степень дробления
о .. . 550
I аГ м’-55'
I 4. Выбираем степень дробления в отдельных стадиях дробления
I S=SjS2s3.
1 Если Я| Ka = s3=scp, то S = sj?p и
I scp = yS = 3/55 = 3,8,
е scp — сре iiiuii степень дробления для одной стадии.
76
Выбор и расчет технологических схем
Расчет схемы дробления
При наличии поверочного грохочения в третьей стадии степени дробления
для первой и второй стадий должны быть несколько меньше scp, а степень
дробления в третьей стадии — несколько больше scp. Поэтому для первой
и второй стадий дробления ориентировочно принимаем
si = s2 — 3,5-
Тогда
S -55
S3 =----- = т, у —=
S1S2 3,5 • 3,5
5. Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдель-
ных стадий дробления:
Di 550
А =-----= —— = 157 мм;
si i3.5
n А 550 ,г
sis2 3,5 • 3,5
550
Al = = Ю мм.
s^sg 3,5 • 3,5 • 4,5
6. Определяем ширину разгрузочных щелей дробилок в первой и второй ста-
диях дробления
А 157 ...
Ztt =-- = 7 _ -— 104 мм.
1 ZU 1-5
Принимаем с округлением tn= 100 мм, тогда
П5 = 100 • 1,5 = 150 мм; л
D» 45 ос
ivy —-------. _ — 25 мм.
zIV 1,8
Значения z принимаем из табл. 17 (см. примечания).
При отсутствии таких данных значения z берутся из типовых характеристик
крупности (см. рис. 10—13 и табл. 10).
7. Выбираем размеры отверстий сита грохотов и эффективность грохочения
для первой и второй стадий дробления.
Для предварительного грохочения размер отверстий сита принимают в пре-1
делах от i до zi. Если дробилка недогружена, то размер отверстий берут равным!
или немного большим I, а если дробилка перегружена — то равным или немного!
меньшим zi. Практические данные приведены в табл. 13.
Для крупного грохочения на колосниковых грохотах значение эффектов!
пости грохочения Е~а принимают в пределах 60—70%, а для среднего и мелкогЛ
предварительного грохочения — в пределах 80—85% (при установке вибра-1
ционных грохотов).
Для рассчитываемой нами схемы принимаем: а, = гп = 100 мм; Е^0 I
= 60%; а1П = 1,2 iIV = 1,2-25 = 30 мм; Е^ = 85%.
8. Выбираем режим работы грохотов и дробилок третьей стадии дроблениям
В зависимости от численных значений величин г, а и Е~а, определяющий
режим работы грохотов и дробилок, изменяются характеристика крупност!
дробленого продукта, потребное число грохотов, потребное число дробило!
и производительность мельниц.
Характеристики крупности дробленого продукта, при которых получаете!
одинаковая производительность мельниц, называются эквивалентными
а режимы работы дробилок и грохотов, обеспечивающие получение дроблены!
продуктов с такими характеристиками, — эквивалентными режи!
м а м и.
Уменьшение размера выпускной щели дробилкп i при постоянных а и Е~а
приводит к уменьшению средней крупности дробленого продукта. Такой же
результат получается и при снижении эффективности грохочения Е~а (при пере-
। рузке грохота), происходящей в первую очередь за счет трудных зерен. Поэтому
при низкой эффективности грохочения содержание в нижнем продукте грохота
лгрсн, близких по размеру к величине отверстий а сита, будет малым, вследствие
эгнго уменьшается и средняя крупность продукта дробления. Увеличение а
при постоянных г и Е~а приводит к обратному результату — увеличению сред-
||-й крупности дробленого продукта. Очевидно, что, уменьшая г пли Е~а или
ба этих параметра одновременно, можно сохранить среднюю крупность дробле-
ого продукта одновременным соответствующим увеличением а. Таким образом,
- ществует множество сочетаний значений a, i и Е~а, при которых достигаются
и.дивалентные режимы дробления [101].
Некоторые из эквивалентных режимов работы грохотов и дробилок при-
(ены в табл. 18. Эти режимы определены на основе допущения, что пропзводи-
пьность мельниц при измельчении продуктов с одинаковыми удельными поверх-
стямп является постоянной. За эталонный режим принят следующий: а =
i = ды; Е~а =85%, где 4 — максимальная крупность дробленого продукта.
Таблица 18
Эквивалентные режимы работы дробилок и грохотов
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
Чнрлсте- Л ристина РУДЫ Тив цикла дробления Режим Значения Относитель- ное коли- чество про- дукта. посту- пающего в операции
i a E~a- %
дроб- ления грохо- чения
• редней Замкнутый Эталонный 85 1.0
1 ПОРДО' » Эквивалент- 1,0
сти пый № 1 i = 0,84 a = l,24 85 0,7 0,8 0,5 1.0 0,8 0,9 0.4 1.0
Крепкая Открытый Замкнутый » То же, № 2 » » № 3 Эталонный Эквивалент- (=0,84 i — 0,5с?м г ~ с?м so» II II II - 2 rfs £3 65 85 85
ный № 1 i = 0,84 <2 = 1,154 85 0,6 0,6 0,35 0,7 0,7 0,3
» Открытый То же, № 2 » » № 3 г = 0,84 '=0,44 0=1,34 a = 4 65 85
Г>олее выгодны такие эквивалентные режимы, при которых ра;
। руио’шых щелей дробилок и эффективность грохочения уменьшены,
11111141СТИЙ сита грохотов увеличены по сравнению с эталонными.
Для рассчитываемой схемы дробления выбираем эквивалент
2 для руд средней твердости. Тогда йу>= 0,8 77ц = 0,8-10 =
1,4Dlt = 1,4-10 = 14 мм; Еуа = 65%.
9. Проверяем соответствие выбранной схемы дробления
нпискаемп-мм
размеры раз-
, а размеры
эквивалентный режим
— 8 мм; ау —*
_______________________________чриилепия и степеней дробления
спускаемому оборудованию.
п) Определяем приближенные значения весов продуктов 3, 7 и 12, поступа-
1П1ЦПХ в операции дробления. По табл. 16 находим ориентировочные выхода
продуктов (для руды средней твердости): у3 = 70 80%; уз*=»75%; у, =
/0-ь80%, у7я=»75%; у12 = 100-ь 140%; у12»Л20%. По формуле Qn =
78
Выбор и расчет технологических схем
= Qry„ определяем веса продуктов: Qg — 200-0,75 = 150 т/ч; Q7 = 200-0
= 150 т/ч; Q,z = 200-1,20 = 240 т/ч.]
б) Выбираем дробилки. Требования, которым должны удовлет
дробилки, согласно результатам предварительного расчета схемы-дроб
указаны в табл. 19.
Т а б л 1
Требования, которым должны удовлетворять дробилки
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
Показатели Стадия дробле 17 ве, те.
первая вторая
Крупность наибольших кусков в пита- НИИ, мм 550 150
Ширина разгрузочной щели, мм 100 25 ао
Требуемая производительность, т/ч 150 150 =—
Этим требованиям удовлетворяют: для первой стадии дробления
пая дробилка крупного дробления размером 750 лгл; для второй стадии -
ная дробилка среднего дробления размером 1750 мм; для третьей
конусная дробилка мелкого дробления размером 2200/600 мм/т.
Технологическая характеристика дробилок приведена в табл. 20.
Т аб лп
Технологическая характеристика выбранных дробилок
(к примеру выбора и расчета схемы дробления)
Ста ди.т дробления Тип и размер дробилок Ширина пасти, Л1Л1 Пределы ре- гулирования разгрузоч- ной щели, Л1Л4 Произвол тельное^ при запр дотировали щелях, т
Первая Конусная крупного дробления, 750 мм 750 100—175 190
Вторая Конусная среднего дробления, 1750 мм 250 25-60 205
Третья Конусная мелкого дроб- ления, 2200/600 мм/т 130 5-15 215
Примечание. Производительность дробилок подсчитана для руд средней тв
достл насыпным весом 1,6 m/ж* и для открытого цикла дробления.
Чг
♦ f ’ll
Коэффициенты загрузки дробилок первой и второй стадий дроблю
^i==il=0-79’ *2=ж=°-73- -j
Здесь в числителе — требуемая производительность дробилок (см. таб.
в знаменателе — производительность по технологической характеристике
табл. 20). ь
Производительность дробилки третьей стадии дробления в табл. 20 п
считана для открытого цикла. В нашем случае при замкнутом цикле дроблс.
Расчет схемы дробления
79
газводительность дробилки возрастет примерно до 300 т/ч (см. главу V, § 2).
'га коэффициент загрузки дробилки третьей стадии дробления будет
*з=
240
300
= 0,80.
спроектированную схему дробления возможно осуществить на стандарт-
робилках при близких значениях коэффициентов их загрузки. Поэтому
гобходимости в изменении назначенных для отдельных стадий степеней
1ения. Если бы оказалось, что различия в коэффициентах загрузки дробилок
Рис. 19. Характеристики крупности (к примеру расчета и выбора
схемы дробления):
— исходной руды; — разгрузки дробилки крупного дро-
бления при дроблении класса + in; bjy—разгрузки дробилки
второй стадии дробления при дроблении класса +’lv;
М — масштаб
|'нь велики, то пришлось бы изменить ориентировочные степени дробления
таком направлении, чтобы коэффициенты загрузки дробилок получились
такими по величине, или даже изменить схему.
10. Производим расчет схемы. Предварительно по данным табл. 17 строим
-'актеристики крупности для btf, //(у и btf. Размер выпускных щелей,
которых производились испытания дробимости руды на дробилках крупного
щнего дробления (100 и 25 мм), совпадают с запроектированными. Поэтому
построения графиков для btf и Ь$ можно непосредственно пользоваться
лми табл. 17 (см. рис. 19). Испытания на конусной дробилке мелкого дроб-
. -я проведены при щели 10 мм, а запроектирована щель 8 лш. Поэтому для
рения характеристики при щели 8 лиг необходимо или сделать пересчет
. Йтеристики и потом построить график (см. две правые колонки табл. 17),
Ifi сначала построить график по результатам испытаний, а затем изменить
гштаб по оси абсцисс в соответствии с изменением выпускной щели дробилки
'й. масштабы по оси абсцисс на рис. 20).
80
Выбор и расчет технологических схем
И
б
При отсутствии ситового анализа руды и испытаний ее дробимости характе-
ристика крупности исходной руды принимается прямолинейной, а значения btf
определяются с помощью типовых характеристик (см. рис. 10—13). Для опре-
деления значений и по типовым характеристикам необходимо знать
твердость руды, тип дробилки, ширину выпускной щели 1т и крупность класса d,
для которого ищется значение brf. Сначала находится относительная (безраз-
мерная) крупность класса: z — d : im, а затем по соответствующей кривой опре-
деляется значение = b^f.
(
Рис. 20. Характеристика крупности разгрузки дробилки мелкого
дробления при дроблении класса +»vjJ
М — масштаб
а) Расчет первой стадии дробления. Определяем Q2
и О-А по формуле (16):
<?2=<?1РГа£1а = <21РГ10°= 200 • 0,4 • 0,6=48 т/ч;
= —Сг = 200 —48 = 152 т/ч.
Значение р^100 находим по табл. 16 или из рис. 19.
б) Расчет второй и третьей стадий дробления.!
В операции грохочения 111 отсевается класс 30—0 мм, а в операции V — класс]
14—0 мм, размер выпускной щели дробилки второй стадии дробления iiv =
= 25 мм. Поэтому для расчета второй стадии дробления необходимо определить
содержание в продукте 5 класса —30 мм, а для расчета третьей стадии дробления
необходимо знать содержания в этом же продукте классов —25 и —14 .«.и J
Кроме того, для выбора грохотов необходимо знать содержания в питании гро-'
хота классов с зернами размером меньшим размера отверстий сит и меньшим
половины размера отверстий сит, т. е. необходимо определить значения Рё16,
₽Го14 и р70’. Таким образом, для продукта 5 необходимо определить значения p~so, i
Рё15 и Рём> «ля продукта 9 — pg14 и для продукта 10 — 6j014 и PjJ. I
Определение рт30. Так как максимальная крупность зерен в классе
30—0 лл меньше in. то расчет производим по формуле (20)
РГМг'+Р^Й';
р-30 = ргзо+p+ioojffJ = 0.16 + 0,61 • 0,28 = 0.33 = 33 %. *
Расчет схемы дробления
81
Значение [if100 взято из табл. 17, значение — из рис. 19.
11 ри отсутствии испытаний дробимости значение b определяли бы по кри-
ниц ч (см. рис. 11), относящейся к крупному дроблению в конусных дробилках
I уд средней твердости. Предварительно вычисляем безразмерную крупность
и iuitii: z — d : £ц = 30 : 100 = 0,3; далее для найденного z по кривой 2 (см.
pue. 11) находим bjf>3 = bjf0 — 25% (вместо 28% по экспериментальной кривой
пн рис. 19).
Определение рё2Б, р816 и Pg14 производится по формуле (20),
аналогично определению pj30. Но более просто эти значения можно определить,
ш ходя из предположения, что для узкого отрезка кривой содержание мелкого
Ь'икта —d пропорционально d, тогда
P?s0=-g 33 = 27,5%;
4 f) 4
к1Б=жp?so=ж33=16,5%;
14 14
р-х4==^рКзо = _33=15,5%.
Этот приближенный метод определения содержания мелкпх классов в дроб-
ницей руде дает достаточно точные результаты, по только в том случае, если
исходная руда не содержит большого количества первичных шламов. При рудах,
11Ы1ЫЮ разрушенных процессами окисления и выветривания, определение содер-
жания мелких классов нужно производить по формулам (20) и (22).
При проектировании дробильно-сортировочных фабрик необходимо знать
полную характеристику крупности продуктов дробления. В этом случае опре-
деление содержаний классов в зависимости от их крупности ведется по форму-
чпм (20) и (22).
Определение Qc, (?7 и 0s [см. формулу (16,а)]:
<2б = <2iP№fi = = 200 0,33 • 0,85 = 56 т /ч;
<?7=<?8=С1—(?в=200—56=144 т/ч.
Определение pg14 [см. формулу (23)]
р9 d = Рв" + К'М; Р;м = Pi?14 + Р^БЬ^«=0,155 + 0,725 • 0,51 = 0.525 -- 52,5%.
Здесь PJ25 = 1 — Pj2B = 1 — 0,275 — 0,725; Ь]у4 взято из рис. 19.
Определение (?10, (?12 и (?гз [см. формулу (25)]:
0..-0. (^+|S-) -™(<xSs+тйг)-415
<212 = <213 = (210 — <21 =415 — 200 = 215 т/ч.
Здесь а = 14 мм; 5у“ = Ь^\4 взято по графику приведенному на рис. 20;
Р+“ = р+14 = 1 — pj14 = 1 —0,525=0,475.
При отсутствии экспериментальной кривой значение fcyj4 нашли бы по типо-
iiuii кривой 2 [см. рис. 13]: z = d : iyj = 14 : 8 = 1,75. Для этого значения z
шпили бы Ьу1/ =87% вместо 89% по экспериментальной кривой. 6
6 заказ 1075
82
Выбор и расчет технологических схем
Операции классификации в схемах измеЛъчения
83
м
и
и
11
(
Определение р1(|14 и Pio7 1СМ- формулы (26) и (27)]:
кг“йоЦ='; I
И1- г.отз'ода -W«-74,2%; I
Pio 0.5 • 0.742= 0,371 37,1 %.
Здесь у10 = <210: <21=415 : 200 = 2,075.
Определение коэффициентов загрузки дробилок
по результатам расчета:
__Сз . 152 _ <?7 . 144 _ П7. . Qu _ 215 _
4 <2ДР 190 °'8’ 2 <2ДР 205 °’7’ 3 Одр 300 °’72'
Приближенно, в соответствии с табл. 18, коэффициенты загрузки дробилы;
были найдены: /q = 0,79; fc2 = 0,73; &з = 0,80.
от максимальной крупности зерен руды в питании и содержания
и ном готового продукта. Руду, содержащую слишком крупные
норна, нельзя загружать ни в механические классификаторы, ни
и гидроциклоны, а руду, содержащую слишком малое количество
готового продукта, нецелесообразно подвергать предварительной
классификации.
Обычно предварительная классификация перед первой стадией
измельчения применяется при крупности руды не более 6—8 jhas
и содержания в ней готового продукта не менее 15%.
а
6
Пр ед6арительная
классификация
1 Пески
г—
^Измельчение
^Измельчение
Слив
§ 3. Операции классификации в схемах измельчения
Схемы измельчения могут включать следующие операции класси
фикации: предварительную классификацию (рис. 21, а); поверочную
классификацию в полностью замкнутом цикле измельчения (см
рис. 21, н); классификацию в частично замкнутом цикле измельчени
(рис. 21, б); контрольную классификацию слива (рис. 21, в); koi
трольиую классификацию песков (рис. 21, г).
Предварительная классификация прими
няется для увеличения производительности мельницы, уменьшен и
ошламования, выделения в отдельный продукт первичных шламо
и легко измельчаемых компонентов руды (если их необходимо об<
гавкать в отдельном цикле).
Производительность мельницы по вновь образуемому готовом
продукту АР приблизительно прямо пропорциональна среднему с<
держанию в мельнице класса /?ср, превышающего по своей круппс
сти готовый продукт
ДР = ЛДср, (2
где /с — коэффициент пропорциональности.
Выделение в операции предварительной классификации гот
вого продукта повышает содержание 7?ср и вследствие этого увел
чиваот АР, а также уменьшает ошламование продукта, вредно вли
ющее на все процессы обогащения Ч
Возможность и целесообразность включения в схему измельчен!
операции предварительной классификации зависят в основн.
1 Небольшое содержание шламов в пульпе при измельчении кристалла
ских руд в некоторых случаях полезно. Шламы, увеличивая вязкость пулы
способствуют более равномерному и полному покрытию ею поверхности шар<
при этом уменьшается число холостых ударов шаров.
в
Поверочная
Классификация (ПЗЦ,
----! Пески1
J Слав
В
Классификация (ЧЗЦ]
Слив ^^Пески
Измельчение^
Поверочная
классиьрикация(ПЗЦ)
, Слив
Пески
Измель ченое\^
Поверочная
классификация
[влив1
Контрольная клас Пески
си/рикацил слива
| Слив | Пески
___{^Измельчение
Поверочная
классификация
Слив
Контрольная к лас
сификация песков
1--г---4 Ошв
J
Пески
Рис. 21. Операции классификации в схемах измельчения:
ИЗД — полностью замкнутый цикл; ЧЗЦ — частично замкнутый
цикл; А — точка деления песков
Поверочная классификация в замкнутом
ц и к л е применяется для контроля крупности измельченного
продукта, повышения производительности мельницы, уменьшения
тилпмования продукта при измельчении.
При наличии поверочной классификации некондиционный по
крупности продукт возвращается обратно в мельницу (циркулиру-
ющая нагрузка), в питании мельницы увеличивается содержание
ирунного класса и вследствие этого возрастает ее производитель-
ность по готовому продукту.
I Циркулирующей нагрузкой с одностадиальной схемы измельчения
(pin-. 22, схема В) принято называть отношение
__<2б <?б Сз—<?4
<?i Qi Qi ’
(I*
84
Выбор и расчет технологических схем
М>
м
в
И
Г
(
Между величиной циркулирующей нагрузки и относительной
производительностью мельницы существует определенная зависи-
мость.
Рассмотрим работу мельницы в замкнутом цикле в идеальных
условиях, когда в питании мельницы не содержится готового про-
дукта, классификатор работает с эффективностью, равной 100%
YZ
Предварительная
и поверочная
классификация
3 Пески^
Измельчение^}
Л____
Слив Песни
I А
/I
Предварительная
классификация ,
~3' Песни^л----
ИзмельчеКие А
Слив { Поверочная
; классификация
L — if
, S
Песни'
Слив
Предварительная
классификация
б Пески Р
Измельчение Q
«I
Слив
И 1
С^Измельчени,
3\
Поверочная
классификация
Ч
Л Пески
Слив
Г 'И________
, г/ 1
' 7 ИзмельчениеС) „
А Измель- Ij °
| чение Поверочная
, классификация
ч^Слив 771
Контрольная клас necKu~
сификация слива
Г I7
Слив Пески
Предварительная
и поверочная
классификация
Слив р? Ч
Контрольная клас- и S
сификация слива Измели
Слив
___
Пески
Предварительная
классификация
Пески ______
К
%
Измельчение О.
* о
Поверочная
классификация
3'
Слив
Ч"
Пески
Контрольная
классификация
‘ Л_______
Пески
Слив
Рис. 22. Разновидности стадии измельчения и одностадиальных схем измельчения:
1—8 — исходная руда и продукты схемы
(в сливе не содержится крупного класса, а в песках — готового
продукта), и мельница независимо от величины циркулирующей
нагрузки всегда имеет оптимальное заполнение пульпой.
По формуле (28)
ДР = А-Дср.
Допускаем, что Нср приближенно равно среднему арифметиче
стому из Н2 и В3 (рис. 22, В), тогда:
У1Д1+(2бЯз Ci • 1 +c(?i • 1
СЛ + Оз Oi-r-cPi
Операции классификации в схемах измельчения
85
р QiRt + Qr>Rt> Qi • 0+cQi • 1 _ с
3 ~~ Qi+Qb ~ Qi+cQi ~ 1+с ;
, 1 + Т+7 1+2с _2(1 + с) — 1 . 0,5
СР 2 2 (1+с) 2 (1 + с) 1 1 + с ’
АР = А7?ср = л(1—
Если производительность мельницы при с = 1 принять за эталон
для сравнения АРЭТ, то относительная производительность К мель-
ницы, работающей в идеальных условиях, приближенно будет
ДР k С1 1 + с ) 2 А
0.67
1 + с
(31)
1
Из формулы (31) следует, что- по мере увеличения циркулиру-
ющей нагрузки от 0 до с/э относительная производительность мель-
ницы возрастает в два раза (от 0,67 до 1,34). Зависимость между с,
/(ср, К и -у— приведена в табл. 21.
Таблица 21
Зависимость относительной производительности мельницы
от циркулирующей нагрузки K=f(c)
С 0 1.0 2,0 3,0 4,0 5,0 10,0 100,0 CCI
^ср 0,5 0,75 0,83 0,875 0,90 0,915 0,955 0,995 1,00
к 0,67 1,0 1,11 1,17 1,20 1,22 1,27 1,33 1,34
nk &с 0,33 0,11 0,06 0,03 0,02 0,01 0,0007 0,0
Отношение показывает увеличение производительности мель-
ницы при увеличении циркулирующей нагрузки для различных
участков кривой [Z< = / (с)]. Это отношение с увеличением циркули-
рующей нагрузки прогрессивно уменьшается.
* Формула (31) выведена на основе допущения, что изменение содержания
крупного класса при прохождении материала через мельницу происходит по
икону прямой. В действительности это изменение происходит по экспонент-
ному закону. На практике обычно с> 1, в этом случае ошибка, вызываемая
принятым допущением, незначительна [102].
86
Выбор и расчет технологических схем
И
У
(
Увеличение циркулирующей нагрузки от 0 до 100 % увеличивает
производительность мельницы на 50% (от 0,67 до 1,0), а увеличение
циркулирующей нагрузки от 400 до 500 % повышает производитель-
ность мельницы всего лишь на 2% (от 1,20 до 1,22).
Технологическое значение циркулирующей нагрузки состоит
в том, что она определяет среднее содержание крупного класса мель-
ницы и относительную ее производительность. Если эффективность
классификации равна 100%, то циркулирующая нагрузка в точности
равна отношению содержания крупного класса к содержанию гото-
вого продукта в разгрузке мельницы. Действительно, из формулы (29)
следует „ „
с = = (32)
1—/Гз Рз '
где рз — содержание готового (мелкого) класса в продукте 3
(рис. 22, В).
Если эффективность классификации меньше 100%, то
Вя
С~ ₽з ‘
Отношение /?3/р3, равное для одностадиальной схемы измель-
чения циркулирующей нагрузке, является критерием при оценке
эффективности работы мельницы в открытом цикле и при выборе
значений циркулирующей нагрузки для отдельных стадий двух-
стадиальных схем измельчения.
Условия эффективной работы мельницы
в открытом цикле. Если мельница работает в открытом
цикле и выдает готовый по крупности продукт, то содержание круп-
ного класса в разгрузке мельницы должно равняться нулю, а среднее
содержание этого класса в мельнице будет не более 50%. При таких
условиях работа мельницы не может быть эффективной — мельница
будет давать только 50% производительности от теоретически воз-
можной; кроме того, будет сильнее переизмельчение руды.
При двухстадиальной схеме измельчения мельница первой стадии
не выдает окончательного продукта и может работать эффективно
в открытом цикле, однако при условии, что объем мельниц вто-
рой стадии достаточно велик по сравнению с объемом мельницы
первой стадии.
Для двухстадиальной схемы измельчения (рис. 23, схема ГА)
имеют место следующие равенства:
Д^общ = - СА=• 1 - Q1 • о = Qr,
Д Л = Ш - СЛ = £102 - Qi • о = ,
где ДРоСщ иА/’j — соответственно общее приращение готового
продукта в двух стадиях и в первой стадии
’ измельчения.
Операции классификации в схемах измельчения
87
Принимаем, что содержание готового продукта в питании равно
нулю, а в конечном продукте измельчения — 100%.
/р'
Q Измельчение
Г
Предварительная
классификация ,
Пески I Ху----------
Слив 6д Измельчение
Поверочная
классификация
/|Л4
Q Измельчение
2\
fe
Предварительная
и поверочная клас-
сификация
<Гески\$
Измель чение Q
<51____
4
Слив
Слив
4"
Пески
Гв
ГЕ
ГЕ‘
О Измельчение
у?
Jfj ’
ИзмельчениеС)
у 4
Поверочная
классификация
О Измельчение
\г
Предварительная
и поверочная
классификация
Слив
Пески
Слив р
Контрольная клас -
сшрикация слива
5
в'
О Измельчение
Г
Предварительная
классификация ,
4' Пески $----
Слив S „—
Рис. 23. Разновидности
Поверочная
классификация
... ”
i *
Контрольная
классификация
8 { Пески
Слив
двухстадиальных схем измельчения с открытым циклом в первой
стадии:
I—9, 4’, 4", 5' и 5" — исходная руда и продукты схемы
Слив
Пески
в"1
' Пески |
7
В первом приближении можно считать, что удельная производи-
тельность (на единицу объема) мельниц первой и второй стадий
измельчения одинакова, тогда
А^общ
Vi . <2А Vi
Vi+Vn ’ <?i Vj+mVt
1-; /?2 = l_p2 -
/?2
₽2 ~т'
(33)
где Vj и Vn — объемы мельниц первой и второй стадий;
in = Уп : И, — отношение объемов мельниц.
88
Выбор и расчет технологических схем
Из формулы (33) следует, что эффективность работы мельницы
первой стадии измельчения в открытом цикле при двухстадиальной
схеме измельчения определяется соотношением объемов т. Если
величина т достаточно велика, то в разгрузке мельницы первой
стадии будет содержаться большое количество крупного класса,
а это означает, что среднее содержание этого класса в мельнице
также будет достаточно высоким для эффективной работы ее в откры-
том цикле.
Из сопоставления формул (33) и (32) следует, что величина т
при двухстадиальной схеме измельчения имеет для мельницы пер-
вой стадии, работающей в открытом цикле, то же значение, что
величина с для мельницы, работающей в замкнутом цикле при одно-
стадиальной схеме. Например, если т = 2, то мельница первой ста-
дии (см. рис. 23, схема ГА) будет работать с такой же эффектив-
ностью, с какой работает мельница в замкнутом цикле (см. рис. 22,
схема В) при циркулирующей нагрузке, равной 2 или 200%.
Для эффективной работы мельницы в замкнутом цикле циркули-
рующая нагрузка должна быть не менее 150—200%. Вследствие
этого для эффективной работы мельницы первой стадии в открытом
цикле при двухстадиалъных схемах измельчения отношение объема
мельниц второй стадии к объему мельницы первой стадии должно
быть не менее 1,5—2,0.
Классификация в частично замкнутом
ц и к л е (см. рис. 21, б) может встречаться только в схемах с не-
сколькими стадиями измельчения. Например, в двухстадиальной
схеме с частично замкнутым циклом в первой стадии измельчения
(см. рис. 21, б). Здесь операция классификации в первой стадии
измельчения является одновременно поверочной по отношению
к первой стадии и предварительной по отношению ко второй
стадии.
Частично замкнутый цикл обладает несколькими технологи-
ческими особенностями, определяющими условия его применения.
В двухстадиальных схемах существенно важным является способ
распределения работы измельчения между мельницами первой и вто-
рой стадий. В схемах с полностью замкнутым циклом в первой стадии
(рис. 24) распределение работы измельчения производится измене-
нием крупности слива классификатора первой стадии. Для полной
нагрузки мельницы второй стадии необходимо получать в сливе
классификатора первой стадии достаточно крупный продукт, что
не всегда оказываетя возможным, особенно при измельчении быстро
осаждающихся кристаллических руд и при крупном конечном про-
дукте измельчения.
В частично замкнутом цикле нагрузка на мельницы вто-
рой стадии передается не через слив, а через пески, вследствие чего
появляется возможность применять двухстадиальную схему измель-
чения даже при крупном конечном продукте.
Операции классификации в схемах измельчения
89
Другой особенностью схемы с частично замкнутым циклом яв-
ляется постоянство веса продукта 6, передаваемого во вторую стадию
измельчения, независимо от того, в
пески в точке А (рис. 25, схема ЖВ).
ВА
каком соотношении делятся
7
Слив
Измельчение Q
„ ь?
Поверочная
классификация
О \слив '
у рр ~
Предварительная
и поверочная
классификация
Слив Лески\в
Измельчение Q
9\
5
flec/cu I—
। В А
,V2
Из мель чениеС}
; р
Поверочная
классификация
4 Г Слив
Предварительная
классификация
7' Лески ,
и 6Г
Измель чениеА^
Поверочная
классификация
Слив * ^7" Пески L
Пески
8
8‘
ВВ
BE
1:2
Измельчение Q)
Поверочная
классификация
И Слив i
'Кб |
ОИзмель чение
Поверочная
классификация
Измельченш
Пески
*
Поверочная
классификация
4 Слив Пески\
Слив
Предварительная
и поверочная
классификация
7
Слив
Лески
Измельчение(
Ю
Кантральная клас-
сификация слива
[и 121
Пески
СлиВ
। ВЕ‘
/ L-------
Измель чениеСр
I3
Поверочная
классификация
Ч^Слив
Предварительная Праги
классификация
Т Пески 8_________
Слив 8 ---------
Ю
Измельчение 0
\10
Поверочная
классификация
\7«
Г?
Контрольная
классификация
р/
8'
9
4
Пески 1
Рис. 24.
Слив Пески
Разновидности друхстадиальпых схем измельчения с полностью замкнутым
циклом в первой стадии:
1—12, 7', 7", 8' и 8" — исходная руда и продукты схемы
Это объясняется тем, что вес продукта 6 при установившемся
процессе всегда равен разности Q6 = Qx — Qi. Но вес продукта 4,
кондиционного по крупности, определяется только производитель-
ностью мельницы первой стадии измельчения и лишь в небольшой
мере зависит от веса песков 7, возвращаемых в мельницу.
Указанная особенность частично замкнутого цикла дает возмож-
ность легко регулировать распределение нагрузки между первой
ы второй стадиями измельчения. Чтобы изменить нагрузку мельницы
90
Выбор и расчет технологических схем
первой стадии, достаточно изменить соотношение, в котором делятся
пески в точке А. Чем меньшая часть песков будет направляться
во вторую стадию измельчения, тем больше будет абсолютный вес
песков Qi, возвращаемых в мельницу первой стадии.
Например, если в точке А пески делятся в соотношении
Qi : Qe — то Qi — nQe- Но величина Qe для установившегося
процесса не зависит от п. Поэтому при одинаковой исходной произ-
водительности величина Q7 будет прямо пропорциональна п. Вто-
рую стадию измельчения схемы ЖВ можно рассматривать как
одностадиальную схему с питанием Q6, равным разности — Qi.
СИзмельчение
•Ч
Классификация
В частичнозамк-
СлиВ
нутом цикле
4 Пески\5
/Г'----I
Ж Л
С Измельчение
Р
Классификация
Р частично замк-
нутом цикле
Слив
б Измельчение
Р
Поверочная
Пески
7
15
классификация
Измельчение
S
Поверочная
^^классификация
Контрольная КЛОС Пески
сификация слива "чьей
—
у Пески
Слив
4
Рис. 25. Разновидности двухстадиальцых схем измельчения с частично
замкнутым циклом в первой стадии:
1—12 — исходная руда и продукты схемы; А — точка деления песков
Так как Qt — есть постоянная величина, то производительность
мельницы и циркулирующая нагрузка второй стадии измельчения
зависят только от веса исходного продукта Qx.
Изменение Qx будет резко сказываться на циркулирующей на-
грузке второй стадии (так же, как при одностадиальпой схеме) и прак-
тически не повлияет на количество песков в первой стадии измель-
чения. Наоборот, изменение соотношения, в котором делятся пески
в точке А, практически не будет отражаться на второй стадии измель-
чения и в то же время будет резко изменять вес песков первой стадии.
Таким образом, при частично замкнутой схеме нагрузка мельницы
первой стадии измельчения регулируется изменением соотношения,
в котором делятся пески в точке А, а нагрузка мельницы второй ста-
дии регулируется только изменением Qt, т. е. изменением произво-
дительности питателя.
Операции классификации в схемах измельчения 91
В рассматриваемой схеме измельчения во вторую стадию автома-
тически передается весь продукт, который не может измельчить
мельница первой стадии. Поэтому увеличение производительности
питателя может вызвать перегрузку только мельницы второй стадии
измельчения.
Частично замкнутый цикл позволяет предотвратить накаплива-
ние в мельнице и ошламование самородных металлов.
Если металлические включения в руде очень ковки и имеют
высокую плотность, то они накапливаются в песках классификатора.
Пусть общий объем мельниц распределен между первой и вто-
рой стадиями измельчения в отношении 1 : т. В первом приближении
отношение производительности мельниц первой и второй стадий
будет равно отношению их объемов (см. рис. 25, схема ЖВ)
£+<?.-<?>: Q.=Q^-
Поскольку частицы тяжелого металла практически не переходят
в слив классификатора, то для установившегося процесса
<2Д=ев₽0+СЛ~Ш=&т^₽в;
1 | Ни Ни
Следовательно, продукт 6 будет являться концентратом самород-
ного металла со степенью концентрации, равной (1 + т) : т, завися-
щей только от распределения объемов мельниц между стадиями
измельчения. Прежде чем поступить в мельницу второй стадии,
продукт 6 может быть направлен в операцию обогащения для извле-
чения металла Ч
При частично замкнутом цикле измельчения первичные шламы
и наиболее легко измельчаемые компоненты руды удаляются в слив
классификатора первой стадии. Содержание (до известных пределов)
гонких шламов в питании механических классификаторов полезно,
так как шламы, увеличивая вязкость пульпы, способствуют более
спокойной и стабильной работе классификатора и повышают эффек-
тивность классификации. При частично замкнутом цикле питанием
мельниц второй стадии измельчения является обесшламленный
зернистый материал. При измельчении кристаллических руд,
1 Аналогично при работе мельницы в полном замкнутом цикле для извлече-
ния накапливающегося в цикле измельчения металла можно направлять в обо-
гащение только часть слива мельницы (или песков классификатора). Если на-
правляемая в обогащение часть будет составлять 1/п исходного питания мель-
ницы, то степень концентрации накапливающегося металла в случае достаточ-
ного полного извлечения его в операции обогащения будет приблизительно
рынпа п.
92
Выбор и расчет технологических схем
дающих лишь небольшое количество вторичных шламов, удаление
первичных шламов может отразиться неблагоприятно на работе
классификаторов второй стадии измельчения.
[К
Классификация
Слив
Обогащение
1-я стадия
| 'WBocmM
Концентрат Контрольная
классификация
Слив х
’ Пески
Во 2-Ю стадию
обогащения
Рис. 2С>. Стадиальное обогащение
руды при одной стадии изисльчсиия
Контрольная к
Контрольная класси-
фикация слива применяется
в тех случаях, когда при измельчении
в одну стадию необходимо получить
тонкий конечный продукт или осуще-
ствить стадиальное обогащение руды
(рис. 26), а также когда при уста-
новке для классификации гидроцик-
лона наиболее крупные пески предва-
рительно выделяются в механическом
классификаторе.
Недостатком схемы измельчения
с контрольной классификацией слива
является увеличенный фронт классифи-
кации и неустойчивая работа первого
классификатора.
лассификация песков имеет
целью понижение содержания в пих готового по крупности продукта.
Эта операция применяется редко.
§ 4. Схемы измельчения
Схемы измельчения в стержневых и шаровых мельницах
Стадии измельчения. В практике встречаются разно-
видности стадии измельчения, показанные на рис. 22. Разновид-
ность А включает совмещенные операции предварительной и повероч-
ной классификации и операцию измельчения. Эта разновидность
имеет подвариант Л', в которой названные операции классификации
производятся раздельно. Разновидность Б включает операцию пред-
варительной классификации и операцию измельчения. Эта разно-
видность в схемах обогащения руд цветных и черных металлов встре-
чается редко, но она часто применяется в операциях доизмельчения
некондиционных концентратов при обогащении графитовых руд.
Разновидность В включает операции измельчения и поверочной
классификации. Эта разновидность почти всегда применяется при
одностадиальпых схемах измельчения и часто применяется в пер-
вой стадии измельчения двух- и многостадиальных схем. Разновид-
ность Г включает только одну операцию измельчения. Она часто
применяется в первой стадии измельчения двух- и трехстадиальных
схем при установке в первой стадии стержневых мельниц. Разно-
видности Д и Е включают операции контрольной классификации
слива. В практике измельчения эти разновидности встречаются
Схемы измельчения
93
срнвпительно редко. Разновидность Ж включает операцию классифи-
кации в частично замкнутом цикле (см. первую стадию измельчения
пи рис. 21, б и 25), применяется редко. Разновидности стадии Л, А',
/>, В и Г аналогичны одноименным разновидностям стадий дробле-
ния. Разновидности Д, Е и Ж аналогов в схемах дробления
не имеют.
Условные наименования схем измельчения складываются из
условных наименований входящих в них стадий измельчения. На-
пример, если первая стадия двухстадиальной схемы представляет
разновидность Г, а вторая — Л, то условное наименование схемы
будет ГА (см. рис. 23). Число букв в условном наименовании равно
числу стадий в схеме. Условные наименования одностадиальных
схем одинаковы с условными наименованиями разновидностей стадии
измельчения.
Классификация схем измельчения производится по следующим
признакам:
числу стадий измельчения в схеме;
виду цикла измельчения в первой стадии (открытый, полностью
замкнутый, частично замкнутый);
месту загрузки исходной руды (в мельницу, в классификатор);
наличию или отсутствию совмещенных операций предварительной
и поверочной классификаций;
наличию или отсутствию в схеме операций контрольной клас-
сификации.
В зависимости от числа стадий схемы измельчения подразде-
ляются па три класса: одностадиальныс, двух стадиальные, много-
стадиальные.
Двухстадиальные схемы в зависимости от вида цикла измель-
чения в первой стадии подразделяются на три группы: I — д в у х -
стадиальные с открытым циклом измельче-
ния в первой стадии (см. рис. 23), II — двухста-
диальные с полностью замкнутым циклом
в первой стадии (см. рис. 24), III — двухстадиаль-
II ые с частично замкнутым циклом в первой
стадии (см. рис. 25).
Эти группы двухстадиальных схем измельчения отличаются
не только по виду цикла измельчения в первой стадии, но и по спо-
собу передачи нагрузки из первой стадии во вторую: в схемах I
нагрузка передается через слив мельницы, в схемах II — через слив
классификатора, в схемах III — через пески классификатора.
В зависимости от последних трех признаков классификации
схемы измельчения внутри классов и групп подразделяются на
отдельные разновидности.
Многостадиальные схемы применяются редко, число встреча-*
ющихся на практике разновидностей этих схем мало, поэтому нет
необходимости в подразделении их на отдельные группы.
96
Выбор и расчет технологических схем
Схема ГЕ применяется при необходимости тонкого измельчении
руды — до 80—95% —0,074 мм, а также при необходимости осуши
ствить двухстадиальное ее обогащение флотационным процессаi
при работе мельницы первой стадии в открытом цикле.
Двухстадиальные схемы __с пол ноет bjo
з а м к н у т ы м циклом измельчения в пе _р_в о и
стадии, группа II (см. рис. 24).
Эти схемы часто применяют на крупных и средних по произв!
дительности обогатительных фабриках при измельчении до 0,15 л; i
и более тонком, а также при необходимости применить двухста
диальную схему обогащения.
Важнейшим условием достижения высокой производительности
мельниц при измельчении по схемам группы II является правильна
распределение работы измельчения между мельницами первой и вт<>
рой стадий. Если из мельницы первой стадии измельчения будо!
выдаваться слишком мелкий материал, то мельница второй стадии
окажется незагруженной и общая производительность мельниц
понизится. Выдача из первой стадии измельчения слишком крупнота
материала тоже вызывает необходимость снижения общей произ
водительности мельниц вследствие перегрузки мельницы второй
и недогрузки мельницы первой стадии измельчения.
Максимальная производительность мельниц при этой схеме достм
гается только при определенной крупности слива классификатор»
первой стадии измельчения, которая на практике регулируете»
изменением его плотности. Работа классификатора при очень плот
ных сливах неустойчива, так как небольшое изменение в количестве
подаваемой воды значительно отражается на крупности материала, i
уходящего в слив, и нарушает правильное распределение работы
измельчения между стадиями.
Применение схем группы II при конечном продукте крупнее
0,2 мм вызывает затруднения вследствие неустойчивой и неэффек
тивной работы классификатора первой стадии измельчения при
получении крупного слива.
Достоинствами схем группы II являются: возможность получения
мелкого конечного продукта измельчения; возможность осуще-
ствления стадиального обогащения руды; хорошее рационирование
шаровой загрузки; не требуются крутые уклоны желобов для пере-
дачи из первой стадии измельчения во вторую слива классифи-
катора первой стадии, в связи с чем компоновка оборудования
становится проще.
Недостатки схем группы II: трудная регулировка процесса
измельчения; невозможность получения крупного конечного про-
дукта измельчения; большое количество классификаторов — вся '
масса руды дважды проходит через сливной порог классификатора.
Схемы измельчения
97
В схеме ВА (см. рис. 24) операции предварительной и поверочной
классификации второй стадии измельчения совмещены, а в схеме ВА'
ши производятся раздельно. При схеме В А число операций клас-
। пфикации меньше и можно получить более высокую плотность
пульпы продукта 7, чем при схеме ВА’, однако последняя схема
позволяет выделить первичные шламы, растворимые соли и легко-
II (мельчаемые компоненты руды в отдельный продукт 7' (если его
нужно обогащать в особом цикле).
Крупные флотационные фабрики Чукикамата и Эль-Сальвадор
(Чили), перерабатывающие медные руды, применяют схему измель-
чи ия ВВ, при которой слив механических классификаторов пер-
ина стадии поступают в мельницы второй стадии, работающие в за-
мкнутом цикле с гидроциклопами. Роль механических классификато-
1>ш1 при этой схеме заключается в удалении крупных зерен из питания
мельниц второй стадии, что предохраняет гидроциклоны от заглу-
..имя крупным материалом и несколько облегчает транспорт руды
и । первой стадии измельчения во вторую. В технологическом отно-
шении схема ВВ аналогична схеме ГВ. Отмеченные ранее достоин-
। тиа, недостатки и условия применения последней схемы целиком
относятся и к схеме ВВ.
Двухстадиальные схемы с частично
। к м к н у т ы м циклом в п е р в о й стадии, группа III
(см. рис. 25)
Достоинствами этих схем являются: простота регулировки; воз-
мпжиость хорошего рационирования шаровой нагрузки; возможность
применения двухстадиального измельчения при крупном конечном
продукте измельчения; отсутствие аккумуляции самородных метал-
пп! н цикле измельчения.
Недостатки схем группы III: транспорт песков из первой во вто-
рую стадию измельчения требует желобов с крутым уклоном или
применения транспортных механизмов; поверочный классификатор
iiuipoit стадии измельчения работает на обесшламленном материале,
ни может вызвать затруднения в его работе при кристаллических
рудих, дающих малое количество вторичных шламов.
При схеме ЖВ требуется небольшой фронт классификации,
inn как руда проходит через сливной порог классификатора только
uni раз, но по этой схеме трудно получить тонкий конечный про-
। кт и нельзя осуществить стадиальное обогащение.
В схеме ЖД слив подвергается контрольной классификации,
рппиму эта схема обеспечивает получение тонкого конечного про-
Ц1ТП, дает возможность применять стадиальное обогащение, но
। рпиуот установки большего количества классификаторов.
Мпогостадиальные схемы измельчения.
При большой производительности обогатительной фабрики в цех
и imivi 1.чепия обычно подается руда крупностью 25—30 мм, и
/ Никаз 1075
98
Выбор и расчет технологических схем
Ь
м
II
11
II
11
первая стадия измельчения наиболее часто осуществляется в стержне
вых мельницах. Если руда требует стадиального обогащения, то при
меняется один из показанных на рис. 27 вариантов трехстадиальпон
схемы измельчения. На магнитообогатительных фабриках при таких
схемах возможно трехстадиальное обогащение руды: в первую ста
дню обогащения поступает слив стержневой мельницы, а во вторую
и третью — сливы классификаторов. Если магнитные сепараторы
ГАА ГАА'
{^Измельчение
Предварительная
и поверочная
классификация
^лив ~ ф Измельчение
| Обогащение |
I ТЛЙМИИ/
Концентрат ПредвапительнаГ
и поверочная
классификация
Слив П
С)Измепьчение.
'Измельчение
Предварительная
и поверочная
классификация
, рлий '^Измельчение
| Обогащение [
Концентрат
Хвосты
' Обогащение I
1 I
Концентрат Хвосты отвальные
Классификация
Слив
v Измельчение
Хвосты Поверочная
отвальные классификация
| Обогащение | Пески
Концентрат Хвосты отвальные
Рис. 27. Разновидности трехстадиальных схем измельчения
установить еще на сливах мельниц второй и третьей стадией измель-1
чения, то схема обогащения получается пятистадиальной. При
переработке тонковкрапленных магнетитовых руд в первых стадиях
обогащения в отличие от схемы ГАА выделяются отвальные хвосты
и промежуточные продукты, поступающие в последующие стадии
обработки.
Схемы самоизмельчеиия
При грубом и тонком рудно-галечном самоизмельчении при-
меняются такие же разновидности стадии измельчения, как и при
измельчении в шаровых мельницах (см. рис. 22). Разновидности
схем рудного самоизмельчеиия показаны на рис. 28. При рудном
самоизмельчении до 5—0,8 мм поверочная классификация произ-
водится на грохотах, а при более тонком измельчении — в гидро-
циклонах.
Схемы измельчения
99
При схеме I нельзя установить грохот с мелкими отверстиями
и in, так как оно не защищено от попадания крупнозернистого
кнориала и поэтому будет быстро изнашиваться. Схема I применима
пип.ко при грубом измельчении.
При схеме II крупные куски руды выделяются в первой операции
। рихочения, поэтому для второй операции грохочения можно уста-
ииппть сита с мелкими отверстиями.
I
А Измельчение
Грохочение
Ш
ГУ
Из мель чение г\
Классификация
Из мельчениеQ
Грохочение
Грохочение
Классификация
Рис. 28. Схемы рудного самоизмельчении
Схема III применяется при необходимости удаления из мельницы
। ус.ков критической крупности (продукт А) или получения гали,
iv пользуемой в качестве дробящей среды в мельницах рудно-галеч-
iuii'0 самоизмельчеиия.
При необходимости тонкого измельчения применяется схема IV,
пн топающая две операции классификации в гидроциклонах. В Пер-
сии операции устанавливают гидроциклоны большого диаметра
। in удаления в пески крупнозернистого материала, который мог бы
iiiir.iiушить насадки гидроциклонов малого диаметра, применяемых
। in получения тонкого слива во второй операции классификации.
Выбор схемы измельчения
Выбор схемы измельчения производится путем проверки
ни ринитов схем на опытной обогатительной фабрике или опытной
индии фабрики. При отсутствии такой проверки выбирают наи-
iiuiKMi рациональные варианты схемы измельчения в зависимости..
"I । и а иных условий^влияющих на их выбор, т. е. от крупности на-
. pii.iioro ^"конечного продуктов измельчения, производительности
птгптительной фабрики, необходимости раздельной обработки
7*
100 Выбор и расчет технологических схем
песков и шламов, необходимости стадиального обогащения, физи-
ческих свойств руды.
Одностадиальные схемы измельчения без контрольной клас-
сификации слива могут применяться только при одностадиальных
1м схемах обогащения и сравнительно небольшой степени измельче-
в ‘ ния или же при малой производительности обогатительной фаб-
к рики.
в. Двухстадиальные схемы измельчения I с установкой в первой Ста-
O' дии стержневых мельниц могут эффективно применяться лишь при
я большой производительности секций обогатительной фабрики и по-
вышенной крупности исходного питания и конечного продукта
измельчения. Схемы [I применяются при тонком помоле руды или
1 при двухстадиальной схеме обогащения. Схемы III удобно при-
менять при необходимости избежать аккумуляции благородных
металлов в циклах измельчения.
Мпогостадиальные схемы измельчения применяются при много-
стадиальпых схемах обогащения.
Окончательный выбор варианта схемы измельчения производится
на оснований технико-экономического сравнения конкурирующих
вариантов.
§ 5. Расчет схем измельчения
Оценка крупности продуктов измельче-
ния производится по данным ситовых анализов продуктов.
Па практике часто пользуются приближенной оценкой крупности,
для чего достаточно знать условную максимальную крупность про-
дукта и содержание в нем характерного класса.
Максимальная крупность продукта определяется размером отвер-
стий сита, через которые проходит 95—97% продукта.
Характерным является класс, содержанием которого оценивается
крупность продукта. Поскольку расчет схем измельчения произ-
водится по характерному классу, то далее этот класс называется
расчетным классом. Обычно за расчетный принимается класс
—0,074 мм. При очень тонком измельчении материала расчет-
ным является класс —0,040 мм, а при грубом измельчении —
класс —0,150 мм.
Приближенные зависимости между содержанием класса
—0,074 мм в сливах мельниц, механических классификаторов
и гидроциклонов и содержанием в этих продуктах класса —0,04 мм
для руд средней измельчаемости плотностью 2,7—3,0 г!см3 приведены
в табл. 22.
В таблице указана также условная максимальная крупность
I слива, равная размеру отверстий сита, через которое проходит
95% материала. Приведенные значения |У и d подсчитаны по уравне-
нию = 1 — e~kd. Результаты подсчетов по этому уравнению
хорошо совпадают с практическими [841.
Расчет схем измельчения
101
Таблица 22
Зависимость между содержаниями классов различной крупности
в сливе мельниц и классификаторов
(I содержание класса
0,074 льм, % . . , .
40 50 60 70 80
|1 содержание класса
0,040 мм, % ....
24
71,5
80,5
а Р7₽
0,56 0,57
0,6
0,79
0,85
fl -условная макси-
мальная крупность,
и .и.................
Определение частного выхода продукта
п о содержанию расчетного к о мп о н е н т а
в исходном продукте и в продуктах
разделения
Если в результате какой-либо операции разделения из продукта 1
(см. рис. 22 схема Б) получаются продукты 2 и 3, то выход их от опе-
рации будет
v' — Р1—Р3 . = PiРа Рг —Pi
Vs Ра—Рз ’ Vs Рз-ра Ра-рз ’
(34)
|Д<‘ Рп р2 и Рз — содержание
продукте и
расчетного компонента в исходном
в продуктах разделения.
Расчет разновидностей стадии измельчения и одностадиалъных схем
измельчения
Расчет схемы В (см. рис. 22) сводится к определению весов про-
дуктов 2 и 5 (выхода продуктов находятся по общей формуле уп =
Qn (?i)-
Вес продукта 5 следует определять исходя из оптимальной цирку-
шрующей нагрузки, при которой расходы на измельчение полу-
чи hitch минимальными,
сопт = 0,68]Л/-0,25,
ию сопт — оптимальная циркулирующая нагрузка в долях единицы;
/ — отношение стоимости измельчения 1 т руды при
102
Выбор и расчет технологических схем
нагрузке в 100% (без расходов на транспорт
улиткой мельницы) к стоимости транспорта 1 т
расходы на подъем песков улиткой мельницы),
в экономическом отношении циркулирующая на-
циркул ирующей
и подъем песков
песков (включая
Оптимальная
грузка определяется соотношением между затратами на собственно
измельчение 1 т руды и затратами на транспорт 1 т песков. Измель-
чительные установки с высоко поднятыми классификаторами, а также
установки с механизированным транспортом продуктов между мель-
ницей и классификатором характеризуются малыми значениями /,
поскольку расходы на транспорт относительно велики.
Оптимальная циркулирующая нагрузка для таких установок
меньше, чем при самотечном сопряжении мельницы и классифика-
тора. При тонком измельчении крепких руд оптимальное значение
циркулирующей нагрузки больше, чем при грубом измельчении
мягких руд, так как расходы на собственно измельчение, а следова-
тельно, и значение f в первом случае больше, чем во втором. На прак-
тике значение / может колебаться от 8 до 100, что соответствует
значениям оптимальной циркулирующей нагрузки 170—650%.
В зависимости от условий и организации работы установки для
измельчения циркулирующую нагрузку можно выбирать в пределах,
указанных в табл. 23.
Таблица 23
Оптимальная циркулирующая нагрузка в зависимости от условий
измельчения (для одностадиальных схем)
Условия измельчения
Значение сопт, %
Тонкое измельчение до —0,2 мм крепких руд при самотеч-
ном сопряжении мельпицы с классификатором.............
То же, при измельчепии до 0,4—0,2 мм руд средней твер-
дости ................................................
Механизированный транспорт продуктов между мельницей
и классификатором с помощью улитковых подъемников и
шнеков ...............................................
Слив мельницы транспортируется в классификатор насо-
сом ..................................................
500—700
250-500
200—400
150-300
следует прош
Выбранное значение циркулирующей нагрузки
рить из условия, чтобы удельная нагрузка мельниц по общему нити
нию не превышала
12 т/м^’Ч,
где Q2 — производительность мельницы по общему питанию, tnh
V — объем мельницы, м3.
Расчет схем измельчения
103
Тан как транспортирующая способность мельницы ограничена,
го при общей нагрузке свыше 12 т/м8 мельница будет переполняться
пульпой, что может вызвать снижение ее производительности. Если
удельная нагрузка получается больше 12т/м8-ч, то циркулиру-
ющую нагрузку следует уменьшить.
После выбора из табл. 23 оптимального значения циркулиру-
ющей нагрузки определяются веса всех продуктов схемы В:
Qb=Qicom'i Q2—Qs — Qb’ Qi — Qi- (35)
Если в мельницу поступает руда со значительным содержанием
готового по крупности материала, то вычисление веса продукта 5
но формуле (35) даст завышенные результаты, так как оптимальную
циркулирующую нагрузку следует относить к песковой части пита-
ния мельницы. В рудах, поступающих в цех измельчения, содержа-
ние класса —0,074 мм обычно составляет около 5%. Чтобы сохранить
одинаковый метод определения веса циркулирующей нагрузки при
ризном гранулометрическом составе измельчаемой руды, под тер-
мином «песковая часть» питания мельницы (или данной стадии из-
мельчения) будем понимать вес песков, которые получились бы при
работе классифицирующей установки, выдающей слив с заданным
годсржанием расчетного класса и пески с содержанием 5% класса
0,074 мм. По формуле (34) частный выход песковой части будет
Yn=
Вес циркулирующей нагрузки для случая, когда в мельницу
поступает руда с большим содержанием мелочи, определяется для
схемы В (см. рис. 22) по формуле
опТ = <2г-^£о-о5-сопТ- (37)
Индексы изменены, так как в схеме В слив имеет номер 4.
Формулу (37) следует применять лишь в случаях, когда содержа-
ние класса —0,074 мм в измельчаемой руде больше 10%. При мень-
шем содержании формулы (35) и (37) дают близкие результаты,
шитому подсчет можно производить по более простой формуле (35).
Расчет схем А и А' (см. рис. 22). Отличие схем А и А'
1 осгоит в том, что в первой из них операции предварительной и по-
перечной классификации совмещены, а во второй они производятся
раздельно. В этих схемах веса продуктов с одинаковыми номерами
рпнны, поэтому достаточно рассчитать схему А'.
Исходные данные для расчета: Qr — производительность; рг
и Рз — Рз' — Рз" — содержание расчетного класса в исходной руде
я и окончательном продукте измельчения; В3 = Л3- и —
отношение Ж : Т в сливах и песках классификаторов.
Для установившегося процесса = Q3 и = Q3-.
104
Выбор и расчет технологических схем
1) Определение значений у4>, и QS’. Выход
продукта 4' можно определить по формуле (34) только в том случае,
если известны значения р4, ps- и р4>. Содержание в песках р4> зависит
от многих условий классификации: содержания расчетного класса
в питании и в сливе, плотности слива и песков, типа классификатора.
Поэтому на практике величина р4- колеблется в широких пределах,
что затрудняет пользование практическими данными для расчетов.
Выхода продуктов классификации могут быть подсчитаны на
основе следующей закономерности: р а с п р е д е л е и и е тон-
ких к лассо в п о продуктам
Тс^с + Тп^п ’
п р о п о р ц иопально р~а'с предел eTOi ю вод ы [103,
105, 108]. Анализ работы классифицирующих установок цехов
измельчения показывает, что распределение по продуктам классифи-
кации класса —0,04 мм близко к распределению воды. Поэтому
для операций классификации справедливы уравнения:
ТсРс _р __ Yc^c
8с--^-_ев
Yc + Yn = t
где е' — частное извлечение класса —0,04 мм в слив;
ев — извлечение в слив воды;
Тс 11 Тп — частные выходы твердого в слив и пески;
Р^ и р' — содержания класса —0,04 мм в исходном продукте
и в сливе (в твердой фазе);
7?с и /?п — весовые отношения Ж : Т в сливе и песках.
Решая эти уравнения относительно у' и у^, получим формулы
Ри^С Рс^п .
(38)
₽с(йс-Яп) ’
v' _ 4 _v' _ йс (Рс—Ри)
Yn-i Yc- р-(Лс-Яп)
(39)
Вес продукта в соответствии с формулой (39) будет
Q —OV'-^Q йз (Рз — П1)
С3,=&-<?<.• (40
При известных р3 и [3 4 значения Pg и |3' находятся по табл. 22
значение В3 определяется режимом дальнейшего технологическог
процесса и требуемой крупностью слива. Значение Т?4 для спирал!
ных классификаторов обычно лежит в пределах 0,2—0,25 (83 —80°
твердого), а для гидроциклонов в пределах 0,4—0,5 (71—67% тве|
дого).
2) Определение значений (J4„, (>4, Q6 и Q2. Закли
ченная в контур часть схемы А ' является схемой В с исходным пита
Расчет схем измельчения 105
нием (Д-. Поэтому, изменяя в формуле (37) индексы при символах
и соответствии с изменением номеров аналогичных продуктов, по-
। уч им
П —П Рз-'~'Ра- г Рз —Р4'
Pg,,—0,05 сопт —Рз-0,05 °пт’
Значение р4- неизвестно, но в соответствии с формулой (34)
/э — D Рз- Pi__________________о Рз Pi
Р3'-Р4' РЗ-Р4' '
Подставляя значение в формулу для Qit, получим
О —О с
V4" —Vi р3_о,О5 опт’
С4 = Сб —С«'+С4”’ Qz — Qi + Qb- (41)
Расчет схем Б и Г (см. рис. 22). Исходные данные для
расчета схемы Б: р15 р2, /?2 и В3. По формуле (39)
v' — V — Дг (Рз~Р1) .
Уз Уз Р2'(йз-Яз)’
(?3==(?4 = (?1Уз> *?2 = 01 <?3- (42)
Значения р' и Р' берутся из табл. 22 по заданным Р, и р2.
Для схемы Г при установившемся процессе Q2 =
Расчет схемы Д (см. рис. 22). Исходные данные: (\, р4,
|1||( Вв и Т?7. Для установившегося процесса Qe — и Q2 = Q3.
I) О п р е д е л е и и е значений^ и (Д. В соответствии
< формулой (38)
- Qe P4R6—РбД7 f) _ f) Ре (Яе— Я7)
Ve Qi Рв(Яв-л7)’ рд?в-р;я7 ’•
e,=a-o.=ft-a.
Значения p' и p' берутся из табл. 22
инам р4 и рв.
2) О пределение з г
циркулирующую нагрузку Q
IHTIHCM ---
(43)
по заданным значе-
значений Qe, Qt, к Q3. Суммарную
х„___иахрузку QB определяем по формуле (35) с изме-
iii iihcm индексов при символах:
^8==С1сош» (?s = (?8 — Qi'i Qz — Q-з= Ce + Qi-
Значение сопт выбираем по табл. 23.
Если при измельчении по схеме Д проектируется применение
ыухстадиальной схемы обогащения, то значения р4 и р„ берут по
питым результатов испытаний обогатимости. При обогащении
пеп.ко окончательного продукта измельчения из отчетов по обога-
щению берут значения р6.
(-43, I)
106 Выбор и расчет технологических схем
В последнем случае можно вместо р4 в число исходных данных
включить (назначить) величину Q±. Рассматривая формулу (43)
как уравнение, можно найти значение Р', т. е. определить режим
работы поверочного классификатора, соответствующей назначен-
ному весу продукта 4. Решая это уравнение относительно р', получим
к_£[л, +&<*=*>]. J
Зная значение р', находим по табл. 22 значение р4.
Расчет схем Е и Е'. В первой схеме операции предвари-
тельной и поверочной классификации совмещены, во второй — произ-
водятся раздельно. Веса продуктов с одинаковыми номерами равны.
Исходные данные для расчета: рг, рз — рз» = рз-, р7, /?7
и Е8. При установившемся процессе == Q?; Q5 = Qe.
1) Определение значений Ск и <2s' производится
так же, как при расчете схемы А', по формуле (40).
2) Определение Q3 и Qs производим по формуле (43),
по с изменением индексов при символах
& = & ^^1%; Qe = Q3-Q. = Q.-Qi- (45У
Рз“7
Значения р' и Р' находим из табл. 22 по заданным значе-|
ниям р3 и р7.
3) Определение @4-, Q^, Q6, Qa и Qs-. Общую циркули-
рующую нагрузку, складывающуюся из продуктов и Qa, onpe-i
деляем в соответствии с формулами (36) и (37) с изменением индексов
при символах
Qv- + Се = <2гУпсопт = Q1 -р;Ео^5~ с°пт’
= 07—0JD5 сопт — Се; I
Qi=Qv+Qv4
Qe — Qe — Qi + Qs\
Q3. = Q3-Q3.- (46
При двухстадиальной схеме обогащения в первую стадию будв
поступать продукт 3, а во вторую — продукт 7. В этом случае оптш
мальные значения рз и р7 устанавливаются при испытаниях обога
тимости. Если применяется одностадиальная схема, то при испита
ниях устанавливается только значение р7. В последнем случае в чисм
исходных данных вместо рз можно включить Q3. Тогда значение I
определяется расчетом. 1
Расчет схем измельчения
107
Решая уравнение (45) относительно р', получим
Н (47)
Зная значение |3', по табл. 22 находим значение р3.
Расчет двухстадиальных схем группы I
с открытым циклом в первой стадии
Первая стадия в схемах этой группы (см. рис. 23) одинакова
(разновидность Г). Различие состоит в схемах второй стадии. Исход-
ные данные для расчета: Qx, Р5 и рк — содержания расчетного
класса в исходном и конечном продуктах измельчения; Рс и Rn —
о сношение Ж : Т в сливе и песках классификаторов; т — отношение
объема мельниц второй стадии к приведенному объему мельниц
первой стадии измельчения*; к — отношение удельной производи-
тельности по вновь образованному расчетному классу мельниц
агорой стадии к удельной производительности по тому же классу
мельниц первой стадии измельчения при одинаковых типе и диа-
метрах мельниц **.
Для установившегося процесса — Q 2 = QK, где QK — вес
конечного продукта измельчения.
1) Определение р2 — содержания расчетного класса
к сливе мельницы первой стадии измельчения.
Обозначим через APj и АРП веса вновь образованного расчетного
а тисса в первой и второй стадиях измельчения; аг и ап — удельные
производительности мельниц первой и второй стадий по вновь обра-
шпанному расчетному классу; V, и Vn — приведенные объемы
мельниц в первой и второй стадиях измельчения.
Тогда
р CiPi+APj ____о I Л-Pi
ДРц = ojjVji = kciiinV i;
* Приведенным называется объем, приведенный к определенному типу
< диаметру мельниц.
** 11 ри двухстадиальном измельчении мельницы второй стадии обычно дают
чепыкую удельную производительность по расчетному классу. Это объясняется
...инородностью исходного сырья, состоящего из компонентов различной из-
«>.’>(.<1||омосги. В первой стадии избирательно измельчаются наиболее мягкие
и хрупкие компоненты, а трудноизмельчаемые компоненты поступают во вто-
I VK> стадию измельчения.
При отсутствии практических данных значение коэффициента к прини-
мается в продолах от 0,80 до 0,85.
I
1
I
108
(49)
(50)
второй
(51)
(52)
(5
пр
фо
Выбор и расчет технологических схем
а.7,
откуда
Значения
чениям [32 и
Лр _ 01 (Рк-Р1)
1 1 -\-кт
и в соответствии с формулой (48)
1
APj + A-Pji OjVj 4-ЛаттУ1 l + /cm >
др APi+ДРц
1 l-\km
Очевидно, что + EPU — общее приращение вновь образо-
ванного расчетного класса равно
API+ДРи=<?к₽к- СА=Cl (₽к - 01),
В — R I Р4~Р1
Р2—P1-V 1 + /ст •
2) Определение весов продуктов
стадии. Вторые стадии представлены разновидностями А, А',
В, Е и Е', расчет которых был уже рассмотрен. Определение весов
продуктов второй стадии проводится по формулам (40), (41), (37)
и (45)—(47), но с изменениями индексов при символах в соответствии
с изменением
Схемы
нумерации аналогичных продуктов.
ГА и ГА'
О ___ Вц (Р4 р2)
С4'=С1~ <?Б'-
р' и Р' находятся по табл. 22 по известным зна!
р4—0Д)5 Сопт’’
Qs = Qa—Q&' + Qs — Ci+Qc
ГБ. При зтой схеме в питании второй стадии буде
значительное количество готового по крупности
Схема
содержаться
дукта, поэтому определение веса песков Q6 производим по
муле (37), но с изменением индексов у символов
C6=Ci-pfE^-com; Сз=С4 = С1+Св; &=Ci-
Схемы ГЕ и ГЕ'. Веса продуктов второй стадии нах од
по формулам (51) и (45)—(47), но с изменением индексов у символов
Значения Q'b и Сг определяем по формулам (51)
Расчет схем измельчения
109
Значения р' и Pj находим из табл. 22 по заданным значе-
нии м |34 и fi8
Qb" = Qt cQm - е9; <?5 = Qb’ 4-
&=& = &+&; Сг = & - (?4> • (55)
Нели обогащение ведется по одностадиальпой схеме, то в число
исходных данных вместо fj4 можно включить Q^, тогда |34 определится
расчетом
К = + <5в)
Зная р' можно по табл. 22 определить |34.
Расчет двухстадиальных схем группы П
с полностью замкну т ы м циклом в первой
стадии
Первая стадия в схемах этой группы (см. рис. 24) одинакова —
она представлена разновидностью В. Вторая стадия представлена
одной из следующих разновидностей А, А', В, Е, Е'.
При расчете схем группы II могут быть поставлены две задачи:
первая — при известных Qx, Р,, рк, Вс, Вп, тик* требуется опре-
пглнть веса и выхода всех продуктов; вторая — при известных Q^,
Рр Рк, Р4 и /с требуется определить соотношение объемов мельниц
н горой и первой стадий измельчения, веса и выхода всех продуктов.
Пели задано соотношение объемов т мельниц, то зтим уже опре-
де.ннстся крупность слива классификатора первой стадии измельче-
нии. Наоборот, если задана крупность слива классификатора пер-
кой стадии (например, при двухстадиальных схемах обогащения),
to .ним обусловливается определенное соотношение объемов мельниц.
Решение первой задачи. Для всех схем группы II при установив-
шемся процессе: Ci = С4 — Qa Q2 = Qi-
I) О п р е д с л е в и е значения р4
к _ CiPi + A/4 о , АЛ
Р1~—ъ—==Р1+~уг-
По формуле (49)
ло Ci (Рк —Pi)
R _R I С1(Рк~Pl) Д i Рк — РХ /(-74
* .(качения символов см. расчет двухстадиальных схем I.
; ।
110 Выбор и расчет технологических схем
Формула (57) относится ко всем вариантам схем рис. 24. Зная
содержание в продукте 4 класса —0,074 мм, можно по табл. 22 I
определить максимальную его крупность.
2) О п р е де ле и ие з н а ч е ний Q5, Q2 и Q3 производится
для всех вариантов схем группы II по формулам (35).
3) Расчет вторых стадий измельчения ведется по формулам (40) I
)! и (41), но с изменениями индексов при символах в соответствии I
с изменением нумерации аналогичных продуктов.
Схемы В А и В А'
= <68>|
Значения Р' и р' определяются по табл. 22 по заданным р4 и р7.
& = & = Q« = Qi + Q*- (59)1
Здесь и в последующих формулах сп — оптимальная циркуляру- I
ющая нагрузка во второй стадии измельчения, выбираемая I
по табл. 23.
Схема ВВ. По этой схеме в питании второй стадии будет со-
держаться значительное количество готового по крупности мате-
риала, поэтому определение веса песков производим по фор-
муле (37) с изменением индексов при символах
<?8=<21^Е^5сп; = = + (60)
Схемы BE и BE'. Значения Q6- и Q,' определяем по форму-1
, лам (58)
(М)
Значения Р' и Р'4 определяются по табл. 22 по заданным р7 и р41 I
<?8"=<?1^Еб^сп-С12; *28 = <?8'+(?8'-; I
С#=Сю=С8+С12; ^ = С1+<2ы- (62)1
Если продукт 7 не поступает в обогащение, то в число исходных!
показателей вместо р7 можно включить Q7, тогда р7 определится
расчетом
(63|
Зная значение Р7, по табл. 22 находим р,.
Решение второй задачи. Искомое значение т, характеризующее!
распределение приведенных объемов мельниц по отдельным стадиям
Расчет схем измельчения
Ш
измельчения, находится на основании формулы (57), которую рас-
сматриваем как уравнение.
Решая это уравнение относительно т, получим
т - Рк —
Л (₽4-₽1) ’
В остальном расчет схемы производится так же, как расчет при
решении первой задачи.
(64)
Расчет двухстадиальпых схем группы III
с частично замкнутым циклом измельчения
в первой стадии
Исходные данные для расчета схемы ЖВ (см. рис. 25): Qx,
Pi, Pioi mi к, Вл и Въ. Требуется определить: вес и выхода всех про-
дуктов в схеме; п — Q-,: Qe — отношение, в котором необходимо
делить пески в точке А, чтобы обеспечить оптимальную циркулиру-
ющую нагрузку в первой стадии измельчения.
Из схемы очевидно: 2; Q2 = Q3'> Qe — <2ю и Qe = Qe-
Так как в сливах обоих классификаторов получается окончательный
продукт, то pj0 р12.
1) Определение значения рз. Для определения
। одержания расчетного класса в питании классификатора первой ста-
дии сначала находим р' — содержание в продукте 3 класса
0,04 мм. Значение р.' определяется на основании следующих поло-
жений: 1) рассматривается установившийся процесс, для которого
справедливы уравнения баланса; 2) извлечение в слив классифика-
тора тонкого класса —0,04 мм равно извлечению в слив воды; 3) под
термином «циркулирующая нагрузка» понимается отношение веса
песков к весу готового продукта в разгрузке мельницы; 4) при деле-
нии песков (см. точку А на рис. 25) получаются продукты одинако-
вого гранулометрического состава. На основании этих положений
составляем систему уравнений
1) <?3=(?4+<26; 2) <?!=&+<?«; з)
'W = <24я?+<2вй5: 5) ₽6 = ₽в; 6) сГ = С1’
где Cj —оптимальная циркулирующая нагрузка, в первой стадии
измельчения выбирается по табл. 23.
Уравнение (4) в приведенной системе уравнений является матема-
тической записью второго положения, остальные уравнения не тре-
(>ук)т пояснений. Решая эту систему уравнений относительно |3',
получим
С' _ Р4(^4 + С1йб)
₽3~ (ВДя4 • (65)
112
Выбор и расчет технологических схем
Значение р' находим по табл. 22 по заданному р4, остальные
величины — заданы. Зная р', находим из табл. 22 значение р3.
2) Определение (2С и Составляем систему уравнении
1) <?3 = &+(25; 2) (Л + с6 = <?1; 3)<?6:<24=o;
4) № = №+№; 5) рв=р5; 6) СЛ+Ш=(21Р1+ЛЛ-
Последнее уравнение является уравнением баланса по расч<ч
ному классу для первой стадии измельчения. Значение нала
дится по формуле (49)
Л » = <21 (Рк-Pi) = <21 (Р12-Р1) ~ <21 (Р4- Pi) _
1 1'rkm 1-j-km ~ 1-f-km
В написанной системе уравнений шесть неизвестных величин:
<24, Q5, Qe, Р5 и рв. Решая систему относительно Q6, получим
Если в измельчение поступает руда с небольшим содержанием
мелкого класса (Рх<5%), т0 приближенно можно считать, чти
производительность стадий измельчения по выдаваемому готовому
продукту пропорциональна приведенному объему мельниц и in
удельной производительности по вновь образованному расчетному
классу. Тогда
<210 <2в Рцап __ mVjka, __ Am
<21 <21 ~ Pi«i+Pii«h Fjflj + mFjAoj 1-f-Am ’
(67)
v 6 1 + km '
Значения символов см. на стр. 107 «Расчет двухстадиальных
систем измельчения группы I».
Из формулы (66) на первый взгляд кажется, что Qe зависит от
циркулирующей нагрузки сх. Однако следует учесть, что рз = / (с,),
поэтому формула (66) не дает явной зависимости между Qe и сГ
Практически, как отмечалось выше, Qe не зависит от сх.
Формулу (65) можно переписать в виде
р ^4^4 (-Й4 Т Гуйз) р С&4р4 (1?4 ф
азРз- (1 + q) /?4 ; Рз~ + ’
где а3 = Р'/р3 и и4 = р'/р4 — отношения содержания класса
—0,04 мм к содержанию класса
—0,074 мм в продуктах 3 и 4.
Расчет схем измельчения
ИЗ
После подстановки найденного значения рз в формулу (66) и пре-
1|ш к > ваний, получим
Q ________Q^km (1—Pi/p4)____
Ve Н+^и-щ/аз+^и-Лв/^)] *
Практически р4 < 0,7, а р3 0,3. При этих условиях отноше-
|г 1Л/а3 близко к единице, а величина 1 — аа/а3 мала по сравнению
, (1 — 7?5/7?4), поэтому
/Э Qikm 1 Р1/Р4 /RQ\
Ув~’1+л^’Т-яв/л4-
Гик как отношения рх/р4 и БДБЛ также малы по сравнению с еди-
tiniii’ii, то из формулы (68) следует и приближенная формула (67).
Uni юдние две формулы показывают, что Qe практически не зависит
I) О пределение значений Q2, Q3, Q&, и n (см.
I in 25).
Qe — Qq.cv> Q^ — Qi'YQbi Qi —Qi—Qe> n-Q-<'Qs-
1) Определение Qs, QB, Q10 и Qlt. Вторая стадия измель-
п и и и представляет собой разновидность Б, поэтому в соответствии
. формулой (35)
Qu— QecU> Q10 — Се» Qe — Qa — Qe + Qu
Расчет схемы ЖД (см. рис. 25). Исходные данные для расчета:
*1 П|, 04 Р10 Р12» 113’ ^4’ -^6> ^3. ^14> mt к.
При установившемся процессе = Q13; Q2 = Q3 и Q3 = Qs.
I) Расчет первой стадии измельчения производится по форму-
ют (65) и (66).
') Определение <712 и @14 ведется по формулам (43) с изменением
ин и'ксов при символах
(?12 —
013 (Д13—Д14) .
Р12Д18 013 д 14 ’
Qu—Qu Qi-
(69)
Значения р42 и р^ находим по табл. 22 по заданным р18 и р13.
I) ()пределение весов остальных продуктов производится по урав-
। и ним баланса и оптимальному значению циркулирующей нагрузки
„и пторой стадии измельчения
^iii Ct2 (?4» Cis — CeOb Qs — Qe — Qe (?i5> — (?w
i'n — оптимальная циркулирующая нагрузка во второй стадии,
берется по табл. 23-
Я Лпказ 1075
114
Выбор и расчет технологических схем
Если продукт 12 не поступает в обогащение, то в число исходи,
показателей вместо р12 можно включить (?12, тогда р12 определи,
расчетом по формуле (44) с изменением индексов у символов
R’ _ Кз Гр । Q1 (В1з — Ви) "1
Р12~ Q12 J
Зная p't2, по табл. 22 определяется |312.
Расчет многостадиалъных схем
Многостадиальные схемы представляют собой сочетания отдои
ных разновидностей стадии измельчения и рассчитываются ана н
гично расчету двухстадиальных схем.
Пример расчета схем измельчения
Пример 1. Рассчитать схему Д (см. рис. 22). Исходные данные для расче,,,
Qi =20 т/ч; Р4=50%; ₽6 = 75%*; В6 = 2,6 (28% твердого); Д7 = 0
(контрольная классификация производится в гидроциклонах)
1. Определяем значения и (% по формулам (43). Предварительно по табл. Н
находим р4= 31,5% и 53% *.
п IW-fl7) 0,53(2,6-0,4)
<4 Р^Де-реД? 20 0,315-2,6 - 0,53-0,4 °8’
Qi~Qi—Q1= 38,4— 20 =18,4 m/ч.
2. Определяем значения Qs, Qb, Q2 и Qg по формуле (43,1). Предварительна
по табл. 23 выбираем оптимальную циркулирующую нагрузку.
Учитывая невозможность осуществления схемы Д без применения мехаип
четкого транспорта продуктов в цикле измельчения, принимаем по табл.
циркулирующую нагрузку сопт равной 300%. Тогда
<2в = С?1Сопт = 20-3 = 60 т/ч;
Qb = Qs~^ Qi — 60 18,4 = 41,6 т/ч;
<22 = <2з = <?8+<?1 = 60 + 20 = 80 т/ч.
Из расчета схемы Д следует, что если первую стадию обогащения произво
дить при заданной крупности измельченного продукта, то вес слива первого
классификатора будет в 1,9 раза больше веса исходного продукта (38,4 : 20)
Поэтому осуществление схемы Д требует более мощных классификаторов и трапп
портирующих устройств по сравнению с двухстадиальной схемой измельчении
с полностью замкнутым циклом в первой стадии, где вес слива классификатор),
первой стадии равен весу исходного продукта.
Пример 2. Определить при исходных данных примера 1 крупность пр<>«4
дукта 4, если (Z, = 25 т/ч.
По формуле (44)
* Здесь и далее (5„ и — содержание классов «0,074 и —0,04 мм в про-
дукте с номером п.
' ' I
Расчет схем измельчения
115
Пи табл. 22 находим f4 = 65%.
Пример 3. Рассчитать схемы ГА и ГА' (см. рис. 23). Исходные данные
in расчета = 20 m/ч; Р, = 7%; Р4 = р4, = р4-= 70%; т = 2; к = 0,82;
llt 2,6; = 0,2 (спиральные классификаторы).
I) Определяем значения Р2 по формуле (50)
«•о’+-гдат-ода=зо'«-
‘.’) Определяем значения Q5. и Qt, по формулам (51).Предварительно по табл. 22
ii iuiipiM [’2 = 18% и р4 = 48%.
о 0£~Ра) ... 20 • 2,6 (0,48-0,18) .
P'GR4—7?б) 0,48(2,6—0,2) 13,Ь ' ’
Qi' = <21—Q6- = 20—13,6=6,4 m/ч.
3) Определяем значения Qb„, Q6 и Qs по формулам (52). Предварительно по
ши । 23 выбираем оптимальную циркулирующую нагрузку.
При самотечном сопряжении мельницы и классификатора принимаем
°'п _ <21 (Ра—Ра) Ошт 20 • (0,7 - 0,308)5
Ve" р4 — 0,05 — 0,7 — 0,05 ~ Ь0,5т/ч,
<2s=<2e = Q6' + <26"= 13,6+60,5 = 74,1 т/ч;
<2з = <21+<2s = 20 + 74,1 = 94,1 т/ч.
Пример 4. Рассчитать схемы ВА и В А' (см. рис. 24). Исходные данные
i ni расчета: (?, = 20 m/ч; Р4 = 5%; Р7 = 75%; т = 1; к = 0,82; В7 = 2,6;
IIа 0,4 (во второй стадии измельчения установлены гидроциклоны, в первой —
и'мишческие классификаторы).
1) Определяем значение Р4 по формуле (57)
6 R | Рк Р1 n nc t 0»75 0,05 п/о/ /о/о/
р4-₽1+ЬЬЬГ-°’()5+ 1+0,82-! =0,434 = 43,4%.
2) Определяем значения Q6, и Q%. Учитывая, что р1<^10%, расчеты
прпиаподим по формулам (35). Предварительно по табл. 23 выбираем циркули-
рующую нагрузку с, = 300% (учитывая крупный слив и самотечное сопря-
I I'lllio).
(?5 = <2ici — 20• 3 = 60 m/ч; (?2 = (?з=(?1+С?5=20 + 60 = 80 т/ч.
3) Определяем по формулам (58) значения Qs,, Q7,, Q7„, Qs, QB и Qe. Предва-
рпк'Льно по табл. 22 находим Р4 = 26,5% и Р, = 53%,
п,-0 _Ol ^(Р7'-Р'4) 2,6(0,53 -0,265) ,,8т,
РЙД7-Т?8) -2° 0,53(2,6-0,4) ==11’8 т/4’
Qt = Qi—QS' = 20—11,8=8,2 т/ч.
4) Определяем по формулам (59) значения Q6„, Qs, Q9 и Qe. Предварительно
пн гибл. 23 выбираем циркулирующую нагрузку во второй стадии измельчения
и 1 300% (учитывая топкое измельчение и транспорт насосами).
п _ <2i(p7-p4)Qi 20(0,75 - 0,434) о_ 4 .
j3^0,05" ° "0,75-0,05 ^27Д т/Ч’
и11 Со = С?8г + (?8"=11>8-|-27,1 = 38,9 zn/ч; Сб= С1+С9==20+38,9=58,9 пг/ч.
8*
116
Выбор и расчет технологических схем
Пример 5. Определить при значениях р15 р7 и к, приведенных в при-
мере 4, значение т из условия р4 = 55%.
По формуле (64)
₽7-₽4 0,75-0.55
т М04—Р1) 0,82(0,55-0,05) ’
Таким образом, для получения слива классификатора первой стадии измель-
чения с содержанием 55% класса —0,074 мм при содержании этого класса
в конечном продукте измельчения 75% необходимо, чтобы объем мельниц первой
стадии был в два раза больше объема мельпиц второй стадии измельчения.
Пример 6. Рассчитать схемы BE и BE' (см. рис. 24). Исходные данные для
расчета: Qt = 20 т/ч; рх = 5%; р7 — 50%; pJ7 = 75%; т = 1; к = 0,82;
Blt = 2,6; /?12= 0,4 (во второй стадии измельчения установлены гидроциклоны).
1) По расчету, приведенному в примере 5: р4 = 43,4%; р4 = 26,5%;
Рц = 53%; — 60 т/ч; Qz~ (?з=80 т/ч; Qs> = 11,8 т/ч; Q4, = 8,2 т/ч.
По табл. 22 определяем р7 =- 31,5%.
2) Определяем значения Q7 и Q12 по формулам (61):
п _ Ж (Ди-Дга) _ 20-0,53(2,6 — 0,4) _ .
₽;Лн-РпЯ12 0,315-2,6-0,53-0,4 7’
Ci2 = C?—С1 = 38,4— 20 = 18,4 т/ч.
3) Определяем значения Qs, Qs, Q10 и Qe по формулам (62). Предвари-
тельно по табл. 23 выбираем циркулирующую пагрузку во второй стадии измель-
чения, сп = 300%.
п (?1(Р11-Р4)сп „ 20(0,75—0,434)3 184_87те/ч.
Св"-----рК=0Д)5------С12“----0,75-0,05 18,4 —8,7 т/ч,
Св= Св' +Се- = 11,8+8,7 = 20,5 т/ч;
Се = Сто — Св + С12 — 20,5 +18,4=38,9 т/ч;
Q6 = Qi + Сю = 20 + 38,9 = 58,9 т/ч.
Пример 7. Определить при исходных данных примера 6 крупность про-
дукта 7, если С? = 25 т/ч, по формуле (63)
[+. + Го.4+^«.6-0.4)И _ОЛ4_
пц L v7 J л»о L -J
По табл. 22 находим р7 = 65%.
Пример 8. Рассчитать схему ЖВ (см. рис. 25). Исходные данные для расчета:
Ct = 20 т/ч; рг = 5%; р4 = рю = Рю = 65%; т = 1; к = 0,82; Rt = 2,6;
«= 0,2 (в первой стадии измельчения установлены спиральные классифика-
торы).
1) Определяем рз- Сначала по формуле (65) определяем pg, для чего по
табл. 22 находим р4 = 43,8% и по табл. 23 выбираем циркулирующую на-
грузку с,. Имея в виду установку в первой стадии измельчения стержневых мель-
ниц, работающих при меньших нагрузках, чем шаровые, выбираем с1 = 150%
К=
Р4 (Я4+С1Я5) 0,438 (2,6 + 1,5 • 0,2)
(1 + <1)Л4 (1 + 1,5) 2,6
= 0,195 = 19,5%.
По табл. 22 находим рз = 33,2%.
117
Схемы флотации
2) Определяем Qe и Qt по формуле (66):
) Ql^km (04-0i) _ 20-1,5-0,82-1 (0,65 - 0,05) _
" (1 + Лт)(1 +с^-рз) (1+0,82-1) (1 + 1,5) (0,65 - 0,332) 1,2 т,Ч;
(?4=С1 — <26 = 20—10,2 = 9,8 т/ч.
По приближенным формулам (67) и (68) вес продукта 6 будет:
Qikm _ 20-0,82-1 ,
1 + кт = 1 + 0,82-1 Ут/Ч
Qikm 1-01/04 _ 20-0,82-1 1-0,05/0,65
1 + кт ’ 1-/г5/Л4 1+0,82-1 ‘ 1-0,2/2,6 -ит/4'
3) Определяем Q%, Qs, Q6, и n.
(?5 = (?4ci = 9,8-1,5 = 14,7 т/ч; Q3 = <?4+Qb = 9,8 +14,7 = 24,5 т/ч;
Qi=Qb—Ce = 14,7 — 10,2=4,5 т/ч; n = C?: Сб=4,5:10,2 = 0,44 =44%.
Вес продукта 7 составляет 44% веса продукта 6, или 4,5 : 14,7 = 0,305 =
30,5% общего веса песков.
4) Определяем Qs, Q9, Ql9 и Qtl. Расчет ведем по формуле (43) с изменением
индексов при символах. Предварительно по табл. 23 выбираем оптимальную
циркулирующую нагрузку для второй стадии измельчения си = 300%.
Си=Сбсц = 10,2 -3=30,6 т/ч; <21о=Св= 10,2 т/ч;
Qs = Qs = Qe + Си = 10,2+30,6 = 40,8 т/ч.
Пример 9. При исходных данных примера 8 определить вес продукта 6
и ли cj = 250%.
1) Определяем 0з. По формуле (65) предварительно находим
к = РИ^+^Вь) = ,0,438(2,6 + 2,5-0,2) = =
Ра (l+q)B4 (1+2,5)-2,6 и,14У 11,9/0
По табл. 22 находим 0з = 25,8%.
2) Определяем Qe по формуле (66)
Q^km (04-01) _ 20-2,5-0,82-1 (0,65 - 0,05)
U (l+fcm)(l+cI)(04-0s) (1+0,82-1) (1 + 2,5) (0,65 —0,258) т/Ч'
Из сравнения с предыдущим примером видно, что при увеличении с, на
1110% вес продукта 6 изменился на 0,35 т/ч, или на 3,4%, т. е. вес продукта 6
нрлктически не зависит от циркулирующей нагрузки в первой стадии измель-
чения.
§ 6. Схемы флотации
Схемы флотации отличаются по числу стадий и циклов обогаще-
нии, по числу перечисток концентрата и контрольных флотаций
«инетов в отдельных циклах, по точкам, в которые возвращаются
прпмпродукты в цикл флотации *. Число стадий и циклов обогащения
• Перечистки — операции флотации концентратной ветви схемы, произ-
|Ц| щмые для повышения качества концентрата; контрольные флотации — one-
||цц||я флотации хвостовой ветви схемы, производимые для понижения содер-
iiuiiiiiH полезного минерала в хвостах.
м
118 Выбор и расчет технологических схем
является наиболее важным отличительным признаком, определи
ющим принципиальную схему флотации. Последние два прилит
определяют детали построения схемы флотации внутри отдельны»
стадий и циклов обогащения.
Принципиальной схемой флотации называет) а
такое изображение схемы, на котором указаны только стадии и цикл и
обогащения, исходные и конечные продукты каждой стадии и цикли
В зависимости от числа стадий схемы флотации подразделяют'и
на одно-, двух- и многостадиальные.
Каждая стадия обогащения может включать один или нескольш
циклов. Например, при одностадиальной схеме флотации мои
металлических руд может быть один, два или несколько циклон
В первом случае схема имеет только две ветви — ветвь перечистои
концентрата и ветвь контрольных флотаций хвостов. Два цикли
появляются в тех случаях, когда руда перед флотацией разделяете)!
на два продукта — пески и шламы с последующим раздельным
их обогащением или когда промпродукты обогащаются в отдельном
самостоятельном цикле.
Принципиальные схемы флотации монометаллических руд
Большинство применяемых на практике принципиальных схем
флотации монометаллических руд может быть сведено к следующим
вариантам *.
с
6
I Измельчение |
,. Шламы ।. Пески
[ Флотация ] Флотация ]
। | Измельчение j
I I
I Г~^—1------1
I I Флотация
L_|____ \ ' Г
Промпродукт
г J ♦ Т '
Концентрат ХВосты Концентрат Хвосты Концен- Хвосты
трат
Рис. 29. Варианты принципиальных одностадпальпых
схем флотации
1. Одностадиальные схемы (рис. 29):
а — одноцикловая;
б — двухцикловая с раздельным обогащением песков и шламон.
2. Двухстадиальные схемы (рис. 30):
а — двухцикловая с выделением в первой стадии обогащении
отвальных хвостов и бедного концентрата, направляемого во вто
рую стадию;
* Прямоугольниками на схемах изображены циклы операций.
4
120
Выбор и расчет технологических схем
б — двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения
кондиционного концентрата и богатых хвостов, направляемых во вто-
рую стадию;
в — двухцикловая с выделением в первой стадии обогащения
кондиционного концентрата, отвальных хвостов и промпродукта,
направляемого во вторую стадию;
г — одноцикловая с доизмельчением промпродукта в отдельном
приеме и возвращением его в цикл рудной флотации;
а
б
I Измельчение I
. Г
| Флотация 1 стадии\
| богатые хвосты
Концентрат! ________t______,
| Измельчение
| Флотация 2 стадии |
„ Т Промпродукт 1
,____I______, ХВосты
транш | Измельчение!
♦
| Флотация 3 стадии |
I Измель чение 1
♦
\ Флотация {стадии |
| Богатые хвосты
Концентрат! _____1
[ Измельчение |
1 Г7----У| _
| Флотация 2 стадшГ\
* Богатые хвосты
Концен- 1
тратН | Измельчение |
♦
\Флотация 3 стадии |
Концентрат!!! ХВосты
КонцеятратШ ХВосты
Рис, 81, Варианты принципиальных трехстадиальных схси флотации
д — трехцикловая с выделением в первой стадии обогащенш
бедного чернового концентрата, промпродукта и основной массг
отвальных хвостов. Концентрат и промпродукт поступают в измель
чение и далее во вторую стадию обогащения, причем их измельчепи
и флотация производятся в отдельных циклах;
е— трехцикловая с выделением в первой стадии обогащение
части готового концентрата, части отвальных хвостов и промпрс
дукта, направляемого в доизмельчение и во вторую стадию обе
гащения.
3. Трехстадиальные схемы (рис. 31):
а — трехцикловая с выделением в первой стадии обогащепи
части готового концентрата и богатых хвостов, направляемых в и;
мельчение и вторую стадию. Во второй стадии обогащения выд<
ляются вторая часть концентрата, основная масса хвостов и пром
продукт, направляемый в измельчение и третью стадию обогащение
б — трехцикловая с последовательным доизмельчением хвосто
Понятия стадия и цикл обогащения нуждаются в уточнении. На праки
нередко встречаются схемы, когда промнродукт доизмельчается не
самостоятельном цикле, а возвращается в цикл измельчения руды
в отделим,,
(см. рис. 2‘.1|
Схемы флотации
121
слома а). Такая схема должна быть отнесена к одностадиальной, так как здесь
ног возможности установить специальный, самостоятельный режим для измель-
чения промпродукта. Оборотный промпродукт всегда имеет меньшую крупность,
чем питание флотации. Поэтому возвращением промпродукта в цикл измельче-
ния руды не достигается заметного уменьшения его крупности, так как он сразу
же уходит в слив классификатора.
В схемах флотации, изображенных на рис. 32, схема а является односта-
дмпльной двухцикловой, так как в ней промпродукты обогащаются в отдельном
цикле. Это дает возможность организовать для них самостоятельный режим
флотации в отношении плотности пульпы, рецептуры реагентов, продолжитель-
ности флотации и других условий.
а
6
Основная флотация
Основная флотация
Перечистка Контрольная флотация
Концентрат ОсноВная флотация
Перечистка Контрольная флотация
| укмел'ьчениё\
Концен- ОсноВная'флотация
трат 1 1
ХВосты
ХВосты
Перечистка Контрольная флотация
ХВосты
Перечистка Контрольная флотация
Концентрат
ХВосты
Концентрат
S
ОсноВная флотация
Перечистка Контрольная флотация
I —------------------
ОсноВная флотация
Перечистка Контрольная (р лот ацил
Концентрат
ХВосты
Концен-
трат
\Доизмельчение |
ХВосты
1
Рис. 32. Варианты схем флотации:
одностадиальная двухцикловая; б — одпостадиальная одноцикловая; е — двухстади-
альная двухцикловая; г — двухстадиальная одноцикловая
В схеме б операции обогащения промпродукта совмещены с операциями
1НН1ЩСПИЯ руды. По числу и последовательности операций флотации, которым
инцаергается промпродукт, схема б ничем не отличается от схемы а, так как
и niiiHix случаях схема обогащения промпродукта включает основную флотацию,
рпчнетку концентрата и очистку хвостов. Однако в схеме б не может быть
pi ипнзован самостоятельный режим флотации для промпродукта, поэтому
in схема является одноцикловой.
Схемы виг являются двухстадиальнымп, так как в обеих схемах пром-
|и>дукт измельчается в отдельной стадии. Совмещение в схеме г операций фло-
ппи! допзмельчепного промпродукта с операциями флотации руды привело
• \ иичтожению лишь цикла, но не стадии флотации.
Число возможных вариантов принципиальных трех стадиальных
нм флотации значительно больше числа вариантов двухстадиаль-
1 tit схем. Трехстадиальные схемы за последние годы стали широко
римопяться для руд с неравномерной или сложной вкрапленностью,
омы флотации с числом стадий более трех применяются редко.
122
Выбор и расчет технологических схем
Выбор принципиальной схемы флотации монометаллических руд
Выбор принципиальной схемы флотации монометаллических руд
зависит в основном от характеристики вкрапленности в руде полез-
ного минерала и способности полезного минерала и пустой породы
к ошламованию при измельчении.
Общее правило: чем более неравномерна по крупности выделений
вкрапленность полётного минерала и чем он больше шламуется при
измельчении, тем больше оснований для применения стадиального
обогащения.
При проектировании схемы обогащения должен соблюдаться
принцип: извлекать полезный минерал в окончательный концентрат
и удалять пустую породу в хвосты по возможности в крупном виде
(не дробить ничего лишнего).
Стадиальное обогащение применяется для того, чтобы не допу-
стить излишнего переизмельчения полезных минералов и пустой
породы. Особенно важно избежать тонкого измельчения большого
количества пустой породы, что достигается выводом из процесса
основной массы хвостов, по возможности в крупном виде. Если при
грубом измельчении руды часть полезного минерала остается в сро-
стках, то эти сростки должны быть выделены в промпродукт, до-
измельчение которого стоит дешевле, чем измельчение всей массы
РУДЫ.
Число стадий обогащения зависит от характера вкрапленности
в руде полезного минерала и его способности к ошламованию при
операциях измельчения. Эта зависимость устанавливается при рас-
смотрении ряда примеров, встречаемых в практике обогащения.
1. Крупная вкрапленность, полезные ми-
нералы не склонны к ошламованию. Кондицион-
ные концентраты и отвальные хвосты могут быть получены при
флотации грубоизмельченной руды. Так как полезные минералы
не склонны к ошламованию, то при грубом измельчении вредное
влияние ошламования проявится слабо и не вызовет ухудшений
технологических показателей при обогащении руды по одностадиаль
ной схеме. Поэтому руды такого типа должны обогащаться по схеме а
приведенной на рис. 29 *.
2. Крупная вкрапленность, полезные ми
нералы легко переиз мельча юте я. Лучшие ре
зультаты обогащения будут получены при двухстадиальной схем?
флотации (см. рис. 30, схема б) с выделением в первой стадии часы
кондиционного концентрата, который тем самым предохраняете»
* Если крупность вкраплений и разница в плотности полезного минерал;
и пустой породы позволяют выделить из руды 30—60% отвальных хвосто;
обогащением ее в тяжелых суспензиях или отсадкой, то наиболее экономично,
для такой руды будет комбинированная гравитационно-флотационная схем;
обогащения.
Схемы флотации
123
«>1 излишнего ошламовапия. Хвосты первой стадии, содержащие
крупные зерна полезного минерала, должны доизмельчаться и на-
правляться во вторую стадию обогащения.
3. Агрегатная вкрапленность. В практике обо-
пицсния часто встречаются руды, в которых полезный минерал
.нислючен в сравнительно крупные агрегаты, представляющие собой,
и свою очередь, топкие сростки полезного минерала с другими мине-
ралами. Подобный тип вкрапленности имеют молибденитовые и гра-
фитовые руды, а также значительная часть полисульфидных руд.
Для получения чистых концентратов такие руды требуют тонкого
измельчения, однако бедные хвосты могут быть получены и при
। рубом помоле, достаточном для освобождения из сростков крупных
агрегатов. Поэтому следует после грубого измельчения руды выде-
лить основную массу отвальных хвостов и бедный концентрат, кото-
рый следует направить в отдельный цикл измельчения и далее во
вторую стадию обогащения (см. рис. 30, схема а).
В некоторых случаях более высокие технологические показатели
достигаются при обогащении руд с агрегатной вкрапленностью по
двухстадиальной трехцикловой схеме (см. рис. 30, схема д'), преду-
сматривающей измельчение и флотацию бедного концентрата и
промпродукта в отдельных циклах. Это дает возможность более
(очного подбора условий обогащения, чем и вызывается улучшение
ихпологических показателей.
4. Неравномерная вкрапленность. Наиболее
часто встречаются руды, обладающие неравномерной по крупности
вкрапленностью полезных минералов. Уже при сравнительно тру-
пом измельчении такой руды часть полезного минерала, находящаяся
и более крупных выделениях, освобождается из сростков, что дает
возможность извлечь ее в богатый концентрат. Для получения же
о шальных хвостов требуется более тонкое измельчение руды.
Руды с подобным типом вкрапленности следует обогащать по
двухстадиальной схеме с выделением в первой стадии обогащения
чисти кондиционного концентрата и богатых хвостов, направляемых
в доизмельчение и вторую стадию (см. рис. 30, схема б).
Применение стадиального обогащения особенно необходимо в тех
случаях, когда неравномерно вкрапленный полезный минерал под-
вержен сильному ошламованию. Для таких руд может быть принята
। ре х стадиальная схема обогащения с последовательным доизмель-
Ч1ЧШСМ хвостов (см. рис. 31, схема б).
Если при неравномерной вкрапленности часть полезного мипе-
ini.'ia представлена чрезвычайно мелкими выделениями, то для раз-
р,утопия всех сростков хвосты первой стадии пришлось бы подверг-
ни ь очень тонкому измельчению, что невыгодно. Поэтому с целью
НЧП1ОМИИ на измельчении хвосты перво!! стадии доизмельчаются
ниш. до такой крупности, чтобы получить достаточно богатые сростки
। in возможности извлечения их в промпродукт. Тогда во второй
124
Выбор и расчет технологических схем
стадии обогащения получают три продукта: кондиционный копцеп
трат, в который извлекают свободные зерна полезного минерал»
промпродукт, куда извлекаются сростки; отвальные хвосты. Пром
продукт направляется в доизмельчение и в третью стадию обога
щения (см. рис. 31, схема а).
Таким образом, при флотации руд с неравномерной вкраплен
ностью полезного минерала следует применять двухстадиальнып
или трехстадиальные схемы обогащения, причем если полезны и
минерал при этом сильно шламуется, то наиболее экономичными
будут трехстадиальные схемы.
Стадиальные схемы обогащения с выделением в первой стадии
части готового концентрата в последние годы стали получать шири
кое распространение. Примером могут служить Норильская, Бал
хашская, Миргилимсайская и другие обогатительные фабрики,
ранее применявшие одностадиальные схемы обогащения.
5. Мелкая равномерная вкрапленност ь.
Этот тип вкрапленности встречается в некоторых порфировых рудах.
Если бы при измельчении руды поверхности разлома проходили
только по контактам сросшихся минералов, тогда при равномерно!
вкрапленности освобождение из сростков всех зерен полезного
минерала происходило бы одновременно после достижения некото
рой определенной степени измельчения. В этом случае одностадиаль-
ная схема обогащения такой руды была бы наиболее рациональной.
В действительности вкрапленность минералов в руде никогда но
бывает вполне равномерной, а поверхности излома зерен в процес-
сах дробления и измельчения проходят не только по контактам срос-
шихся минералов. Поэтому даже при измельчении руд, обладающих
сравнительно равномерной вкрапленностью, освобождение полезного
минерала из сростков происходит постепенно по мере повышения
степени измельчения.
Так как процесс раскрытия зерен всегда происходит в некотором
диапазоне крупности измельчения, то в пределах этого диапазона
в пульпе содержатся как свободные зерна полезного минерала, так
и сростки. В целях экономии на измельчении и ограничения вред-
ного влияния ошламования руду с мелкой равномерной вкраплен-
ностью следует измельчать до крупности, обеспечивающей осво-
бождение из сростков только части полезного минерала. Другая же
его часть может остаться в сростках, если они достаточно богаты,
для извлечения их в промпродукт, который затем должен направ- I
ляться в доизмельчение и вторую стадию обогащения. Для извле-
чения сростков применяют при флотации сильные коллекторы и
вспениватели [112].
Таким образом, для обогащения руд с мелкой вкрапленностью бо
лее выгодными будут двухстадиальные схемы (см. рис. 30, схемы в, г).
6. Сложная и очень неравномерная вкрап-
ленность. Руды с таким характером вкрапленности содержат I
Схемы флотации
125
|nt:ijn>ie по своей величине выделения полезного минерала и агрегаты,
ирпдставляющие собой тонкие сростки полезного минерала с другими
минералами. Наиболее экономичной для обогащения руд с такой
п|.р:шленностью будет трехстадиальная схема (см. рис. 31, схема а).
7. Руды, содержащие много первичных
шламов и растворимых солей, вредящих
<|| л о т а ц и и. Первичные шламы иногда обогащаются в отдель-
ном цикле, чем достигается улучшение показателей обогащения
(гм. рис. 29, схема б) [148].
Первичные шламы обычно выделяются после первого приема
измельчения в механическом классификаторе или гидроциклоне.
При этом пески классификатора обогащаются более твердыми и тя-
। елыми минералами. Например, при механической классификации
и «мельченных уральских медно-пиритных руд песковая часть всегда
ппогащена пиритом, а слив — пустой породой и легкоизмельчаю-
шпмися вторичными сульфидами.
Па Красноуральской обогатительной фабрике для обогащения
руды с высоким содержанием серицито-хлоритовых сланцев приме-
нилась схема с раздельной обработкой песков и шламов. Пески клас-
। пфикатора значительно обогащались пиритом и после выделения
ш лих медного концентрата представляли собой кондиционный
пиритный концентрат.
В некоторых рудах первичные шламы обладают высокой флота-
ционной активностью. В этих случаях прибегают к предварительной
флотации шламов с небольшими добавками вспенивателя. Иногда
руды содержат первичные шламы, которые плохо флотируются сами
и тик вредят флотации, что их после выделения направляют в отвал.
I качестве примера можно указать на схемы флотации железных руд
и некоторых неметаллических полезных ископаемых — алунитов,
I.пинитов и’ фосфоритов.
Принципиальные схемы флотации полиметаллических руд
При обогащении полиметаллических руд в зависимости от их
нютава могут получаться два, три и больше концентратов. Ниже
рассмотрены принципиальные схемы флотации полиметаллических
пуд, содержащих три полезных компонента.
< knoBHbiej выводы и положения, относящиеся к этим схемам,
। нраведливы для биметаллических руд, а также для руд с большим
числом полезных компонентов.
Для руд с тремя полезными компонентами можно применить
'и1 гы ре принципиальные схемы флотации (рис. 33):
1 — с прямой селективной флотацией;
2 , 2-а — с частичной коллективной флотацией;
3/1, 3/2, 3/2-а — с предварительной коллективной флотацией;
4 — с фракционной коллективной флотацией.
Схема! . Схема! . Схема 2-а
РпС; 33; Принципиальные схемы флотации полиметаллических руд? содержащих три полезных компонента
Схемы флотации
127
Главное различие между этими схемами заключается в числе
циклов, через которые проходит основной поток пульпы (содержащий
и Vi гую породу).
В схеме 1 с прямой селективной флотацией хвосты выделяются
и гретьем цикле обогащения, основной поток пульпы проходит три
никла.
В схемах 2 и 2-а с частичной коллективной флотацией основной
по гок пульпы проходит два цикла обогащения.
В схемах 3/1, 3/2 и 3/2-а с предварительной коллективной фло-
нщией основной поток пульпы проходит только один цикл обога-
щения. Главной целью предварительной коллективной флотации
ипаяется удаление в хвосты пустой породы, по возможности в круп-
ном виде, в первом же цикле обогащения. Перед коллективной фло-
। щией не требуется освобождения сульфидов из сростков друг с дру-
н>м, а достаточно лишь освободить сульфидные агрегаты из сростков
। пустой породой. Так как полиметаллические руды обладают, как
правило, агрегатной вкрапленностью, то коллективную флотацию
можно проводить при более грубом измельчении руды по сравнению
। селективной флотацией.
После удаления в цикле коллективной флотации основной массы
пустой породы получается коллективный концентрат, представляю-
щий собой богатую полиметаллическую руду, которую можно дальше
«юогащать по схеме 1 или по схемам 2 и 2-а *.
Если бы пустая порода полностью удалялась в хвосты при кол-
юктивной флотации, то не потребовалось бы циклов флотации, ука-
ти пых на схемах пунктиром. Практически эти циклы необходимы
дли удаления в хвосты небольшого количества породы, оставшейся
и коллективном концентрате. Это особенно необходимо, когда выход
। онцентрата III мал. В таких случаях даже небольшое количество
оставшейся в коллективном концентрате породы сильно разубожи-
IUIOT концентрат III.
В схеме 4 фракционная коллективная флотация дает возможность
\лучшить результаты обогащения руд, в которых флотационная
in. гпвность отдельных разностей одного и того же минерала различна.
Ни пример, в свинцово-цинковых и в свинцово-медно-цинковых рудах
иногда содержатся легко- и труднофлотируемые разности цинковой
। манки.
При получении из таких руд коллективного концентрата для
и ।пленения труднофлотируемых разностей сфалерита пришлось бы
и коллективной флотации применять активатор — медный купорос
и лпгружать значительное количество коллектора. Это вызвало бы
tn । руднения при последующей селективной флотации коллективного
। ипцснтрата.
* Номер схемы, по которой обогащается коллективный концентрат, в схе-
м । \ с предварительной коллективной флотацией указан в знаменателе, напри-
мер и схеме 3/1 коллективный концентрат обогащается по схеме 1.
128 Выбор и расчет технологических схем
При схеме с фракционной коллективной флотацией эти затруд
нения устраняются. В процессе флотации свинцово-медно-цинково
пиритных руд в первую фракцию коллективного концентрата сле-
дует извлечь полностью свинец и медь и лишь частично — цинк
и пирит. Дальнейшая селективная флотация первой фракции обле!
чается тем, что она получена при сравнительно малой дозировке
коллектора и содержит неактивированный сфалерит. Вторая фрак
ция коллективного концентрата, не содержащая галенита и суль
фидов меди, присоединяется к цинково-пиритным хвостам селектив
ной флотации первой фракции.
Схемы с предварительной коллективной флотацией имеют эко-
номические преимущества по сравнению со схемами с прямой и
с частичной коллективной флотацией. Эти преимущества заключаются
в следующем.
1. Обычно при схемах с предварительной коллективной флота-
цией руда измельчается до крупности 45—55% —0,074 мм и тон
кому измельчению подвергается только коллективный концентрат,
выход которого невелик, особенно в случае бедных руд. Тогда, как
при схемах с прямой селективной флотацией, необходимо измель-
чение руды до 60—80% —0,074 мм. Вследствие этого достигается
экономия на измельчении.
2. Расход депрессоров и активаторов меньше.
3. Количество потребных флотационных машин меньше.
Величина экономии, получаемой при схеме с предварительной
коллективной флотацией, зависит от характера вкрапленности и со-
держания полезных минералов в руде. При крупной вкрапленности
экономии на измельчении не будет, так как в этом случае
необходимая степень измельчения руды определяется только
размером зерен, которые могут подниматься в пену, и при любой
схеме будет одинакова. Для руд с агрегатной вкрапленностью
экономия на измельчении может быть очень значительной
(до 30%).
Технико-экономические показатели обогащения по схемам с кол-
лективной и селективной флотацией приведены в табл. 24.
При богатых рудах выход коллективного концентрата, направ-
ляемого в тонкое измельчение и селективную флотацию, будет зна-
чительным. Поэтому для богатых и крупновкрапленных руд схема
с предварительной коллективной флотацией дает меньшую отно-
сительную экономию, чем для бедных руд с агрегатной вкраплен-
ностью.
Схемы с частичной коллективной флотацией обладают значи-
тельно меньшими экономическими преимуществами по сравнению
с полной коллективной флотацией.
Это объясняется двумя причинами: при схемах с частичной
коллективной флотацией вся масса руды подвергается тонкому
измельчению для освобождения сульфидов из сростков друг с дру-
Схемы флотации
129
Таблица 24
li мппсо-экономичсские показатели обогащения по схемам с предварительной
ш>'||1Жтиввой и с прямой селективной флотацией для полиметаллических руд
Лениногорского месторождения
Показатели Схема
с прямой селек- тивной флота- цией с предваритель- ной коллективной флотацией
I одержание класса—0,074 мм в измельчен- пни руде, % 60—70 45—55
пгпосительная производительность мельниц, % 100 125—130
11гпосятельный объем флотационных ма- IIIIIU, % 100 80
нпосптельная стоимость обогащения 1 т РУДЫ, % 100 77
игиосительный расход энергии на 1 т РУДЫ, % 100 80
him; основная масса руды проходит через два цикла флотации, тогда
। пк в схемах с полной коллективной флотацией — только через
«дин цикл.
Выбор принципиальной схемы флотации для. отдельных
типов полиметаллических руд
В зависимости от минералогического состава и содержания
металлов полиметаллические руды подразделяются на четыре группы.
Первая группа — сплошные сульфидные руды с высо-
। им содержанием цветных металлов. Эти руды состоят в основном
H i сульфидов свинца, меди, цинка и железа. Общее содержание
сульфидов 75—90%, содержание цветных металлов 6—15%.
Для обогащения руд этой группы обычно применяется прямая
селективная флотация. В тех случаях, когда хвосты флотации доста-
гпчпо богаты серой и могут быть использованы в качестве сырья
дли сернокислотной промышленности, схемы с прямой селективной
Флотацией наиболее рациональны.
Вели содержание пустой породы в руде больше 15—20%, то
л посты селективной флотации буДут иметь содержание серы ниже
попдиционного. Тогда при равных технологических показателях
предпочтение следует отдать схеме с предварительной коллективной
флотацией.
Вторая группа — сплошные сульфидные руды с низким
содержанием цветных металлов и высоким содержанием серы. К этой
группе относятся руды большинства месторождений медисто-цинко-
пнстых пиритов. Содержание меди в медисто-цинковистых пиритах
составляет 1—2% и цинка 1—2,5%.
9 Заказ 1075
130
Выбор и расчет технологических схем
Для обогащения руд этой группы наиболее перспективной я и
ляется схема с предварительной коллективной флотацией сульфидов
меди и цинка и получением богатых пиритных хвостов. При поп и
женном содержании серы в руде хвосты коллективной флотации будут
некондиционными по содержанию серы. В этом случае наиболее
выгодной является схема с предварительной коллективной флотацисп
всех сульфидов [116].
Третья группа — вкрапленные полиметаллические руды
с высоким содержанием цветных металлов. К этой группе относится
значительное число руд эксплуатируемых свинцово-цинковых и
медно-цинковых месторождений. Суммарное содержание меди, свинца
и цинка в рудах этого типа достигает 8—15%.
При крупной вкрапленности полезных минералов руды обога
щаются по схеме с прямой селективной флотацией. При агрегатной
вкрапленности более экономичной будет схема с предварительной
коллективной флотацией.
Четвертая группа — вкрапленные руды с низким
содержанием цветных металлов. Суммарное содержание цветных
металлов в рудах, как правило, не превышает 3—4%, а в некоторых
случаях — 2%. Содержание пирита иногда достигает 30—40%.
Для обогащения руд этой группы по экономическим условиям сле-
дует применять схемы с предварительной коллективной флотацией.
Построение схемы флотации в отдельных стадиях и циклах
обогащения
После выбора принципиальной схемы флотации необходимо до-
полнительно решить вопрос о числе и последовательности операций
в каждом цикле обогащения и выбрать точки возврата промпродук-
тов в цикл.
Число и последовательность операций
в отдельных циклах обогащения. Разнообразие
применяемых на практике схем флотации так велико, что нет воз-
можности рассматривать отдельные конкретные случаи. Нашей
целью будет лишь установление основных направлений в развитии
флотационных схем и выявление причин, обусловливающих такое
развитие.
Простейшим примером цикла обогащения является одна опера-
ция флотации. Однако такая простая схема может применяться лишь
в тех случаях, когда в цикле получается только один конечный
продукт, например когда в первой стадии флотации получается часть
готового концентрата и богатые хвосты, поступающие в измельчение
и во вторую стадию обогащения.
Если в цикле обогащения необходимо получить два конечных
продукта — кондиционный концентрат и отвальные хвосты, то при-
меняются более сложные схемы флотации.
Схемы флотации
131
Слаб классификатора.
ОсноВная флотация
Контрольная флотация
I ’> дальнейшем вопросы построения схем флотации внутри отдель-
ны i циклов рассматриваются на примере одностадиальных одноцик-
iiiiu.iv схем. Выводами, установленными при рассмотрении одно-
|||||<ловых схем, можно руководствоваться и при построении схем
I циации внутри отдельных циклов для сложных схем.
Развитие схемы может происходить как в направлении увеличе-
нии числа контрольных флотаций хвостов, так и в направлении уве-
1нч(чгия числа перечисток концентрата или же в обоих указанных
пи правлениях одновременно.
Направление развития схемы флотации зависит главным образом
и г трех условий — содержания полезного минерала в руде, конди-
ции, предъявляемых к концентрату,
Флотационных свойств полезного
минерала и вмещающей породы.
Ниже рассмотрены типичные слу-
141, иллюстрирующие эту зависи-
мпвть.
1. Высокое содержа-
ние полезного минерала
। руде, пониженные кон-
ин ц и и на концентрат,
пустая порода нефло - Концентрат Хб'осты
I И II К Т И В Н а. Может применяться рис. 34. Схема флотации е контрольной
| хпма флотации (рис. 34) беэ пере- флотацией хвостов основной флотации
чисток концентрата, но с контроль-
поп флотацией хвостов (одной или двумя) для повышения извлече-
нии в концентрат полезного минерала. Такая схема часто встречается
ни углеобогатительных фабриках, а также на некоторых фабриках,
перерабатывающих богатые руды цветных металлов.
2. Полезный минерал обладает понижен-
н и й флотируемостью, кондиции на концен-
трат низкие. Сфлотированные минералы нежелательно под-
нгргать перечисткам и следует быстрее выводить из процесса. Схема
получает развитие в направлении увеличения числа контрольных
флотаций. В качебтве примера можно привести схему флотации
модно-пиритной руды на Среднеуральской обогатительной фабрике
нс. 35). Медные сульфиды (ковеллин, халькопирит) этой руды
। пльпо шламуются и быстро окисляются. Лишь небольшая часть
|.||||||,онтрата подвергается перечистке. Схема получила развитие
и направлении увеличения числа контрольных флотаций, как ука-
III и о стрелкой.
3. Низкое содержание полезного мине-
Р и л а в руде, высокие кондиции на кон-
центрат, хорошая флотируемость полез-
ного минерала. Схема флотации получает развитие в на-
правлении увеличения числа перечисток концентрата. Примеры
9*
132
Выбор и расчет технологических схем
использования схем с многократными перечистками концентрата
даст практика обогащения молибденовых и графитовых руд. Низков
содержание молибдена в рудах и высокие кондиции на концентрат
приводят к необходимости введения в схему 5—8 перечисток концов
трата. Хорошая флотируемость молибденита позволяет подвергать
его большому числу операций флотации без опасения потерь в хво
стах. При обогащении бедных графитовых руд, например на За
вальевской графитовой фабрике, применяется схема флотации с
[ Измельчение |
Флотация fu стадии
[— —\— —Мосты
Концентрат! \ Измель чение |
тч
Флотация И-и стадии
^ХвостьГ'-
Колтрольная флотация
ышцентратД [ ~ Хвосты
Перечистка Контрольная флотация
7Коат\\Кш1^трагг' х
Промпродукт
Концентрат!!!
Хвосты
шестью перечистками кон
центрата.
Указанные в приведен-
ных примерах сочетания
условий флотации не ис-
черпывают всех встреча-
ющихся в практике слу-
чаев. Поэтому часто на
обогатительных фабриках
применяются схемы фло-
тации, занимающие про-
межуточное положение
между рассмотренными
типами схем.
Схема флотации с од-
ной перечисткой концен-
трата (рис. 36) приме-
няется в тех случаях, когда не требуется высокой степени кон-
центрации полезного компонента: при бедной руде и низких конди-
Рис. 35. Пример схемы флотации? получившей раз-
витие в направлении увеличения числа контрольных
флотаций
циях на концентрат, при средних рудах и средних кондициях, при
богатых рудах и высоких кондициях*. Такая схема часто встре-
чается в основном цикле флотации медных и в циклах коллективной
флотации полиметаллических руд.
Схема с двумя и тремя перечистками концентрата и одной кон-
трольной флотацией (рис. 37) применяется при необходимости полу-
чения более высокой степени концентрации полезного минерала или
когда пустая порода обладает повышенной флотационной актив-
ностью. Она часто применяется в циклах свинцовой и цинковой
флотации при обогащении полиметаллических руд.
Точки возврата промпродуктов в цикл
обогащения. В зависимости от точек возврата промпродуктов
получаются различные подвариаиты схем флотации при одном и
том же числе и одинаковой последовательности операций флотации.
На схеме флотации с тремя перечистками концентрата и одной
контрольной флотацией, изображенной на рис. 38, все операции
* Степень концентрации — отношение содержания полезного компонента
в концентрате к содержанию его в исходном продукте,
Схемы флотации
133
пронумерованы римскими, а продукты — арабскими цифрами. Воз-
можные направления промпродуктов указаны пунктиром, обяза-
io.ii ьные направления — сплошными линиями. Хвосты каждой опе-
рации перечистки концентрата могут быть направлены в любую из
предшествующих операций, например продукт 9 можно направить
Основная флотация
^(онцентрам ^Хвосты
Перечистка Контрольная флотация
~Хвость!\ J Концонтрат
Промпрсдукт
Основная флотация
Н ~ т
1 перечистка Контрольная флотация
траЩ 'хвост\\концентрат
2 перечистка __________________
J ^Хвосты Промпродукт
I(нитрат
Хвосты
36. Схема флотации с одной пере-
чисткой концентрата и одной контрольной
флотацией
Концентрат Хвосты
Рис. 37. Схема флотации с двумя перечист-
ками концентрата и одной контрольной фло-
тацией
и операции III, II, I, V. Концентрат контрольной флотации можно
возвратить только в основную флотацию. Если концентраты кон-
трольной и основной флотаций объединить и направить в первую
---------М-------------1
Основная флотация(I) ।
2 ^Концентрат 71 Хвосты
'Концентрат
/ перечистка(П) Контрольная флотация(V)
4 \Концентрат 1№2с,\10 11
----------... .
2 перечистка (ИГ) {_____________
б^Концентрат 7 ^Хвосты Промпродукт
J перечистка (Ш)
\в 4 Хвосты
Хвосты
Концентрат
Рис. 38. Возмткпые точки возврата промпродуктов в цикле
\ флотации
перечистку, то вместо двух операций получится одна — со временем'
флотации,, равным суммарному времени для основной и контрольной
флотаций. Таким образом, объединение концентратов основной и
контрольной флотаций равносильно ликвидации контрольной фло-
'П1ЦИИ с одновременным увеличением продолжительности основной
флотации.
Выбор точек возврата промпродуктов зависит главным образом
иг качества концентрата, который требуется получить, флотационных
134
Выбор и расчет технологических схем
свойств минерала, наличия и количества в промпродукте сростков,
его выхода и разжижения.
Схемы флотации, изображенные на рис. 39, отличаются одна оч
другой только точками возврата промпродуктов в цикл обогащения.
В схеме а промпродукт из каждой последующей операции возвра
щается в предыдущую, а в схеме б промпродукты перечисток объедм
няются и направляются в основную флотацию. По первой схеме
будет достигнуто более высокое извлечение полезного минерала,
но при худшем качестве концентрата, чем по второй схеме. Это
объясняется тем, что по второй схеме (б) каждая частица минерала,
а
S
Основная флотация
/перечистка Контрольная флотация
---
2 перечистка _____
Концентрат~\Хвосты Промпродукт
Основная флотация
^Концентрат Хвосты
/перечистка Контрольная флотация
2 перечистка
Концентрат
Зперечистка
~^Хвосты
Хвосты
Концентрат
'^Концентрат (| |
чечистка й §
3 перечистка
'Концентрат | р
'' Промпродукт
Хвосты
Концентрат
Рис. 39. Схемы флотации с тремя перечистками концентрата и одной контрольной флотацией:
в — промпродукты возвращаются из последующей операции в предыдущую; б — промпро-
дукты объединяются и возвращаются в основную флотацию
заключенная в любом промпродукте, прежде чем попасть в кон-
центрат, должна сфлотироваться не менее четырех раз, а по первой
схеме (а) четырехкратной флотации подвергаются лишь те частицы
минерала, которые заключены в бедных промпродуктах (в хвостах I
перечистки концентрата и в концентрате контрольной флотации).
Частицы же, заключенные в более богатых промпродуктах, псре-
флотируются меньшее число раз.
Очевидно, что при большом числе перефлотаций качество кон-
центрата будет выше, а извлечение полезного минерала ниже. По-
этому при прочих равных условиях чем меньшее количество операций
отделяет точку возврата промпродукта от точки получения конеч-
ного концентрата, тем выше будет извлечение, но тем хуже качество
концентрата.
При высоких кондициях на концентрат и хорошей флотируемости
полезного минерала, а также при необходимости повысить качество
концентрата за счет некоторого снижения извлечения промпродукты
нескольких операций перечистки концентрата можно объединить
и направить в основную флотацию. Например, объединение пром-
Расчет количественных схем флотации
135
продуктов от двух-трех операций и возврат их в предыдущую one-
рои,ню часто встречаются в схемах флотации графитовых, серных
и молибденитовых руд.
11ри пониженных -кондициях на концентрат, недостаточно высо-
»nil флотационной активности полезных минералов, а также при
т'пбходимости повысить извлечение за счет некоторого снижения
। пчоства концентрата следует применять схему с возвратом пром-
продуктов из каждой последующей операции в предыдущую (см.
рис. 39, а). На практике такой способ возврата встречается наиболее
чисто, так как он не только обеспечивает более высокое извлечение
полезного минерала, но и облегчает компоновку флотационных
Мишин. Вообще желательно выбирать такие точки возврата, чтобы
смешиваемые струи имели примерно одинаковое содержание полез-
ного минерала. Последнее, однако, еще не вполне определяет пове-
ти ня продуктов в процессе флотации, поэтому руководствоваться
при выборе точек возврата промпродуктов только содержанием в них
полезного минерала нельзя.
Промпродукты иногда сильно обводнены, кроме того, они часто
। одержат значительное количество реагентов и шламов, в них кон-
центрируются труднофлотируемые разности и частично окисленные
uipua полезного минерала, а при обогащении тонковкрапленных
руд — сростки. Возврат таких продуктов в основную флотацию может
нарушить технологический процесс и понизить извлечение полез-
ного минерала. В этом случае промпродукты флотируются в отдель-
ном цикле. Если промпродукт содержит много сростков, то его пред-
ппрительно доизмельчают, а если он обводняет процесс, то сгущают
пли направляют в классификатор цикла измельчения. В последнем
случае уменьшается расход свежей воды.
§ 7. Расчет количественных схем флотации
Метод расчета количественных схем флотации может применяться
шоке для расчетов схем любых процессов обогащения. Различия
и расчетах схем обогащения для разных процессов могут состоять
лишь в выборе исходный показателей, на основании которых произ-
иодят расчеты.
При расчете количественных схем обогащения определяют для
псех продуктов схемы численные значения основных технологических
показателей: Q, у, р, 8. В некоторых случаях дополнительно опре-
деляют значения Е, т. е. частные извлечения.
Расчет схемы обогащения удобнее производить сначала в отно-
сительных показателях у, р, е, а затем вычислять абсолютные пока-
затели по формулам: Qn = Qxyn', Рп = Р^п-
Относительные технологические показатели, численные значе-
ния которых подлежат определению, называются искомыми
136
Выбор и расчет технологических схем
показателями. Численные значения некоторых искомых показан-
лей устанавливаются (назначаются) анализом результатов исследова
тельских работ по изучению обогатимости сырья и практических
показателей обогатительных фабрик, перерабатывающих авали
гичпое сырье. Эта часть показателей называется далее исходными
показателями.
» Численные значения остальных искомых показателей определяли
расчетом схемы. Эти показатели называются далее рассчитываемыми
показателями.
Общий метод расчета количественной схемы состоит в следующем.
1. Определяется необходимое и достаточное для расчета схемы
в относительных показателях число исходных показателей N.
2. Производится выбор сочетания исходных показателей, т. о.
числа показателей извлечения, содержания и выходов.
3. Устанавливаются численные значения исходных показателем.
4. Производится расчет схемы в относительных показателях
по уравнениям, связывающим эти показатели.
5. Определяются по относительным показателям абсолютные
показатели для всех продуктов схемы.
6. Результаты расчетов оформляются в виде таблиц и графиков.
Обозначим общее число искомых относительных показателей для
всей схемы через А, общее число уравнений, связывающих эти пока-
затели, через Б. Так как всегда А Б, то получается система не-
определенных уравнений, для которых число неизвестных больше
числа уравнений на величину А — Б. Очевидно, что если умень-
шить на эту величину в системе уравнений число неизвестных путем
назначения для них численных значений, то система из неопределен-
ной превратится в определенную, для которой число оставшихся
неизвестных будет равно числу уравнений. Следовательно, необхо-
димое и достаточное число исходных показателей для расчета схемы
будет
N = A—E. (71)
Для определения необходимого и достаточного для расчета схемы
числа исходных показателей нужно подсчитать общее число иско-
мых показателей и общее число связывающих их уравнений.
Операции и продукты в схемах обогаще-
ния. Всякая схема обогащения включает два рода операций —
операции разделения, в которых из одного продукта получаются два
или несколько продуктов, и операции смешения, в которых из двух
или нескольких продуктов получается один продукт. Общее число
операций в схеме
п = ар + пс, (72)
где а, ар и ас — соответственно общее число операций в схеме,
число операций разделения и число операций сме-
шения.
Расчет количественных схем флотации
137
Например, во флотационной схеме (рис. 40, а) содержится всего
I операций, из них 4 операции разделения (утолщенные горизон-
11 н.иые линии) и 3 операции смешения (точки). В схеме концентра-
ции па столах (рис. 40, б) — 4 операции, в том числе 2 операции
I ^деления и 2 операции смешения.
I {сякая схема обогащения содержит три рода продуктов — исход-
... продукты, продукты, получаемые в результате операций
а
6
12
х^^РатП ХВвсть1
Концентрат g
7| трат\Ю
—'"•7/
ув
Концентрат
Хвосты
2'
Концентрация
ifylpoMcpoiyian 5
Перечистка о
Ту------
. $ ПронпроЗдкт
* Концентрат Мосты Шламы
Кон цен- 3
трат
В
Рис. 40. К определению понятий «операции и продукты» в схемах обогащения:
а — схема флотационного обогащения; б — схема обогащения на концентрацион-
ных столах; 1—12 — руда и продукты схемы; I—IV — операции разделения
|ш.|деления, и продукты, получаемые в результате операций смеше-
нии. Для любой схемы справедливо равенство
п = пи+Пр4-пс, (73)
। lit и, пи, Пр и пс — соответственно общее число продуктов, число
исходных продуктов (в дальнейшем считается
пи = 1), число продуктов разделения, число
продуктов смешения.
I Гапример, на рис. 40, а: п = 12; nH = 1; ир = 8; пс = 3, а на
риг. 40, б: п = 9; пи = 1; ??р = 6; пс — 2.
'Гак как в результате каждой операции смешения всегда полу-
ч кч’ся один продукт, то число продуктов смешения в схеме всегда
||»1шо числу операций смешения:
пс = /. (74)
Продукты, получаемые в результате операций разделения и опера-
ций смешения, называются далее продуктами обработки. Число
продуктов обработки при одном исходном продукте,очевидно, будет
рцПНО п — 1.
Общее число искомых относительных п о -
। пзателей зависит от числа продуктов в схеме и от числа
। омпонентов руды, по которым производится расчет схемы, т. е.
о г числа расчетных компонентов.
138
Выбор и расчет технологических схем
В дальнейшем приняты следующие правила для определения
числа расчетных компонентов с. Если схема рассчитывается только
по твердому, т. е. при расчете схемы в относительных показателях
определяются только значения выходов, то с = 1.
Если схема рассчитывается по твердому и еще по какому-либо
одному дополнительному расчетному компоненту, содержащемуся
в продуктах, то с — 2 (монометаллические руды). Вообще, если рас-
чет схемы ведется по твердому и еще по нескольким дополнительным
расчетным компонентам, число которых равно е, то с = 1 Д- е (поли-
металлические руды).
При расчете схемы для каждого продукта обработки необходимо
установить численное значение у и значения е и |3 по каждому допол-
нительному расчетному компоненту.
Число искомых относительных показателей равно: для одного
продукта обработки т = 1 + 2е = 1 + 2 (с — 1) = 2с — 1; для
всех продуктов обработки (и — 1) (2с — 1); для исходного продукта
*(искомые показатели только значения р *) ти = с=с — 1.
Для всей схемы общее число искомых относительных показателей
Л = (п-1)(2с-1) + с-1. (75)
Общее число уравнений, связывающих от-
носительные показатели. Относительные показате-
ли у, р, в связаны уравнениями: первого рода — вытекающими из са-
мих определений показателей; второго рода — представляющими
уравнения баланса.
Для каждого продукта обработки можно написать следующие
уравнения первого рода:
_ т»РА .
е"“ р; *
__ УпРп
₽;
fe УпРл
Здесь е', е", . . ., е®, р^, р", . . ., Р„ — соответственно извлече-
ния и содержания отдельных компонентов в продукте.
Эти уравнения являются следствием определений понятий «выход»,
-«содержание», «извлечение». По определению
Y„=>; Р«=4; Pn-KQn,
Vl Vzz
_ Рп ОпРп
" ~ Pi Qi₽i ’
откуда
— Т«Р«
₽1 '
Для исходного продукта yi = 1 и ех = 1.
Расчет количественных схем флотации
139
Очевидно, число уравнений первого рода Ъ' для одного продукта
обработки будет равно числу дополнительных расчетных компо-
нгн гов:
Ь' = е = с—1.
Если при расчете схемы обогащения в относительных показате-
ли к принимается, что выход исходного продукта равен 100% и что
в истечение каждого расчетного компонента в исходном продукте
тюке равно 100%, то уравнения первого рода превращаются для
исходного продукта в тождества:
6 TiPi е1 = у1, или 100 = 100.
pi ’
Следовательно, уравнения первого рода можно при этих усло-
виях писать только для продуктов обработки. Общее число уравне-
ний первого рода Б' для всех продуктов обработки
£' = (п-1)6' = (п-1)(с-1). (76)
Для каждом операции можно составить по одному уравнению
баланса для каждого расчетного компонента, общее число уравнений
он.ганса или уравнений второго рода Б" для всей схемы
Б" — са. (77)
Всего уравнений первого и второго рода, связывающих относи-
п п.пые технологические показатели, для всех продуктов схемы
ын|гащения
£ = £' + £" = (п-1)(с-1)-|-яс. (78)
После подстановки значений А и Б в формулу (71)
N = А —Б = (п — 1) (2с— 1) + с — 1 —(п — 1) (с—1)—ас;
N — с(п—а) — 1. (79)
Подставляя значения а, п и пс из формул (72)—(74), формулу
(<!•) можно представить в виде
^ = с(1+пр —ар) —1 (80)
По формуле (79) или (80) определяется необходимое и достаточное
'iHi.no исходных показателей для расчета схемы обогащения в отно-
। тельных показателях. Для расчета схемы в абсолютных показа-
IV inх необходимо дополнительно знать вес одного из продуктов.
I ln.i тому необходимое и достаточное число исходных показателей для
inn чета схемы в абсолютных показателях будет на единицу больше
и Наделяемого по формулам (79) и (80), т. е.
N' = c(n — я) = с(1 + яр—ар). (81)
140
Выбор и расчет технологических схем
В формулах (79) и (80) величина N определяет общее число исход-
ных показателей, относящихся к исходному продукту (материалу)
схемы и к продуктам обработки.
Обычно при проектировании искомые показатели, относящиеся
к исходному продукту, известны из задания на проектирование.
Поэтому приходится определять число исходных показателей, отно-
сящихся только к продуктам обработки Nn. Число Nn находится
как разность между общим числом исходных показателей и числом
исходных показателей, относящихся к исходному продукту,
Nn = N-Nnc*. (82)
Здесь Nncx — число исходных относительных показателей, отно-
сящихся к исходному продукту (материалу). Как было установлено,
оно равно числу дополнительных расчетных компонентов. Поэтому
Л\1СХ = е = с — 1. Подставляя это значение в формулу (82), по-
лучим
2Vn = 7V-(c-l) = c(l + «p-ap)-l-(c-l);
Nn = c(np—Op), (83)
т. е. число исходных показателей, необходимое для расчета схемы
обогащения в относительных показателях, относящееся к продуктам
обработки, равно числу расчетных компонентов, помноженному
на разность между числом продуктов разделения и числом операций
разделения в схеме.
Пр и м е р ы. Для схемы обогащения, изображенной на рис. 40, а, число Л'п
при расчете по твердому и одному дополнительному расчетному компоненту
равно
Л'п = с(пр —ар) = 2(8—4) = 8.
Для схемы обогащения, изображенной на рис. 40, б, при расчете по твер-
дому и двум дополнительным расчетным компонентам число Лгп равно
Лгп = с (пр-ар)=3 (6-2) = 12.
Отдельные составляющие числа N„. Если при
расчете схемы пользоваться только относительными показателями,
то для материала с одним полезным компонентом отдельными соста-
вляющими числа Nn могут быть
N„ = N, + N?+Ne, (841
где N — число численных значений выходов продуктов, принятых
в качестве исходных показателей при расчете схемы;
Лр — число численных значений содержаний, принятых в ка-
честве исходных показателей при расчете схемы;
7У6— число численных значений извлечений, принятых в ка-
честве исходных показателей при расчете схемы.
Расчет количественных схем флотации
141
Гак как выход исходного продукта (материала) известен (ра-
нен I пли 100%), то число искомых выходов будет равно п — 1. Если
и схеме а операций, то число уравнений баланса, которые можно
пи тавить для выходов, будет равно а. Поэтому, чтобы не получи-
те к системы несовместимых уравнений, необходимо N п — 1 — а.
Упалогично Ne =5 п — 1 — а.
После подстановки значений п, а и пс из формул (72)—(74) полу-
чим пр — ар; Ne^np — ар.
11епосредственно для показателей содержания уравнений баланса
। оставить нельзя. Поэтому максимальное значение числа N& опре-
делится из формулы (84), если в этой формуле значения N и N*
Ьудут равны нулю:
= Nn—N -Ne = N„-0-0 = Nn = c(np-ap);
Hmax *min min K F
7Vp^c(np —ap).
Таким образом, для случая, когда расчет ведется по твердому
it одному дополнительному компоненту (с = 2), числа Nn и его от-
|и.'п.пые составляющие должны удовлетворять следующим условиям:
^п = ^ + ЛГ3+ЛГ. = 2(пр-ар); (85)
NT^nP — ар’ (86)
Ne^np-ap; (87)
Ar₽ =S 2 (пр—ар). (88)
Аналогично определяются условия, которым должны удовлет-
ворить число Nn и его отдельные составляющие, когда схема рас-
|'’1птывается по твердому и нескольким дополнительным расчетным
компонентам, число которых равно е:
/vn=^+^+7v;+7v;+2v:+...+^+^+...+^-i-^ =
= с(пр — ар);
N^np—ap;
NlB^np-ap;
Nl^2(np-ap);
7VT+^+7V^2(np-ap).
(89)
(90)
(91)
(92)
(93)
При установившемся процессе обогащения не только для отдель-
ных операций, но и для любых замкнутых контуров на схеме должны
iH.ii'b справедливы уравнения балансов.
Обозначим через пк — суммарное число поступающих в контур
и выходящих из него продуктов обработки; Ак — число искомых
142 Выбор и расчет технологических схем
показателей для этих продуктов; Мп — число исходных показателей
для входящих и выходящих продуктов обработки контура; МЛ
М? и Ме -— отдельные составляющие числа Мп.
РТогда число искомых показателей для всех входящих и выходя!
щих продуктов обработки контура будет равно Ак — пк (2с — 1)<
число уравнений первого рода для этих продуктов равно пк (с — 1)
число уравнений второго рода (уравнений баланса) равно с.
Чтобы не получилось несовместимых уравнений, число Мп и от-
дельные его составляющие должны удовлетворять следующим усло-
виям:
Мп nK (2с — 1) — nK(c — 1) — с;
Мп^с(пк— 1); (94]
М ^пк— 1; (95)
ss2(nK-l); (961
М|^пк-1; (971
Мт + М‘+М(^2(/гк-1). (91
В частности, если в контур входит только один продукт обработки
и только он один выходит из контура, то по определению пк = 2
и по формуле (94) I
Мп^с(2-1); Мп^с, |
т. е. число исходных показателей, относящихся к одному продукта
обработки схемы, не может быть больше числа расчетных компо!
нентов *.
Если отдельные показатели числа Nn не будут удовлетворите
условиям, выраженным формулами (90)—(98), то для некоторых
частей схемы может получиться система несовместимых уравнениш
а для других частей — система неопределенных уравнений, т. о
схему нельзя будет рассчитать.
Ниже указан способ выбора отдельных составляющих числа 7VJ
при котором все условия, выраженные формулами (90)—(98), буду»
удовлетворены автоматически.
Выбор исходных показателей для расчет
схемы обогащения. Исходными показателями могут быт1
выходы продуктов, содержания и извлечения в них расчетных ком
понентов. Предпочтение следует отдать тем показателям, которы
наиболее важны и стабильны в практике обогащения. Такими пока
зателями являются извлечение и содержание ценных компонентой
в концентратах. I
♦ Имеются в виду показатели «от руды», т. е. е и у.
Расчет количественных схем флотации
143
Показатели извлечения характеризуют степень использования
шиеральных ресурсов и поэтому имеют большое народнохозяйствен-
ное значение. В то же время показатели извлечения колеблются
и более узких пределах по сравнению с выходами, т. е. являются
полое стабильными. Например, при изменении содержания меди
ио вкрапленных рудах с 3 до 0,6% извлечение уменьшается на 5—
< "о, в то время как выход уменьшается более чем в пять раз. Зна-
мение показателей содержания определяется тем, что они характери-
зуют качество концентрата, которое регламентируется стандартами
и техническими условиями.
Для процесса обогащения большое значение имеют показатели
и |плочения и содержания не только в окончательных продуктах,
по также и в концентратах отдельных операций. Чем выше послед-
ние, тем меньше будет циркулировать оборотных продуктов в тех-
нологическом процессе и тем стабильнее и лучше будут окончатель-
П1.10 результаты обогащения.
По этим причинам в качестве исходных показателей при расчете
। хом обогащения следует пользоваться извлечениями и содержа-
ниями компонентов в окончательных концентратах и концентратах
отдельных операций. Показатели, характеризующие выходы продук-
IOH и содержание в хвостах, в число исходных показателей включать
по следует.
Нели расчет схемы основывается на результатах полупромышлен-
ных испытаний обогащения полезного ископаемого, проведенных
ни непрерывно действующей установке по замкнутой схеме, то
и число исходных показателей могут быть включены общие извлече-
нии в, т. е. извлечения по отношению к исходному сырью. Если же
испытания проведены по открытой схеме, а проектируется замкну-
IIIи схема, то при расчете можно пользоваться лишь частными извле-
чениями (извлечения от операции Е). При этом делается допущение,
чти частные извлечения в соответствующих операциях остаются
одинаковыми при открытой и замкнутой схемах.
Независимо от способа проведенных испытаний в выводах по ним
должны указываться показатели извлечения и содержания ценного
компонента в окончательный концентрат.
Таким образом, в число исходных показателей могут включаться
in' только показатели общего извлечения е, но и показатели частного
и ।пленения Е. Поэтому составляющие числа Nn для случая, когда
«ими рассчитывается по твердому и одному дополнительному ком-
поненту, будут Nn = N-, + Ne + Ne + Np.
При любой схеме обогащения общее извлечение в окончательный
юпщонтрат зависит от частных извлечений, достигаемых в отдель-
ных операциях. Показатели частных извлечений являются аргумен-
I'luii, а показатели общих извлечений — зависимыми величинами.
Справедливы и легко доказываются следующие два положения:
шмона части или всех показателей общего извлечения на показа-
Выбор и расчет технологических схем
144
тели частного извлечения не изменяет общего числа исходных пока
зателей; чтобы нс получилось системы несовместимых уравнений
максимальное значение суммы общих и частных показателей извлс
чения должно удовлетворять условию Ns 4- NE пр — ар.
Тогда формула (87) может быть представлена в более общем видь
^извл (*^1
где ТУИЭЕЛ — число исходных показателей извлечения общих и чао
ных.
Если исходные показатели не включают показателей, относа
щихся к хвостам отдельных операций, то все условия, выраженные
формулами (86)—(99), будут выполнены автоматически. Действи
тельно, общее число хвостов операций всегда равно числу операций
разделения ар. Поэтому общее число обогащенных продуктов (т. с
концентратов и промпродуктов), получаемых в операциях раздело
ння, всегда равно разности яр—ар. Если исходные показатели
извлечения и содержания назначаются только для обогащенных,
продуктов, а показатели выходов вообще не включаются в число
исходных (т. е. = 0), то условия, выражаемые формулами (86)
(93), будут выполнены, так как в этом случае
7V^ = 0, Ne — np Яр, JVp = пр Яр,
=0 4-Яр—Яр 4-Яр — яр = 2 (Яр — Яр).
При указанном методе выбора исходных показателей условия,
выраженные формулами (94)—(99), будут также соблюдены. Дей
ствительно, если любой возможный контур на схеме включает одну
или несколько операций разделения, то в числе продуктов, выходя
щих из контура, обязательно будут хвосты хотя бы одной операции.
Поскольку из контура будет выходить хотя бы один продукт, к ко
торому не относится ни один исходный показатель, то все условия,
выраженные формулами (94)—(99), будут соблюдены одновременно.
Расчет количественной схемы обогащения монометаллических руд
Порядок расчета.
1. По формуле 7V = с (1 4- яр — яр) — 1 = 2 (1 4- «р — °Р) — 1
определяется необходимое и достаточное число исходных показа-
телей для расчета схемы (включая и показатель |3Х, относящийся
к исходной руде).
2. По формуле 7Vn == с (яр — яр) = 2 (яр — яр) определяется
число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки.
3. По формуле N извл< тах = яр — яр определяется максимальное
число показателей извлечения, которое может быть принято для рас
чета схемы.
Расчет количественных схем флотации
145
По формуле Nn — N 4- Np + Ne определяется число исход-
ных. показателей содержания, принимая при этом, что N — О
1\г _ КГ
I '* ^’извл. max.
5. По данным отчетов об испытаниях обогащения руды и прак-
iiikh обогатительных фабрик, перерабатывающих аналогичное сырье,
и । тачаются численные значения исходных показателей е, Е, |3 для
...ащенных продуктов отдельных операций (концентратов).
(>. По уравнениям, связывающим технологические показатели,
иIIходится значения е„ для всех продуктов схемы.
7. По формуле у„ = -Дт2- определяются выходы для продуктов
Рл
। известными значениями р„.
8. Путем составления и решения уравнений баланса выходов
П1.1Ч исляются значения уп для
По формуле В„ =
- Тп
всех остальных продуктов схемы,
определяются содержания для 'всех
in тальных продуктов схемы.
Расчет схемы в абсолютных показателях производится на основа-
нии рассчитанной схемы в относительных показателях. Для расчета
схемы в абсолютных показателях нужно знать вес какого-либо
продукта схемы, обычно исходного. При расчете пользуются форму-
ыми: Qn = Qtyn и Рп = Ргъп.
Пример расчета количественной схемы обогащения
Рассчитать в относительных показателях схему обогащения монометалли-
ческой руды (см. рис. 40, а). В схеме семь операций, из них четыре операции
рнидоления и три — смешения. Двенадцать продуктов состоят из исходной руды,
1Н11Ч.МИ продуктов, получаемых в операциях разделения, и трех продуктов,
получаемых в операциях смешения.
Расчет ведем по двум компонентам — твердому и полезному металлу.
। ипдовательно, п — 12; пр = 8; а = 7; ар = 4; с = 2.
1. Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей для
1> к чета схемы [см. формулу (80)]:
Л=с(14-пр-Яр)-1 = 2(1+8—4)-1 = 9.
2. Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей,
in носящихся к продуктам обработки [см. формулу (83)]:
НXi — с (Пр йр).— 2 (8 —-4) — 8.
3. Определяем максимальное число показателей извлечения [см. фор-
му, <11.1 (87) и (99)]:
^извл. шах = ггр— Яр = 8—4 = 4.
4. Определяем число показателей содержания [см. формулу (85)] при
г 101ШП, что N.f = 0 и Пе = 4:
^п = Л\+Атр+Лге; 8=0-f-JVp-|-4; JV₽ = 4.
'(’аким образом, исходными показателями являются: одип показатель^
hi носящийся к исходной руде pj, четыре показателя извлечения и четыре пока-
пали содержания в концентратах отдельных операций обогащения. В качестве
10 Заказ 1075
146
Выбор и расчет технологических схем
исходных показателей для продуктов обработки на основании испытаний обеги
щения руды, произведенных по открытой схеме, выбираем: извлечение от руды
в окончательный концентрат, частные извлечения при основной флотации
и перечистках, содержания в концентратах всех операций обогащения *.
5. Принимаем на основании анализа результатов испытаний обогащепи i
руды и практики действующей обогатительной фабрики численные значение
исходных показателей'.
содержание металла в исходной руде |3Х = 10%;
извлечение металла в окончательный концентрат от руды е8 = 90%;
частное извлечение металла в концентрат второй перечистки Еа = 92%
то же, в концентрат первой перечистки Е6 = 90%;
то же, в концентрат основной флотации Es = 85%;
содержание металла в окончательном концентрате р8 = 60%;
то же, в концентрате после первой перечистки Р6 = 50%;
то же, в концентрате основной флотации Рз = 40%;
то же, в концентрате контрольной флотации р10 = 10%.
6. Определяем значения е:
Ее = ~ = 0,978 = 97,8 %;
Ь 8 0,92
е9 = е6 —е8= 97,8—90 = 7,8%;
Е5 = = 1,087 = 108,7 %;
е3 = еБ — е9 = 108,7 —7,8 = 100 9%;
в, = е6—е6=108,7—97,8 = 10,9 %;
ег = -^- = ^= 1,187 = 118,7%;
Лз и,03
ЕЦ = е2 — ет = 118,7 —100 = 18,7 %;
4= е2—е3 = 118,7—100,9 = 17,8 %;
ею=sj 1—е, = 18,7 —10,9 = 7,8%;
612 = — е10 = 17,8 — 7,8 = 10 %.
Проверка: ei2=ei—е3 = 100—90= 10%.
7. Определяем выходы продуктов 3, 6, 8 и 10 с известными значениями |1„
(формула =
Тз = 25,2%; 76=19.6%; Т8=15%; Тю=7,8%.
8. Определяем выходы всех остальных продуктов схемы по уравнениям
баланса:
у9 = уе — у8 = 19,6 —15 = 4,6 %;
Ys = Ys + Ye = 25,2 + 4,6 = 29,8%;
Y7 = Ye-Ye = 29,8-19,6 = 10,2% ;
* Взят более трудный случай, когда в число исходных показателей входят
извлечения от исходного продукта и частные извлечения.
Расчет количественных схем флотации
147
Yu = Y, + Y10 = ю,2 + 7,8 = 18,0 %;
у2 = V1 + Y11 = Ю0 +18,0 = 118,0%
Yi = у2 - Ys = 118,0 - 25,2 = 92,8 %;
Yu = Y<- Yio = 92,8 - 7,8 = 85 % .
Проверка: Yi2==:Yi— Ye = 100 —15 = 85%.
9. Определяем содержание металла в продуктах 2, 4, 5, 7, 9, 11, 12
( формула 0„ = j:
02=10,06%; 04=1,92%; 05 = 36,47%; 07 = 10,69%;
09=16,96%; 011=10.38%; 012=1,18%.
10. Определяем вес продуктов (формула Qn = (?1Yn) и вес металла в продуктах
(формула Рп = Р,е„). Производительность обогатительной фабрики по руде
принимаем равной 2000 т/сутки.
Рассчитанная количественная схема обогащения записывается по особой
форме в таблицу и изображается на графиках (табл. 25, рис. 41 и 42) *.
На количественной схеме ширина отдельных струй в определенном масштабе
представляет собой вес твердого материала в этих струях.
Запись результатов расчета количественной схемы обогащения на качест-
Q /р _
пенной схеме производится в следующем порядке: р• Принятые единицы
н imp,рения указываются на схеме.
Расчет количественной схемы обогаще-
ния действующей обогатительной фабрики.
Основное отличие расчета схемы действующей фабрики от расчета
। хгмы при ее проектировании состоит в том, что в первом случае
исходными показателями являются только показатели содержания,
ьоторые получаются путем отбора проб фабричных продуктов и их
химического анализа.
Порядок расчета (см. рис. 40, а).
1. По формуле (80) определяется необходимое и достаточное число
исходных показателей для расчета схемы в относительных показа-
щлнх
2V = c(l-|-np — ap) —1 = 2(14-8 —4) —1 = 9
2. По формуле (83) определяется необходимое и достаточное число
исходных показателей, относящихся к продуктам обработки,
77п = с(нр-%) = 2(8-4) = 8.
3. Путем опробования исходной руды и продуктов обработки
\i сшавливаются численные значения исходных показателей |31? |38,
Ре IV» Рт> Рю Рю Рю и Р12-
4. Производится расчет схемы общим или частным методом.
* Запись операций дробления и измельчения производится аналогичным
обрпавм, как указано в табл. 25. Графы 5, 6 и 7 обычно не заполняются.
10*
Условные обозначения;
,1 I ПТП1
Руда Промпро- Концен- Хвосты
оукт трат
Рис. 41. Количественная схема обогащения (к примеру
расчета)
2000; >00
/О; >00
( 2360; »8
>0,06; »87 . ~
!
__________________8\ 304 ; 25, ~
596; 29,8 ^"40.0; >00,9
36,47; >08,7______р
/ перечистка
392’ >96 [л1 —4> >0,3
-^0;97,8 f ’W,°'3
; 2 перечистка
300; >5,0
60,0; 900
8
Концентрат
5
Основная флотация
“” >856,92,8 Ъ
7,92; >7,8 '
7
92; 4,6
>6,96.; 7,8
360; >8,0
>0,98;/8,7'
Контрольная флотация
70
756; 7,8
/0,0; 7,8
>700; 85,0
>;>8;го,о 4 72
КВосты
Рис. 42. Запись результатов расчета количественной схемы обогащения
на качественной схеме (к примеру расчета)
4
Расчет количественных схем флотации
149
Таблица 25
Форма записи количественной схемы обогащения
(к примеру расчета)
лВЙ Наименование операций и продуктов Q» т/сутки 1. % ₽. % % р, т/сутки
1 2 3 4 5 6 7
1 1 Основная флотация Поступает: слив классификатора (РУДа) 2000 100,0 10,0 100,0 200,0
и объединенный промнро- ДУкт 360 18,0 10,38 18,7 37,4
•) м Итого ..... 2360 118,0 10,06 118,7 237,4 .
3 Выходит: концентрат основной фло- тации 504 25,2 40,0 100,9 201,8
4 хвосты основной флота- ции 1856 92,8 1,92 17,8 35,6
Итого 2360 118,0 10,06 118,7 237,4
II 1 3 Первая перечистка концентрата Поступает: концентрат основной фло- тации 504 25,2 40,0 100,9 201,8
9 хвосты второй перечистки концентрата 92 4,6 16,96 7,8 15,6
5 того 596 29,8 36,47 108.7 217,4
0 Выходит: концентрат первой пере- чистки 392 19,6 50,0 97,8 195,6
7 хвосты первой перечистки 204 10,2 10,69 10,9 21,8
Итого 596 29,8 36,47 108,7 217,4
III (1 Вторая перечистка концен- трата Поступает: концентрат первой пере- чистки 392 19,6 50,0 97,8 195,6
8 Выходит: окончательный концен- трат 300 15,0 60,0 90,0 180,0
II хвосты второй перечистки 92 4,6 16,96 7,8 15,6
Итого 392 1 19,6 I 50,0 1 97,8 1 195,6
150
Выбор и расчет технологических схем
Продолжение
Л" операций и продуктов Наименование операций и продуктов 0, т/ сутки т. % ₽. % г, % р, т/сутки
1 2 3 4 5 6 7
IV 4 Контрольная флотации Поступает: хвосты основной флота- ции 1856 92,8 1,92 17,8 35,6
10 Выходит: концентрат контрольной флотации 156 7,8 10,0 7,8 15,6
12 хвосты окончательные . . 1700 85,0 1,18 10,0 20,0
Итого 1856 92.8 1,92 17,8 35,6
♦
При общем методе составляются уравнения баланса для всех
операций схемы. Если число N подсчитано правильно и для всех
исходных показателей в результате опробования установлены чис-
ленные значения, то после составления уравнений баланса всегда
получается система уравнений, для которой число неизвестных зна
чений у и р равно числу уравнений. После решения этой системы зна-
чения у и р для всех продуктов становятся известными. Далее по
формуле е.п = уп (WPi определяются для всех продуктов значения в.
Например, в рассчитываемой схеме (см. рис. 40, а) необходимо
определить 11 значений у (для всех продуктов схемы) и 3 значения [>
(для продуктов 2, 5 и 77), т. е. общее число неизвестных у и [3 равно 14.
Для семи операций схемы можно составить 14 уравнений баланса:
семь типа уп = у„+1 + уп+2 и семь типа ?„р„ = у„+1р„+1 + у„+2 р„+2.
Таким образом получается определенная система уравнений.
Преимуществом общего метода является его простота, а недо-
статком — громоздкость. Быстрее схему можно рассчитать, приме-
няя частные методы. Недостаток их заключается в том, что они
различны для каждой схемы. Все же можно сделать следующие
указания о последовательности расчета при частном методе:
а) по формуле (34) определяются выходы конечных продуктов
и частные выходы продуктов всех операций, для которых известны
содержания в питании и в продуктах обработки. В нашем примере
Рв — Ре ’
v Pi —₽12. v л v • v' Ре —Ра
у' — 1 — у' • у' = —Р— у' — 1 у' •
19 1 18’ По р19-р12> ‘12 ¥10’
Расчет количественных схем флотации 151
и) зная выходы от исходного конечных продуктов и частные
1ч.1\оды в отдельных операциях, определяются выходы от исходного
III < \ продуктов схемы, для которых это возможно.
I ! пашем примере можно определить выход продуктов 6, 9, 4 и 10:
Ye = ^4 Y«=vg; Yio = Y4—Yw»
Г8 il2
it) отыскивают на схеме такие операции (или технологические
узлы), для которых число неизвестных, входящих в уравнения
виллиса, равнялось бы числу уравнений баланса. Для этих опера-
ции (узлов) составляются и решаются уравнения баланса.
В нашем примере такими операциями являются первая пере-
чистка концентрата, или основная флотация. Для первой перечистки
концентрата имеем следующие уравнения баланса:
Y9 + Ys = Ye + Y?J Y»Pe + YsPs = YePe + YtPt-
Здесь только два неизвестных — ys и у7, так как значения
и уи были определены раньше, а все содержания известны из резуль-
штов опробования. Как только из уравнений баланса будут найдены
|и.1чения у8 и у7, дальнейший расчет схемы затруднений не пред-
< ганит.
Значения у3 и у7 можно было бы найти и из уравнений баланса
11..ПН операции основной флотации:
Yi+Y?+Yio Ys + Y4>
Y1P14- Y?P? + Y10P10 = YsPs 4- YiPi-
Здесь значения = 1, а у10 и были найдены ранее.
Для расчета схемы в абсолютных показателях необходимо знать
цоиолнительно вес одного из продуктов схемы. На обогатительных
фабриках обычно взвешивается исходная руда. Определение веса
остальных продуктов производится по формуле Qn = Qiyn, где уп
и iiiecTHO из расчета, a О1 определяется непосредственным взвеши-
нциием.
Расчет количественной схемы обогащения
полиметаллических руд
При расчете схем обогащения с прямой селективной флотацией
первоначально рассчитывается по всем компонентам принципиальная
i хема. Исходными показателями при расчете схемы являются: извле-
чения ценных компонентов в одноименные концентраты и содержа-
нии компонентов в окончательных концентратах.
Принципиальная и развернутая схемы флотации свинцово-цин-
u пно-пиритной руды изображены на рис. 43. При расчете принци-
пиальной схемы каждый цикл рассматривается как одна операция
рпнделения. В нашем примере принципиальная схема рассчиты-
вается по твердому, свинцу, цинку и сере.
152
Выбор и расчет технологических схем
Для данной схемы:
с = 4; пп = 6; пг = 0; а = 3; ап = 3; ас = 0.
Общее число исходных показателей для расчета принципиально!!
схемы [см. формулу (80)]
Лг=с(1 + пр-ар) — 1 = 4 (1 + 6-3)-1 = 15.
Число исходных показателей, относящихся к продуктам обра
ботки [см. формулу (83)],
2V„ = c(np —ар) = 4(6 —3) = 12.
а
\Измет>чение\
Цикн свинцо-
вой срлотациш
уизмельиенйё\
7F-----jz
12-
8
Свинцовый
концентрат
Цикл свинцовой
• /рлотации
Свинцовый
концентрат
, Гцйклцинковой
Флотации
6 УО
Цинковый *
концентрат
Циклпиритнои
флотации
Цинковый
концентрат
фГ
& 15\
[16 17^18 2в\
I 1Q рГ-------
Hi А___
Цикл цинковой
флотации
2!\
\22 । 23
Цикл
Пиритный Хвосты
концентрат
25
Лцритный
концентрат
Х&ОС777Ы
1
Рис. 43. К расчету схемы селективной флотации полиметаллической руды:
а — принципиальная схема обогащения; б — развернутая схема обогащения
Число исходных показателей, относящихся к исходному про
ДУкту,
Л-и = N—Nn = 15 -12 = 3.
Исходными показателями, относящимися к руде, будут соде рата-
ния свинца р;, цинка р; и серы р;".
В качестве исходных показателей, относящихся к продуктам
обработки, следует выбрать извлечения ценных компонентов в одно
именные концентраты и содержания компонентов в концентратах,
т. е. 8;, 8'и, 8”, р;, р;, р;, р;в, р;в, р;в, р;4, р;4, р;4.
Расчет принципиальной схемы ведется в следующем порядке:
а) определяются выходы продуктов:
Pl68 ,, _Р1е16 . ,, _ Р1 е24
Y8—ру, Ухе — pj, Ум--[Щ-
Y12 — 1 Ys> Y20 — Y12 Y16J Y23 — Y20 Y24>
Расчет количественных схем флотации
153
и) определяются извлечения.
< Сначала по формуле подсчитываются извлечения
Pi
iuhikii и серы — в свинцовом концентрате, свинца и серы —
« а..совом концентрате, свинца и цинка — в пиритном концен-
I |И| 1'0.
Далее по разности подсчитываются извлечения в хвостах отдель-
на циклов:
pt — 4 . pt * pt — ci pf • pt —fft pt •
12 Л °8’ °20 °12 °23 ^20 °24’
и) определяются содержания во всех продуктах схемы (фор-
п на Y
Из рассмотренного примера следует, что целью расчета принци-
пиальной схемы является составление увязанного технологического
||||.ц||пса по каждому циклу схемы и по всей схеме в целом.
После расчета принципиальной схемы рассчитываются отдель-
ные циклы. Расчет ведется по главному для рассчитываемого цикла
। пмпоненту, т. е. цикл свинцовой флотации — по свинцу, цикл цин-
ичной флотации — по цинку, цикл пиритной флотации — по сере.
Н pH выборе исходных показателей следует учесть, что показатели,
и носящиеся к исходному продукту цикла, известны из расчета
принципиальной схемы и что два показателя е и р, относящиеся
4 окончательному концентрату, были уже назначены при расчете
принципиальной схемы.
При расчете схемы обогащения с предварительной коллективной
•||'|отацией сначала рассчитывается схема коллективной флотации,
и ттсм указанным выше методом — схема селективной флотации
। оллективного концентрата. Расчет схемы коллективной флотации
можно ограничить расчетом по всем компонентам только принци-
п пильной схемы.
Расчет схемы по отдельным операциям можно производить лишь
но одному из основных компонентов, аналогично расчету схемы
||иотации монометаллической руды.
(Содержание отдельных компонентов в коллективном концентрате
1Н1ШСИТ от соотношения между содержаниями этих компонентов
и исходной руде и от извлечений их в концентрат. Если содержания
ц|"1о:1ных компонентов в исходной руде, с которой производились
п< пытания по обогащению, не совсем соответствуют содержаниям
и« н руде, для которой проектируется обогатительная фабрика, то
||ц,||<ю точные результаты получаются при следующем методе рас-
।л принципиальной схемы коллективной флотации:
а)....определяются необходимое и достаточное число исходных
||"||паателей для расчета схемы и предельные значения отдельных
....... этого числа;
154
Выбор и расчет технологических схем
б) устанавливаются (назначаются) показатели извлечения
дельных компонентов в концентраты и устанавливается суммарное
содержание полезных минералов в концентратах;
в) определяются содержание полезных минералов в исходлои
руде и показатели извлечения отдельных минералов в концентраты,
б
¥
{Коллективная флотация]
Коллективный Хвосты
концентрат
Основная флотация
Перечистка Контрольная флотация
5 fftj7 0
8
Кяллективнь/й
концентрата
Хвосты
Рис. 44. К расчету схемы коллективной флотации полиметалличе-
ской руды:
а — принципиальная схема обогащения; б — развернутая схема
обогащения
г) рассчитываются выходы концентратов по формуле*
Уп = «Ч+а^+- - + «т^ , (10())
где а', а", . . ., ат — содержание первого, второго и т. д. минера
лов в исходной руде;
е'п, йп, . . е” — извлечение от исходной руды этих минералов
в концентрат (если полезный компонент пред-
ставлен одним минералом, то извлечение мине-
рала равно извлечению компонента);
— суммарное содержание полезных минералов
в концентратах;
д) определяются по уравнениям баланса показатели выходов
и извлечений для всех остальных продуктов схемы;
е) подсчитываются на основании извлечений и выходов содержа-
ния для всех продуктов схемы.
Пример. Рассчитать схему коллективной флотации свпнцово-цинково-пирит-
ной руды, изображенную на рис. 44, б. Содержание ценных компонентов в руде:
свинца 4%, цинка 7%, серы пиритной 5,35%. Свинец представлен галенитом,
цинк — сфалеритом, содержащим 67% цинка, сера содержится в трех минера
лах — галените, сфалерите и пирите.
Принципиальную схему рассчитываем по твердому, Свинцу, цинку и пирит-
ной сере, в схеме одна операция разделения и два продукта разделения: с = 4;
ар = !> »р = 2.
а) Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей,
относящихся к продуктам обработки, и максимальное число показателей извле-
чения и содержания:
с (пр —-Ср) = & (2 1) — 4;
Расчет количественных схем флотации
155
Гак как для каждого дополнительного расчетного компонента можно назна-
IHH. только по одному.показателю извлечения, то общее число исходных пока-
itcjich извлечения будет
Nизвл = -Л = 1 ’3 = 3.
Число исходных показателей содержания
Ap=7Vn—7Уизвл—7V^=4—3- 0= 1.
б) Устанавливаем на основании испытаний по обогащению руды следующие
.ишчтия исходных показателей: = 95%; = 92%; e^" = 90%; рб = 94%
(< уммарное содержание сульфидов в коллективном концентрате).
Верхние индексы ', ", присвоены соответственно свинцу, цинку и пириту.
в) Определяем содержания отдельных минералов в исходной руде и их
и in.печения в коллективный концентрат:
, 0,04 ЛЛ,_„ „ 0,07
а = п с„„ = 0,0462; а" ==—— = 0,104;
О,obb * О,Ь /
W _ 0,053b
0,535 0,1 °-
Здесь а', а" на'” —содержания галенита, сфалерита и пдрита в руде;
0,67 и 0,535 — содержания свинца в галените, цинка в сфалерите и серы
в иприте.
Извлечения галенита, сфалерита и пирита будут равны извлечениям свинца,
пинка и пиритной серы.
г) Определяем выход коллективного концентрата:
0,0462 • 0,95 +0,104 • 0,92+0,1 • 0,90 „ .,_ „. _
-- ---------------------------- -0, 45-/0 •
Тг.=
₽5
д) Определяем
0,94
выход хвостов и извлечения в них металлов'.
Тэ = 1 — Т5 = 1—0,245=0,755=75,5 %;
е; = 1 — е; = 1—0,95 = 0,05 = 5%;
и" = 1 — е" = 1 — 0,92 = 0,08=8%;
%” = 1 —ef' = 1 — 0,9 0,1=10%
содержания свинца, цинка и серы в продуктах по формуле
о) Определяем
К
0,155=15,5%;
0,263=26,3%;
Уп
0,04 - 0,95
0.245
0,07 0,92
0,245
°’0^'0'90 = °>1965 =19-65 %
0,245
Ps = Ц;75ГО,Г) = 0,0027 = 0,27%;
Р» =°’°^’°8 = 0,0074 = 0,74%;
Г =0Х^0Л = 0,0071=0,71%.
0,755
156
Выбор и расчет технологических схем
§ 8. Схемы обогащения руд черных металлов
Руды черных металлов как объекты обогащения могут быть кл ;н
сифицированы в зависимости от свойств, имеющих наиболее важ
ное значение для выбора схемы обогащения \ К таким свойствам
в порядке убывания их значимости относятся: степень разрушен
пости естественными процессами пустой породы и полезных минера
лов; магнитные свойства полезных минералов; содержание и сост<и
глины (для руд с разрушенной пустой породой); характеристика
вкрапленности полезных минералов, пустой породы и минералов
носителей вредных примесей (сульфидов, фосфатов и др.).
Степень разрушенности и магнитные свойства минерален
являются главными факторами, определяющими выбор схемы обога
щения руды.
Степень разрушенности пустой породы и полезных минерами
предопределяет схему дробления и возможность обогащения рудо
промывкой. Магнитная восприимчивость полезных минералов и соот
ношение между содержаниями в руде силыюмагнитпых и слабомаг
нитных минералов определяют возможность применения зффектил
ного в техническом и экономическом отношениях процесса магнит
ного обогащения на сепараторах с низкой интенсивностью магнит
ного поля.
В зависимости от степени разрушенности пустой породы и полез
пых минералов железные руды подразделяются на четыре класса
А — руды с разрушенной вмещающей породой, в которых полез
ные минералы представлены более прочными и крупными выделе
ниями;
Б — руды с разрушенной пустой породой, в которых полезные
минералы представлены мелкими и тонкими зернами или непроч
ними охрами;
Б — руды с частично разрушенной пустой породой;
Г — РУДЫ с крепкой неразрушенной породой.
В зависимости от соотношения между содержанием сильно
и слабомагнитных минералов каждый класс руды подразделяется
па три группы:
1 группа — полезные минералы представлены преимущественно
слабомагнитными разностями;
2 группа — полезные минералы представлены смесью сильно
магнитных и слабомагнитных разностей;
3 группа — полезные минералы представлены преимущественш
сильномагнитными разностями.
В соответствии с такой классификацией руд всего должно полу
читься 12 классификационных групп: А-1, А-2, А-3, Б-1, Б-2, Б-3
1 Излагаемая классификация не включает богатые по железу руды, ко
торые перед плавкой подвергаются обработке процессами дробления, сорта
ровки, окислительного обжига, агломерации, брикетирования.
Схемы обогащения руд черных металлов
157
/>’ /, В-2, Б-3, Г-1, Г-2, Г-3. Но руды с разрушенной или частично
I и фушенной пустой породой, в которых полезные компоненты
IH.I.IIH бы преимущественно представлены сильномагнитными минерн-
ыми, не встречаются в природе вследствие окисления магнетита
и нс рехода его сначала в полумартит, затем в мартит и в бурый
юелезняк. Поэтому группы А-3, Б-3 и В-3 из классификации выпа-
ди in г По этой же причине выпадает группа Б-2, так как охристые
руды практически не содержат магнетита.
Таким образом, руды черных металлов подразделяются на четыре
। । к с.а, содержащие 8 групп: А-1, А-2, Б-1, В-1, В-2, Г-1,
Г 2, Г-3.
Эта классификация достаточна для выбора процесса и принци-
пиальной схемы обогащения. Дальнейшее подразделение руд на от-
дельные разновидности производится в зависимости от дополни-
п-льных признаков. Такими признаками являются для руд классов
,1 и Б — промывистость, определяемая свойствами глины, а для
руд классов В и Г — характеристика крупности выделений полез-
ных минералов, пустой породы, минералов — носителей вредных
примесей и содержание полезных элементов — примесей (цветных
металлов, кобальта и ДР-).
Схемы обогащения руд класса А (группы А-1 и А-2)
К классу А относятся так называемые промывочные руды. Пустая
порода в этих рудах находится главным образом в виде глины и песка.
Сростки полезных минералов с пустой породой отсутствуют или
встречаются в незначительных количествах. Руды полностью окис-
лены, сульфидной серы содержится очень мало. Магнетит обычно
те.утствует или содержится в небольших количествах. Наиболее
распространены минералы группы водных окислов железа — бурые
железняки, а также продукты окисления магнетита — мартит и полу-
мартит. Основной метод обогащения таких руд—промывка с последу-
ющим грохочением мытой руды и гидравлической или механической
классификацией мелкого материала. Обесшламленный мелкозерии-
। гый продукт иногда дополнительно обогащается магнитной сепара-
цией и отсадкой.
В зависимости от состава вмещающей породы различают руды
песчанистые и глинистые. К рудам песчанистым относятся разно-
видности, содержащие тощие, легкоразмываемые глины. Эти руды
не требуют интенсивного истирания при промывке. Глинистые руды
содержат значительное количество вязкой глины с небольшим коли-
чеством песка и требуют более интенсивной промывки. Примером.
। л пнистых руд могут служить валунчатые руды уральских место-
рождений.
Характерной особенностью руд класса А является наличие в них
и i мнительного количества материала крупностью <0,15 мм с низким.
158
Выбор и расчет технологических схем
содержанием полезных металлов. В основном за счет удаления этого
материала при промывке и происходит обогащение руды.
Принципиальная схема обогащения железных руд класса Л
изображена на рис. 45. Основные операции показаны на схема
сплошными линиями, дополнительные — пунктирными. Дробление
руды до 100—50 мм производится для предохранения промывочных
аппаратов от поломок крупными валунами или для получения кои
центрата кондиционной крупности. Если руда поступает для про
,
Дробление |
Мытая руда |
[Грохочение!
I I I 130
| /7роныбка~]
Слаб
Г Отсабка.
Концентраты
6 'плавку
| Мокрая классификация |
' ' \Слив
^Пески
Магнитная сепарация
Концентрат Хвосты Хвосты
В агломерацию
Рис. 45. Принципиальная схема
обогащения железных руд класса А
мывки в бутары и по кондициям
допускается отгрузка крупнокускового
концентрата, то дробление руды не про-
изводится.
Промывка и мокрая классификация
являются основными обогатительными
операциями для рассматриваемых руд,
так как именно в этих операциях
происходит отделение пустой породы
от полезных минералов.
Пески могут направляться в допол-
нительное обогащение магнитной сепа-
рацией, причем для руд группы А-1
применяются сепараторы с высокой
напряженностью магнитного поля,
а для группы А-2 — со средней напря-
женностью магнитного поля.
Отдельные разности руд в зависи-
мости от количества и свойств глины
могут быть трудно- или легкопромы-
вистыми. Для труднопромывистых руд
применяется двойная промывка, которая может осуществляться
в следующих вариантах:
первый прием — в скрубберах, второй прием — в наклонных
корытных мойках;
первый прием — в бутарах с выделением в концентрат крупного
класса, второй прием для мелкого класса — в наклонных корыт-
ных мойках;
руда последовательно промывается в двух наклонных корытных
мойках.
На рис. 46 показана схема обогащения окисных марганцевых
руд Никопольского района, представляющих собой механическую
смесь марганцевых конкреций и рудной мелочи, сцементированных
песчано-глинистым материалом (группа А-Т). Более крупные классы
руды требуют большей продолжительности промывки, поэтому руда
перед промывкой разделяется на три класса крупности, загружае-
мые в разные ванны горизонтальной корытной мойки. Несортный
концентрат промывки разделяется па концентраты разного качества.
Схемы обогащения руд черных металлов
159
II,ла получения максимального количества концентрата высщих сор-
|<>в обработка несортного концентрата ведется по сложной схеме,
пь.почающей отсадку и магнитную сепарацию. Шламы и бедный
|.<>ви,ентрат отсадки флотируются [31, 32].
| Дробление до 50мм |
Грохочение
\ 25-12
______ _____Промывка
Мытая руда
_____Грохочение
>25
>Z5
LZS'-ZZ
| Слив
Классификация
Слив
125 \ Раздельная отсадка
' классов
Концентрат!^ Концентраты]]
| Отсадка [
Пески
Концентраты! • Концентраты]!
| Измельчение | 1
Классификация
\ Пески \Слив
Отсадка. —
t Т концентрат
Концентрат! Классификация
Пески Слив 1------•
. V/
I Магнитная с е п а рация |
| Концентрат IХвосты
Отсадка ‘
Пески
^Хвосты
I Бедный концентрат
Классификация
Пески
^Измельчение Во Ops мм |
Концепт- Концент-
рат I рат Л
Слив ।
С е ущение
_J Сгущенный
продукт
| Флотация | Слив
КониентратЛ Хвосты
Рис. 46. Схема обогащения окисленных марганцевых руд Никопольского
бассейна:
концентраты I, II, III—концентраты первого, второго и третьего
сорта
Схемы обогащения руд класса Б (группа Б-1)
В рудах класса Б пустая порода и полезные минералы имеют
малую прочность, в них содержится много охристых соединений
и большое количество шламов. Полезные минералы представлены
«лабомагнитными разностями — бурым железняком, сидеритом.
160
Выбор и расчет технологических схем
Пустая порода состоит в основном из хлорита. Представителями таких
руд являются железные руды Аятского, Керченского, Аккерманов
ского, Лисаковского и некоторых других месторождений.
Промывка и гравитационные процессы при обогащении этих руд
не дают удовлетворительных результатов вследствие их сильной
шламуемости и относительно небольшой разности в плотности руд
ных и нерудных компонентов [40]. Например, при отсадке руд Лиса-
ковского месторождения, содержащих 34—41% железа, получается
концентрат с содержанием 48—50% железа 1 при извлечении 43—
50% [1]. При схеме обжигмагнитного обогащения, включающей
восстановительный обжиг руды и магнитную сепарацию в слабом
поле, получается концентрат с содержанием 60—61% железа при
извлечении 90%, но этот процесс характеризуется высокими
капитальными затратами и большими эксплуатационными расхо-
дами.
Более экономичны комбинированные схемы обогащения — гра-
витациоино-обжигмагнитная, гравитационно-магнитная и гравита-
ционно-флотационная, обеспечивающие при обогащении лисаков-
ских руд получение концентратов с содержанием 54—56% железа
(после удаления воды гидроокислов) при извлечении $0%. Из этих
схем наиболее выгодна гравитационно-магнитная, не требующая
дорогого обжига: руда дробится и измельчается до 1 —3 мм, обес-
шламливается, зернистая часть обогащается гравитационным процес-
сом, хвосты гравитации сгущаются и обогащаются магнитной сепара-
цией в сильном магнитном поле. Гравитационное обогащение можно
производить или отсадкой, или на винтовых сепараторах, или в ко-
нусных сепараторах [56]. Гравитационно-флотационная схема менее
перспективна, так как флотация шламистых руд вызывает значитель-
ные трудности и требует повышенных расходов коллектора.
Схемы обогащения руд класса В [группа В-1 и В-2)
В рудах класса В пустая порода представлена мелким материа-
лом — глиной, песком и более крупным материалом — гравием,
щебнем и неразрушенными крупными кусками. Полезные минералы
отчасти свободны, а отчасти находятся в сростках с пустой породой.
Сера содержится в небольших количествах.
Представителями группы В-1 являются марганцевые руды на-
горья Шукрути Чиатурского месторождения. Марганец в этих рудах
содержится главным образом в псиломелане и манганите и в мень-
шей мере — в пиролюзите. Пустая порода представлена песчанисто-
глинистой массой различной крепости, состоящей в основном из по-
левых шпатов, кварца и продуктов разрушения полевых шпатов.
1 После агломерации содержание железа увеличивается на 5—6% вслед-
ствие потери воды, содержащейся в водных окислах железа.
Схемы обогащения руд черных металлов
161
1‘удиые минералы находятся в виде оолитов, сцементированных
। к'тнчно разрушенной пустой породой.
Представителями группы: В-2 являются частично разрушенные
руды из окисленных зон железорудных месторождений Урала.
Полезные минералы в этих рудах представлены магнетитом, полу-
чи ртитом, мартитом, гематитом
и бурыми железняками. Пустая
порода частично разрушена.
Рекомендуемая институтом
Механобр схема обогащения
Ви ясных марганцевых рудЧиа-
|урских месторождений [17]
ппалогична приведенной на
рис. 46. Отличия состоят в том,
по в промывку поступает не-
классифицированная руда круп-
ностью 15—0 мм, а в отсад-
ку— классы 15—10, 10—2
п 2—0 мм. Эти отличия объяс-
ни ются тем, что в рудах Чиа-
гурских месторождений часть
| Грохочение и. дробление ]
1 ............
11Слив
| Грохочение ~| \Мокрая классификация [
| | Г \пески | Слив
| Обогащение |
|iOpoM-JГ\Г
Концентраты^! Хвосты
у ДробленшЬ
Грохочение I
Мытая руда.
Промывка.
Хвосты
\Обогащение [ \магнитная сепарация |
Концентрат Хвосты Концентрат Авосты
МПрГанЦеВЫХ минералов нах О- Рис. 47. Принципиальная схема! обогащения
ДНТСЯ В сростках С пустой железных руд класса В
породой.
Принципиальная схема обогащения железных руд с частично
разрушенной породой (группа В-2) показана на рис. 47. При обога-
щении классов крупности мытой руды применяется магнитная сепа-
рация и отсадка.
Схемы обогащения руд класса Г
К классу Г относятся железные, марганцевые и хромовые руды
шачительного числа месторождений. В железных рудах этого класса
полезные минералы представлены в основном безводными окислами
железа, вкрапленными в силикатную или скарновую плотную пу-
< гую породу. Водные окислы железа отсутствуют или содержатся
в небольших количествах. Большинство руд имеет мелкую и тонкую
пкрапленность и требует перед обогащением тонкого измель-
чения.
Группа Г-1. Представителями этой группы являются: гема-
титовые и мартитовые руды Кривого Рога и некоторых месторожде-
нии Кольского полуострова; марганцевые и хромовые руды ураль-
। них и восточных месторождений.
Для железных руд можно применить процессы обогащения:
। рпвитационные; обжигмагнитный; комбинированный, включающий
। рппитационное обогащение крупного материала и флотацию
11 Заказ 1075
162
Выбор и расчет технологических схем
тонкого материала; чисто флотационный. Выбор процесса зависит <и
крупности вкраплений полезных минералов и от содержания в руд,
минералов, затрудняющих процесс флотации.
Для крупновкрапленных руд может быть применен гравитациоп
ный процесс обогащения, однако в СССР больших месторождении
железных окисленных руд, характеризуемых крупной вкраплен
ностью окислов железа, не имеется.
Криворожские слабомагнитные железные руды характеризуют»'и
мелкой и тонкой вкрапленностью окислов железа. В рудах содер
жится 35—40% железа — в основном в мартите и 39—47% кремне
зема — в кварце.
Исследования и сравнительные технико-экономические расчеты
показали, что если в тонковкрапленных рудах содержится небел|>
шое количество железистых силикатов и охристых железных минера
лов (ухудшающих результаты флотации), то более выгодной являете н
чисто флотационная схема их обогащения.Однако при повышенном
содержании в руде силикатов железа (свыше 5—6%) результаты
флотации настолько ухудшаются, что более экономичным становится
обогащение руды обжигмагнитным процессом 1117].
Гравитационно-флотационная схема обогащения руды примелкой
и тонкой вкрапленности дает концентраты худшего качества по
сравнению с флотационной и обжигмагнитной схемами и поэтому
менее выгодна. Но при крупной вкрапленности железных минералов
гравитационно-флотационная схема может оказаться более эконо-
мичной. Например, эта схема дает высокие показатели обогащения
окисленных железных руд на 1ДО<1‘ рудоуправления им. Дзержин-
ского [91-
Новые магнитные сепараторы дают высокую производительность
па слабомагнитных рудах. В связи с этим для тонковкрапленных
руд рассматриваемого класса перспективна схема магнитного обо-
гащения (без предварительного обжига), а при мелкой вкраплен-
ности — гравитационно-магнитная схема с применением винтовых
или конусных сепараторов для зернистых продуктов и роторных
магнитных фильтрсепараторов для тонкоизмельченных продуктов;
качество магнитного концентрата может быть повышено удалением
из пего породы обратной анионной флотацией [27].
Типовая схема обогащения марганцевых руд группы Г-1, харак-
теризуемых средней вкрапленностью окислов марганца, включает
три стадии обогащения при максимальной крупности зерен 12, 2
и 0,5 мм в первой, второй и третьей стадиях. Более крупные классы
обогащаются отсадкой, а мелкие — концентрацией па столах или
магнитной сепарацией.
Схемы обогащения мелковкрапленных хромовых руд включают
дробление и измельчение руды до 0,3—0,5 мм, гидравлическую клас-
сификацию и обогащение крупных классов отсадкой, а мелких —
концентрацией на столах.
Схемы обогащения руд черных металлов
163
Хромитовые руды можно также обогащать магнитной сепа-
|ищией на сепараторах с высокой напряженностью магнитного
пиля [57].
Группа Г-2. К этой группе относятся руды с плотной нераз-
рушенной пустой породой, содержащие сильно- и слабомагнитные
и о ценные минералы. Представителями группы являются магнетито-
шртитовые и магнетито-гематитовые разности руд месторождений
Кривого Рога, Курской магнитной аномалии, Кольского полу-
острова, а также некоторых уральских и сибирских месторождений.
Дли большинства руд этих месторождений характерна мелкая и тон-
। пи вкрапленность полезных минералов. Содержание железа в рудах
। олеблется в пределах 30—40%. Из этого количества от 30
<1.п 70 отн. % находится в магнетите, остальное — в основном
и мартите и гематите. Сравнительно небольшая часть железа
in тречается в форме гидроокислов и карбонатов и еще меньшая
пн ть — в виде силикатов. Пустая порода представлена в основном
кварцем.
Руды группы Г-2 могут обогащаться по магнитогравитационпой,
магнитофлотационной, флотационно-магнитной, обжигмагнитной,
флотационной, гравитационно-флотационной и магнитной (без пред-
варительного обжига) схемам [9, 18, 117].
Схемы обогащения, включающие гравитационные процессы, не-
применимы для руд с тонкой вкрапленностью полезных минералов.
< >бжигмагнитная схема неэкономична вследствие высоких капиталь-
ных затрат и эксплуатационных расходов [40]. Поэтому для тонко-
uif раплепных руд наиболее перспективны три схемы: магнитофлота-
цпонная, флотационная и магнитная (без предварительного обжига).
I! последнем случае схема должна иметь два цикла: цикл извлече-
ния магнетита на сепараторах со слабым полем и цикл извлечения
глабомагнитных окислов на сепараторах с сильным полем. При
необходимости качество концентратов, получаемых во втором цикле,
может быть повышено обратной анионной флотацией.
Группа Г-3. К этой группе относятся первичные железные
руды с неразрушенной вмещающей породой, в которых полезные
минералы представлены преимущественно сильномагнитными раз-
ностями — магнетитом, реже титаномагнетитом. Содержание гема-
тита и мартита незначительное. Водные окислы железа, как пра-
вило, отсутствуют или содержатся в очень малых количествах.
Небольшая часть железа находится в виде минералов — сульфидов
н силикатов, не подлежащих извлечению в железный концентрат.
Гик как основное количество железа в этих рудах находится в форме
магнетита, то они получили название магнетитовых. Железный
концентрат из них наиболее выгодно извлекать магнитной сепара-
цией.
Минералогический состав пустой породы зависит от генетиче-
< кого типа месторождения. Из месторождений магнетитовых руд
11*
164
Выбор и расчет технологических схем
наиболее важное промышленное значение имеют метаморфизован
ные, контактово-метасоматические и магматические месторождения 1
В рудах метаморфизованных месторождений, получивших назип
ние железистых кварцитов, основным нерудным минералом являете.и.
кварц, другие минералы (полевые шпаты, амфиболы, хлорит) имени
подчиненное значение. В рудах контактово-метасоматических место
рождений пустая порода представлена амфиболами, пироксенами,
хлоритом, гранатом, эпидотом, скаполитом, кальцитом. Другш
минералы пустой породы встречаются в очень малых количествах
В магматических рудах пустая порода представлена в основном
четырьмя группами минералов — пироксенами, оливинами, амфибо
лами (роговая обманка) и полевыми шпатами.
Вкрапленность полезных минералов и особенно минералов
носителей вредных примесей в большинстве руд мелкая и тонкая
Поэтому для получения кондиционных концентратов требуется тон
кое измельчение.
Руды группы Г-3 имеют очень важное промышленное значении
вследствие больших запасов и сравнительно легкого их обогащения
магнитной сепарацией. *
Выбор принципиальной схемы обогащения магнетитовых руд
определяется характеристиками вкрапленности полезных минера
лов, пустой породы и минералов — носителей вредных примесей.
Зависимость между принципиальной схемой обогащения и харак
тером вкрапленности минералов для магнетитовых руд и руд, обо
гащаемых флотацией, в своей основе одинакова. При магнитном
обогащении, так же как и при флотации, более экономичными
являются стадиальные схемы, из которых наиболее часто при
меняются двух- и трехстадиальные.
Ниже рассмотрены типичные примеры, показывающие завися
мость между принципиальной схемой обогащения и характером
вкрапленности минералов.
1. Вкрапленность пустой породы неравно-
м е р н а я. Вкрапленность магнетита мелкая и тонкая, зерна магне-
тита находятся в срастании с минералами пустой породы или с мине-
ралами, содержащими вредные примеси. Такая вкрапленность может
быть названа агрегатной, так как руду можно рассматривать как
состоящую из крупных выделений пустой породы и крупных агре-
1 К типу метаморфизованных относятся месторождения Кривого Рога,
Курской магнитной аномалии, Оленегорское а также некоторые месторождения
Восточной Сибири и Дальнего Востока.
К типу контактово-метасоматических относятся магнетитовые месторожде-
ния Урала (Магнитогорское, Высокогорское, Гороблагодатское), месторожде-
ния Кустанайской области (Соколовское, Сарбайское, Канарское), Дашкесаи-
ское месторождение на Кавказе и некоторые другие, менее важные в промыш-
ленном отношении.
К • типу магматических относятся Качканарское месторождение и место-
рождения титано-магнетитовых руд Урала и Кольского полуострова.
Схемы обогащения руд черных металлов
165
। нов, представляющих собой тонкие сростки магнетита с другими
минералами. Для получения кондиционных по содержанию железа
и вредных примесей концентратов руда требует более тонкого из-
мельчения, чем для выделения основной массы отвальных хвостов.
Дробление
(Измельчение)
♦ ____________________
| Магнитная сепарация Рйстадии j
Промпродукт J
| Измельчение j ХВосты!
| Магнитная сепарацияХ-дстадии [
\ Промпродукт Г-
\~Измельчение\ |
__ ХвостыИ
\Магнитная сепарация в-истадйй}
Г F
Концентрат ХвостыШ
б
В
I ДроВление I
' "f -----'
| Магнитная сепарация /-и стадйй\
у Промпродукт |
ХВосты!
Концентрат!
I ДроВление
_ Lz
| Магнитнаясепарация !истадий~\
Промпродукт |
| Измельчение | Хвосты!
♦
| Измельчение | _____________________________
______ f _________________, [Магнитная сепарация Х-й стадии |
I Магнитная сепарация2-истадии I I Г 1
I--[----------ыиз.--------1-- *
| Концентрат! <
ХвостыП | Измельчение |
t _______________
| Магнитная сепарацияЗ-истадии |
Промпродукт |
Хвосты!!
Концентрат!!
КонцентратП ХВостыШ
Рис. 48. Принципиальные схемы обогащении магнетитовых руд
При указанном характере вкрапленности применяются стадиаль-
ные схемы обогащения руды (рис. 48) с получением в первых ста-
диях отвальных хвостов и некондиционных концентратов, а в послед-
ней стадии — хвостов и кондиционного концентрата.
Схема, изображенная на рис. 48, а, является основной для
магнетитовых руд. Она применяется или запроектирована на всех
обогатительных фабриках для тонковкрапленных магнетитовых
руд месторождений Кривого Рога, Курской магнитной аномалии,
166
Выбор и расчет технологических схем
Кустанайской области, Кольского полуострова, а также Урал и
и Сибири [40, 43, 57, 60, 72, 117, 126].'
За рубежом такая схема применяется на крупных обогатитель
ных фабриках Эри, Сильвер-Бей (США), Сидварангер (Норвегии)
и ряде других [39].
В случае засорения руды пустой породой в процессе горных рабо,
первая стадия обогащения производится при крупности руды 25
30 мм с применением сухой магнитной сепарации (Качканарская,
Соколовско-Сарбайская и Коршуновская обогатительные фабрики).
Выход хвостов из этой стадии обогащения составляет около 11—15%.
Мокрое магнитное обогащение обычно включает две или три
стадии. Первая стадия обогащения производится на сливе стержне
вых мельниц, работающих в открытом цикле (крупность 2—3 jh.w,
•содержание класса —0,074 мм 20—30%), или на сливе классифика
торов (гидроциклонов), установленных в замкнутом цикле с шаро
выми мельницами первой стадии измельчения (содержание класса
—0,074 мм 50-60%).
При трехстадиальных схемах мокрого магнитного обогащения
вторая стадия включается в замкнутый цикл мельница — гидро-
циклон. В последнюю стадию обогащения поступает* слив гидро-
циклона, содержащий 80—95% класса —0,074 мм.
2. В к р а п л е н и о с т ь м а г и е т и т а и п у с т о й по-
роды относительно крупная и неравномер-
ная, зерна магнетита свободны от включений минералов — носи-
телей вредных примесей или содержат эти включения в допустимых
пределах.
В первой стадии обогащения (рис. 48, б) после сравнительно
грубого измельчения (дробления) может быть выделена часть кон-
диционного концентрата, часть отвальных хвостов и содержащий
сростки промпродукт для второй стадии обогащения.
Такая схема обогащения применяется на обогатительных фабри-
ках, перерабатывающих руды с относительно крупной вкраплен-
ностью магнетита, — Гороблагодатской, Высокогорской и Дашке-
санской [60].
Выделение части концентрата и хвостов в первой стадии обога-
щения уменьшает количество материала, направляемого в измель-
чение и во вторую стадию. В этом заключается преимущество данной
схемы. Однако получение богатых концентратов, содержащих более
60—62% железа, затруднено тем, что в первой стадии обогащения
приходится отделять чистые зерна магнетита от сростков, состоя-
щих из магнетита и пустой породы. Эта операция требует очень
тщательной регулировки магнитных сепараторов ине является надеж-
ной в технологическом отношении, особенно при мокрой магнитной
•сепарации мелкого материала [37]. По этой причине на обогатитель-
ных фабриках, применяющих схему, изображенную на рис. 48, б,
в первой стадии обогащения получаются концентраты с низким
Схемы обогащения руд черных металлов
167
। । ц'ржанием железа. Например, на Гороблагодатской и Высок огор-
। i.<»ii обогатительных фабриках концентрат первой стадии содержит
шего лишь 52,6—52,8% железа.
На больших обогатительных фабриках, перерабатывающих тонко-
III. рапленные железные руды, где к надежности технологического
процесса и качеству концентратов предъявляются особенно высокие
। ребования, схема, изображенная па рис. 48, б, не применяется.
При относительно крупной вкрапленности, обеспечивающей воз-
можность обогащения руды в первой стадии с применением сухой
магнитной сепарации и при пониженных кондициях, предъявляемых
г качеству концентрата, схема, изобра-
женная на рис. 48, б, может оказаться
п.нномически выгодной [37, 60, 125].
Если при неравномерной и относи-
icjii.ho крупной вкрапленности в руде
магнетита и пустой породы последняя
представлена более крупными выделе-
на и ми, чем магнетит, то при понижен-
ных требованиях к качеству концен-
трата может оказаться выгодной схема
.... приведенная на рис. 48, в.
Последняя, однако,обладает тем же
Грохочение
dz'^3 dj
\Сухая магнитная сепарация |
| измельчение | Хбосты
о
недостатком, что и схема, приведенная
па рис. 48, б, и не может обеспечить
получение высококачественного кон-
центрата во второй стадии обогащения.
Построение схемы маг-
нитного обогащения в о т-
В последующую стадию
обогащения
Рис. 49. Вариант схемы обогаще-
ния с предварительным грохоче-
нием материала:
—d2; d2—d„ и da—0— крупность
классов.
дольных стадиях. Материал
мельче 6 мм обычно обогащается мокрой, а крупнее 6 мм — сухой
магнитной сепарацией. В последнем случае могут быть два варианта
। \('мы — без предварительного и с предварительным грохочением
материала на два или три класса (рис. 49).
Предварительное грохочение применяется для повышения тех-
нологических показателей магнитной сепарации или же одновре-
менно и для получения в хвостах сепарации классифицированного
ио крупности материала, например строительного щебня [86, 125].
До последнего времени в отдельных стадиях магнитной сепарации
применялись простые схемы обогащения, включавшие одну или две
операции магнитной сепарации. В последние годы в связи с появле-
нием двух- и трехбарабапных сепараторов стали применять более
сложные схемы магнитного обогащения, напоминающие схемы кол-
лективной флотации па флотационных фабриках [57].
В стадиях обогащения (рис. 50), где выделяются отвальные хвосты
и некондиционный концентрат, следует применять схему а, включа-
ющую контрольную сепарацию хвостов. В стадиях обогащения, где
168
Выбор и расчет технологических схем
выделяются два окончательных продукта — кондиционный концов
трат и отвальные хвосты, следует применять схему б, включающую
основную сепарацию, контрольную сепарацию хвостов и одну, дни
или три перечистки концентрата. Требуемое число перечисток коп
центрата, как и крупность измельчения перед отдельными стадиями
обогащения, устанавливается исследовательскими работами.
Магнитная флокуляция затрудняет операции классификации
по крупности и фильтрования и, наоборот, облегчает операцию сгу
тцения. Поэтому концентраты магнитного обогащения перед посту
ялением их в гидроциклоны, механические классификаторы и фильтры
следует подвергать размагничиванию, а размагниченные концен
траты перед сгущением следует намагничивать.
а
б
Основная магнитная
сепарация
' 4
Концентрат Контрольная маг
(промпро- нитная сепарация
вукт) ----
Хвосты
Основная магнитная
сепарация
^концентрат ^Хвосты
/ переуистка контрольнаямиг
^Концентрат
в переуистка
^Концентрат |
3 перечистка n I 3
----с.------- иром проорет
нитния сепарация
Хвосты
в послцдинпцто ставит
обогащения
Концентрат
Рромпродрет 'ромпроУркт
| Измельчение |
Рис. 50. Схемы магнитной сепарации в отдельных стадиях обогащения
При сгущении намагниченных концентратов вследствие магнит-
ной флокуляции в слив выносятся преимущественно тонкие немаг-
нитные шламы пустой породы. Поэтому в операциях сгущения про-
исходит некоторое обогащение сгущенных продуктов железом, твер-
дая же фаза слива сгустителей (гидросепараторов) имеет низкое
содержание железа и направляется в хвосты.
Для удаления в хвосты пустой породы в крупных зернах, опера-
ция магнитной сепарации часто включается в замкнутый цикл измель-
чение — классификация. В этом случае через магнитные сепараторы
проходит вся циркулирующая нагрузка, что требует установки боль-
шого числа сепараторов. Поэтому экономическая целесообразность
включения магнитной сепарации в замкнутый цикл измельчения
в каждом случае должна быть обоснована расчетом.
В качестве примера на рис. 51 приведена проектная схема обогащения
тонковкраплен^ <х магнетитовых руд на обогатительной фабрике II Южного
горнообогатительДого комбината.
Схема включает три стадии обогащения. В первую стадию поступает слив
стержневых мельниц, вторая стадия включена в замкнутый цикл измельчения
в шаровых мельницах, в третью стадию поступает слив гидроциклонов круп-
ностью 95%—0,074.^172]. В первых двух стадиях выделяются отвальные хвосты
Схемы обогащения руд черных металлов
1(19
и ьгциые концентраты, в третьей стадии — кондиционный концентрат и отваль-
ии» хвосты. Перед классификацией материал размагничивается. Намагпичива-
11(0 слива гидроциклонов перед обезвоживанием производится магнитными
in гемами, встроенными в гидросепараторы.
[а =37,5
[ Хроблениев стадий)
^7
СрИзмельчение
2X0
Магнитная сепарация
\ Концентрат
Магнитная сепарация
Мосты
О Измельчение
Магнитная сепарация
Квасты
^Концентрат
Магнитная сепарация
Хвосты
3=20,0
/5=14,0
£=7,5
----ъ^Концентрат
Размагничивание
'классификация
^Слив
Обезвоживание
Пески ______________
Сгущенны&провукт
Магнитная сепарация
^Концентрат
Магнитная сепарация
~Концентрат |
Хвос-
ты
3=11,0
/3=17,4
' £=5,1
3=21,0
fi=15,3
£=3,6
3=1,0
fl =18,5
£=0,5
Сгущение
$ Сли-п
Фильтрование I
Перелив
3=46,0
J3 =63(64)
£ = 77,3
1=1,0
____^(5=37,5'
Фильтрат^ =0
Г--я, о
/ =15,8
£-22.7
Концентрат
Хвосты
Рисй 51. Проектная схема обогащения топковкрапленных магнети-
товых руд на обогатительной фабрике ЮГОК—II
Схем ыполучениясверхбогатыхкон центр а-
। о в. Для процессов прямого восстановления железа, порошковой
металлургии и сталеплавильного производства требуются концен-
граты с высоким содержанием железа и малыми содержаниями вред-
ных примесей.
Исследования, проведенные за последние годы в СССР, показали
возможность получения сверхбогатых концентратов из руд Олене-
горского, Ено-Ковдорского, Михайловского, Гаринского и других
месторождений. Полученные концентраты содержали 68—71 % железа
и удовлетворяли кондициям по содержанию вредных примесей.
170
Выбор и расчет технологических схем
При обогащении этих руд только часть железа извлекается в сверяя
богатый концентрат, вторая же часть извлекается в концентрат длЯ
доменного производства. Для выделения сверхбогатого концентрат»!
требуется тонкое измельчение черновых концентратов — до 95-1
100% —0,05 мм. Выделение сверхбогатых концентратов достигается
или применением схем, включающих увеличенное число стад™
обогащения и увеличенное число перечисток концентрата магнитное
сепарацией, или трехкратной классификацией богатых концентра!
тов магнитного обогащения в магнитных конусах с целью удаления
в слив шламов пустой породы и бедных сростков, или дополнитель!
ным флотационным обогащением богатых магнитных концен
тратов.
Схемы обогащения комплексных магнети-
товых руд. К комплексным относятся магнетитовые руды,]
содержащие кроме железа другие ценные компоненты, например
кобальтоносный пирит, сульфиды меди, свинца и цинка, ильменит,
апатит. Такие руды обогащаются по комбинированным схемам,]
включающим магнитную сепарацию и флотацию хвостов магнитной
сепарации, для извлечения дополнительных ценных компонентов.]
§ 9. Процессы и схемы обогащения углей
Условия, определяющие выбор процесса и схемы обогащения
Обогащение углей имеет назначением удаление минеральных
примесей, содержащихся в самом угле и попадающих в него при
добыче из почвы и кровли пласта.
При обогащении углей для материала крупнее 0,5—1,0 мм при-
меняют гравитационные методы обогащения, а при необходимости
обогащения мелкого материала — флотацию.
При выборе схемы обогащения угля важное значение имеет
вопрос о глубине обогащения. Под глубиной обогащения понимается
максимальная крупность зерен мелкого класса угля, который не под-
вергается обогащению, а используется в естественном виде.
Выбор технологической схемы обогащения угля определяется:
назначением угля и в связи с этим требованиями, предъявляемыми!
к его качеству; категорией обогатимости угля; влажностью угля;
характеристикой крупности угля и зольностью отдельных его клас-i
сов; характеристикой вкрапленности минеральных примесей, обу-
словливающих зольность угля.
Н а з и а ч е и и е у г л я. В зависимости от свойств угли ис-
пользуются дли коксования с целью получения металлургического
топлива, в качестве энергетического топлива, для получения горю-
чих газов, a также для полукоксования и гидрогенизации с целью
переработки на жидкое топливо, при производстве цемента, извести
и кирпича 1301.
Процессы и схемы обогащения углей
171
Коксующиеся угли являются наиболее ценными, а требования,
о I uni. являемые к их качеству, значительно выше требований, предъ-
...imi.ix к качеству энергетических углей. Поэтому для коксу-
.... углей следует применять более эффективные процессы,
I пнертенные технологические схемы иглубокое обогащение. Коксую-
IIImi и угли подвергаются обогащению в тех случаях, когда золь-
|цн Ti. и содержание серы в рядовом угле выше допускаемых конди-
......ми. Обычно угли для коксования обогащают при зольности, пре-
111.11111иощей 7%. Концентраты отгружаются коксохимическим заво-
1.и| и несортированном виде.
Энергетические угли подвергаются обогащению в тех случаях,
Ш1ГДП это экономически выгодно. Для них применяются более про-
t н.п1 схемы и менее глубокое обогащение, обычно до 6—13 мм. Кон-
III и граты неспекающихся энергетических углей сортируются на
। .иксы по крупности в соответствии с действующими стандартами.
Малозольные энергетические угли обогащению не подвергаются.
। \пма обработки таких углей определяется требованиями, предъ-
IHI ।немыми к крупности отдельных классов. Малозольные неспекаю-
11Н10СЯ угли марок А, Д, Г и механически прочные угли марок Т
и Г> дробятся до 100 мм и сортируются на классы 50—100, 25—50,
13 25, 6—13 и 0—0 мм. (При сортировке бурых углей последний
i .uncc имеет крупность 0—13 мм, а при повышенной влажности бу-
рого угля 0—25 мм). Механически прочные и термически устойчивые
антрациты дроблению не подвергаются. При их сортировке выдв-
инется классы -ф 100, 50—100, 25—50, 13—25, 6—13 и 0—6 мм.
Категории обогатимости угля. В литературе
известно много методов оценки обогатимости углей. Наиболее про-
। Ti.iM является метод оценки по содержанию промежуточных фракций
и исходном угле, т. е. фракций, плотность которых больше плот-
ности малозольных фракций, извлекаемых в концентрат, и меньше
плотности породных фракций, извлекаемых в хвосты. Чем больше
содержание промежуточных фракций в исходном угле, тем труднее
он обогащается. В зависимости от трудности обогащения угли под-
разделяются на несколько категорий.
Классификация углей по обогатимости в зависимости от содержа-
ния промежуточных фракций приведена в табл. 26.
Таблица 26
Классификация углей по обогатимости
I!i>держание промежуточных фракций в угле, % До 4 4-8 8—14 Более 14
Категория обогатимости Легкая Средняя Трудная Очень трудная
Примечание. Промежуточными фракциями для легко- и среднеобогатимых углей
। читаются фракции плотностью от 1,5 до 1,8 г/см3, для труднообогатимых углей—фрак-
ции плотностью от 1,4 до 1,8 г/см3, для антрацитов—фракции плотностью от 1,8 .до
Ц,1 г/см3 [81].
172
Выбор и расчет технологических схем
Для легкообогатимых углей при прочих равных условиях допу-
стимы менее эффективные процессы обогащения, более простые тех-
нологические схемы и высокая производительность обогатительных
машин. Наоборот, труднообогатимые угли требуют более эффектив-
ных процессов обогащения, усложненных технологических схем
и снижения производительности обогатительных машин.
Влажность угля. От содержания в угле внешней влаги
зависит метод выделения из угля перед гравитационными процес-
сами обогащения пылеватого материала крупностью <0,5 мм. При
содержании внешней влаги до 5—5,5% удаление такого материала
производится методом обеспыливания или обеспыливания с последу-
ющим обесшламливанием угля. При более высокой влажности угля
применяется обесшламливание.
Вследствие проведения на шахтах орошения углей для уменьше-
ния пылеобразования в забоях за последнее время значительно уве-
личилась влажность углей, поступающих на фабрики. В связи с этим
применение обеспыливания стало крайне редким.
Влажность угля определяет также возможность применения
пневматического обогащения мелких его классов. При содержании
внешней влаги в угле свыше 4—5% пневматическое обогащение дае1
неудовлетворительные результаты и поэтому без предварительной
подсушки угля применяться не может.
Характеристика крупности угля и золы
ность отдельных его классов оказывают влиянии'
на выбор метода и глубины обогащения. При высоком содержании
класса > 6 мм более выгодным является обогащение в суспензиях,
а при низком — обогащение отсадкой или в суспензионных циклонах.
Содержание в угле класса < 0,5 мм и зольность этого классе
влияют на выбор глубины обогащения коксующихся углей. При
низкой зольности класса < 0,5 мм и малом выходе появляется вон
можность его подшихтовки к концентрату. В этом случае к л ad
<0,5 (< 1,0) мм в обогащение не поступает. Он выделяется в виде
пыли, которая присоединяется к концентрату.
Характеристика вкрапленности мине!
ральных примесей в угле влияет на выбор числа ста
дий обогащения. Если в угле не содержится загрязняющих примесе;
в виде мелких выделений или содержание их в этой форме незнач!
тельно, то могут применяться одностадиальные схемы обогащение
т. е. схемы без дополнительного дробления промпродуктов. В про
тивном случае промпродукты подвергаются додрабливанию. Пр|
обработке высокосернистых коксующихся углей с мелкими включи»
ниями серного колчедана дополнительному дроблению должен по;
вергаться не только промпродукт, но и концентрат, выделяемы
при обогащении крупного класса.
Характеристика вкрапленности минеральных примесей влияо
также на максимальную крупность угля, поступающего в обогащ!
Процессы и схемы обогащения углей
173
inn1 11 ри крупных включениях породы в обогащение поступает уголь
Крупностью до 300—100 мм. При более мелкой вкрапленности круп-
linr pi. угля, поступающего в обогащение, снижается до 50 а в не-
шпорых случаях и до 12 мм.
Выбор глубины и процесса обогащения
Глубина обогащения. Коксующиеся угли с большим
к и кодом и высокой зольностью класса <^0,5 мм следует обогащать
полностью, в противном случае класс <0,5 мм нельзя будет исполь-
цннпть для коксования. При незначительном выходе класса <0,5 мм
и низкой его зольности он может добавляться в угольную шихту
и in коксования без предварительного обогащения. Таким образом,
। |убина обогащения коксующихся углей лежит в пределах 0—
II,b мм.
Глубина обогащения энергетических углей обычно находится
и пределах 6—25 мм, чаще 6—13 мм. Она зависит от расстояний,
ни которые перевозятся угли, и от мощности котельных установок.
Пи крупных котельных установках, оборудованных пылеугольными
гонками, возможно сжигание высокозольных углей при высоких
и. и. д. Поэтому угли, предназначенные для сжигания в крупных
Котельных, обогащаются до меньшей глубины или не обогащаются
। писем, если расстояние перевозки их невелико. При дальних пере-
понках углей обогащение должно быть более глубоким.
Вопрос о наивыгоднейшей глубине обогащения энергетических
углей в каждом случае должен решаться на основе экономических
расчетов. При добыче энергетических углей гидроспособом уголь
Поступает на обогатительную фабрику в мокром виде. В этом случае
I цубину обогащения угля экономически выгодно доводить до 0,5 мм.
Пневматическое обогащение имеет ограниченную
область применения. Оно может применяться для сильно шламую-
щикся в воде энергетических углей (которые нельзя обогащать мок-
рым способом) и для легкообогатимых и сухих энергетических углей
। пониженной зольностью. В последнем случае пневматическому
обогащению подвергается только средний по крупности класс. Наи-
вплоо легко обезвоживающийся крупный класс поступает в мокрое
обогащение, а самый мелкий класс используется в иеобогащенном
"ИДО.
Обогащение в желобах не предусматривается типо-
|| и ми схемами обогащения углей, так как оно менее экономично
но сравнению с обогащением в суспензиях или отсадкой.
Обогащение в суспензиях производится в сепара-
торах с поступательным и вращательным движением суспензии.
Н сепараторах с поступательным движением суспензии разделение
Нусков породы и угля происходит под действием силы тяжести,
к и сепараторах с вращательным движением суспензии — под
174
Выбор и расчет технологических схем
действием центробежных сил. Первая разновидность процесса при-
меняется для обогащения крупного >-6 (10) мм, вторая — для обо-
гащения мелкого 10 (6) — 0,5 (0,2) мм материала.
Процесс обогащения в суспензиях имеет ряд существенных пре-
имуществ по сравнению с другими гравитационными процессами
и является наиболее прогрессивным. За последние годы обогащение
в суспензиях каменных углей, особенно крупных классов, получило
широкое применение.
Основные преимущества процесса обогащения в суспензиях
заключаются в высокой технологической эффективности его, в возмож!
ности автоматического регулирования, нечувствительности к измс*’
нениям производительности и качества исходного продукта. Суспен!
знойные сепараторы просты по конструкции и имеют высокую произ»
водительность.
Точность разделения при обогащении в суспензиях крупны!
классов достигает I = 0,002 ч- 0,003 и при обогащении мелкш
классов I = 0,009 ч- 0,016, в то время как при обогащении отсадко!
точность разделения обычно лежит в пределах I — 0,10 ч- 0,1!)
Высокая точность разделения в суспензиях приводит к тому, чт(
практические показатели обогащения очень близки к теоретическим,
получаемым при опытах лабораторного расслоения угля в тяжелый
жидкостях.
Применяемые методы автоматического регулирования процесс!
позволяют поддерживать постоянство плотности суспензии в узких
пределах с точностью до 0,003—0,005 г/см3. Это обеспечивает высо-
кое качество и стабильность результатов обогащения.
Для обогащения мелкого угля (класс 10—0,5 мм) в последней
время нашел применение процесс обогащения в суспензионных цикло*
нах. Основные преимущества этого процесса по сравнению с отсад»
кой состоят в получении более высоких технологических показано
лей. Недостаток процесса — повышенная стоимость обогащения вслед
ствие увеличения расхода энергии, материалов и затрат на ремонт
оборудования. Капитальные затраты при обоих процессах примерки
одинаковы.
Процесс обогащения в суспензиях должен применяться в следуки
щих случаях: для крупного (> 10—13 мм) класса коксующихся
углей всех категорий обогатимости при условии, что содержания
этого класса в рядовом угле не менее 15—20%; для энергетических
углей, кроме добываемых гидроспособом, при глубине обогащении
до 6, 13 и 25 мм.
Обогащение мелкого класса угля в суспензионных циклонах
имеет сравнительно ограниченное распространение и применяется
в основном при обогащении углей трудной и очень трудной обога-
тимости, а также для переобогащения промежуточных продуктов
отсадки. Это объясняется более высокими эксплуатационными рас
ходами при обогащении мелкого класса в циклонах по сравнению
Процессы и схемы обогащения углей
175
отсадкой. Выбор одного из этих процессов может быть сделан
г
I.
ми.ко путем технико-экономического их сравнения в конкретных
словиях проектирования.
Гидравлическая отсадка может применяться для
богащения углей любой категории обогатимости. До настоящего
рпмени отсадка является основным процессом обогащения камен-
их углей. Однако за последние годы относительное количество
Гл я, обогащаемого отсадкой, непрерывно уменьшается, что объ-
шшяется более широким применением процесса обогащения в сус-
пензиях для крупного материала и флотации — для шламов.
а
Основная флотация
Концентрат Хвосты
Основная грлотация
"^Хвосты
I Контрольная флотация
концентрат \Концентрат
Хвосты
Основная флотация
Концентрат | Хвосты
Контрольная флотация
Концентрат
Перечистка
Основная срлотация
j Концентрат
Перечистка
^хвосты
\Концен-
*-г-' трат
.Хвосты
Концентрат
Хвосты
Концентрат
Хвосты
Рис. 52. Схемы флотации каменных углей
Гидравлическую отсадку надлежит применять для обогащения
нисса <10 (13) мм коксующихся углей легкой и средней обогати-
||| ти; для обогащения неклассифицированных коксующихся углей
hi же категории обогатимости, содержащих незначительное коли-
" тво крупного класса; для обогащения класса крупнее 0,5 мм
н'ргетических углей, добываемых гидроспособом.
Флотация применяется для обогащения мелочи (<0,5 мм)
пксующихся углей и в редких случаях энергетических углей [44].
If связи с механизацией горных работ содержание мелочи в рядо-
i.i X углях за последние годы все время увеличивалось и достигло
• 30% и более. Значительно увеличилась также зольность уголь-
III мелочи. По этим причинам флотационный процесс имеет в на-
нинцее время очень важное значение и получил широкое примене-
III' при обогащении коксующихся углей.
176
Выбор и расчет технологических схем
При флотации шламов коксующихся углей, как правило, при
меняются схемы, предусматривающие получение двух продуктов —
концентрата и отвальных хвостов. Для углей легкофлотируемых
применяются схемы с непосредственным получением концентрата
и отвальных хвостов из основной флотации (рис. 52, а, б), а для труд-
нофлотируемых углей используются схемы с перечисткой концен-
трата или промпродукта (рис. 52, в, г).
Концентрация на столах может применяться для
обогащения: антрацитового штыба и отсева энергетических углей,
шламов радиальных сгустителей и пирамидальных отстойников,
промежуточных продуктов отсадочных машин. Максимальная круп-
ность угля в питании столов —13 мм, в редких случаях —25 мм.
Нижний предел крупности зерен угля эффективно обогащаемых
на концентрационных столах 0,10—0,17 мм [15, 54]. Основной недо-
статок концентрационных столов заключается в их громоздкости.
Схемы обогащения каменных углей *
Схема, изображенная на рис. 53, применяется дня обогащения
коксующихся углей трудной и весьма трудной обогатимости.
Крупный класс угля обогащается в суспензионных сепараторах,
а мелкий класс — в суспензионных циклонах.
Мелкие шламы крупностью —0,5 мм после предварительного
сгущения в цилиндрическом сгустителе, а иногда и без сгущения
поступают на флотацию. Флотационный концентрат и фугат от обез-
воживания мелкого концентрата в центрифугах обезвоживаются
на фильтрах и далее подвергаются термической сушке.
Флотационные хвосты подвергаются сгущению в цилиндрических
сгустителях с применением коагулянтов с получением чистой оборот-
ной воды. Сгущенные хвосты перекачиваются в хвостохранилище
или после обезвоживания в фильтрпрессах или в центрифугах при-
соединяются к хвостам, получаемым при обогащении в суспензиях
[44, 94].
Некондиционная суспензия поступает в сборник, а затем на спе-
циальные магнитные сепараторы, обеспечивающие получение суспен-
зии плотностью 2,2—2,3 г/смй. Магнитные продукты после размагни-
чивания направляются в сборники кондиционной суспензии,
а немагнитные продукты — в цикл обработки шламов. В цикле
кондиционной суспензии установлены автоматические регуляторы
поддержания постоянства плотности суспензии.
При наличии в угле размокаемых легкошламующихся пород
выделение последних осуществляется в первой операции сепарации,
а концентрата — во второй. Этот вариант применятеся также при
* Раздел переработан Ю. А. Маковским.
Грохочение
<300(200) г--о;—~
Q Дробление до300(200) мм
________Мокрое грохочение
1300(200)-13
Сепарация 8= i, 4(ffi5)
^Концентрат | Фракция > 1, ч(7, У5)
О т м ы В к а суспензии
НС
300(200)-о
КС
,КС
НС
13-0 | /
Обесшламливание
| 13-0,5
Сепарация д-1,35(1, W)
F
Отмывка суспензии.
<0,5 Шламы Q)
f ищентрат
4Ю(200)-13
Суспензия Шламы'' 1
б оборот }
Отмывка
Регенерация
суспензии
Регенерация
суспензий
КС
НС
Фракция > 1, 35(1, W)
КС
суспензии Шлимы®
\нс 1кс '
Суспензия
д'-1,35(1,6)
в оборот
нВ
Промпродукт
Хвосты
Регенерация
суспензии
Шламы @
Суспензия
.ор 1,8
в оборот '
б
®©@)©@©
Гидроклассшрикация
>0,5 ।----
j Сгущение
ия 6-1,8
, , , ткт I Хвосты
Отмывка суспензии
iXc [НС I \КС \НС~~1
Сепарац,
Промпрвоь,
Обезвоживание 3 центрифугах
Хвосты
Регенерация
суспензии
Концентрат -1 •
Фугат (7),,
Промпродукт v
Фугат @
Шламы ©
Суспензия б-1,8
б оборот
Флотация вода б оборот
Сгущение с _
Фильтрация ко^яцией
фильтрат ^аВв^от\
Термическая
сушка
—f J
Концентрат |
Хвостокранилище
или фильтрация 6
рильтр прессах
Хвосты вода 6 оборот
КС - кондиционная суспензия
НС - некондиционная суспензия
Рис. 53. Схема обогащения коксующихся углей трудной и весьма трудной обогатимости:
а — схема обогащения крупных и мелких классов; б — схема обогащения шламов
12 заказ 107 5
178
Выбор и расчет технологических схем
содержании в угле породы свыше 25% или очень крупных ее кускаs
он требует более производительных сепараторов во втором прием
сепарации, так как в первом приеме удаляются хвосты, выход коте
рых меньше выхода концентрата [14].
Вопрос о необходимости сушки промпродукта решается в завис!
мости от конкретных условий проектирования.
Грохочение
>300(200) £ —
Q ДроВление до300(200) ям
____________Мокрое грохочение
| 300(200)-!3
Сепарация 5-1,4(1,45) .
{концентрат | Тракция>1.4(1,45)
ывка с у сп е нзии
300(200)-0
КС
НС
Суспензия Шламы |
$ !,ч(/, 45) Сепарация о - //
# о борот — 1 > /, 8
О т м'ы в' к а с ус п рнзии
КС
]В-0
Обесшламливание
[ущо } 13-0,5
! Отсадка
Шламы j ’
Обезвоживание
в багер-зумпфах
I Конценграг ,
—’ Сбесшламливание
Сепарация 6м,45
\<t,45 \>1,45
Отмывка с у с пенсии
Оромпро- j
оукт ХВосты
Промпродукт
Суспензия
В оборот
I Регенерация I
I суспензии, I
Шламы
КС - кондиционная суспензия
НС - некондиционная суспензия
Хвосты
КС
—1 Шламы | с 1,в
Суспензия Отмывка
1,450 оборот
КС
Обезвоживание в центрифугах
\концентра> |
Шламы
Шламы
Суспензии
нсСкс
НС
Хвосты
Рееен'ерация\
суспензии I
Суспензия 8-1,8 Шпаны
в оборот
Рис. 54. Схема обогащения коксующихся средней и легкой обогатимости
Схема, показанная на рис. 54, применяется для обогащени
коксующихся углей средней и легкой обогатимости. Она отличаете
от схемы, изображенной па рис. 53, тем, что мелкий уголь подво!
гается обогащению в отсадочных машинах, а промпродукты отсадо!
ных машин переобогащаются в суспензионных циклонах. Веле?
ствие более высоких эксплуатационных затрат при обогащении мел
кого класса в суспензионных циклонах применение этой операци
для переобогащения промпродукта должно быть экономически обо<
новано. Схема обработки шламов здесь аналогична схеме, изобрг
женной на рис. 53.
Для коксующихся углей, обладающих легкой и средней обои
тимостью и содержащих незначительное количество класса крупне
Процессы и схемы обогащения углей
179
10 (13) мм, может применяться схема, изображенная на рис. 55.
< комой предусматривается обогащение в отсадочных машинах неклас-
। ифицированного материала крупностью 100—0 мм. В некоторых
случаях в питание добавляется часть мелкой породы в качестве утя-
желителя, что способствует снижению потерь угля в породе. Часто
при использовании этой схемы предусматривается перечистка мел-
______________________0 т с а д к а
j Концентрат
Классификация
100-13 j /3-0,5
Обезвоживание
в центрифугах
( Фугат
Кипцен- '
трат
!(3)-0J
| Хвосты
Обезвоживание
100-1(3) I.
| Промпродукт
Обезвоживание
0,5 \100-13
Гидроклассификация
__J Сгущение
v I Флотация ° вода
^\Концен^х1^Г
Фильтрация ’--------
I *0,5
/3-0,5
Промпродукт
Хвосты
| фугат
Обезвоживание
в центрифугах
"1 Концентрат Сеушрние с
J------ коагуляцией
Термическая
сушка
Концентрат
вода в
оборот
Промпродукт j
^Переобогащение отсад-\
| кой или 6 циклонных 1
сепараторах j
♦ ♦ . 1
Конценграг Промпродукт Хвосты
Хвостохранилище
или фильтрация
на фильтр прессах
вода в оборот Хвосты
Рис. 55. Схема обогащения коксующихся углей средней и легкой обогатимости
о незначительным содержанием класса крупнее 10 (13) мм j
кого промпродукта и мелкой породы в контрольных отсадочных
машинах или в циклонных сепараторах.
Капитальные затраты и эксплуатационные расходы на обогати-
гцльных фабриках с применением неклассифицированной отсадки
примерно на одну четверть меньше по сравнению с фабриками, при-
мопяющими классификацию перед обогащением.
Обогащение шлама и обезвоживание флотационного концентрата
и флотационных хвостов осуществляются аналогично предыдущим
схемам.
Вопрос о необходимости сушки промпродукта решается в зави-
। нмости от конкретных условий проектирования.
Схема с отсадкой неклассифицированного угля наиболее приме-
нима для обогащения коксующихся углей добываемых гидроспо-
। обом, так как в этом случае содержание класса крупнее 10 (13) мм
иовначительно.
180
Выбор и расчет технологических схем
Применяется эта схема и для обогащения энергетических углей
добываемых гидроспособом, но в этом случае отсадка ведется с выд<
лением двух продуктов — концентрата и породы, а шламы не под
вергаются флотации.
Грохочение
Обесшламливание
^>13
Сепарация
^Концентрат увосты
Отмывка^ с у с пензии
НС
13-0
13-0
[КС [НС ^КонцентраЛкс
к Грохочение V? 1л
' % Т?100 юо\-0 J
K~ioo\-Q.
Дробление Во
юомм
Классификация
100-50 50-25 25-13
Некондиционная
суспензия
Продукты 2,у
Хвосты
Обезвоживание-
-——--------Фу earn
13-0
13-0
„ Дгищение
Сгущеннть У" '—-
продукт^ Олив
Фильтрование
\Шлам у
1 Фильтрат
Хвосты
Вода в
оборот
Регенерация
суспензии
Тс □
Шламы из регенерации
Кондиционная суспензия,
продукты 1,3
| Сборник~\
Слив [
1' т Кондиционная суспен
Зия 8 оборот
КС - кондиционная
суспензия
НС - некондиционная
Суспензия
Рис. 56. Схема обогащения энергетических углей и антрацита
в суспензиях, глубина обогащения до 13 лш
Схема, изображенная на рис. 56, предназначена для обогащения
углей, антрацитов и сланцев при глубине обогащения 13 мм. По этой
схеме можно обогащать и уголь при глубине обогащения 6 мм, но
в этом случае, как правило, уголь обогащается в сепараторах двумя
классами 300—25 (50) и 25 (50)—6 мм. С небольшими изменениями
эта схема может быть применена и для энергетических углей добы-
ваемых гидроспособом.
Схема, показанная на рис. 57, предназначена для обогащения
углей, антрацитов и сланцев при глубине обогащения до 25 мм.
Схема имеет целью механизировать выборку пустой породы из круп-
Схемы обогащения песков россыпных месторождений
181
и 1.1 ч классов угля. Опа может применяться и для коксующихся углей,
। <>гда класс —25 мм может быть использован для коксования в необо-
IIIщепном виде. При обогащении энергетических углей, требующих
рис.сортировки, схема должна быть дополнена операциями дробле-
нии и классификации (см. рис. 56). Шламы от регенерации суспеп-
III и осветляются в наружном отстойнике.
Описанные схемы обогащения углей характеризуются следую-
щими особенностями: использованием для обогащения крупных клас-
>25
Сепарация________
^Концентрат | X6осты
Отмывка с у с п е и з и и
Концентрат [^“““.
<25
Хвосты.
' Нек он}
1 цционная суспензия
Регенерация
с у с пензии
Кондиционная
суспензия
\Шлам
ОВезвомивание
[ Сворник~\
11 Слив ,
Концентрат /
Кондиционная
суспензия
вода
сворот
Шлам Хвосты 25-0.
Рис. 57. Схема обогащения углей и суспензиях, глубина обогащения
до 25 Л1Л1
сов процесса разделения в тяжелых суспензиях; применением для
труднообогатимых мелких углей сепарации в суспензионных цикло-
пах, а для легко- и среднеобогатимых мелких углей — переобогаще-
ния промпродуктов в суспензионных циклонах; применением для
операций обесшламливания и классификации по крупности 0,5 мм
дуговых сит и низкопапорных циклонов; переходом па полностью
замкнутую водно-шламовую схему с использованием эффективных
коагулянтов при операциях сгущения и обезвоживания; широким
применением флотации при обогащении коксующихся углей.
§ 10. Схемы обогащения песков россыпных месторождений
Наиболее важное промышленное значение имеют четыре группы
россыпных месторождений: содержащие благородные металлы;
содержащие касситерит, вольфрамит, танталит, ниобит; содержа-
щие титановые, циркониевые и ториеворедкоземелыше минералы;
182
Выбор и расчет технологических схем
содержащие алмазы *. Обычно россыпные руды являются комплекс-
ными.
В россыпных рудах зерна полезных минералов находятся в сво
бодном состоянии, поэтому в схемах обогащения этих руд операции
дробления и измельчения, как правило, отсутствуют. Подготовки
к обогащению состоит в дезинтеграции песков и последующем и!
грохочении па сите грохота с отверстиями 6—25 мм, с выделением
в нижнем классе эфелей и в верхнем — гали. Операция грохочения
является одновременно операцией обогащения по крупности, так как
основная часть ценных компонентов концентрируется в мелком
классе (в эфелях), в крупном же классе (в гале) извлекается незна-
чительная их часть, представленная крупными самородками (при их
наличии). После улавливания самородков специальными уловите-
лями крупный класс направляется в хвосты, а мелкий — в дальней-
шее обогащение.
Мокрая дезинтеграция производится в барабанных грохотах
(бочках), барабанных дезинтеграторах (скрубберах), на плоских
грохотах или площадках под действием сильной струи воды, выбра-
сываемой монитором, в желобах (шлюзе) под действием быстрого
потока воды. Для труднопромывистых песков иногда применяют
корытные мойки, устанавливаемые перед скруббером*трохотом. Опе-
рации дезинтеграции и грохочения часто осуществляются в одном
аппарате — барабанном грохоте или скруббере-грохоте, но опера-
ция дезинтеграции во времени должна предшествовать операции
грохочения. При непосредственной загрузке песков для промывки
на шлюз операции дезинтеграции и обогащения также осуще-
ствляются в одном аппарате, но и в этом случае дезинтеграция пред-
шествует концентрации.
Схема обогащения песков состоит из двух циклов — основного
и цикла доводки. В первом цикле удаляется в хвосты основная масса
пустой породы и получается грубый концентрат при максимальном
извлечении в него ценных компонентов. Вследствие низкого абсолют-
ного содержания полезного компонента в россыпных рудах и высокой
его стоимости выход концентрата из основного цикла обычно бывает
мал, ценность же его значительна. Эти два обстоятельства позволяют
применять в цикле доводки сложные схемы обогащения для полного
извлечения всех ценных., компонентов в товарные продукты.
Обогащение россыпных руд в основном цикле производится гра-
витационными процессами — на шлюзах, отсадкой, на винтовых,
струйных и конусных сепараторах. При обогащении алмазоносных
песков и пород широко применяется сепарация в тяжелых суспен-
зиях. Для перечисток мелких концентратов часто используются
концентрационные столы [69, 96].
* Плотность самородных благородных металлов составляет 15—19 г/с№,
касситерита, вольфрамита, танталита и ниобита 6—8 г/см?, титановых, цирко-
ниевых и ториеворедкоземельных минералов 4,2—5,2г/сл3, алмазов — 3,5 г]смъ.
Схемы обогащения песков россыпных месторождений
183
Выбор процесса обогащения зависит в основном от крупности,
плотности и формы зерен извлекаемых минералов.
Если пески содержат только крупное золото'(>0,2 мм), то обо-
। нцсние может производиться па шлюзах (рис. 58) при высокой их
и роизводительности.
Простейшая схема обогащения (рис. 58, а) на шлюзах небольших
размеров может дать высокое извлечение только при обработке
логкопромывистых россыпей
<• крупным золотом, не содержа-
щих значительного количества
иплунчатого материала. При ги-
дравлическом методе разработки
россыпей с крупным золотом при-
меняется такая же схема, но в этом
случае большое сечение шлюза,
значительная его длина, сильное
разбавление песков водой и высо-
кие скорости потока обеспечивают
хорошую дезинтеграцию и доста-
точно полное извлечение золота,
позволяя в то же время транс-
портировать по шлюзу валуны
размером до 300 мм.
При других методах разработки
россыпей, в случае отсутствия
или небольшого содержания мел-
кого золота, применяются схемы,
показанные на рис. 58, бив.
В схеме, приведенной па рис. 58, в
хвосты первого шлюза подверга-
ются грохочению на сите грохота
с более мелкими отверстиями, чем
на сите первого грохота. Мень-
шая крупность материала, поступающего на второй шлюз, дает воз-
можность понизить скорость потока и тем самым создать более бла-
гоприятные условия для улавливания мелкого золота. Повторное
обогащение на шлюзах мелкой фракции хвостов основного шлюза
часто применяется и при гидравлической разработке россыпей [73].
При содержании в песках крупного и значительного количества
мелкого золота (<0,20 мм) для обработки эфелей следует применять
комбинированную схему, включающую обогащение на шлюзах
и отсадку или обогащение на шлюзах и контрольное обогащение
хвостов шлюза на винтовых сепараторах.
Отсадочные машины устанавливаются перед шлюзами или на хво-
стах шлюзов. При установке отсадочных машин перед шлюзами
устраняется необходимость частого сполоска шлюзов, но при
а
Обогащение
на шлюзах
Концентрат Хвосты
6 доводку g .
Дезинтеграция
и грохочение
^Эфеля 1
MSS ГалЬотдал
^Хвосты
Ъ о *
Дезинтеграция
и грохочение
\дфеля |+
Обогащение Галя в отвал
на ШЛЮЗах
----------^Хвосты
Грохочение
жг
Рис.
^шлгозах Ввтдая
1 Хвосты
Концентрат
вдооодку
58. Схемы обогащения россыпных
РУД» содержащих золото
184 Выбор и расчет технологических схем
наличии в песках самородков требуется периодическая останов пн
отсадочных машин для удаления самородков.
Винтовые сепараторы устанавливаются для улавливания мелкого
золота. При наличии в песках также и крупного золота винтов i.u
сепараторы следует устанавливать после коротких шлюзов. Назли
чеиие последних состоит в улавливании крупного золота f>4.w.n)
которое на винтовых сепараторах извлекается хуже, чем на шлюзах
При установке на драгах вместо отсадочных машин винтовых сепара
торов увеличивается извлечение золота на 5—10%, уменьшаются про
стой драги, сокращается на 35—40% расход воды и уменьшается на
15—60% себестоимость обработки песков. В то же время производи
тельность обогатительных устройств драги повышается па 150—165%.
Схемы основного цикла обогащения песков, содержащих редкие
металлы, титановые и циркониевые минералы, включают операции
дезинтеграции, грохочения и обогащения мелкого класса грохота
в отсадочных машинах, на винтовых, струйных и конусных сепара
торах. Для перечистки концентрата часто применяются концентра
ционные столы. Обогащение на шлюзах не позволяет получить высо
кое извлечение редкометальных минералов, поэтому на крупных
обогатительных фабриках применявшиеся ранее шлюВы заменены
отсадочными машинами или винтовыми сепараторами.
Отсадкой эффективно извлекаются округлые зерна касситерита
крупностью до 0,040—0,045 мм и колумбита крупностью до 0,055—
0,060 мм. При обогащении отсадкой крупные зерна извлекаются
лучше, чем мелкие, а при обогащении на винтовых сепараторах
лучше извлекаются зерна средней крупности — от 4 до 0,1 мм. Зерна
мельче 0,050—0,074 мм на винтовых сепараторах извлекаются плохо,
а зерна крупнее 4 мм извлекаются хуже, чем зерна крупностью
4—0,25 мм. Округлая форма зерен способствует их извлечению
отсадкой и затрудняет извлечение на винтовых сепараторах. Наобо-
рот, пластинчатая форма зерен облегчает извлечение на винтовых
сепараторах и ухудшает извлечение отсадкой. Наличие тонких
шламов в количестве, превышающем 15%, повышает вязкость пульпы
и затрудняет обогащение па винтовых сепараторах. В этом случае
требуется обесшламливание песков.
Концентрационные столы и автоматические шлюзы при низких
нагрузках способны извлекать более тонкие зерна, чем винтовые
сепараторы (табл. 27).
При содержании в песках полезных минералов высокой плотности
(более 6—6,5 г/см3) в виде крупных зерен округлой формы лучше
применять обогащение отсадкой. При средней крупности зерен (4—
0,1 ли) следует применять винтовые сепараторы, а при мелких зер-
нах — струйные и конусные сепараторы. Если часть зерен цепных
минералов крупнее 4 мм, то после предварительной классификации
крупный класс следует обогащать отсадкой, а мелкий — на винто-
вых или конусных (струйных) сепараторах.
Схемы обогащения песков россыпных месторождений
185
Таблица 27
П |цлечс1Ше ценных минералов различной крупности при обогащении песков,
1|дг||:кащих титановые и циркониевые минералы, на винтовых сепараторах
и на концентрационных столах
Крупность зерен, лш Извлечение, %
на винтовых сепараторах на концентрационных столах
4—0,25 До 99,5 До 99,5
0,25-0,1 1 До 95,2 До 99,4
0,1—0,074/ До 95,2
—0,074 До 30—40 До 85,5
Типичные схемы основного цикла обогащения песков, содержа-
щих редкие металлы, титановые и циркониевые минералы, при-
ведены на рис. 59.
Доводка концентратов основного цикла обогащения произво-
дится по схемам, включающим магнитную и электрическую сепара-
цию, концентрацию на столах, флотогравитацию, флотацию, сушку.
Схема доводки определяется минералогическим составом и круп-
ностью концентрата. Перед магнитной и электрической сепара-
циями черновой концентрат, как правило, классифицируется по круп-
ности.
Схемы основного цикла при обогащении алмазоносных песков
включают операции дезинтеграции, грохочения и обогащения отсад-
кой или в тяжелых суспензиях. В обогащение поступают только сред-
ине классы крупности, крупные и мелкие классы направляются
и отвал. Выбор максимальных и минимальных размеров зерен,
поступающих в обогащение, зависит от крупности алмазов, содер-
жащихся в россыпи. Обычно максимальная крупность обогащаемых
зорен лежит в пределах 25—8 мм, а минимальная 2,5—0,5 мм
IG8, 69].
При обогащении средних классов отсадкой применяется предва-
рительная классификация по узкой шкале с модулем 2 или 3.
Обогащение в сепараторах с поступательным движением суспен-
1ПИ применяется для материала крупнее 1,8—3 мм. В суспензионных
циклонах может обогащаться материал крупностью до 0,8—0,5 лш.
Узкой классификации при обогащении в суспензиях не требуется,
например на одной центральной обогатительной фабрике
па обогащение в суспензиях поступает класс 25 (16)—2,8 мм.
Перед обогащением в суспензиях выделяется магнетит, так как он
затрудняет регенерацию ферросилиция, применяемого в качестве
утяжелителя.
Вследствие высокой ценности алмазов и сравнительно небольшой
разницы в плотности алмазов (3,5 г/см3) и пустой породы (2,7—
2,9 г/сл!3) наиболее перспективным для основного цикла обогащения
186
Выбор и расчет технологических схем
алмазоносных россыпей и пород является процесс разделения в сус-
пензиях. При этом типовая схема основного цикла включает следую-
щие операции: дезинтеграцию песков; классификацию на четыре
класса крупности с направлением первого (самого крупного) и чет-
вертого (самого мелкого) классов в отвал, как не содержащих алмазов;
а
о Промывка
В скруббер-tymape
\-16(-8)
Отсадка
+16(+8)
-------ЦСонцентрат Хвоста
Концентрация
Ц '1 г1
_____ \JJocrm
Промпродукт
Концентрат
В доводку
Хвосты
вотвал
Промывка в
______окру Обер - Оу таре
\6-0__\25-6
Отсадка Отсадка
Концен\ ХвостьК
трат ——;;
1 Пводрешетный
| концентрат
Концентрация
Концы- ХПромпро- хвосты
трат ^О!/кт
Концентрация "
трат
^Хвосты
+26
и J
Промпродукт [___
Концентрат Хвосты
,, Надрешет- i
ный концентрат Квасты
--------' в отвал
о доводку
Промывка
в скруббер-бутаре
\8-0
Грохочение
{г-о }в-2
Обогащение на *--------------•>
винтовом сепараторе
Концентрат ^Хвосты
Обогащение на вин-
товом сепараторе
Обогащений на вин-
товом сепараторе
*4«j-—'Концентрат I
Хвосты
Концентрация
I ЛХвосты
Оромпродукпд)
Концентрат
б доводку
+8
Хвоста
в отвал
S
6
Рис. 59. Типичные схемы обогащения россыпных руд, содержащих редкие металлы,
титановые циркониевые минералы:
а и б — схемы для крупнозернистых песков; в — схемы для тонкозернистых песков
обогащение второго класса крупности в сепараторах с поступа
тельным движением суспензии; обогащение третьего (более мелкого
класса в суспензионных циклонах; выделение суспензии из продуй
тов обогащения и ее регенерацию по обычной схеме.
Концентраты основного цикла обогащения поступают в доводку
В зависимости от минералогического состава и крупности черновое
концентрата при доводке применяются разные схемы обогащения
включающие процессы грохочения, магнитной и электрической села
рации, обогащения на жировых лентах и на жировых столах, обога
щения на люминесцентных автоматических и ручных сепараторах
Схемы обогащения вольфрамовых и оловянных коренных руд
187
§ И. Схемы обогащения вольфрамовых
и оловянных коренных руд
Вольфрамовые руды, содержащие шеелит, обогащаются флота-
luinii. Схемы обогащения руд, содержащих касситерит и вольфрамит
(иобнерит), имеют два цикла — основной, или рудный, и цикл
шнодки. В основном цикле удаляется в хвосты с помощью гравита-
ционных процессов основная масса пустой породы и получается
ннрповой концентрат. В концентрат извлекаются не только оловян-
ные и вольфрамовые минералы, но и другие минералы большой
П'Ютности—сульфиды, окислы железа, барит, гранат и др. Черновой
। 'нщснтрат направляется в цикл доводки, которую выгоднее произ-
водить на хорошо оборудованных центральных доводочных
|||ц| > риках.
При проектировании схемы обогащения для вольфрамитовых
и касситеритовых руд необходимо предусматривать мероприятия
но ограничению ошламования полезных минералов, чтобы уменьшить
..ери металла. Ограничение ошламования достигается: примене-
нием многостадиальных схем обогащения; применением для опера-
инн дробления и измельчения аппаратов, действующих преимуще-
। гнойно по принципу раздавливания, а не истирания, особенно
ори измельчении богатых продуктов; применением для поверочной
। шссификации при измельчении аппаратов, обеспечивающих высо-
кую эффективность процесса, т. е. преимущественно грохотов и гид-
«ннлических классификаторов; включением в циклы измельчения
шюраций обогащения для извлечения ценных минералов по мере их
игнобождения от сростков; тщательным обесшламливанием материала
перед операциями, в которых выделяются отвальные хвосты; выделе-
нном в операциях обогащения двух промпродуктов — богатого,
содержащего сростки и свободные зерна полезных минералов, и бед-
ною, содержащего только сростки, причем богатые промпродукты
lion вращаются в обогащение без дополнительного измельчения, а бед-
ные промпродукты доизмельчаются и поступают в последующую
। 1ндию обогащения; быстрым удалением концентрата из отсадочных
МИШИН. .
Для крупных классов при большой производительности обогати-
н'льной фабрики следует применять обогащение в суспензиях. Мел-
। не зернистые классы обогащаются отсадкой и концентрацией
ни конусных (струйных) сепараторах и столах.
Перспективной для вольфрамитовых и касситеритовых руд
ни 1яется схема обогащения зернистых продуктов гравитационными
методами, а шламов и промпродуктов — флотацией с целью выделе-
нии бедного концентрата для гидрометаллургии. Для тонковкра-
11.||онных вольфрамитовых руд представляет большой интерес фло-
нщионная схема обогащения с последующей гидрометаллургией
концентрата.
188
Выбор и расчет технологических схем
Для уменьшения ошламования при мелком дроблении й измели
чепии желательно эти операции производить в валках. Одши
на практике для измельчения руды и промпродуктов применяют' i
стержневые мельницы, как более производительные и падежи
’ТГработе. Так как переизмельчение в стержневых мельницах болыиг
чем в конусных дробилках мелкого дробления, то для ограничена
ошламования минералов следует по возможности большую чаги,
работы дробления производить в конусных дробилках и меныпуг
часть работы — в мельницах. Желательно, чтобы крупность дрон
леной руды в конусных дробилках совпадала с крупностью, при коt
ройобёспечйвается "выделение значительного количества отвал i
ных хвостов или части чернового концентрата.
Типовая схема основного цикла обогащения вольфрамовых и оло
вянных руд с неравномерной вкрапленностью полезных минерален
показана на рис. 60. Первичная концентрация классов — 2
+ 0,074 мм может производиться на конусных (струйных) сепара
торах, а перечистки концентратов — на столах.
Схема имеет четыре стадии обогащения при максимальной круп
ности питания 6; 2; 0,5 и 0,15 мм. IV стадия обогащения совмещели
со II стадией (разгрузка мельницы, измельчающей промпродукты
до 0,15 мм, объединяется с продуктом 2—0 мм, поступающим во II
стадию обогащения). Хвосты выделяются из классов не круппоц
0,5 мм.
Доизмельчение промпродуктов до 0,5 и до 0,15 мм производится
в стержневых мельницах, работающих в замкнутых циклах с гидра
влическим классификатором и обогатительным аппаратом (отсадоч
ной машиной, концентрационным столом).
Включение операции обогащения в замкнутый цикл мельница
классификатор ограничивает ошламование и обеспечивает наиболее
полную реализацию принципа «не дробить ничего лишнего».
При ином характере вкрапленности типовая схема изменяется
в следующих нащэавлёнияХТТпри отсутствии крупных выделении
полезных минералов отсадка класса 6—2 мм может быть исключена,
при крупной вкрапленности может быть исключено доизмельчение
промпродуктов до 0,15 мм.
Для лучшего обесшламливания материал 2—0 мм перед гидра
влической классификацией может подвергаться предварительной
механической классификации.
На обогатительных фабриках малой производительности числе
классов гидравлической классификации может быть уменьшено
до трех7^Крбмё~того, схему можно упростить совмещением некото
рых "операций, например гидравлической классификации перво ii
и второй стадий с одновременным совмещением операций обога
щения.
Схема обогащения шламов основного цикла обогащения воль
фрамовых и оловянных руд показана на рис. 61.
Шламы 8 о Погашение на шлюзах
Рис. 60. Типовая схема основного цикла обогащения коренных вольфрамовых и оловянных руд с неравно-
мерной вкрапленностью полезных минералов (обогащение зернистой части)
Расчет количественных схем при обогащении
191
Класс мельче 0,013 мм в обогащение не поступает. Вторая пере-
пи пса концентрата для всех классов крупности производится на
। мп итерационных столах , остальные операции обогащения произ-
। । pi тся_ на автоматических шлюзах.
При малой производительности обогатительной фабрики или
пипсом содержании полезных металлов в шламах схема может
in.) 11. упрощена: уменьшением числа очисток хвостов тонкой фрак-
ции; направлением в отвал фракции —0,018 мм вместо фракции
0,013 мм; уменьшением числа поступающих в обогащение фракций
к> двух, например в обогащение можно направить фракции круп-
ностью 0,074—0,036 и 0,036—0,018 мм. Целесообразность упрощения
। комы должна быть подтверждена экономическими расчетами.
IКламы при простом составе пустой породы можно также обраба-
1ыпнть флотацией. Применяемые для этого схемы включают опера-
ции сгущения или обесшламливания исходного продукта, основную
<|>нотацию, две или три перечистки концентрата, одну или две кон-
। рольные флотации. Если в шламах имеются сульфиды, то они пред-
варительно флотируются в отдельном цикле. Из хвостов оловянной
Флотации касситерит иногда дополнительно извлекают на шлюзах.
Водный флотационный концентрат также иногда перечищается
ни шлюзе или на шламовом концентрационном столе. Полученные
при флотации некондиционные вольфрамитовые концентраты могут
перерабатываться гидрометаллургией (автоклавным процессом).
Черновые концентраты основного цикла обогащения поступают
и доводку? Прйдоводке применяются флотогравитация, пенная "флбтю-
п,ня, магнитная и электрическая сепарация, обжиг, гидрометаллур-
гия. Выбор схемы доводки определяется крупностью и минералоги-
ческим составом черновых концентратов.
§ 12. Расчет количественных схем при обогащении
гравитационными и магнитными процессами
Методы расчета количественных схем обогащения руд гравита-
ционными и магнитными процессами аналогичны расчету схем фло-
тации (см. главу IV, § 7).
Для устойчивого протекания гравитационных процессов в неко-
торых случаях требуется получение определенного выхода пром-
продукта, тогда этот показатель наряду с показателями извлечения
п содержания, необходимо включать в число исходных показателей
при расчете схемы.
Расчет схемы обогащения каменных углей несколько отличается
от расчета схемы обогащения руд. Это различие заключается в сле-
г—дующем. Расчеты схемы обогащения руд ведутся на основе предвари-
тельных испытаний по обогащению сырья, проведенных в аппаратах
тех же типов, которые будут установлены на проектируемой обо-
гатительной фабрике. Поэтому численные значения исходных
192
Выбор и расчет технологических схем
показателей можно брать такими, которые получились при йены
таниях. Расчет схемы обогащения углей ведется на основании лабо
раторных опытов расслоения проб углей в тяжелых жидкостях
Практические показатели обогащения углей не будут совпада’п
с полученными при опытах расслоения, поэтому возникает необха
димость перехода от лабораторных, или «теоретических», показателен
к практическим*.
При обогащении руд процессы ошламования минералов в опера
днях транспортирования и обогащения не имеют существенного
значения и ггрирасчете схемы не принимаются во внимание.
рн обогащении углей происходит значительное ошламованш-
их, которое необходимо учитывать при расчете количественной схемы.
Исходными материалами при расчете схемы обогащения углей
являются: ситовые анализы угля и зольность отдельных его классов
крупности; результаты опытов расслоения классов угля в тяжелых
жидкостях; результаты опытов флотации шламов; практические
данные, характеризующие ошламование угля в операциях транс
портирования, грохочения, обогащения и обезвоживания; практиче
ские данные, характеризующие эффективность грохочения, потери
твердого в фугатах, фильтратах, в сливах сгустителей и в газах
сушильных печей.
Расчет практических результатов обогащения на основании теоре-
тических результатов может быть сделан двумя методами — по по-
казателям извлечения отдельных фракций угля в продукты обога-
щения и по показателям содержания легкой, промпродуктовой и по-
родной фракций в продуктах обогащения. При первом методе рас-
чета в качестве исходных показателей служат показатели извлече-
ния, а при втором методе — показатели содержания. Первый метод
является более точным, поскольку показатели извлечения всегда
более стабильны, чем показатели содержания.
Расчет схемы обогащения углей производится на основании сле-
дующих допущений: количество дополнительно образовавшихся
вторичных шламов принимается равным количеству первичных шла-
мов в рядовом угле [81]; шламы крупностью <0,5 мм при отсадке
полностью переходят в концентрат (основная масса попавших в кон-
центрат шламов удаляется при последующих операциях обезвожи-
вания концентрата на грохотах); характеристика крупности зерни-
стой части продуктов обогащения не отличается от характеристики
крупности зернистой части поступающего в отсадку угля; все зерни-
стые классы, т. е. классы крупнее 0,5 мм, шламуются в одинаковой
степени; процессы ошламования происходят при отсадке и в пред-
шествующих отсадке операциях.
При расчете схемы обогащения руд в суспензиях следует исходить
из следующих положений:
* Метод пересчета показателей см. главу II, § 2.
Вода55м3
110/2,0;0
Грохочение 03мм
-з\+о~ ^ло\*з
to; 52,2/о
На обогащение
другими методам и
100/9,8,0
Сухой, ферросилиций 0,05т
ЮО; 136,6 ; 929
200 ; А = 2,8
О; 131,8; 929
195,2; А =2,85 Обогащение в суспензии А =2,8
Вода 30м3
30; 112,6; 350
165;А=2,8
Грохочение 02мм
О;1О9,5;39О0 Суспензия 0; f6,8;51,7
/60,5/2=2,8
30;3,1;9,5
0,5; 2=2,8
30;33,1;9,5
/грохочение 02мм
0,3;31,2;9,09 "
I 29,7;1,9/0,01
Легкий
продукт
70; 29; 79
, 35; А =2,8
Грохочение 0 2мм
2Ч,5;А=2,8
О; 126,3; 392,2
/85; л =2,8
Разжиженная
суспензия
Намагничивание
1,0; 197,7; 31,77
70; 7,2; 22,3
10,5; л =2,8
Вода 70 м3
" 70; 77,2/22,3
Грохочение02мм
0,7; 73,0 ;Z2,28
1,0;109,2;31,77
Сгущение
Вода1бм3^ \1,0;09,0;3l"77
х Магнитная
Ч, сепарация
Магнитный
продукт
Магнитная
сепарация
'Магнитный
продукт
I о;98,7;о
Слив(оборотная
вода)
69,3;Ч,2/О,О2
Тяжелый
продукт
0;09,0;31,75
Уплотнение суспензии
0/93,5/0
1,0; 16,0; 0,02
О; 5,5; 31,75
Немагнитный продукт
на обогащение другими
методами
Рис. 62. Примерная количественная и шламовая схема обогащения руды в тяжелой
суспензии
Обозначения в числителе: руда т\ вода, л»3; утяжелитель т\ в знаменателе: объем
суспензии в продукте, №", А — плотность суспензии, г/см3.
Пунктиром показано, что часть кондиционной по плотности суспензии может
направляться в регенерацию для очистки От шламов.
13 Заказ 1075
494
Выбор и расчет технологических схем
количество циркулирующей суспензии в зависимости от типа
сепаратора колеблется от 1,5 до 4—5 лг3 (в среднем 2—3 м3) на 1 т '
обогащаемого материала;
расход утяжелителя при обогащении 0,2—0,5 кг!т\
объем неразбавленной суспензии в верхних классах первых дре-1
важных грохотов составляет 35—45% объема (в плотной массе)!
дренируемого материала;
количество суспензии, удаляемой из сепаратора с тяжелым про-
дуктом, зависит от способа его разгрузки (примерно 0,5 № на ! m
продукта);
расход воды на 1 т твердого в питании операций; на отмывку
шламов перед обогащением в суспензиях 0,5—1,2 л€3/ттг, на отмывку
утяжелителя от продуктов обогащения 1,0—1,2л13/т при регенера-
ции магнетитовых и ферросилициевых суспензий магнитной cenapa-j
цией 0,5—1,0,н3/т твердого;
объем разбавленной суспензии составляет около 1 м3/пг исход-
ного материала.
Нормативные показатели для обогащения в магнетитовой суспен-
зии каменных углей даны в приложении 22.
Содержание утяжелителя в суспензии рассчитывается по формуле
6 (А —1)
Р Д(6-1)’
где р — весовое содержание утяжелителя в суспензии в долях еди-1
пицы;
б — плотность утяжелителя, г/см3',
А — плотность суспензии, г/см3',
1 — плотность воды, г/см3.
Примерная количественная и шламовая схема обогащения 100 т
руды в тяжелой суспензии приведена на рис. 62. Плотность суспен-1
зии принята 2,8 г/см3, утяжелителя (ферросилиция) — 6,7 г/см3. 1
§ 13. Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
Целью проектирования шламовой схемы является: обеспечение t
оптимальных отношений Ж:Тв операциях схемы; определение коли-
чества воды, добавляемой в операции или, наоборот, выделяемой
из продуктов при операциях обезвоживания; определение отношо-|
ний Ж : Т в продуктах схемы; определение объемов пульпы для!
всех продуктов и операций схемы; определение общей потребности
воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде, j
Принятые обозначения:
Rn — весовое отношение жидкого к твердому в операции или в про-
дукте, численно равное отношению м3 воды/1 т твердого;
Wn — количество воды в операции или в продукте, м3 в единицу
времени;
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
195
/ „ - количество воды, добавляемой в операцию или к продукту,
Л13 в единицу времени;
Л'„ - влажность продукта в долях единицы;
Л„ — плотность твердого в продукте, т/м3;
1„ — объем пульпы в продукте, м3 в единицу времени;
/„ — удельный расход свежей воды, добавляемой в отдельные
операции, м3/т твердого.
Основные соотношения:
(101)
«.-Д; <102>
с Лп W„
п i+nn-Qn+wn;
V^Wn+^S,Q.+^-
Гп-а(й,+А).
(103)
(104)
Исходные показатели для расчета шламовой схемы
Для получения высоких показателей обогащения каждую опера-
цию обработки продукта необходимо проводить при оптимальном
>ч ношении Ж : Т, т. е. при оптимальном значении R. Эти значения
устанавливаются по данным испытаний обогатимости исходного
। ырья и учета опыта действующих обогатительных фабрик. Устано-
илоппые значения R являются исходными показателями для расчета
шламовой схемы. Они относятся к первой группе исходных пока-
иптелей.
Так как разжижение любого продукта можно изменять путем
цобпвки к нему или, наоборот, выделения из него воды, то отсюда
। юдует принципиальная возможность создания оптимальных раз-
। имений во всех операциях обогащения. Однако если увеличение
шпчопия R легко достигается добавкой воды, то уменьшение его
। рсбуст операций обезвоживания, громоздких в конструктивном
"формлении. Поэтому операции обезвоживания продуктов следует
пподить в схему в тех случаях, когда они существенно необходимы
। in повышения технологических показателей.
Во многих операциях обработки не имеется возможности регули-
pmiOTb влажность некоторых продуктов, выходящих из этих опера-
ции. Так, например, при механической классификации нельзя про-
ГП.1МИ способами регулировать влажность песков. В операциях
ф штации при заданных выходе, качестве концентрата и реагентном
|иш|име нельзя в широких пределах регулировать влажность
196
Выбор и расчет технологических схем
Таблица
Ориентировочные весовые содержания твердого в некоторых операциях
и продуктах обогащения
Содержание твердого, %
Наименование операций и продуктов
в питании
операции
в продуктах
Измельчение в стержневых и шаровых мельницах
Слив классификаторов при измельчении до:
0,3 мм ............... ....
0,2 » ................................
0,15 » ................................
0,10 » ................................
Пески реечных классификаторов...............
Пески спиральных классификаторов............
Пески гидроциклонов ........................
Основная флотация первой стадии при двухстади-
альных схемах...............................
Основная флотация при одностадиальных схемах и
основная флотация второй стадии:
для руд.....................................
То же, для углей ........................, .
Перечистка концентратов флотации ....... .
Концентраты основной флотации...............
Концентраты контрольной флотации ...........
Концентраты перечистных операций флотации . .
Отсадка Каменных углей......................
Отсадка руд.................................
Продукты отсадки, выдаваемые обезвоживающими
элеваторами:
крупные ....................................
мелкие зернистые .......................
Продукты отсадки, выдаваемые через краны, на-
садки и порог ..............................
Концентрация на столах......................
Тяжелые продукты со столов..................
Промежуточные продукты со столов............
Концентрация на винтовых сепараторах........
Концентрация на струйных и конусных сепарато-
рах ........................................
Гидравлическая классификация................
Песковые фракции гидравлической классификации
Мытые продукты наклонных корытных моек . . .
Сгущенные продукты сгустителей при сгущении
рудных концентратов перед фильтрованием . . .
То же, при сгущении угольных шламов.........
Фильтрование флотационных угольных концентра-
тов без предварительного сгущения ..........
Фильтрование угольных шламов после сгущения
Центрифугирование мелкого угольного концентра-
та .........................................
Обезвоживание в бункерах крупного угольного кон-
центрата ...................................
То же, породы углеобогатительных фабрик ....
65—80
30—50
20—35
17—25
15—30
30—40
40—50
25—35
25—35
45—55
30—50
30—40
25—35
85—82
93—91
70—82
28—50
25-45
20-35
15—30
75—85
80—85
60—70
25—45
25—35
30—50
80—90
75—85
30-50
40—60
30-45
20—50
90-85
50—70
25-35
82—76
80—76
93-91
93—95
84—89
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
197
в..щитрата. То же самое можно сказать в отношении операций кон-
центрации на столах, отсадки, промывки, магнитной сепарации.
Но всех перечисленных операциях обогащения изменения разжиже-
... в поступающем в обработку продукте практически не будут
наменять влажности получаемых концентратов, но будут значительно
нлпять на влажность хвостов. Из приведенных примеров видно, что
чисть продуктов, выходящих из операции обогащения, будет иметь
относительно постоянную или колеблющуюся в узких пределах для
заданных условий влажность. Значения В для таких продуктов
(•оставляют вторую группу исходных показателей для расчета шла-
мовой схемы.
Для успешного осуществления некоторых технологических опера-
ций необходимо не только обеспечить оптимальное отношение Ж : Т
в питании, но и подавать в операцию определенное количество
дополнительной воды (например, при отсадке, концентрации на сто-
лах, промывке, гидравлической классификации и др.). Нормы рас-
хода дополнительной воды на 1 т обрабатываемого продукта
я вляются также исходными показателями при расчете схемы и соста-
вляют третью группу исходных показателей.
Оптимальные отношения Ж : Т в операциях и продуктах, а также
расход дополнительной воды колеблются в широких пределах в зави-
симости от свойств обрабатываемого материала и требований,
предъявляемых к продуктам обработки. Поэтому исходные
показатели должны устанавливаться на основании результатов
исследовательских работ и по практическим данным обогати-
тельных фабрик, обрабатывающих близкое по составу сырье. Для
ориентировочных расчетов можно пользоваться данными табл. 28
и 29.
При пользовании таблицами необходимо учитывать: для материа-
лов высокой плотности содержание твердого в питании и в продук-
~тах операций должно быть выше, чем для материалов низкой плот-
ности; длвь.крупных и зернистых материалов содержание твердого
в цитации и продуктах в большинстве случаев должно быть bi.iiце.,
чем для мелких и шламистых; при флотации богатых продуктов
с~“легкофлотирующимся минералом содержание твердого в пенных
продуктах будет выше, чем при обратных условиях; расход свежей
воды при отсадке и гидравлической классификации для крупного
материала больше, чем для мелкого; расход воды при промывке
зависит от промывистости руды.
Порядок расчета шламовой схемы
1. Устанавливают численные значения исходных показателей.
2. Составляют вспомогательную таблицу, куда записываются вес
продуктов по данным расчета количественной схемы и исходные
показатели для расчета.
198
Выбор и расчет технологических схем
Таблица 29
Ориентировочные нормы добавки воды в оцерациях обработки
(дополнительно к воде, поступающей с питанием)
Наименование операций
Расход воды на 1 т
твердого,
Отсадка крупных классов угля, +12(8) мм .......
Отсадка мелких классов угля, —12(8) мм............
Отсадка неклассифицированного угля, 100—0 мм ....
Отсадка руд в отсадочных машинах с подвижным реше-
том ..............................................
Отсадка руд в диафрагмовых отсадочных машинах . . .
Отсадка руд в поршневых отсадочных машинах........
Концентрация руд на столах........................
Промывка руд в наклонных корытных мойках..........
Промывка руд в скрубберах.....................
Промывка руд в горизонтальных корытных мойках . . .
Промывка руд в бутарах............................
Гидравлическая классификация с получением трех ниж-
них классов.......................................
Мокрое грохочение и обесшламливание на грохотах . .
Обмывка при обезвоживании на грохотах:
угольных концентратов.........................
угольных шламов...............................
Смывка флотационных концентратов по желобам ....
Отмывка шламов перед обогащением в суспензиях:
РУДЫ .........................................
угля .........................................
Отмывка суспензии от продуктов обогащения:
РУДЫ...........................................
угля...........................................
Общий расход воды:
флотационные и мокрые магнитообогатительные
фабрики ......................................
углеобогатительные фабрики, применяющие отсадку
углеобогатительные фабрики с обогащением в тя-
желых суспензиях .............................
промывочные фабрики ..........................
3,5-4,5
3,0—3,5
3,0—4,0
3,0-4,0
3,5-5,0
6,0—8,0
1,5-2,5
3,0-6,0
1,0-2,0
1,0—2.0
4.0—10,0
0,5-1,5
1,0-2,5
0,30—0,50
1,0
0,5—1,5
0,5-1,2
0,4—0,8
1—1,2
0,8-1,2
3-6
6-8
1,2—2,0
4—8
3- По формуле Wn = RnQn подсчитывают и записывают во вспо-
могательную таблицу количество воды для тех продуктов и операций,
для которых известны по исходным показателям значения R.
4. По уравнениям баланса определяют количество воды,
добавляемое в отдельные операции или в отдельные продукты,
и одновременно подсчитывают количество воды во всех продуктах
схемы.
5. По формуле (101) подсчитывают значения 7?„.
6. По формуле (104) подсчитывают объемы пульпы для всех
продуктов и операций.
7. Результаты расчета шламовой схемы оформляют в виде таблицы
и графика.
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
199
8. Составляют баланс воды по обогатительной фабрике, опреде-
1Иют общий расход воды и удельный ее расход на 1 т обогащаемого
полезного ископаемого.
Пример расчета шламовой схемы
Рассчитать шламовую схему для операций тонкого измельчения, флотации
и обезвоживания (рис. 63). Вес отдельных продуктов известен из расчета коли-
чественной схемы.
Li-БЫ)
1
Измельчение})^_____________J
Классификация _____
------ l_J
Классификация^ JIecku
7 " \ Z1 ’
Измельче-
HUE
71 .
------------ш
9t_JПески
\ \w
'= \ Основная флотация
| \_____^1// Концентрат Просты
I \ 1-япеКечистка'^
’ флотация
^Концентрат
£-я перечистка_____
Ж Концентрат , 1 7хвост
,20
19
--V
—ш
— —УШ
-УШ
Сгущение
^Хвосты
—IX
СлиВ ФильтреБание
р
Фильтрат Концентрат
Рис. 63. К расчету шламовой схемы
---X
1. Устанавливаем численные значения исходных показателей по отчетам об
исследовательских работах и по данным обогатительных фабрик, перерабаты-
вающих аналогичное сырье (табл. 30).
Таблица 30
Исходные показатели для расчета шламовой схемы
I группа. Оптимальные значения R, которые необходимо обеспечить И группа. Нерегулируемые значении д III г р у п п а. Нормы расхода свежей воды в отдельных операциях
•< < ч н< II II II II II Ы О N О OOrfs СП СП CU Ьв йзЙ < 3° ЕИ йЯЗ II II II II II о № 4S о ооо © нь. СО НО О СЧ СО ЬО o' o' o' <м II II II II г-i И5 СО «Ч cqoqcc;^ О.1Л О, СЧтч СО II II II S й й cc^cq Для транспорта концен- трата в сгуститель Zi?= = 1,5 м^/т, тогда /?ix = = Я17+*17=1,5 + 1,5= = 3,0 мЗ/т
200
Выбор и расчет технологических схем
2,3. Составляем вспомогательную таблицу, куда записываем вес твердого
в отдельных продуктах и операциях, найденный при расчете количественной
схемы, исходные показатели для расчета шламовой схемы и значения lVn,
подсчитанные для продуктов и операций с известными значениями Вп по фор
муле Wn = RnQn (табл. 31).
Таблица 31
Вспомогательная таблица для расчета шламовой схемы
№ операции и про- дукта т/сутки А wn’ ms 1 сутки № операции и про- дукта т/сутки А Wn’ ms /сутки
1 2000 0,03 60 13 600
2 4000 — — VI 600 4,0 2400
I 4000 0,3 1200 14 400 2,0 800
3 4000 0,3 1200 15 200 — —
II 4000 — — VIII 400 4 1600
4 2000 1,5 3000 16 300 1,5 450
5 2000 0,25 500 17 100 — —
6 6000 — — VII 1900 2,8 5320
III 6000 — — 18 200 3,0 600
7 2000 2,5 5000 19 1700 — —
8 4000 0,3 1200 20 400 — —
IV 4000 0,4 1600 IX 300 3,0 900
9 4000 0,4 1600 21 0 — —
10 2400 — .— 22 300 1,0 300
V 2400 2,8 6720 X 300 1,0 300
И 500 2,5 1250 23 0 — —
12 1900 — — 24 300 0,11 33
4. Определяем количества воды, добавляемой в отдельные операции, и коли-
чества воды в отдельных продуктах.
Определяем Lx (яб уравнению баланса воды для операции I):
W1+W5 + L1=Wi; £i==17j —17г—175 = 1200 — 60 — 500 = 640 мЗ/сутки.
Последующие расчеты L и W производим аналогичным
образом:
= Ич + W& — Ws = 3000 + 500 —1200 = 2300 м3/сутки;
Ап = 17т+We—Ws — Wt= 5000+1200—1600 — 3000=1600 м3/сутки;
Av = 17IV—178 = 1600—1200 = 400 мЗ/сутки.
Дальнейшие расчеты ведем с конца схемы обогащения:
Lviu = T7VIn —1714 = 1600 — 800 = 800 мЗ/сутки;
17i7=17VIII —1716= 1600 — 450 = 1150 мЗ/сутки;
ЬVi = I7VI — 17ц—1716 = 2400—1250—1150 = 0 яЗ/сутки;
17i5 = 17VI —1714= 2400 — 800=1600 мЗ/сутки;
172о= 1715-|-1718 = 1600-{-600 = 2200 мЗ/сутки;
Lv = Wv-W-г— I720 = 6720— 5000 — 2200 = —480 м3/сутки.
Проектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды
201
Значение Lv получилось отрицательным. Это показывает, что воду нужно
in: добавлять, а, наоборот, удалять, т. е., чтобы обеспечить заданное оптималь-
ное значение Rv необходимо ввести операцию сгущения. Учитывая, что избыток
поды составляет лишь незначительную часть от оптимального ее количества
и операции V, от сгущения питания основной флотации отказываемся. Тогда:
Zv = 0; +v =+7+ +20=5000 +2200 = 7200 -м3/сутки
„ Wv 7200 .
7?v = C7==2400 = 3’° (ВМеСТ° 2’8);
W12 = +v — Wu = 7200 —1250 = 5950 м3/сутки-,
LVII = WVII — +12 = 5320 — 5950 = —630 лЗ/сутки.
В контрольной флотации опять имеется небольшой избыток воды, и для
достижения оптимального значения Пуц необходимо хвосты основной флотации
подвергнуть сгущению. Но вследствие небольшого избытка воды операцию
сгущения хвостов не производим.
Тогда:
Zvn=0; Wyn = +12 — 5950 МЗ/сутки;
л«1=^=йГз=3-13 <вмест0 2’8);
+19 = + vii—+и = 5950 — 600 = 5350 мЗ/сутки;
Tie = Zie<2ie = 1,5 • 300 = 450 л8/сутки;
+21= +ix_+22 = 900 —300 = 600 мЗ/сутки;
+гз = +22 — +24=300—33 = 267 м/Всутки.
5,6. Подсчитываем значения Rn по формуле (101) и объем пульпы по фор-
муле (104).
Для определения объема пульпы необходимо кроме Qn и Rn знать еще
плотности продуктов 6П, которые при операциях обогащения изменяются.
По так как объем твердого обычно невелик по сравнению с объемом пульпы,
то при определении Vn с достаточной степенью точности можно принимать
плотность твердого постоянной. Принимаем плотность продуктов равной 3 г/смя.
Относительная ошибка в определении объема пульпы из-за неправильной
плотности твердого равна
V ~ (д + Дб) (7?6 + 1) ’ ' '
где 6 — истинная плотность твердого;
Д6 — разница между принятой и истинной плотностью твердого;
R — отношение Ж : Т в продукте.
Еслп 6=3 г/см3; Д6 = 1 г/см3 и Я = 3, то:
ДУ 1 1
(3 + 1НЗ++1) = 40 ’ ИЛН 2’5%’
т. е. при ошибке в плотности твердого на 33% ошибка в определении объема
пульпы равна всего лишь 2,5%.
Если R = 1, то ошибка будет больше:
ДУ 1 1
-у—(3+1)(1-3+Г)- или6’2%-
202
Выбор и расчет технологических схем
7. Оформляем результаты расчета шламовой схемы в виде таблицы по
форме, аналогичной применяемой для количественной схемы. Для примори
"в табл. 32 приводим запись шламовой схемы для операции основной флотации.
Таблица 3‘*
Пример записи шламовой схемы
№ продукта и опера- ции Наименование операций и продукта <2, тп / сутки я W, м9/сутки —. V, № {сутки
V 7 Основная флотация Поступает: слив классификатора . . . 2000 2,5 5000 5667
20 объединенный промпро- дукт 400 5,5 2200 2333
свежая вода — — 0 0
10 Итого . . . 2400 3,0 7200 8000
И Выходит: концентрат 500 2,5 1250 1417
12 хвосты 1900 3,13 5950 6583
10 Итого . . . 2400 3,0 7200 8000
Также записываются и все другие операции.
Графическое изображение шламовой схемы, так же как и количественной
схемы, может быть произведено двумя способами:
аналогично рис. 41, но с заменой Qn на F„;
аналогично рис. 42 на схеме наносятся значения Rn, Wn, Ln и Vn.
Баланс воды
Шламовая схема дает возможность составить баланс общей
и свежей воды по обогатительной фабрике. Суммарное количество
воды, поступающее в процесс, должно равняться суммарному коли-
честву воды, уходящему из процесса с конечными продуктами.
Поэтому баланс общей воды выразится равенством
(Ю6)
где Wt — количество воды, поступающее с исходным сырьем;
2^ — суммарное количество воды, добавляемой в процесс;
2 WK — суммарное количество воды, уходящее из процесса с конеч-
ными продуктами.
Для рассчитанной шламовой схемы баланс общей воды приведен
в табл. 33.
Из уравнения (106) следует, что расход общей воды на обогати-
тельной фабрике будет
(107)
IIроектирование и расчет шламовой схемы, баланс воды 203
Таблица 33
Баланс общей воды на фабрике (к примеру расчета)
Поступает- воды в процесс ма/сутки Уходит воды из процесса ма /сутки
I: ИСХОДНОЙ РУДОЙ 1Р1 .... 60 С хвостами Wig 5350
II измельчение I приема 640 В сливе сгустителя W^l- 600
II классификацию I приема В фильтрате Ж2з 267
2300 С концентратом ... 33
П классификацию П приема
1'Ш 1600
II измельчение 11 приема LIV 400 Всего уходит У WK . . 6250
Но 2-ю перечистку концен-
трата •••••••• 800
11 окончательный концентрат
1'16 • 450
Всего поступает У £ 6250
Для нашего случая
££ = 6250 — 60 = 6190 м*/сутки.
Если на обогатительной фабрике используется оборотная вода,
то расход свежей воды будет равен разности между расходом общей
поды и количеством оборотной воды
(Ю8)
где LCB — расход свежей воды;
У, Wo6 — суммарное количество оборотной воды.
Остальные значения букв — прежние.
Для рассматриваемого примера, при условии использования
слива сгустителя (продукт 21) и фильтрата (продукт 23), расход
свежей воды будет
LCB = %WK - Wj - (W21 + И^) = 6250 - 60 - (600 + 267) =
e=5323 м3/сутки.
Все приведенные выше подсчеты относятся к воде, потребляемой
для технологических целей. Чтобы определить общую потребность
воды для обогатительной фабрики, необходимо учесть еще расход
ее на смыв полов, промывку аппаратов (в случае их остановки)-
и на другие нужды. Обычно при проектировании принимают, что
общее потребление воды фабрикой на 10—15% превышает потребле-
ние воды для технологических целей.
ГЛАВА V
ВЫБОР И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ
РАСЧЕТ ОСНОВНОГО
ОБОГАТИТЕЛЬНОГО
ОБОРУДОВАНИЯ
§ 1. Общие принципы выбора и технологического расчета
оборудования
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 произво-
дится, так как эти данные берутся из каталогов заводов-изготови-
телей. Исключением является транспортное оборудование, где рас-
ход 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-зкономического сравнения отдельных типов аппа-
ратов. Решающую роль в вопросе о выборе типа аппарата играет
учет накопленных практических данных по эксплуатации подобных
аппаратов, работающих в условиях, аналогичных условиям проекти-
руемой обогатительной фабрики.
Производительность обогатительных дппара^рв зависит от мно-
гих причин. Применяемые для технологического расчета некоторых
аппаратов теоретические формулы исходят из идеализированных
условий их работы и учитывают только главнейшие причины, влия-
ющие на конечный результат. Поэтому теоретические формулы
являются приближенными, а получаемые по этим формулам резуль-
таты могут расходиться с данными практики. Иэ этого не следует
делать вывод о бесполезности теоретических формул. Большая
ценность последних заключается в том, что они указывают, от
•каких основных условий зависит конечный результат и как влияют
отдельные условия на работу аппарата. Теоретические формулы
позволяют также вводить обоснованные поправки при определе-
нии производительности аппаратов, работающих в разных усло-
виях.
Общие принципы выбора и технологического расчета оборудования 205
Для определения производительности обогатительного оборудо-
вания применяются следующие методы.
Определение производительности по тео-
ретическим формулам. К числу аппаратов, производи-
n'jn.HOCTb которых приближенно может быть определена по теорети-
н’гним формулам, относятся: щековые и конусные дробилки, глад-
1410 валки (работающие при свободном питании), гидравлические
классификаторы, сгустители и отстойники при поступлении в них
((избавленных пульп, гидросепараторы, гидроциклоны, осадительные
центрифуги, циклоны.
Перечисленные аппараты подразделяются на две группы. К пер-
iinii группе относятся дробильные машины, для которых объем и вес
цюбленого продукта поддаются теоретическому определению, а ко вто-
рой группе — классифицирующие машины с упорядоченным движе-
нием пульпы, расчет которых основан на теории движения твердых
||‘л в воде или в воздухе под действием силы тяжести и силы инерции.
Определение производительности по эм-
пирическим формулам производится для гирационных,
инерционных и колосниковых грохотов, спиральных классификато-
ров и некоторых других аппаратов. Эмпирические формулы, так же
кпк и теоретические, показывают зависимость производительности
от наиболее важных свойств обрабатываемого материала и условий
работы аппарата. В отличие от теоретических, эмпирические формулы
можно применять лишь в диапазоне тех условий, для которых спра-
ведливость этих формул проверена опытным путем.
Определение производительности по нор-
мам удельной нагрузки на единицу объема,
площади или длины аппарата. Допустимая норма
удельной нагрузки устанавливается при предварительных испыта-
ниях аппарата. Чаще в процессе испытаний определяется не абсолют-
ная норма удельной нагрузки, а относительный коэффициент произ-
водительности, показывающий, во сколько раз производительность
аппарата при обработке исследуемого материала больше или меньше
производительности того же аппарата при обработке эталонного
материала. В качестве эталонного материала может быть выбран
любой материал, для которого нормы удельной производительности
известны по данным практики. Относительный коэффициент произво-
дительности можно определить лабораторными испытаниями иссле-
дуемого и эталонного материалов.
Определение производительности по нор-
мам удельного расхода энергии. Сущность этого
метода заключается в том, что предварительно устанавливается норма
удельного расхода энергии на единицу веса или объема обрабатыва-
емого материала. Частное от деления потребляемой аппаратом мощ-
ности на норму удельного расхода энергии будет равно производи-
тельности аппарата. Для определения нормы удельного расхода
206 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовано ч
анергии применяют такой же способ, что и для определения нормы
удельной нагрузки, т. е. за основу принимают известный из практики
удельный расход энергии для эталонного материала, который умни
жают на относительный коэффициент расхода энергии, устанавлн
ваемый сравнительными испытаниями эталонного и исследуемого
материалов.
Определение производительности по вре-
мени пребывания обрабатываемого матери
ала в аппарате. Для успешного протекания некоторых
процессов требуется определенная продолжительность обработки
материала. - Полезный объем аппаратов зтой группы определяете)!
умножением требуемой в единицу времени объемной производитель
ности (по питанию) на необходимую продолжительность обработки.
Продолжительность обработки материала для отдельных операций
устанавливается предварительными исследовательскими работами.
Определение производительности аппа-
ратов как транспортирующих устройств. При
непрерывном процессе производительность оборудования должна
рассматриваться с двух точек зрения: как аппаратов, осуществля-
ющих определенный технологический процесс и как транспортиру-
ющих устройств. Например, при дроблении в щековой дробилке
крупнокусковой, очень прочной руды производительность будет
лимитироваться мощностью установленного электродвигателя, а при
дроблении мелкокусковой, хрупкой или мягкой руды производи-
тельность будет лимитироваться транспортирующей способностью
дробилки, т. е. количеством материала, которое может разгружаться
из рабочей зоны за периоды холостого хода щеки. Из двух значений
производительности следует выбрать наименьшее.
Определениё производительности по дан-
ным каталогов и справочников. Производительность
некоторых аппаратов, например зубчатых дробильных валков,
концентрационных столов, берется по каталогам заводов-изготови-
телей или по справочникам. Производительность щековых и конус-
ных дробилок также обычно берется по каталогам с введением
поправок на плотность дробимого материала и ширину разгрузочной
щели дробилки.
Необходимое к установке число аппаратов зависит от выбранного
размера оборудования. Применение аппаратов малого размера тре-
бует увеличенной площади здания, затрудняет их обслуживание
и ремонт. С другой стороны, установка аппаратов больших размеров
вызывает увеличение высоты помещений, увеличение грузоподъем-
ности кранов и приводит к относительно большим потерям произво-
дительности при остановке одного аппарата. Поэтому для каждой
проектируемой обогатительной фабрики необходимо определить опти-
мальный размер устанавливаемого оборудования. В некоторых слу-
чаях выбор размера аппарата определяется лишь техническими
Выбор и расчет оборудования для дробления
207
условиями. Например, если выбранная по размеру куска щековая
дробилка имеет избыточную производительность, то все другие ва-
рианты отпадают, так как установка дробилок меньшего размера
невозможна.
Если по техническим условиям возможна установка как круп-
ного, так и более мелкого оборудования, то выбор размера аппаратов
производится путем техиико-зкономического сравнения нескольких
ивриантов по основным показателям — весу и стоимости оборудова-
ния, установочной мощности, потребной площади здания.
В качестве общего положения необходимо иметь в виду следу-
ющее: если расчетное число однотипных аппаратов для какой-либо
операции получается больше 4—6, то переход на увеличенный раз-
мер аппарата будет выгодным (из этого положения нельзя делать
обратного вывода).
При определении количества устанавливаемых аппаратов должно
учитываться запасное оборудование.
Число запасных дробилок и грохотов зависит от продолжитель-
ности работы цеха дробления в сутки, емкости приемных и промежу-
точных бункеров. Для первого приема дробления обычно запасные
дробилки не устанавливаются. Во втором и третьем приемах дробле-
ния на 2—3 работающие дробилки устанавливается одна запасная
и на 3—4 работающих грохота — один запасной. Запасные аппараты
для операций измельчения, обогащения и сгущения не устанавли-
ваются. Необходимое время для ремонта оборудования в этом случае
предусматривается уменьшением числа рабочих дней в году по срав-
нению с календарным.
Оборудование для фильтрования и сушки концентратов должно
проектироваться с запасом производительности. На обогатительных
фабриках средней и большой производительности цех фильтрования
и сушки работает обычно синхронно с цехом обогащения. В этом слу-
чае, чтобы не лимитировать работу главного цеха, в цехе фильтрова-
ния и сушки на 3—4 работающих аппарата устанавливается один
запасной. На фабриках малой производительности, а также и на фаб-
риках большой производительности, но с малым выходом концентрата
(например, молибденовых) возможно накапливание концентрата в сгу-
стителях и буферных чанах. Тогда цех фильтрования и сушки обычно
проектируется на односменную работу, но без запасного обору-
дования.
Насосы для перекачивания пульпы или дублируются, или на два
работающих насоса устанавливают один запасной.
§ 2. Выбор и расчет оборудования для дробления
Выбор типа и размера дробилок для крупного и среднего дробле-
ния зависит от физических свойств полезного ископаемого, требуемой
производительности дробилки и крупности дробленого продукта.
208 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
Из физических свойств полезного ископаемого имеют значение твор
дость и вязкость, наличие глины, влажность, крупность максималь
ных кусков.
Дробление твердых передней твердости
полезных ископаемых. Для первого приема крупно! >
дробления применяют щековые или конусные дробилки крупно! и
дробления (типа ККД) и для второго приема — конусные редукциои
ные дробилки (типа КРД). Выбранная дробилка должна обеспечп
вать требуемую производительность при запроектированной круп
ности дробленого продукта. Ширина пасти дробилки должна быть
на 10—15% больше размера наибольших кусков в питании. При вы
боре необходимо произвести сравнение щековой и конусной дробилок
по установочной мощности, весу, стоимости и удобству размещения
оборудования. ___
Размер дробилок выбирается по каталогам заводов-изготовителей
(приложения 1—4). Дробилку для первой стадии дробления следует’
выбирать таких размеров, чтобы необходимая производительность
обогатительной фабрики обеспечивалась одной дробилкой.
В каталогах производительность дробилок дается обычно для руд
средней крепости с насыпным весом 1,6 т/м3 (плотность в монолите
2,7 т/м3) и при условии, что размер наибольших кусков в питании
равен 0,8—0,9 В, где В — ширина пасти дробилки *. Для руд с дру-
гими физическими свойствами могут быть введены поправки — на
крепость (дробимость) руды, на насыпной вес руды, на крупность
руды.
Поправка на дробимость /сдр берется по табл. 34.
Таблица 34
Поправочный коэффициент на дробимость руды кяр при определении
производительности конусных дробилок
Категория крепости руд Временное сопротивление на сжатие о-, кГ / см2 Коэффициент крепости по шкале М. М. Про- тодьяконова Коэффициент дробимости ДР
по нормам института Мехаиобр по формуле Левенсона — Клюева
Твердые 1800—2000 18—20 0,9 0,97
и более
Средней твердости . . . 1400—1800 Й—18 1,0 1,0
Мягкие 1000-1400 10—14 1,1 1,03
» 600—1000 6—10 1,2 1,08
Примечание. Коэффициент дробимости по формуле Левенсона — Клюева вычис-
лен для руд при о = 2000, 1600, 1200 и 800 кГ/смг.
* В приложениях 1—4 производительность дробилок указана в мя/ч, для
получения производительности в т/ч следует данные таблиц умножить на на-
сыпной вес.
Выбор и расчет оборудования для дробления 209
Ни формулы производительности щековых дробилок Левенсона — Клюева
। юдупт, что
(Ю9)
V' >т — временное сопротивление на сжатие руды средней твердости (оэт =
= 1600 кГ/с-м2);
ст — временное сопротивление на сжатие руды, для которой определяется
производительность дробилки.
Поправка на насыпной вес вычисляется по формуле
<110>
। де kt — поправочный коэффициент;
6Н — насыпной вес руды, т!мА-,
6 — плотность руды (в монолите), т!м*',
I ,(> и 2,7 — насыпной вес и плотность средней руды.
Поправка на крупность питания по Левенсону — Клюеву опре-
иоляется по формуле
(Ш)
где &к₽ — поправочный козффициент на крупность;
0,85 — максимальная допустимая крупность руды в питании
в долях ширины пасти дробилки;
а — наибольшая крупность кусков в дробимом продукте
в долях ширины пасти дробилки.
Значения Л’кр, вычисленные по формуле (111), приведены
в табл. 35.
Таблица 35
Поправочный коэффициент на крупность руды Л:кр при определении
производительности дробилок для крупного дробления
а—крупность наибольших кусков в питании в до- лях ширины пасти дробилки Акр—поправочный коэффициент на крупность руды 0,85 1,0 0,6 1,07 0,4 1,16 0,3 1,23
С учетом всех поправок производительность дробилки опреде-
ляется по формуле
Q = Qvkwktk^, (112)
где Q — производительность дробилки, т/ч;
QK — производительность дробилки по каталогу, т/ч.
Практически поправки вводятся только в тех случаях, когда
свойства дробимого материала значительно отличаются от свойств
средней руды.
.. /
14 Заказ 1075
210 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудование
Производительность щековых и конусных дробилок крупном
дробления для руд средней крепости с насыпным весом 1,6 т!м"
приближенно могут быть подсчитаны по формулам [831:
Q — т1ч (Для щековых дробилок); (11.1)
= т'[ч (для конусных дробилок), (Hi)
где — удельная производительность щековых дробилок на 1 см
площади разгрузочной щели, т!смъ • ч;
L — длина разгрузочной щели щековой дробилки, см;
I — ширина разгрузочной щели, см;
qK — удельная производительность конусной дробилки на 1 с.н
ширины разгрузочной щели, т!см-ч.
Значения и qK приведены в табл. 36.
Таблица ,1»
Удельная производительность щековых и конусных дробилок
крупного дробления (по В. А. Олевскому)
Щековые дробилки с простым качением щеки Конусные дробилки крупного дробления
• основные размеры, мм дщ, т/смг-ч тип дробилки основные размеры, лип дк, т/см-ч
600X 900 0,11 ккд 500/75 24
900X1200 0,11 ккд 900/160 42—50
1200X1550 0,13 ккд 1200/150 60
1500x2100 0,13 ккд 1500/180 105
2100 X2500 0,13 ккд 1500/300 139
КРД 500/60 63
КРД 700/75 93
КРД 900/100 115
Выбор типа дробилки определяется главным образом соотноше-
нием между размером наибольших кусков в питании и необходимом
производительностью. При одинаковой ширине пасти длина разгру-
зочной щели у конусных дробилок приблизительно в 2,5—3 раза
больше, чем у щековых дробилок. Позтому и производительность
конусной дробилки в 2,5—3 раза превосходит производительность
щековой дробилки, имеющей такую же ширину пасти. Вследствие
этого при крупной руде и небольшой производительности конусная
дробилка может оказаться недогруженной. В этом случае более
выгодна установка щековой дробилки. Наоборот, при большой произ-
водительности и сравнительно малой крупности руды более выгодной
оказывается установка конусной дробилки.
Помимо производительности и крупности наибольших кусков,
при выборе типа дробилки нужно учитывать, что щековые дробилки
Выбор и расчет оборудования для дробления
211
п|)|||ц<1 в конструктивном отношении, занимают меньше места по
ы ic.oto, менее склонны к заглушению при дроблении влажных и гли-
нистых руд, более приспособлены для дробления вязких руд, тре-
руипцих увеличенной амплитуды качания щеки. Но щековые дро-
п н.п кн требуют более равномерного питания, они не могут работать
Инд завалом и поэтому нуждаются в установке питателя, менеепри-
। нпсоблены для дробления плитнякового материала, сменные части
их изнашиваются скорее, чем сменные части конусных дробилок.
Поэтому если технико-экономическое сравнение не покажет
iiniioi’o преимущества щековых дробилок, то к установке следует
принимать конусную дробилку.
Среднее и мелкое дробление твердых и средней твердости руд
пбычпо производится в конусных дробилках среднего и мелкого
дробления (типов КСД и КМД).
Выбор этих дробилок производится по каталогам и справочникам.
Поскольку в каталогах дается производительность для средней руды,
к> вводятся поправки на дробимость (см. табл. 34), на насыпной вес-
ки. формулу (110)] и на крупность руды (табл! 37).
Таблица 37
Поправочный коэффициент на крупность руды 7гкр при определении
производительности конусных дробилок для среднего и мелкого дроблении
Дробилки типа КСД Дробилки типа КМД
Отношение г ~В Значения кр Отношение i 'В Значения fe
по данным В. А. О лен- ского по формуле Левенсона — Клюева по данным В. А. Олев- ского по формуле Левенсона — Клюева
0,6 0,9—0,96 0,98 0,4 0,85—0,90 0,90
0,55 1,0 1,0 0,25 1,0 1,0
0,4 1,15—1,22 1,07 0,15 1,2—1,25 1,11
0,35 1,22—1,28 1,10 0,075 1,4—1,5 1,28
Примечания.
1. j—ширина разгрузочной щели предшествующей дробилки, В — ширина прием -
пой пасти конусной дробилки среднего или мелкого дробления. Предполагается, что
перед дробилками типа КСД установлены конусные дробилки крупного дробления
(типа ККД, КРД) или щековые дробилки, а перед дробилками типа КМД —дро-
билки типа КСД.
2. По формуле Левенсона — Клюева производительность конусных дробилок для сред-
него дробления пропорциональна D0’2, где D — средневзвешенная крупность питания, про-
порциональная ширине разгрузочной щели предшествующей дробилки.
3. Поправочный коэффициент на крупность для замкнутого цикла Лц=1,3-=-1,4.
Проектная производительность дробилок типа КСД и КМД при
открытом цикле дробления для руд средней твердости с насыпным
весом 1,6 т/м3 может быть приближенно подсчитана по средним нор-
мам удельной производительности на 1 см ширины разгрузочной
щели по формуле
Q = qi, (115)
14*
212 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
где Q — производительность дробилки, т/ч;
q — удельная производительность, т/см-ч;
i — ширина разгрузочной щели, см.
Значения удельной производительности при дроблении средних
руд приведены в табл. 38.
Таблица 38
Удельная производительность конусных дробилок типа КСД и КМД
при дроблении средних по крепости и крупности руд
насыпным весом 1,6 т/м% в открытом цикле
Дробилка типа КСД т/см-ч Дробилка типа КМД т/см-ч
КСД-600 (А и Б) 16
КСД-900 (А и Б) 32 — —
КСД-1200 (А и Б) 55 НМД-1200 95
КСД-1750 (А и Б) 95 НМД-1750 180
КСД-2200 (А и Б) 180 НМД-2200 330
КСД-2500 (А и Б) 210* НМД-2500 430*
КСД-3000 (А и Б) 280* НМД-3000 620*
* Приведена ориентировочная произвоиительность.
При работе конусных дробилок мелкого дробления в замкнутом
цикле производительность по питанию дробилки будет больше,
чем при открытом цикле, так как возвращаемый в дробилку оборот-
ный продукт понижает среднюю крупность поступающего в дробилку
материала (по сравнению с открытым циклом). Производительность
конусной дробилки мелкого дробления, работающей в замкнутом
цикле, для средних руд может быть подсчитана по формуле
Q^Knqi, (116)
где Q — производительность по поступающему в дробилку мате-
риалу, т/ч;
К„ — коэффициент крупности для замкнутого цикла дробления
(1,3-1,4);
q — удельная производительность дробилки в открытом цикле
(см. табл. 38);
i — ширина разгрузочной щели, см.
Дробление мягких и хрупких полезных
ископаемых. Для крупного, среднего и мелкого дробления
применяются одно- и двухвалковые зубчатые и рифленые дробилки,
молотковые и роторные * дробилки, дезинтеграторы.
* Дробилки ударного действия с закрепленными билами ниже называются
роторными.
Выбор и расчет оборудования для дробления
213
Зубчатые валковые дробилки (приложение 5) применяются для
нерпой стадии дробления при необходимости получить кусковатый
дробленый продукт с небольшим содержанием мелочи.
Одновалковые дробилки устанавливаются при наличии в полез-
ном ископаемом крупных кусков, а при отсутствии их дробление
производят в двухвалковых дробилках. Последние выпускаются
двух типов: тихоходные и быстроходные. Тихоходные дробилки
предназначены для дробления более твердых сортов каменного угля,
в быстроходные — для мягких его разностей. Тихоходные дробилки
дают меныпее переизмельчение, чем быстроходные дробилки, и по-
этому применяются, когда ограничение переизмельчения имеет
особое значение.
Производительность одновалковых зубчатых дробилок берется
из каталогов. Производительность двухвалковой дробилки может
быть приближенно подсчитана по формуле
Q = 60лDLdnbk, т]ч, (117)
где D и L — диаметр и длина валков, м\
d — максимальная крупность кусков в дробленом про-
дукте, м;
п — число оборотов валков в минуту;
6 — плотность дробимого продукта в монолите, т!м?',
к — коэффициент разрыхления дробленого продукта на
выходе из дробилки {к = 0,1—0,3).
По условиям захвата диаметр валков должен быть в 2,2—2,5 раза
больше размера максимальных кусков в питании.
Молотковые дробилки и дезинтеграторы дают большее переизмель-
чение, чем зубчатые валковые дробилки, поэтому их не следует уста-
навливать, если требуется получить кусковатый и в достаточной
мере крупный материал. Обычно молотковые дробилки и дезинте-
граторы применяются для мелкого дробления. Последние вследствие
слабости конструкции могут устанавливаться только для дробления
самых мягких и хрупких полезных ископаемых.
Молотковые и роторные дробилки (приложения 6 и 7) отличаются
простотой конструкции, малым весом, низкой стоимостью на единицу
производительности и небольшим удельным расходом энергии.
В последние годы зти дробилки получили широкое применение для
дробления мягких и средней твердости полезных ископаемых, таких,
как каменный уголь, коксовая шихта, известняк, руды легких
черных, цветных, редких и благородных металлов, калийные соли,
асбестовые, баритовые и флюоритовые руды, строительные мате-
риалы [10].
Молотковые дробилки выпускаются нескольких типов: одно-
роторные реверсивные и нереверсивные; двухроторные с роторами,
вращающимися в одном и в разных направлениях; с неподвижными
214 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
дробящими плитами; с плитами, качающимися на шарнирах;
с подвижными плитами, выполненными в виде пластинчатого кон-
вейера.
Крупность кусков в питании молотковых однороторных дробилок
может доходить до 400—500 мм, а двухроторных — до 1000 мм.
Последние менее подвержены забиванию и обычно применяются для
дробления более влажных и слипающихся материалов, а также при
наличии крупных кусков в питании.
Ширину щели между колосниками молотковых дробилок и рас-
стояние между колосниковой решеткой и концом молотков (при
радиальном их положении) выбирают в зависимости от требуемой
крупности дробленого продукта и влажности дробимого материала.
Ширина щели между колосниками должна быть в 3—6 раз больше
поперечника дробленого продукта при дроблении до 5 мм и в 1,5 —
2 раза — при дроблении до 50 мм.
При дроблении глинистых влажных руд во избежание забивки
колосниковой решетки расстояние между колосниками следует уве-
личивать. В трудных случаях применяются дробилки без колос-
никовой решетки, а также дробилки с подвижной дробящей
плитой.
Производительность молотковых и роторных дробилок рассчиты-
вается по двум методам: как дробящего аппарата и как транспорти-
рующего аппарата. Первая производительность определяется по
формуле [3, 137]
о _ 3,161Ут)/5й
(118)
где N — мощность установленного электродвигателя, кет;
I] — отношение потребляемой мощности к установленной (ц =
= 0,8 ч- 0,95);
D и d — крупности в мм исходного и дробленого продуктов, опре-
деляемые как длины сторон квадратных отверстий, через
которые проходит 80% продукта;
w — индекс работы — расход знергии на дробление и измель-
чение полезного ископаемого от бесконечного массива
(D = со) до 80% —0,1 мм, квт-ч/т.
Затрата энергии на дробление от D = оо до Pj мала по сравне-
нию с затратой на дробление и измельчение от Dx до 80% —0,1 мм.
Поэтому с достаточной точностью значение и можно определять как
затрату знергии на дробление и измельчение полезного ископаемого
от до 80% —0,1 мм, где Dt — максимальная крупность кусков
руды, поступающей на фабрику.
Если из практических данных известно значение для какой-
либо эталонной руды, то значение w для любой другой руды может
быть определено по результатам опытов сравнительного измельчения
Выбор и расчет оборудования для дробления
215
руд в лабораторной шаровой мельнице в замкнутом цикле при цирку-
,пирующей нагрузке 250% *.
/ рэ \0.S1 ( t \0.82
(119)
где рэ и р — производительности по вновь образованному продукту
—0,1 мм при измельчении эталонной и исследуемой
руды до 80% —0,1 мм;
t и t3 — время, потребное для измельчения одинаковых коли-
честв исследуемой и эталонной руды до 80% —0,1 мм.
Если отношение tlt9 находится в пределах 0,5—2,0, то значение w
с достаточной точностью можно определять по упрощенной формуле
w=w9 — .
Производительность однороторных дробилок с закрепленными
билами как транспортируклцих аппаратов (т. е. пропускная способ-
ность дробилок) подсчитывается по формуле [115]
= 137Р1Б£бн, т'/ч, (120)
где D и L — диаметр и длина ротора, м;
6И — насыпная плотность дробимого материала, тп/м3.
Пропускная способность молотковых и роторных дробилок дру-
гих конструкций определяется по техническим характеристикам.
Если в технических характеристиках производительность дана
в м3/ч, то данные в таблице умножаются на насыпную плотность дро-
бимого материала, а если производительность указана в m/ч, то
данные в таблице следует умножать на отношение плотности дроби-
мого материала к плотности материала, для которого дана произво-
дительность в технической характеристике.
Из полученных двух значений Q принимается меньшее.
Пример 1. Определить производительность дробилки СМ-790 (D X L =
= 1220 X 1400 мм, мощность электродвигателя 320 кет) при дроблении апа-
титовой руды от крупности 80% — 250 мм до 80% —20 мм, насыпная плотность
руды бн = 1,6 т/м?, w = 12 квт-ч/т.
а) Определение производительности дробилки как дробящего аппарата
3.167VT] VDd 3,16-320-0,9/250-20 .
w(VD-Vd) 12 (/250-/20)
б) Определение пропускной способности дробилки
= = • 1,22х’8 1,4-1,6 = 412 т/ч.
* Значение w может быть определено и другими методами, которые здесь
пе рассматриваются [137].
216 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
Лимитирующей производительностью является вторая, поэтому принимаем
Q = 412 т/ч.
Пример 2. Определить производительность дробилки СМ-790 при крупности
дробленого продукта 80% —15 мм, остальные условия — прежние.
а) Определение производительности дробилки как дробящего аппарате
„ 3,16-Мт] 3,16 • 320 • 0,9 V250 • 15 „„„ ,
01=—. Г- -------------------------7==т-= 393 т ч.
D — Vd) 12(^250—V15)
б) Пропускная способность дробилки такая же, как в примере 1, т. о.
Q2 = 412 т/ч.
Лимитирующей производительностью является первая, поэтому принимаем
Q = 393 т/ч.
Новое дробильное оборудование. По принципу
действия перспективной является инерционная дробилка института
Механобр, обеспечивающая высокую степень измельчения (до 40).
В этих дробилках может производиться сухое и мокрое дробление.
§ 3. Выбор и расчет оборудования для грохочения
Из большого числа конструкций грохотов заслуживают рассмотре-
ния следующие: неподвижные колосниковые, валковые, эксцентри-
ковые одновальные с круговыми качаниями короба в вертикальной
плоскости (гирационные или жирационные), инерционные с круго-
выми или эллиптическими вибрациями короба в вертикальной плос-
кости (самоцентрирующиеся), вибрационные горизонтальные с пря-
молинейными вибрациями короба под углом к плоскости решета
(с самобалансным вибратором), резонансные механические и электро-
вибрационные (приложения 8—И), а также дуговые сита.
Неподвижные колосниковые и валковые
грохоты применяются для крупного грохочения.
Колосниковые грохоты устанавливают во всех случаях, когда
допустима пониженная эффективность грохочения (60—70%) и когда
крошение материала не имеет существенного значения. Их часто при-
меняют для предварительного грохочения руды перед первой стадией
дробления. Ширину щелей между колосниками грохота в этом случае
обычно принимают более 60—70 мм.
Для крупного грохочения каменных углей, антрацитов и сланцев
применяют валковые грохоты, характеризуемые высокой эффектив-
ностью грохочения, незначительным крошением грохотимого мате-
риала и небольшой потерей высоты.
Площадь решетки колосникового грохота можно определить по
эмпирической формуле
2,4а ’
где F — площадь решетки грохота, ж2;
Q — часовая производительность грохота по питанию, т/ч;
а — ширина щели между колосниками, .w.w.
Выбор и расчет оборудования для грохочения
217
I [ри большом количестве крупных кусков в питании во избежание
пк застревания ширину грохота В берут не менее тройного размера
наибольшего куска, а при незначительном количестве крупных
кусков — принимают на 100 мм больше двойного размера наиболь-
ших кусков. Обычно длина грохота принимается в два раза больше
ширины, т. е. L = 2В, и практически составляет от 3,5 до 6 л.
Размеры колосникового грохота часто определяются условиями
bio установки, так как грохот одновременно транспортирует руду
а дробилку. При загрузке грохота из опрокидывающихся вагонов
ширину его принимают равной длине кузова вагона, а при загрузке
пластинчатым питателем — равно!! ширине питателя. Углы наклона
грохота принимают для руд 40—45°, для рядовых углей 30—35°.
При влажности грохотимого материала, вызывающей слипание его,
углы наклона увеличивают на 5—10° 1114].
Удельная производительность валковых грохотов при грохочении
углей составляет:
Размер отверстий, мм........... 125 100 75 50
Производительность, т/л{2 • ч . 100—110 75—85 60—65 40—45
Вибрационные инерционные грохоты лег-
кого типа применяются для грохочения с высокой эффективностью
среднего по крупности (отверстия сит до 40 jiwt) и мелкого материалов.
Эти грохоты в основном предназначены для углей и материалов
невысокой плотности.
Вибрационные инерционные грохоты (с а -
м о ц е н т р и р у ю щ и е с я) среднего и тяжелого типа приме-
няются для грохочения крупного, среднего и мелкого материалов.
Грохоты тяжелого типа рекомендуются для руд плотностью более
1,6 т/м3 при крупном и среднем по крупности материале.
Вибрационные грохоты горизонтальные
с с а м о б а л а н с н ы м вибратором рекомендуются для
операций грохочения с отмывкой, для обезвоживания и для отделения
суспензии от продуктов обогащения в тяжелых суспензиях. Грохоты
изготовляются легкого типа для углей и среднего и тяжелого типа —
для руд. Для грохочения агломерата изготовляются самобалансные
грохоты особо тяжелого типа с площадью грохочения до 18 м2
и колосниковыми решетками с отверстиями до 20 мм.
Производительность гирационных и виб-
рационных грохотов определяется по эмпирическим
формулам.
Для расчета грохотов, работающих на руде, угле и дробленых
строительных материалах, имеются разные формулы со своими
поправочными коэффициентами. Сопоставление этих формул пока-
зало, что в основе их лежат одни и те же удельные нагрузки, а разли-
чие в поправочных коэффициентах для разных материалов недоста-
точно обосновано |90].
218 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
Приводим способ, принятый при расчете производительности
рудных грохотов, вполне применимый также к грохотам для других
полезных ископаемых.
Производительность гирационных и вибрационных грохотни
ориентировочно может быть определена но формуле
Q—Fqbklmnop, (122)
где Q — производительность грохота, т/ч;
F — рабочая площадь сита, м2;
q — удельная производительность на 1 м2 поверх-
ности сила, м3/ч (табл. 39);
6 — насыпной вес материала, ткм?',
k, I, т, п, о и р — поправочные коэффициенты (табл. 40).
Таблица 30
Удельная производительность q на 1 № поверхности сита
гирационных и вибрационных грохотов
Размер отверстий сита, зим 0,16 0.2 о.з 0,4 0,6 0,8 1,17 2,0 3,15 5
q, Л13/м2-ч 1,9 2,2 2,5 2,8 3,2 3,7 1! 4,4 родол 5,5 жение 7,0 табл И . 39
Размер отверстий сита, лгл1 8 10 16 20 25 31,5 40 50 80 100
q, м3/м3-ч 17 19 25,5 28 31 34 38 42 56 63
Примечание! Для вибрационных грохотов с самобалансным вибратором удельную
производительность следует увеличить в 1,65 раза.
Производительность двухситных грохотов рассчитывается по
верхнему и нижнему ситам.
При определении требуемой площади нижнего сита для выбора
коэффициентов kid надо знать содержание в питании зерен размером
меньше половины отверстий сита и избыточных зерен размером
больше отверстий сита.
Обозначим:
и а2 — размер отверстий верхнего и нижнего сит, мм-,
а-г
P~°f, $~а‘ и р 2 — содержания классов —аг, —а2 и----- в ис-
ходном материале, поступающем на грохот
(на верхнее сито), в долях единицы;
«г
|3+а« и pj 2 —содержание классов 4-о2 и —-у- в материале,
поступающем на нижнее сито, в долях единицы;
Выбор и расчет оборудования для грохочения 219
Е — эффективность грохочения по классу —«j
на верхнем сите, в долях единицы;
у — выход материала, поступающего на нижнее
сито (по отношению к исходному материалу)
в долях единицы.
Тогда
у =₽-«£. (123)
Эффективность грохочения по классам у и й2 на верхнем сите
а большинстве случаев близка к единице, поэтому:
= p~n,g-rCj (124)
Oj
в"2
₽. 2 =Аг-- (125)
При расчете двухситных грохотов эффективная рабочая площадь
нижнего сита принимается равной 0,7 F, где F рабочая площадь
верхнего сита. Введение коэффициента 0,7 объясняется неполным
использованием нижнего сита в процессе грохочения, так как пита-
ние поступает не только в начале сита, но и по всей его длине.
Если по кондициям на товарные сорта обусловлено предельное
загрязнение нижним классом верхнего продукта грохота, то при
расчетах предварительно определяется требуемая эффективность
грохочения по формуле
Е = - Р~Р1 .
(l-pi)P’
где — допустимое содержание нижнего класса в верхнем про-
дукте.
Все значения р и Е даны в долях единицы.
Как при операциях грохочения, так и при операциях обезвожива-
ния имеет большое значение угол наклона грохота, определяющий
скорость движения материала по ситу грохота и толщину постели
па сите. Толщина постели и скорость движения материала связаны
уравнением
h== 3,66£р ’
где h — толщина постели, мм',
Р — количество материала, проходящего через рассматриваемое
сечение постели, т/ч;
б — насыпной вес постели, т/ж3;
В — ширина постели, равная ширине грохота, ж;
v — скорость движения материала по грохоту, м!сек.
220 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
Таблица 10
Значения поправочных коэффициентов к формуле (122)
В <р в tr и о »в со с К Условия грохоче- ния, учи- тываемые коэффи- циентами Условия грохочения и числовые вначеиия коэффициентов
к Влия- ние мелочи Содержание в пи- тании зерен раз- мером меньше по- ловины отверстий сита, % 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
Значения к 0,2 0,4 0,6 0,8 1,0 1,2 1,4 1,6 1,8 2,0
1 Влия- ние круп- ных зерен Содержание избы- точных зерен в питании, % 10 20 25 30 40 50 60 70 80 90
Значения 1 0,94 0,97 1,00 1,03 1,09 1,18 1,32 1,55 2,00 3,36
т Эффект- тивность грохо- чения Эффективность грохочения, % 40 50 60 70 80 90 92 94 96 98
Значения т 2,3 2,1 1.9 1,6 1,3 1,0 0,9 0,8 0,6 0.4
п Форма зерен и мате- риал Форма зерен Дробленый материал разный (кроме угля) Зерна ок- ругленной формы (на- пример, морская галька) Уголь
Значения п 1,0 1 1,25 1,5
0 Влияние влаж- ности Влажность мате- риала Для отверстий сита меньше 25 мм Для отверстий сита больше 25 льи
Су- хой Влаж- ный Комку- ющийся В зависимости от влажности
Значения о 1,0 0,75-0,85 0,2—0,6 0,9—1,0
р Способ грохоче- ния Грохочение Для отверстий сита меньше 25 ли» Для отверстий сита больше 25 jhjii
Су- хое Мокрое (с оро- шением) Любое
Значения р 1,0 1,25—1,40 1,0
Выбор и расчет оборудования для грохочения
221
()птимальный угол наклона может быть найден только экспери-
М1Ч1 гальным путем. Чтобы была возможность на практике установить
। рохот под оптимальным уклоном (неизвестном в момент проектиро-
вания), при компоновке оборудования необходимо предусматривать
позможность установки грохота под максимальным углом наклона.
Выбранные по расчету вибрационные грохоты для углей следует
проверять по практическим нагрузкам. Полученные по расчету
удельные нагрузки не должны превышать нагрузки, приведенные
а табл. 41.
Таблица 41
Средняя удельная производительность вибрационных и резонансных
грохотов при грохочении углей
1'нямер отверстий сита, .нм 0,5 1 3 6 8 10 13 10 25 30 35 50
При сухой классифика- ции перед обогаще- нием, т/м^-ч .... — — 4,9 8,0 9,8 11,5 14,4 18,8 22,0 24,6 27,7 35,6
мокрой классифи- кации и классифи- кации с промывкой, т/л42-ч 4,9 6,0 8,3 10,3 11,2 11,9 13,2 14,6 15,7 — — —
Резонансные механические грохоты приме-
няются для классификации углей на ситах с отверстиями до 25 мм
и для обезвоживания.
Производительность грохотов следует рассчитывать по удельным
нагрузкам (см. табл. 41).
Резонансные электровибрационные грохоты могут применяться
для крупного, среднего и мелкого грохочения.
Дуговые (криволинейные) сита предназначены
для мокрого грохочения и обезвоживания мелкого материала, в под-
решетный продукт можно выделять класс мельче 3,0—0,2 мм. Эффек-
тивность грохочения по номинальной крупности * на дуговых ситах
примерно следующая:
на ситах с отверстиями 1 мм................90%
» » » » 0,7—0,3 мм............70»
» » » » 0,3 мм...............35»
Недостатки дуговых сит — короткий срок службы (на углеобога-
тительных фабриках 600—4000 ч), повышенная влажность верхнего
* Номинальной крупностью продукта считают размер сита, соответству-
ющий остатку 5% размер отверстия сита дугового грохота больше номиналь-
ной крупности в 2—2,5 раза.
222 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудованач
продукта (45—50% твердого по объему). Дуговые сита могут рабо
тать при подаче пульпы на сита с небольшим подпором и под напором
На углеобогатительных фабриках дуговые сита применяются
для обесшламливания мелкого угля по классу 0,5 мм (щель около
1 мм) перед отсадочными машинами; для обезвоживания мелкого
концентрата отсадочных машин или других сильно обводненных
продуктов, при этом верхний продукт сита направляется для окончи
тельного обезвоживания на вибрационные грохоты и центрифуги;
для выделения крупных зерен из шламистых материалов, например
из фугата или хвостов флотации.
На обогатительных фабриках с процессом обогащения в тяжелых
суспензиях дуговые сита можно использовать для отделения основ -
ной массы суспензии от продуктов обогащения. Известны случаи
применения дуговых сит в замкнутом цикле с шаровыми мельницами
при измельчении калийных солей перед флотацией.
Размер щелевидных отверстий в дуговых ситах зависит от круп-
ности разделения, т. е. от размера’максимального зерна, выделяемого
в нижний продукт грохота.
Требуемая крупность раз-
деления, ял ...... 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,8 1,0 1,5 2,0 2,5 3,0
Рекомендуемая ширина ще-
левидных отверстий сита,
ММ ........... 0,6 0,7 0,85 1,0 1,1 1,4 1,6 2,2 2,5 3,0 3,2
Пульпа обычно подается на сито под напором 0,7—2,5 м вод. ст.,
скорость подачи на сито примерно 3 м/сек. Указанные соотношения
ширины отверстий сита и крупности разделения относятся к данным
условиям. Но сита могут работать при более низких, а также и при
более высоких скоростях подачи на них пульпы.
Обычные размеры дуговых сит: радиус кривизны 500—600 мм,
центральный угол 90°, площадь 1 л2. Удельная производительность
дугового сита с отверстиями 0,3—0,7 мм 70—150 м9/ч-м2 по исход-
ной пульпе.
Объемная производительность дугового сита по исходной пульпе,
используемого для классификации и работающего под напором,
прямо пропорциональна площади живого сечения сита и скорости
подачи пульпы [146]*
Q — 160fp, м3/ч, (128)
где F — площадь живого сечения сита, л2;
v — скорость подачи пульпы на сито, м/сек.
* См. также"Л. Е. И в а н о в а. Применение дуговых'грохотов па зарубеж-
ных обогатительных фабриках. «Обогащение руд», 1963, № 5 и Л. Г. Май-
дуков. Криволинейные грохоты в угольной промышленности. М., изд-во
«Недра», 1968.
Выбор и расчет оборудования для измельчения
223
§ 4. Выбор и расчет оборудования для измельчения
Выбор типа мельниц. Вначале следует решить вопрос
> том, будут ли применяться мельницы со стальными дробящими
।илами или мельницы бесшарового измельчения. Этот вопрос ре-
ИП1ОТСЯ технико-экономическим сравнением вариантов схем дробле-
ния и измельчения. Относительные достоинства и недостатки схем
г применением бесшарового измельчения и основные варианты, под-
вергаемые технико-экономическому сравнению, указаны в § 1
главы IV.
Из мельниц со стальными дробящими телами на обогатительных
фабриках преимущественно применяются: стержневые, шаровые
< разгрузкой через решетку, шаровые с центральной разгрузкой
(приложения 12—14).
Стержневые мельницы дают более высокую по сравнению с шаро-
выми производительность при измельчении до 1—3 мм, но они не
могут эффективно работать, когда требуется получить более мелкий
продукт. Эти мельницы широко применяются при грубом измельчении
(до 0,5—3 мм) мелковкрапленных руд, обогащаемых гравитацион-
ными и магнитными процессами, например руд редких и черных
металлов, а также в первой стадии измельчения при двух стадиаль-
ном измельчении полезных ископаемых. В прочих случах более
эффективно работают шаровые мельницы.
Из шаровых мельниц наиболее распространены мельницы с раз-
грузкой через решетку. Они более производительны и выдают из-
мельченных! продукт с меньшим содержанием шламов, чем мельницы
е. центральной разгрузкой. Удельная производительность мельниц
в разгрузкой через решетку на 10—15% выше производительности
мельниц с центральной разгрузкой.
Недостатком мельниц с разгрузкой через решетку является срав-
нительная сложность их конструкции и поэтому более высокая
стоимость на единицу веса и на единицу полезного объема.
Недостатки мельниц с центрально!! разгрузкой — меньшая удель-
ная производительность и более сильное ошламование измельчаемых
продуктов. Мельницы с центральной разгрузкой должны устанавли-
ваться в тех случаях, когда переизмельчение продукта является
полезным для последующей его обработки, например при цианиро-
вании золотых руд с весьма тонкой вкрапленностью золота или при
доизмельчении очень тонковкрапленных промпродуктов.
Определение производительности мельниц. Производительность
шаровых и стержневых мельниц зависит от многих условий: измель-
чаемости руды; крупности исходного и конечного продуктов; типа
и размера мельницы; формы футеровки; заполнения мельницы дробя-
щей средой; гранулометрического состава, формы, плотности и твер-
дости дробящих тел; числа оборотов барабана мельницы; отношения
Ж‘ : Т в питании мельницы; величины циркулирующей нагрузки;
224 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовано'!
заполнения мельницы пульпой; эффективности работы классифицп
рующего устройства.
Так как измельчаемость руд и другие условия могут изменяться
в очень широких пределах, то производительность мельниц опредо
ляют не по каталогам и справочникам, а расчетом.
Наиболее часто применяются два метода расчета производитель
ности мельницы — по удельной производительности и по эффектив-
ности измельчения. Удельную производительность определяют по
исходной руде или чаще по вновь образуемому расчетному классу
(обычно —0,074 мм) на единицу объема барабана мельницы, а затем
подсчитывают общую производительность мельницы.
Эффективность. измельчения определяют в тоннах готового про-
дукта или чаще в тоннах вновь образуемого расчетного класса
на 1 квт-ч затраченной энергии, а затем с учетом потребляемой
мельницей мощности подсчитывают общую производительность мель-
ницы. При определении удельной производительности и эффектив-
ности измельчения проектируемой мельницы исходят из практиче-
ских показателей, полученных на какой-либо действующей обогати-
тельной фабрике, где мельницы работают в условиях, близких
к оптимальным, а свойства руды и процесс измельчения в достаточной
мере стабильны.
Расчет мельницы по удельной производительности
Удельная производительность проектируемой мельницы по вновь
образуемому расчетному классу определяется по формуле
q = qrKKKKKDKt, (129)
где q — удельная производительность проектируемой мельницы по
вновь образуемому расчетному классу, т/м3-ч-,
qr — удельная производительность работающей мельницы по
тому же классу, т1м3~ч\
КИ — коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости
проектируемой к переработке и перерабатываемой руды;
Кк — коэффициент, учитывающий различие в крупности исход-
ного и конечного продуктов измельчения на действующей
и на проектируемой обогатительных фабриках;
Ke — коэффициент, учитывающий различие в диаметрах бараба-
нов проектируемой и работающей мельниц;
КТ — коэффициент, учитывающий различие в типе проектируемой
и работающей мельниц.
Различия для остальных условий работы проектируемой и работа-
ющей мельниц (число оборотов барабана мельницы, параметры
дробящей среды, циркулирующая нагрузка, эффективность работы
классификатора и пр.) обычно не учитываются, так как предпола-
Выбор и расчет оборудования для измельчения
225
гнется, что проектируемая мельница будет отрегулирована на опти-
мальный режим работы, близкий к режиму работающей мельницы.
1'д-ли действующая мельница работает не в оптимальных условиях, то
указанный метод расчета приводит к созданию некоторого резерва
производительности проектируемой мельницы. Для точных подсчетов
и этом случае требуется введение дополнительных поправок.
Значения коэффициента КИ определяются опытным
путем (можно в лабораторных условиях) как отношение производи-
тельности мельницы по вновь образуемому расчетному классу при
измельчении исследуемой руды к производительности той же мель-
ницы по тому же классу при измельчении принятой для сравнения
эталонно!! руды. В обоих случаях крупность руды, содержание
расчетного класса в измельченном продукте и режимы измельчения
должны быть одинаковы.
Значения коэффициента Кк определяются по фор-
муле
3())
где тх — относительная производительность мельницы по расчет-
ному классу для руды, перерабатываемой на действующей
обогатительной фабрике, при той крупности исходного
и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике;
т2 — то же, для той же руды, но при крупности исходного
и конечного продуктов, при которой, производилось опре-
деление коэффициента измельчаемости;
ms — то же, для руды, проектируемой к обработке, при круп-
ности исходного и конечного продуктов, при которой
производилось определение коэффициента измельчаемости;
т4 — то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроек-
тируемой крупности исходного и конечного продуктов.
Относительная производительность мельницы т по расчетному
классу при измельчении одной и той же руды, равная отношению
производительности мельницы при заданной крупности исходного
и конечного продуктов к производительности той же мельницы
при некоторых эталонных значениях крупности названных продук-
тов, определяется по формуле
• . frzfe------------. <131)*
где т — относительная производительность мельницы по расчет-
ному классу при измельчении одной и той же руды;
Рк — содержание расчетного класса в конечном (измельченном)
продукте;
* Вывод формулы дан в первом издании учебника.
15 Заказ 1075
226 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовании
— содержание расчетного класса в исходном продукте
Рк и Ри — те же величины, но для эталонных условий измельчения,
т. е. для условий, при которых производительность
мельницы принята за единицу;
кг — коэффициент, показывающий изменение относительноi>
производительности мельницы по вновь образуемому
расчетному классу в зависимости от крупности исходного
питания при одинаковой (эталонной) крупности конем
ного продукта;
к2 — коэффициент, показывающий изменение относительной
производительности мельницы по вновь образуемому
расчетному классу в зависимости от крупности конечного
продукта при одинаковой (зталонной) крупности исход-
ного питания.
Содержания расчетных классов в продуктах при разной крупности
последних и значения коэффициентов kt и к2 для разных руд неоди
наковы. Поэтому для точных расчетов перечисленные величины
должны устанавливаться опытным путем. Приближенные значения
этих величии приведены в табл. 42.
Значения относительной производительности мельниц т по вновь
образуемому классу —0,074 мм, рассчитанные по формуле (131)
для «средних» руд (типа медных порфировых), приведены в табл. 43.
При вычислении т2, т3 и mi в качестве эталонных условий
измельчения могут быть приняты любые условия, но одинаковые
для одной и той же руды.
Для приближенных расчетов можно принимать, что зависимость
производительности мельницы от крупности исходного и конечного
продуктов для обеих руд — проектируемой к обработке и перерабаты-
ваемой — одинакова и соответствует данным табл. 43.
Тогда т2 — ms и значение КК будет
(132)
I
где mi — значение т по табл. 43 для запроектированной крупности
исходного и конечного продуктов;
т1 — значение т по табл. 43 для крупности тех же продуктов
на действующей обогатительной фабрике.
Значения коэффициен та Kd подсчитываются по
формуле
где D и £>х — соответственно номинальные диаметры барабанов про-
ектируемой к установке и работающей (эталонной)
мельниц [3, 84].
Выбор и расчет оборудования для измельчения
227
Таблица 42
Приближенные значения величин рк, ри, kj. и к 2 в формуле (131) для
расчетного класса —0,074 мм для средних руд (типа порфировых)
Крупность исходного продукта, мм , . 40—0 20-0 10-0 5-0 3-0
|1н содержание класса —0,074 мм 11 исходном продук- та, % 3 6 10 20 23
/и - коэффициент от- носительной произ- водительности по вновь образуемому классу —0,074 лци при измельчении до 00% —0,074 мм. . — — 0,83 0,92 1,0 1,05 1,06
Крупность конечного продукта, мм . . 1-0 0,4-0 0,3—0 0,2—0 0,15—0 0,1-0 0,074—0
р„ — содержание класса —0,074 мм а конечном продук- те, % 30 40 48 60 72 85 95
/• л — коэффициент от- носительной произ- водительности по вновь образуемому классу —0,074 мм при крупности ис- ходного продукта 10—0 мм . . . , . 0,95 1,02 1,03 1,0 0,93 0,90 0,85
Примечание. Эталонные условия измельчения: крупность исходного продукта
10—0 мм, содержание класса —0,074 мм в измельченном продукте 60%.
Таблица 43
Значения относительной производительности мельниц пг по вновь
образуемому классу —0,074 мм в зависимости от крупности исходного
и конечного продуктов для средних (типа медных порфировых) руд
Круп- ность ис- ходного продукта» Л1Л1 Содержание класса —0,074 лш в конечном продукте, %
30 40 48 60 72 85 05
Значение m
40-0 20-0 10-0 5—0 3-0 Примечаш IT 1. За эта конечный про 2. Значеш * Этими и ночном проду 0,68* 0,81* 0,95* 1,11* 1,17* 1Я. лонную Kpi дукт 0,2—С и ₽и» Рк, k <е значения кте 20—25 е 0,77 0,89 1,02 1,15 1,19 щность дл мм. i и h» взят ми т можн /о- 0,81 0,92 1,03 1,13 1,16 а расчета ы по табл. о польвоват 0,83 0,92 1,00 1,05 1,06 приняты: 42. ься при сод 0,81 0,88 0,93 0,95 0,95 исходный ержанпи ю 0,80 0,86 0,90 0,91 0,91 продукт iacca —0,07 0,78 0,82 0,85 0,85 0,85 10—0 льн; 4 мм в ко-
15*
228 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
Значения коэффициента КТ принимаются равными: <
1,10—1,15 — при переходе от мельницы с центральной разгрузкой
к мельнице с разгрузкой через решетку; 0,9—0,85 — при обратном
переходе.
Производительность мельницы по исходной
руде определяется по Формуле
е=-Гпг> <134>
Рк — Ри
где V — объем барабана мельницы, №.
Значения 0К и 0И прежние.
Расчет мельницы по эффективности измельчения.
Эффективность измельчения для проектируемой мельницы под-
считывается по формуле
е = е1КаКк, (135)
где е — эффективность измельчения проектируемой мельницы
по вновь образуемому расчетному классу, т/квт-ч;
ех — эффективность измельчения действующей мельницы по
вновь образуемому классу, т/квт-ч-,
Кн и Кк — коэффициенты измельчаемости и крупности, определя-
емые таким же способом, как при расчете мельницы
по удельной производительности.
В формулу для расчета эффективности измельчения не входят
коэффициенты, учитывающие размеры и тип мельницы, так как
последние оказывают малое влияние на величину эффективности.
Производительность мельницы по исходной руде определяется
по формуле
_ ТУг Aryt]e
т/ ' (136)
где N — потребляемая мельницей мощность, кет;
-WVy — установочная мощность, кет;
- ц — отношение потребляемой мощности к установочной (ц =>
= 0,85 4-0,90).
Значения 0К, 0И и е прежние.
Пример расчета мельниц
Выбрать размер мельниц и подсчитать необходимое их число для измельче-
ния в одну стадию 145 т/ч (3500 т/су тки) руды от 10 лле до крупности 67%
—0,074 мм (Вк = 67%). Содержание класса —0,074 мм в исходной руде 0И = -
= 12%.
Принятая за эталон руда перерабатывается на действующей обогатительч!
ной фабрике, оборудованной мельницами с центральной разгрузкой, размером
Выбор и расчет оборудования для измельчения 229
l> L — 2100 X 3000 мм. Каждая мельница потребляет мощность 160 кет
и лает производительность 15 т/ч при питании рудой крупностью 20—0 л1л»
(|'ii 6% —0,074 мм) и содержании расчетного класса в конечном продукте
62% (Рк = 62%). Определенное опытным путем значение коэффициента измель-
момости руды, предназначенной к обработке, по отношению к руде, измельчае-
ной на действующей фабрике, оказалось равным КИ = 0,92.
Для проектируемой обогатительной фабрики выбраны мельницы с разгруз-
। ой через решетку. Необходимо сравнить варианты с установкой мельниц:
2700 X 2100; 2700 X 2700; 3200 X 3100 мм.
Расчет мельниц по удельной производительности
1. Определяем удельную производительность по вновь образуемому классу
► 0,074 мм действующей мельницы Ч
= С(Рк-Ри)4 _ 15 (0,62-0,06)4 _
91 л(£-0,15)2А л(2,1—0,15)2-3 —0,94
2. Определяем значение коэффициента Кк по формуле (132)
Кк=^.
mi
а) Определяем значение т4 по табл. 43 для проектируемых
условий измельчения: крупность исходного продукта 10—0 ж.н, содержание
Илисса —0,074 мм, в конечном продукте 67%. Для данной крупности исходного
и таблице указаны значения т при измельчении до 60% —0,074 Л1.н (т — 1)
и при измельчении до 72% —0,074 мм (т — 0,93). Значение т.} при измельчении
И 67% —0,074 мм находим интерполяцией.
Л О_Л 09
ш4=1,о- 1;; ”7 (0,67—0,60)=0,959.
U, / d v,0v
б) Определяем значение тх по табл. 43 для условий измель-
чания действующей мельницы: крупность исходного продукта 20—0 мм, содер-
" инне класса —0,074 мм в конечном продукте 62%.
™1 = 0,92-°’9|~-^в- (0,62-0,60) = 0,913;
и, / d и
3. Определяем значение коэффициентов KD для сравниваемых мельниц:
а, б) д л я м е л ь п и ц 2700 X 2100 и 2700 X 2700 .м.и
„ 12,7-0,15\«Л , ...
= =1Д4;
в) для мельницы 3200 X 3100 мм
„ f 3,2-0,15 у.»
К° \ 2,1—0,15/ 1>2
4. Определяем значение коэффициента Кг. Так как на действующей обога-
ППрльной фабрике работает мельница с центральной разгрузкой, а на
1 При подсчетах объема барабана мельницы номинальный диаметр его
1'ц hi.шен на 0,15 м за счет толщины футеровки.
230 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудован! |
проектируемой фабрике предполагается установка мельницы с разгрузкой чире
решетку, то значение К? принимаем равным 1,15.
5. Определяем производительность мельниц по вновь образуемому классу
—0,074 мм по формуле (129):
q — Q т •
а, б) для мельниц 2700 X 2100 и 2700 X 2700 мм
q =0,94 0,92 • 1,05 • 1,14 • 1,15 = 1,19 т/даЗ - ч;
в) для мельницы 3200 X 3100 мм
q = 0,94 • 0,92 • 1,05 • 1,25 -1,15 = 1,31 m/лЗ. ч.
6. Определяем производительность мельниц по руде по формуле (134):
qV ' _qn(D-0,15)2L
₽к-₽и 4(pK-pII) «
а) для мельницы 2700 X 2100 мм
„ Fl ,19л (2,7-0,15)2 2,1 оо о ,
--4(0,67-0,12) -23’3 т/4’
б) д л я м е~л ь и и ц ы 2700дХ 2700 мм
п 1,19л (2,7-0,15)2 2,7 .
4(0,67 - 0,12) 30 т/ч,
в) д л~я мельниц 3200 X 3100 мм
„ 1.31л (3,2—0,15)2 3,1 г, .
Q*=---4(0,67-0.12)----------= 54 т/ч’
7. Определяем расчетное число мельниц:
вариант а
145
«l=-Kq-q- = 6,2; «1 = 6;
«иО,О
вариант б
145
”2=да==4>8; П2=5;
вариант в
145
”3='540 ==2,7; Пз = 3- 8 * * * * * * * * * *
8. Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-эконо-
мического сравнения конкурирующих вариантов по величине потребной для
каждого варианта установочной мощности, суммарному весу и суммарной
стоимости мельпиц. При сравнении вариантов необходимо учитывать и другие
условия, влияющие на выбор размера и числа мельниц: требуемую для каждого
варианта грузоподъемность крана, схему измельчения (одна или две стадии),
число сортов руды, подлежащих отдельной переработке, условия ремонта мель-
ниц, удобство размещения оборудования.
Сравнение вариантов установки мельниц дано в табл. 44.
Из сравнения следует, что наиболее экономичным является вариант уста-
новки мельниц 3200 X 3100 мм.
Выбор и расчет оборудования для измельчения
231
Таблица 44
Сравнение вариантов установки мельниц по основным
показателям (к примеру расчета мельниц)
ltd 1 НИИ Г Размеры барабанов мельниц DXL, мм Число мель- ниц Вес мельниц, in Установочная мощность, кет Стоимость, тыс. руб. Коэффициент запаса
одной всех одной всех одной всех
II 2700X2100 6 67,0 402 300 1800 50,0 300,0 6 : 6,2 = 0,97
(> 2700X 2700 5 75,5 377 380 1900 54,5 272,5 5 :4,8= 1,04
II 3200 X 3100 3 97,7 293 600 1800 62,9 188,7 3:2,7= 1,12
Расчет мельниц по эффективности измельчения
1. Определяем эффективность измельчения действующей мельницы по вновь
nrfp и дуемому классу —0,074 мм
₽и) 15(0,62 - 0,06) .
ei= ------ = 0,0525 т/квт ч.
2. Определяем эффективность измельчения мельниц на проектируемой
|||м>рике по формуле (135) (ацэтеппе Кк — см. предыдущий расчет)
е — eiK^KK=0,0525 • 0,92 • 1,05 = 0,0523 т]квт • ч.
3, Определяем производительность мельниц по формуле (136)
го — Ne
Wm Рк-Ри '
Потребляемую мощность в условиях оптимального заполнения барабанов
мельниц шарами (45—50%) и оптимального числа оборотов барабана (80% кри-
|нческого) принимаем равной 85—90% установленной мощности.
Тогда:
для
а)
б)
ДЛЯ
в)
ДЛЯ
мельницы 2700 X 2100 мм
~ 300-0,90-0,0523 .
бГбт^одз-^25-6 т/ч’
мельницы 2700 X 2700 мм
_ 380-0,90-0,0523 оо _ ,
<?м=—0^0Д2“ = 32’5 т/4’
мельницы 3200 X 3100 мм
- 600-0,90-0,0523 „ .
----------0,67-—0,12 5^’3 т/ч‘
расчетное число мельниц:
4.
Определяем
вариант а 145 И1 25,6
вариант б 145 "а~ 32,5
вариант в 145 ”3 51,3
- = 5,7; »i = 6;
-==4,5;. [п2=5;
= 2,84; Пз —3-
232 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовании \
Определение числа мельниц в отдельных стадиях измельчении,
При измельчении в две стадии предварительно определяется обще»
число мельниц для обеих стадий. Для этого сначала подсчитывается
средняя для обеих стадий удельная производительность мельниц1
(или эффективность измельчения), после чего находится общий по»
требный объем барабанов мельниц и общее их число. Если измельче-
ние эталонной руды на действующей обогатительной фабрике произ-
водится в две стадии, то при подсчете средней удельной производи»
тельности мельниц для проектируемой фабрики исходят из фактии
ческой средней (для обеих стадий) удельной производительности
работающих мельниц.
Когда на действующей обогатительной фабрике в отдельных ста-
диях измельчения установлены мельницы разных типов и размеров,
то для расчета средней фактической производительности необходим]
сначала вычислить общий приведенный к определенному типу и дпа«
метру объем барабанов работающих мельниц. Например, если в пер-
вой стадии измельчения установлена мельница с разгрузкой чере]
решетку, диаметром Dx и объемом барабана Vlt а во второй стадии Ч
мельница с центральной разгрузкой, диаметром D2 и объемом V,,
то общий приведенный к размеру D2 и к типу мельниц с центральной
разгрузкой объем барабанов работающих мельниц будет
<р„=V.K, (§^)’'*+П, (1зЯ
где КТ — коэффициент, учитывающий различие в типе установлен»;
пых мельниц, равный в рассматриваемом случае 1,10—1,151
Определение общего потребного объема барабанов мельниц и®
методу эффективности измельчения в данном случае будет значи»
тельно проще, чем определение по методу удельной производители
ности, поскольку эффективность измельчения практически мал®
зависит от типа и размеров мельниц. Требуемое для получения задан»
ной крупности продукта первой стадии измельчения распределен и|
объема барабанов мельниц между стадиями приближенно может быт]
определено по формулам (49) и (64).
Более точно требуемое'распределение объемов барабанов мельниц
может быть найдено следующим способом: по известному содержанта
расчетного класса в продукте первой стадии измельчения опреде-
ляется потребный объем барабанов мельниц для первой стадии^
объем барабанов мельниц второй стадии находится по разности между
общим объемом барабанов и объемом барабанов мельниц перво|
стадии измельчения.
Если на действующей обогатительной фабрике измельчение произ-
водится в одну стадию, а на проектируемой фабрике — в две стадии,
то в расчетные формулы для q и е [см. формулы (129) и (135)] может
быть введен поправочный коэффициент, равный 1,05—1,10, учир]
вающий, что при двухстадиальной схеме производительность мел Л
Выбор и расчет оборудования для измельчения 233
ниц и эффективность измельчения увеличатся на 5—10% по сравне-
нию с одностадиальной схемой вследствие лучшего рационирования
шнровой нагрузки.
Когда проектом предусматривается установка в первой стадии
и (мельчения стержневых, а во второй — шаровых мельниц, расчет
мельниц удобнее вести по методу эффективности измельчения.
1 н'ржневая мельница и сопряженные с ней шаровые мельницы
рассматриваются как один измельчающий агрегат с установочной
мощностью
7V = Arc-|-7Vm, кет,
। ie Nc — установочная мощность стержневой мельницы, кет-,
— установочная мощность сопряженных шаровых мельниц
(одной или нескольких), кет.
Для создания условий эффективной работы измельчения стержне-
nnii мельницы в открытом цикле необходимо, чтобы отношение общего
приведенного объема барабанов шаровых мельниц к приведенному
объему барабана стержневой мельницы было не менее 1,5—2*.
1пк как потребляемые мельницами мощности пропорциональны
приведенным объемам их барабанов, то для эффективной работы
измельчения стержневой мельницы в открытом цикле необходимо,
'I гобы отношение 7VUI/7VC было не менее 1,5—2. Этим правилом необ-
модимо руководствоваться при выборе размеров и числа сопряжен-
ных стержневых и шаровых мельниц.
Чем выше рассматриваемое отношение, тем эффективнее будут
работать мельницы, но в то же время по мере роста отношения 7Ш/7С
Количество руды, поступающей в головную стержневую мельницу,
будет увеличиваться. По этой причине верхний предел отношения
Г|ц/7С ограничивается транспортирующей способностью стержневой
вольницы. Последняя, согласно практическим данным, не должна
превышать 8—10 т/ч на 1 м3 объема барабана мельницы. Поэтому
«осле определения производительности агрегата необходима про-
пирка стержневой мельницы на удельную нагрузку.
Расчет производительности стержневых мельниц на гравитацион- .
пых и магнитообогатительпых фабриках. На этих фабриках стержне-
mao мельницы обычно применяются для измельчения руды до 1—3 мм
(30 -20% класса —0,074 мм). Так как зависимость между диаметром
барабана и производительностью для стержневых мельниц не уста-
новлена с требуемой точностью, то наиболее надежным является
рпсчет производительности этих мельниц по методу эффективности
и ииольчения [см. формулы (135) и (136)].
Поправочный коэффициент на крупность исходного и конечного
продуктов приближенно вычисляется, как и при расчете шаровых
мпльпиц, по формуле (132); значения т берутся по табл. 43.
♦ См. главу IV, § 3.
234 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудована
Поправочный коэффициент на измельчаемость исходного продув hi
определяется опытным путем или устанавливается по литературным
данным. В первом приближении его можно принимать таким леи
как при измельчении в шаровых мельницах.
При очень грубом измельчении или при мягкой руде производи
тельность стержневой мельницы может лимитироваться ее трансиор
тирующей способностью (8—10 т!ч‘М3 для полезных ископаемых
плотностью 2,7 т/№).
Расчет производительности мельниц при измельчении промпро
дуктов. При необходимости тонкого измельчения промпродуктов ни
расчетный обычно принимается класс —0,04 мм.
Если имеющиеся в распоряжении данные позволяют вычислим
удельную производительность или эффективность измельчения н<>
расчетному классу, то подсчет объема барабанов мельниц затруднении
не представляет. В противном случае потребный для доизмельчения
промпродукта объем барабанов мельниц может быть приближении
подсчитан по формуле
(138)
где Уп — объем барабанов мельниц для доизмельчения промпро
дукта, №;
— выход промпродукта, в долях единицы;
Ёг — объем барабанов мельниц, потребный для измельчении
всей руды до крупности, равной крупности доизмельчеи
пого промпродукта, м3;
У2 — объем барабанов мельниц, потребный для измельчении
всей массы руды перед обогащением, м3.
Формула (138) основана на допущении, что измельчаемость пром-
продукта одинакова с измельчаемостью руды.
Практические значения q, приведенные к шаровой мельнице
диаметром 3200 мм с разгрузкой через решетку, и значения е для
некоторых руд даны в табл. 45.
Определение производительности мельниц рудного самоизмельче-
ния может быть произведено тремя способами.
1. На основании результатов испытаний на мельнице рудного
самоизмельчения промышленных размеров. Если размеры мельницы,
на которой проводились испытания, не совпадают с размерами запро-
ектированной мельницы, то производительность находят по формуле
<139>
где п — индекс, относящийся к запроектированной мельнице;
и — то же, к испытанной;
V — объемы мельниц;
D — внутренние диаметры мельниц;
п = 0,5 -0,6.
Выбор и расчет оборудования для измельчения
235
Таблица 45
Удельная производительность и эффективность измельчения
шаровых мельниц, приведенные к мельнице 0 3200 мм
с разгрузкой через решетку
Руда Содержание класса —0,074 лии в измельченном продукте, % (7 — удельная производитель- ность, тп/№«ч е—еффектив- ность измель- чения, ТП/НвТП'Ч
по вновь о классу — Зразуемому 0,074 лыи
। |шд1юуральская медная . . . 50 1,2 0,052
1,<>уирадская медная 57—60 1,80 0,076
)| кезказганская медная . . . 50 1,10 0,047
Норильская медно-никелевая 61 1,10 0,047
Почопгская медно-никелевая Ьлджаранская медно-молиб-. 65 1,04 0,044
деловая . кпнногорская свинцово-цин- 51,5 1,13 0,048
ьовая Вировская апатито-нефелино- 55 1,10 0,047
пая Магнетитовые кварциты 55 1,29 0,055
ЮГОК-1 64 2,1 0,089
Примечания.
1. Эффективность измельчения рассчитана по формуле е=дК/0,90Л', где V — объем
< цыоана мельницы 3200 X 3100 мм, равный 23 л»8; N — мощность электродвигателя
мельницы, равная 600 кет; 0,90 — коэффициент загрузки электродвигателя.
2. Крупность исходного питания 25—0 мм.
3. Шаровая нагрузка 46%.
4. Скорость вращения барабана мельницы 80% критической.
2. На основании результатов испытаний на мельнице рудного само-
измельчения малого размера (I) = .1400 -s-1800 мм). Производи-
н’льность мельницы промышленного размера в этом случае находится
гакже по формуле (139), значение п принимается равным 0,6 [124].
3. На основании установленного практикой положения, что
удельный расход энергии при рудном самоизмельчении приблизи-
тельно равен сумме удельных расходов энергии по операциям дроб-
ления и операциям измельчения в стержневых и шаровых мельницах
при обычной схеме дробления и измельчения. Производительность
мельницы рудного самоизмельчеиия находится в этом случае по
формуле
гп/ч, (140)
। де N — мощность электродвигателя запроектированной мельницы,
кет',
т] — отношение потребляемой мощности к установленной для
мельниц рудного самоизмельчеиия, г] = 0,85 4-0,9;
236 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
а — сумма удельных расходов энергии по операциям дроблении
и операциям измельчения в стержневых и шаровых мелы
ницах, квт-ч/т.
Для определения а предварительно производится выбор дробилок
и мельниц для варианта схемы с применением шаровых мельниц,
Определение производительности мелышц для рудно-галечном
измельчения. При рудно-галечном измельчении применяются обыт
ные мельницы с разгрузкой через решетку диаметром 2—4,5 л|1
в которые вместо шаров загружаются куски руды определенной
крупности, выделяемые при операциях дробления (см. § 1 главы IV),
Выделяемый класс должен иметь такие пределы крупности, чтоб1<
средний вес куска в дробящей среде был равен среднему весу шаря
при шаровом измельчении.
Производительность мельницы при рудно-галечном измельчении
может быть найдена способом, применяемым для определения проии-
водительности шаровых мельниц. Однако использование этого спо
соба пока встречает затруднения, вследствие ограниченности прак«
тических данных по рудно-галечному измельчению в мельницах про»
мышленных размеров и неотработанности методики определения отно-
сительной измельчаемости руд для процесса рудно-галечного измели
чения.
Если производительность шаровой мельницы известна из практики
или найдена расчетом, то производительность рудно-галечной мель-
ницы таких же размеров может быть определена вычислением пере-
ходного коэффициента.
Производительность любой мельницы равна Q — Ne, поэтому
к- Qpr
Nрг^рг
к„ке,
(141)
где К — переходный коэффициент;
Q — производительность;
N — потребляемая мельницей мощность;
е — эффективность измельчения, т/квт-ч;
рг и ш — индексы, относящиеся соответственно к показателям
рудно-галечной и шаровой мельниц;
Кы = —-----переходный коэффициент мощности;
-А' ш
р г
Ке —-------переходный коэффициент эффективности.
Так как потребляемая мельницей мощность прямо пропорцио-
нальна плотности массы, поднимаемой барабаном мельницы, то 7<„,
равен отношению плотностей поднимаемых масс при рудно-галечном
и шаровом измельчении.
Выбор и расчет оборудования для измельчения
237
В соответствии с практическими данными объем промежутков
mi'.кду дробящими телами равен 38% насыпного объема [3], объемное
"Iношение Ж : Т в пульпе, заполняющей промежутки, сл0,85 : 1,
тогда
6=0,626с + 0,38 - = 0,62бс + 0,205бр + 0,175,
। до 6 — плотность поднимаемой мельницей массы, тп/лг3;
Л„ и бр — плотности дробящей среды и измельчаемой руды (в моно-
лите), т/м3.
При шаровом измельчении бс = 7,8 т/м3, а при рудно-галечном
Л„ = 6р, тогда
0,626р + 0,205бр +0,175 0,825бр + 0,175
Кы = 0,62-7,8+ 0,2056р +0,175 = 0,205бр +5 ’
Эффективность при рудно-галечном измельчении несколько выше,
мои при шаровом, по следующим причинам.
1. При рудно-галечном измельчении производительность на еди-
ницу затраченной энергии увеличивается за счет износа дробящей
। роды. Износ дробящей среды приблизительно равен 0,1% на 1 %
приращения класса —0,074 мм в измельченном материале. Увеличе-
ние эффективности за счет износа среды будет
7С = 1+0,1(₽к + Ри),
где Рк и Ри — содержания класса —0,074 мм в конечном и исход-
ном продуктах измельчения, в долях единицы.
2. Удельная производительность рудно-галечной мельницы
меньше, чем шаровой, поэтому для рудно-галечной мельницы опти-
мальная циркулирующая нагрузка выше. За счет повышения цирку-
лирующей нагрузки эффективность возрастает приблизительно на
7%, или в 1,07 раза (К" = 1,07).
3. При периодическом процессе тонкого измельчения, когда
отсутствует движение пульпы вдоль оси мельницы, применение
мелких шаров значительно увеличивает производительность и эффек-
шнность работы мельницы (на 50—100%). Однако при непрерывном
процессе измельчения, когда пульпа движется вдоль оси мельницы,
применение мелких шаров становится невозможным, так как они
оказывают значительное сопротивление движению пульпы и сме-
шаются к решетке мельницы. Размеры отверстий решетки при мелких
шарах приходится уменьшать, что также увеличивает сопротивление
к вызывает заклинивание отверстий решетки. Все это приводит
к переполнению мельниц пульпой и снижению эффективности ее
работы.
При рудно-галечном измельчении сопротивление движению
пульпы уменьшается, так как куски руды имеют большие размеры,
мим шары равного веса. Соответственно увеличиваются промежутки
238 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
для прохождения пульпы между дробящими телами. Отверстии
решетки также увеличиваются, а возможность их заклинивании
уменьшается. Это облегчает рационирование дробящей среды при
тонком измельчении в рудно-галечных мельницах.
Вследствие лучшего рационирования дробящей среды эффектив-
ность при рудно-галечном измельчении увеличивается приблизи
тельно на 10% по сравнению с шаровым (К^" — 1,10). Однако это
повышение имеет место только при тонком измельчении (до 80—95%
—0,074 лш), когда хорошее рационирование шаровой нагрузки
становится невозможным. При крупном измельчении (до 50—55%
—0,074 мм) выигрыша в эффективности за счет лучшего рациониро-
вания не будет.
При измельчении до 80—95% —0,074 мм окончательное значении
Ке будет
Яв = ВДЖ" = [14-О,1(0к-ри)] 1,07-1,1 =
= 1,18 [1+0,1 (₽к-₽и)].
При измельчении до 50—55% —0,074 мм
А;=те = 1,07 [Г+0,1 (₽к-₽и)].
Подставляя в формулу (141) значения Км и Ке, находим значе-
ние К:
а) при измельчении до 80—95% —0,074 мм
к= °S+4575 1118 11+04 (Рк-О; (142
б) при измельчении до 50—55% —0,074 мм
К = 0,802205Р6++55 1 ’°7 4 + 04 (Рк ~ ’ (143)
Пример 1. Определить значение К при переходе от шарового измельчении
к рудно-галечному при условиях: др = 3,5 m/л3; рк = 95% —0,074 мм; ри =•
= 5% —0,074 мм. По формуле (142)
„ 0,825-3,5 + 0,175 . о г. , . ,л .
а =—поле 6 I С— 1,18 [1 + 0,1 (0,95 — 0,05) 0,69.
Пример 2. Определить значение К при |3К = 55% —0,074 мм, остальныи
условия такие же, как в примере 1. По формуле (143)
' О'о2ж.'м+1—1Д711+ы I
§ 5. Выбор и расчет оборудования для классификации
Механические классификаторы и гидроциклоны. К механическим
классификаторам относятся реечные, спиральные и чашевые класса
фикаторы, из них наиболее совершенными являются спиральным
Выбор и расчет оборудования для классификации
239
Нлпссификаторы. По сравнению с реечными классификаторами они
обдадают следующими достоинствами: имеют более спокойную зону
< пн’сификации, вследствие чего слив меньше загрязняется неконди-
ционными по крупности зернами; дают возможность получения более
плотных сливов при классификации по одной и той же крупности;
обеспечивают меньшую влажность песков и более высокую эффектив-
ность классификации; имеют больший угол наклона корыта, что
Позволяет осуществить самотечное сопряжение с мельницей даже
При больших размерах оборудования [85].
Чашевые классификаторы на вновь строящихся фабриках не
применяются.
К Механические классификаторы по сравнению с гидроциклонами
меньше расходуют электроэнергии, могут классифицировать более
крупный материал и имеют более длительные межремонтные периоды.
। Яновной недостаток их — высокая стоимость и большие габаритные
размеры; это увеличивает капитальные затраты на оборудование
и па строительство зданий обогатительных фабрик. По указаннойпри-
Hiiio механические классификаторы все более вытесняются гидро-
циклонами.
В первое время гидроциклоны устанавливались вместо механиче-
• них классификаторов преимущественно во второй стадии измельче-
ния. Это объясняется тем, что при мелком материале, разгружаемом
мельницей второй стадии, износ насосов и возможность забивки
нпсадка гидроциклона значительно меньше, чем при крупном мате-
риале, выходящем из мельницы первой стадии измельчения.
Позднее, чтобы избежать установки громоздких механических
классификаторов и в то же время уменьшить опасность забивки
насадок гидроциклонов крупными зернами, стали применять схемы
измельчения, в которых разгрузка стержневой мельницы первой
стадии поступала непосредственно в шаровую мельницу второй ста-
дии. Такая схема осуществлена на многих крупных фабриках, напри-
мер ЮГОК-2, ЦГОК, на 9-й и 10-й секциях ЮГОК-1, Чукикамата
и ДР-
Недостаток этой схемы состоит в том, что в мельницу второй ста-
дии измельчения поступает большое количество готового по круп-
ности продукта. Это приводит к излишнему ошламованию руды и сни-
, Кению производительности мельницы по вновь образуемому про-
дукту расчетной крупности.
На некоторых обогатительных фабриках (Бьютт, Рипаблик,
Нибурнум, Мишон и др.) [145] слив стержневых мельниц поступает
и гидроциклоны *. Возможность установки гидроциклонов для клас-
сификации слива стержневых мельниц еще более ограничивает
область применения механических классификаторов.
* На горловине мельницы устанавливается бутара для выделения крупного
материала из питания гидроциклонов.
240 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудование
Однако при сочетании ряда условий установка механически»
классификаторов может оказаться экономичной. К таким условиим
относятся: необходимость классификации крупного и абразивпот
материала; высокая стоимость электроэнергии; невозможность прими
нить износоустойчивые материалы для сменных частей центробежны«
насосов и гидроциклонов. Роль механического классификатора
в этом случае должна сводиться лишь к выделению из питания гидро
циклонов наиболее крупных песков, направляемых непосредственви
в шаровую мельницу. Чтобы уменьшить размеры механического
классификатора, слив следует получать по возможности грубым
(—0,6; —0,8 мм) при плотности, соответствующей максимально!!
производительности классификатора. Во всех других случаях пред
почтение следует отдать гидроциклонам.
Расчет спиральных классификаторов
Спиральные классификаторы выпускаются двух типов — с непо
груженной спиралью для получения грубых сливов и с погруженной
спиралью для получения тонких сливов (приложение 15).
Выбранный к установке классификатор должен обеспечивать
требуемую производительность по сливу и по пескам.
Весовая производительность по сливу спиральных классифика-
торов данного размера зависит от крупности слива, плотности класси-
фицируемого материала и плотности слива, гранулометрического
состава классифицируемого материала, концентрации в пульпе
растворимых солей и реагентов. Для средних по содержанию пер-
вичных шламов руд производительность по сливу может быть под-
считана по эмпирическим формулам:
а) для классификаторов с непогруженной спиралью
(2 = m«fe(94Z)2 + 16Z>); (144)
б) для классификаторов с погруженной спиралью
Q = mob (75D* +10£>), (145)
где Q — производительность по твердому материалу в сливе,
ml сутки',
т — число спиралей классификатора;
а и b — поправки на крупность слива (табл. 46) и на плотность
материала (табл. 47);
D — диаметр спирали, м.
Решение уравнений (144) и (145) дает *:
* Даны приближенные решения уравнений. При'' значениях Q >
)> 100 т/сутки относительная ошибка в определении D не превосходит 2,5%.
Выбор и расчет оборудования для классификации.
241
Таблица 46
Поправки на крупность слива при определении производительности спиральных классификаторов по формулам (144) и (145)
Величина поправки а Максимальная крупность слива, мм
0,4 0,3 0,2 0,15 0,1 0,074 0,053 0,044
Весовое базисное разбавление Ж : Т
1,8 2,0 2,33 4,0 4,5 5,7 6,0 6—7,5
Д hi классификаторов с имелким порогом . . . 1лн классификаторов с погруженной спи- ралью 1,95 1,70 1,46 2,9 1,0 2,2 0,66 1,60 0,46 1,00 0,57 0,36
Примечания;
I. Под максимальной крупностью слива подразумевается размер отверстий сита,
|та которое проходит 95% материала.
2. зависимость между максимальной крупностью слива и содержанием в нем класса
11,1174 лии приведет в табл. 22.
Таблица 47
Поправки на плотность классифицируемого материала при определении
п|кшзводительности спиральных классификаторов по формулам (144) и (145)
Плотность материала, г/аи3...........
Иоличина поправки............... , .
2,7 3,0 3,3 3,5
1,0 1,15 1,30 1,40
4,0 4,5
1,65 1,90
а) для классификаторов с непогруженной спиралью
0=-0,08 + 0,103
б) для классификаторов с погруженной спиралью
D = -0,07 + 0,115 V.
’ 1 ’ г mab
(146)
(147)
Производительность спиральных классификаторов по сливу зави-
сит от плотности слива. Поэтому формулы (144)—(147) справедливы
только для определенных разбавлений (Ж : Т) слива, называемых
далее базисными. Для руд плотностью 2,7 г!см'Л со средним содержа-
нием шламов базисные разбавления приведены в табл. 46. Пересчет
базисного разбавления для руд иной плотности может быть произве-
ден по формуле
/?3=/?2.7^, (148)
где Rs — базисное разбавление для руды плотностью 6;
/(217— базисное разбавление , для руды плотностью 2,7 а/№.
16 Заказ 1075
242 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборубонинич
Для руд с повышенным содержанием первичных шламов базисные
разбавления следует назначать на 20—25% больше, а для руд
с малым содержанием шламов — на-20—25% меньше, чем для сред
них по содержанию шламов руд.
При отклонении фактического (расчетного) разбавления от 6«i:nii
ного производительность по сливу будет изменяться. При более
плотных пульпах по сравнению с базисными производитель]]<>< гь
уменьшается. По мере снижения плотности слива производительность
сначала возрастает, проходит через максимум при некоторой плот
пости, называемой критической, а затем уменьшается до нуля. Кри
тические разбавления зависят от крупности слива, плотности руды
и содержания в ней первичных шламов. Ориентировочные значения
критических разбавлений даны, в табл. 48.
Т а б л и д a i,4
Ориентировочные значения критических разбавлений Ж : Т
(по весу) слива спиральных классификаторов для руд плотностью 2,7 с/с.к’
.Максимальная крупность слива, лш
•Содержание первичных шламов в руде 0,4 0,3 0,2 0,15 0,1 0,075
Критическое разбавление Ж : Т слива
Малое 2,5 3,0 3,5 4,0 5,0 7,0
Среднее 3,0 3,5 4,0 6,0 8,0 10,0
Высокое 3,5 4,0 5,0 7,0 9,0 12,0
Для руд плотностью больше или меньше 2,7 г/см3 критические
разбавления могут быть подсчитаны по формуле (148).
На обогатительных фабриках спиральные классификаторы рабо
тают при разбавлениях значительно меньших, чем критические, что
обусловлено требованиями последующего технологического процесса
По данным табл. 46 и 48, .базисные разбавления составляют около
60% критических.
Поправки в формулы производительности спиральных классифи
катеров на плотность слива приведены в табл. 49.
Таблица 49
Поправки в формулы производительности спиральных классификаторов
по сливу в зависимости от плотности слива
Отношение расчетно- го разбавленияк ба- зисному -Красч/#баз 0,6 0,8 1,0 1,2 1,4 1,7 2,0 3,0 4,0 5,0
<с—поправка произ - водительности на плотность слива 0,7-0,75 0,85 1,0 1,1 1,2 1,25 1,2 1,0 0,85 0,7
Выбор и расчет оборудования для классификации
243
При определении величины поправок учтено, что базисные отно-
iii'iiия Ж:Т равны 60% критических, а производительность при
о । шсиых отношениях составляет 80% максимальной производитель-
цч< ги классификатора.
При классификации материала с большим содержанием тонких
и.мимов вязкость пульпы увеличивается. Это понижает скорость
игпждения зерен и уменьшает производительность классификатора
пи сливу. Поэтому в формулы для расчета производительности
должны быть введены поправки на тип руды: для руд с высоким
। "держанием первичных шламов производительность следует умень-
шить на 20—25%, а для руд с низким содержанием шламов — уве-
iii'i ить на 10—20%.
С учетом дополнительных поправок на плотность пульпы и на
ши руды расчетные формулы (146) и (147) будут иметь следующий
над:
а) для классификаторов с непогруженной спиралью
С = -0,08 +0,103/32; (149)
б) для классификаторов с погруженной спиралью
О_-0,07+0,115/3:, (150)
где с — поправка на плотность слива (см. табл. 49);
d — поправка на содержание первичных шламов.
Производительность спиральных классификаторов по пескам
подсчитывается по формуле
<2 = 135шЬп£>3, (151)
। де Q — производительность по пескам, т/сутки',
п — скорость вращения спирали, об/мин-,
т, Ъ и D — имеют прежние значения [см. формулы (144) и (145)].
Пример расчета спирального классификатора
Выбрать спиральный классификатор для следующих условий: производи-
тельность по сливу 600 т/сутки и по пескам — 2500 т/сутки; крупность слива —
0,2 мм; разбавление слива 7?т = 1,8; плотность руды 6 = 3 г/см3; руда средняя
но содержанию шламов.
1. В соответствии с заданной крупностью слива и производительностью
выбираем двухспиральный классификатор с непогруженной спиралью, т = 2.
2. Определяем значения поправочных коэффициентов а, Ь, с и d к расчетным
формулам:
а) поправка на крупность слива (0,2 лл;) а = 1,46 (см.
табл. 46);
б) поправка на плотность руды (3 г/см3) Ъ = 1,15 (см.
табл. 47);
16*
244 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборуОтни i
в) поправка на плотность слива:
по формуле (148) и табл. 46 базисное разбавление Ж : Т для руды Л
= 3 г/сл13 будет
В8 = *2,7 = 2>33 211;
отношение требуемого разбавления к базисному
поправка на плотность слива по табл. 49 (интерполяцией)
с = 0,89;
г) поправка на содержание первичных шламов ни
вводится, т. е. d=l.
3. Определяем диаметр спиралей классификатора по формуле (149)
Д-+Олю /тд - ~0№+V —. U5 039 < ~ U8
Ближайший стандартный размер классификатора D = 1500 .«л.
4. Определяем действительную производительность выбранного классифи
катора по формуле (144):
Q—mabcd (9471Z+16-D) = 2 • 1,46 • 1,15 • 0,89 • 1,0 (94 • 1,52 +16 • 1,5) = 710 т/сутки
5. Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам
по формуле (151)
Q = 135mbnDs = 135 • 2 -1,15 • 2,5 1.53 = 2600 т/сутки.
Скорость вращения спирали классификатора принимаем 2,5 об/мин.
Проверка показывает, что даже при наименьшей скорости вращения спи
рали классификатор с избытком обеспечивает требуемую производительность
по пескам.
Расчет гидроциклонов
Техническая характеристика гидроциклонов приведена в прило-
жении 16.
Производительность гидроциклонов по исходному питанию
и крупность граничных зерен в сливе Подсчитываются по следу-
ющим формулам [93, 951:
F==5oJ^T2) K^d <152>
. _ 0,9d /Ж
где V — производительность по исходному питанию, л/мин',
D — диаметр гидроциклона, см;
Ка — поправка на угол конусности гидроциклона, вычисляемая
по формуле
#а = 0,79 +-----°'044 ; (154)
0,0379 + tg —
245
Выбор и расчет оборудования для классификации
а — угол конусности, град (при а = 20° Ка — 1);
</„ — диаметр отверстия питающего насадка, см;
d — диаметр отверстия шламового насадка, см;
д — ускорение силы тяжести (д — 9,81 м/сек2);
// — давление пульпы на входе в гидроциклон, кГ/см2;
6 — крупность граничных зерен в сливе, мк;
0И — содержание твердого в исходном питании, %;
Л — диаметр отверстия пескового насадка, см;
(I — плотность классифицируемого материала, г/см3;
р0 — плотность жидкой фазы (р0 = 1 г/см3).
Здесь под граничной крупностью понимается размер отверстий
। ига, на котором выход мелкого класса равен выходу твердой фазы
и сливе гидроциклона.
Максимальная крупность зерен в сливе приблизительно в 1,8 раза
Польше крупности граничных зерен, поэтому для зерен максималь-
ной крупности формула (153) имеет вид
бм = 1,62
(155)
где бм — крупность максимальных зерен в сливе гидроциклона, мк.
Решая равенство (155) относительно D, получаем формулу для
определения максимального диаметра гидроциклона
D
м
0,38 (т)2^ (р_ро)
Ри
(156)
Отношение ~ лежит в пределах от 0,15 до 0,8. Широкие пределы
этого отношения объясняются тем, что диаметр отверстия пескового
насадка является регулируемым параметром. При определении
максимального диаметра гидроциклона по формуле (156) следует
принимать отношение ~ равным 0,5—0,6.
Содержание твердого в исходном питании
100
Тс । Тп *
Рс Рп
%,
(157)
где Тс и Уп — выходы твердого в сливе и в песках;
Рс и рп — содержания твердого в сливе и в песках.
Содержание твердого.в песках гидроциклона равно 60—70%.
Содержание твердого в сливе зависит от требуемой крупности слива
246 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
и по В. А. Олевскому [85] приблизительно может быть определена
по формуле
Рс = (52 —0,38₽) [1 + 0,5 (р-2,7)], %,
где |3С — содержание твердого в сливе, %;
|3 — требуемое содержание класса —0,074.мм в сливе, %;
р — плотность классифицируемого материала, г/см?.
Давление пульпы на входе в гидроциклон обычно лежит в предо*
лах 0,4—1,5 кГ/см2. Для экономии энергии и уменьшения износ»
сменных частей насоса давление желательно принимать наименьшим,
Следует, однако, иметь в виду, что при очень низком давлении дин
метры гидроциклонов получаются малыми, а число гидроциклош>ц
большим, а это неудобно в эксплуатации. Поэтому при выборе гидро-
циклонов необходимо сравнить несколько конкурирующих вариаи!
тов, отличающихся давлением пульпы на входе в гидроциклон.
Порядок выбора и расчета гидроциклонов
сводится к следующему.
1. По формуле (156) определяют максимальные диаметры гидро*
циклонов при значении А = 0,5 4- 0,6 для трех вариантов: Н -1
= 0,5 кГ/см2\ Н = 1 кГ/см2 и Н = 1,5 кГ/см2.
2. Выбирают для каждого варианта ближайший меньший типовой
диаметр гидроциклоиа.
3. По формуле (152) подсчитывают для каждого варианта проиа
водителыюсть гидроциклона по'сливу/л^> J 1
4. Подсчитывают для каждого варианта требуемое число гидро»
циклонов.
5. Для каждого варианта производят поверку гидроциклона п»
удельную нагрузку по пескам, которая должна быть в пределах
0,5—2 т/ч-см1 площади живого сечения пескового насадка.
6. Путем сравнения выбирают наиболее выгодный вариант.
Пример расчета гидроциклонов
Выбрать гидроциклопы для следующих условий работы: максимальная
крупность зерен в сливе 0,15 мм (соотношение между максимальной крупности»
слива и содержанием в нем класса —0,074 мм. — см. табл. 22); производится^
иость по исходному питанию 4000 т/'сутки, по сливу — 1000 т/сутки, по пес-
кам — 3000 т/сутки-, отношения Ж : Т: в сливе 2,5 : 1 (28,5% твердого), в песка»
0,5 : 1 (67% твердого), в исходном питании 1 : 1 (50% твердого); плотность
руды 3 г/см9.
1. Определяем по формуле (156) максимальный диаметр гидроциклопии
при отношении ~ = 0,5:
а) д л я Н = 0,5 кГ/смг
°’38бм(-^) (р-ро)/Я 0i38.150%лр(52. (3—1)
----------=-----------50---------- = 59 СЛ1;
Выбор и расчет оборудования для классификации
247
б) для Я = 1 кГ/см2
^м=591/Ь5=83 см;
т
в) д л я Я = 1,5 кГ/см2
Du = 59 1/ ^=102 см.
Ближайшие меньшие размеры диаметров типовых гидроциклонов будут 500,
750 и 1000 мм.
2. Определяем производительность гидроциклонов по формуле (152):
а) для гидроциклона D = 500 мм, а = 20Q
У = о(°’08' ^+2) 1.7,2 • П /9,81 • 0,5 = 876 л/мин;
v, 1 • DU "j - 1
б) для гидроциклона D — 750 мм, а = 20°
Б JЛ'’ \1 • 16,5 • 20 /9,81 1 = 4880 л/мин-,
0,1-75+1 '
в) для гидроцпклона D — 1000 л(Л1, а = 20°
У = ° ^'1^100++^ 1 • 25 • 30 /9,81 • 1,5 == 13 300 л/мин.
Значения dn и d приняты средние из пределов, указанных в приложении 16.
3. Определяем потребное число гидроциклонов.
Минутный дебит пульпы
I ™
Число гидроциклонов:
а) д л я варианта а
У„ 3700 . п
na — ~-= = 4,2, к установке 5;
б) для варианта б
пб — -17М- = 7555 = 0,76, к установке 1
V б 4oov
Так как для требуемой производительности достаточно одного циклона
диаметром 750 леи, то вариант в (с установкой циклонов диаметром 1000 мм)
отпадает.
4. Проверяем гидроциклоны на удельную нагрузку по пескам.
В соответствии с принятым отношением = 0,5 расчетные диаметры
отверстий песковых насадков будут:
Да = 0,5<7 = 0,5 • 11 = 5,5 см; Дб = О,5-20=10 см.
Удельные нагрузки по пескам:
а) для циклонов D = 500 л»л»
4(? 4 3000 . , ,
9а 24палД2 24-5-л-5,52 “°’98
248 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовании
б) дляц и клопов В = 750 мм
4Q _ 4-3000
24пблДб 24 • 1 л • 102
1,6 т[см2 • ч.
Для обоих вариантов удельная нагрузка лежит в пределах нормы.
В результате расчета выявлено, что сравнению подлежат два варианта!
установка пяти гидроциклопов D = 500 мм, работающих при давлении пулыщ
на входе 0,5 кГ/см2-, установка одного гидроциклона D — 750 мм, работающего
при давлении пульпы на входе 1 кГ/см2. При перекачке пульпы насосами эксплу-
атационные расходы вследствие меньшего износа насосов будут ниже для первого
варианта, однако износ песковых насадков и самих гидроциклопов при первом
варианте будет больше.
Чашевые гидроклассификаторы с вибрирующей чашей, гидросепа
раторы. В этой группе классифицирующих аппаратов для повыше
пия эффективности классификации в нижнюю часть" аппарата подается I
под давлением вода.
Чашевый гидроклассификатор с вибриру-
ющей чаше й обеспечивает высокую эффективность классификп
ции. Содержание в песках класса —0,074 ллг получается в три раза
меньше по сравнению с обычными классификаторами и гидроцикло*"
нами. Недостатки этого аппарата состоят в громоздкости, сложности
конструкции и получении более разбавленного слива. Расход воды,
подаваемой под дно перфорированной чаши, составляет 0,4—1 л/1
на 1 т песков. Диаметр чаши — от 0,5 до 4,5 м.
Гидросепаратор представляет собой неглубокий сгусти-
тель, применяется в тех случаях, когда требуется получить тонкий
слив — с максимальной крупностью 0,05 мм. На некоторых обогати
тельных фабриках гидросепараторы работают в замкнутом цикли
с мельницами. Максимальное содержание твердого в песках состн
вляет 55—65%. Эффективность классификации невысокая вследствие
повышенной влажности песков. Основной недостаток гидросепарато
ров по сравнению с гидроциклонами заключается в их громоздкости.
Расчет чашевых гидроклассификаторов и гидросепараторов произ-
водится по формуле
V I
^=4’
где F — потребная площадь осаждения, м2;
V — объем слива, м3/сутки;
v — скорость падения наибольших зерен в сливе, м/сутки',
к — отношение эффективно используемой площади осаждении
к общей площади (к 0,8).
Если содержание твердого в сливе меньше 10%, то значение i
может быдь определено по формуле Стокса. При более плотных сливах
значение определяется опытным путем.
По площади осаждения определяется число аппаратов в зависи«
мости от выбранного их диаметра.
Выбор и расчет оборудования для классификации
249
Питание
Слив
Рис.
жидкости в пирамидальном
отстойнике, разделенном пе-
регородкой
Осадок
64. Схема потока
Гидравлические классификаторы, пирамидальные отстойники,
конусы предназначены для разделения материалов на несколько
к Лиссов по скорости осаждения их в водной среде. Наибольшая круп-
ность зерен в питании этих аппаратов в большинстве случаев не
превышает 2—3 мм.
Гидравлические классификаторы приме-
ни ются при необходимости иметь высокую
н|)фективность классификации, например
перед концентрацией на столах руд редких
металлов.
Из гидравлических классификаторов
наиболее совершенными являются классифи-
каторы стесненного падения с лопастными
мешалками. Производительность этих клас-
< ификаторов колеблется в широких пределах
в зависимости от крупности питания, плот-
ности руды и требуемой точности класси-
фикации. При классификации перед грави-
тационным обогащением оловянных и воль-
фрамовых руд, измельченных до 1—2 мм,
производительность ' классификатора с ло-
пастными мешалками составляет 10—25 т/ч.
При пониженных требованиях к точности
классификации и крупном питании произ-
водительность классификаторов достигает
30 т/ч, а при повышенных требованиях к точности классификации
и очень мелком питании — снижается до 3—5 т/ч.
Производительность поверхностно-поточных пирамидальных от-
стойников подсчитывается по формуле
V = vF,
(159)
где V — производительность по питанию, м3/ч;
и — скорость осаждения наименьших осаждаемых зерен, м/ч;
F — площадь камеры пирамидального отстойника, ж2.
В пирамидальных отстойниках с вертикальными перегородками
(рис. 64) классификация происходит главным образом во втором отде-
лении. Производительность такого отстойника подсчитывается по
формуле
V = vF2, (160)
где F2 — площадь второго отделения отстойника, л/.2.
Значения Уин прежние.
По формулам (159) и (160) определяется сначала общая потреб-
ная площадь для осаждения зерен, а затем — число камер отстой-
ника.
250 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудована»
Конусы являются наиболее простыми классифицирующими апшн
ратами. Для хорошей разгрузки песковой фракции из конуса неоГн
ходимо, чтобы угол между его образующими и горизонтальной плос-
костью был не менее 60—65°. Это условие не позволяет строитько»!
нусы больших диаметров, так как они получались бы очень высокими.
Расчет производительности конусов производится так же, как гидро-
сепараторов.
Пирамидальные отстойники и конусы требуют для установки
больших площадей и объемов зданий. Поэтому на вновь проектиру
емых обогатительных фабриках большой производительности вместо
этих аппаратов применяются гидроциклоны.
§ 6. Выбор и расчет оборудования для обогащения
гравитационными процессами
Отсадочные машины
Область применения отсадочных машин в последние годы заметно
сокращается в связи с вытеснением отсадки обогащением в тяжелых
суспензиях и на винтовых сепараторах. Однако в ряде случаев, напри
мер при наличии в исходном сырье шламующйхся минералов, при
пористой руде, мелкой вкрапленности полезных минералов, малой
производительности обогатительной фабрики, обогащение в суспен
зиях не может конкурировать с отсадкой.
Верхний предел крупности материала, обогащаемого отсадкой,
составляет для каменных углей 120—175 мм, для руд 40—50 мм.
Нижний предел крупности зависит от плотности разделяемых мине-
ралов — для угля 0,3—0,5 мм, для руд черных и цветных металлов
0,1—0,15 мм, для руд редких металлов 0,05—0,1 мм [123].
Выбор типа отсадочной машины определяется
родом перерабатываемого сырья, крупностью питания и требова
ниями, предъявляемыми к продуктам обогащения.
Для отсадки мелкоизмельченных руд редких и цветных металлои
требуется увеличенное число пульсаций воды в отсадочной матине
(250—500 в минуту) при сравнительно малой амплитуде. По кон
структивным условиям такой режим отсадки создается диафрагмо-
выми машинами (см. приложение 17). Имеет большое значение также
равномерность пульсаций воды по всей площади отсадочного
решета. Этому условию в наибольшей степени отвечают машины
с расположением диафрагмы под решетом.
Для отсадки крупно- и средневкрапленных руд и камеи
ных углей рекомендуется применять беспоршневые отсадочные
машины, в которых пульсации пульпы создаются подачей в ма-
шину сжатого воздуха (см. приложение 18). Поршневые отсадочные
машины на вновь строящихся фабриках устанавливаются редки
[30, 123].
Ныбор и расчет оборудования для обогащения гравитационными процессами 251-
Производительность отсадочных машин
определяется по нормам удельной нагрузки на 1 лга площади или
на 1 м ширины отсадочного решета. Производительность машины
поз растает с увеличением разности в плотности разделяемых минера-
IOH и крупности питания (примерно пропорционально квадратному
корню из диаметра зерен). При округлой и кубообразной форме
морен производительность выше, чем при плоской или вытянутой
форме [731.
Производительность отсадочной машины как транспортирующего
механизма [13, 122]
Q — 3,6BHvpp, (161)
где Q — производительность по сухому исходному питанию, т/ч;
В — ширина отсадочного решета, м;
Н — высота слоя материала на отсадочном решете выше сливного
порога в момент взвешивания постели, м;
v — средняя продольная скорость движения материала, мм/сек;
р — плотность зерен материала, г/см3;
р, — коэффициент разрыхления постели в момент взвешивания
(р ~ 0,5).
При проектировании применяются следующие методы определения
производительности отсадочных машин: по нормам удельной нагрузки
по исходному питанию на 1 .и2 площади отсадочного решета; по нор-
мам удельной нагрузки на 1 м2 площади решета по тяжелому про-
дукту, проходящему через постель и решето; по нормам удельной
нагрузки на 1 м ширины отсадочного решета.
Нормы удельной нагрузки устанавливаются обобщением прак-
тических данных по отсадке на обогатительных фабриках, перераба-
гывающих аналогичное сырье, или опытным путем. Ориентировочные
средние нормы удельных нагрузок по исходному питанию приведены
и табл. 50.
В конкретных случаях норма удельной нагрузки может откло-
ниться от средней, например при отсадке легкообогатимых углей
нагрузка может быть повышена на 20—25%, а при отсадке трудно-
пбогатимых углей — понижена на 25—30%. При операциях пере-
чистки первичных концентратов удельные нагрузки следует прини-
мать на 30—40% меньше приведенных в табл. 50.
Исследования отсадки в искусственных тяжелых суспензиях
показали возможность разделения минералов с малой разницей
а плотности. При этом способе обогащения не требуется строгого
контроля за плотностью суспензии и отсадка может производиться
при небольшом числе пульсаций суспензии. Производительность
отсадочных машин при отсадке в суспензии резко возрастает, напри-
мер при обогащении углей удельная производительность по исход-
ному питанию доходит до 50ш/лг2-ч.
252 Выбор и технологический расчет основного обогатительного обору донн ши
Таблиц» .и
Ориентировочные средние нормы удельных нагрузок
отсадочных машин по исходному питанию
Обогащаемый материал Получаемые продукты Уделы|.'|н нагрузки по питании т/м2’Ч
Уголь средней обогатимости, крупный класс (>8—12 мм) Окончательный концентрат, промпродукт и порода 12—18
То же, мелкий класс (—10— 0,5 мм) То же 10—15
Неклассифицированный уголь (125—0 мм) Концентрат, промпродукт и порода 15-25
Промпродукт после первого приема обогащения угля Окончательный концентрат, промпродукт и порода 4-6
Марганцевые и железные руды при наибольшей крупности питания (15—20 мм) Окончательный концентрат, промпродукт и отвальные хвосты 5-7
Те же руды, но при наибольшей крупности питания (4—2 мм) То же 2—5
Оловянные и вольфрамовые ко- ренные руды при наибольшей крупности питания 8—16 мм) Грубый концентрат и богатые хвосты для дальнейшей об- работки 7—12
То же, при наибольшей крупно- ности питания (3—1 мм) Отвальные хвосты и бедный концентрат для дальнейшей обработки 4-6
Оловянные и вольфрамовые ко- ренные руды, отсадочная ма- шина работает в цикле измель- чения и классификации Грубый концентрат 10—20
Золотые россыпные руды, пер- вичная отсадка Отвальные хвосты и бедный концентрат для дальнейшей обработки 10-20
Россыпные руды редких метал- лов, первичная отсадка Коренные золотосодержащие ру- ды, отсадочная машина рабо- тает в цикле тонкого измель- чения и классификации То же 5—10
Крупное золото в концентрате 20—50 и выше
Полиметаллические свинцово- цинковые руды, цинковые и медные монометаллические ру- ды Окончательные концентраты, хвосты и промпродукты 1—2
При отсадке колумбитовых и касситеритовых россыпных руд допу-
скается нагрузка до 10 т/ч на 1 м ширины отсадочного решета.
При отсадке россыпных золотых руд удельные нагрузки колеб-
лются в широких пределах в зависимости от крупности золота и ка-
чества продуктов отсадки. Особенно высокие удельные нагрузки
(до 20—40т/м2-ч) допускаются при установке отсадочных машин
в цикле измельчения для выделения части золота, находящегося
Ныппр и расчет оборудования для обогащения гравитационными процессами 253
н палее крупных зернах. В отдельных случаях при таких условиях
|нп11>ты отсадочных машин удельная нагрузка их достигает 80—
|О() т/м2-ч.
Точность разделения в отсадочных маши-
п и х крупного материала при плотности разделения 1,5—2 г! см?
ни тавляет соответственно 0,10 (0,12)—0,15 (0,17).
Суспензионные сепараторы
Выбор типа сепаратора. Для обогащения каменных
глей крупнее 6—10 мм и руд крупнее 3—5 мм применяются сепара-
1<||>ы с поступательным движением суспензии, в которых разделение
минералов обусловлено силой тяжести. При меньшей крупности
углей и руд применяются суспензионные циклоны. В сравнительно
редких случаях вместо суспензий используются тяжелые жидкости.
Сепараторы с поступательным движением суспензии различаются
формой и глубиной ванны, направлением движения, суспензии,
числом выдаваемых продуктов обогащения, способом разгрузки
тпжелых продуктов.
В зависимости от формы ванны сепараторы подразделяются на
конусные, пирамидальные, корытные, барабанные, кольцевые, же-
лобные. В зависимости от направления движения суспензии разли-
чают сепараторы с вертикальным, горизонтальным и комбинирован-
ным (вертикально-горизонтальным) движением суспензии. По числу
..даваемых продуктов сепараторы делятся на двух- и трехпродукт-
ные. Для разгрузки тяжелого продукта применяются аэролифтные
подъемники, шлюзовые затворы, скребковые и ленточные конвейеры,
цепные элеваторы, качающиеся скребки, элеваторные колеса, спи-
рали на внутренней поверхности вращающегося барабана, наклон-
ные шнеки.
Достоинства и недостатки сепараторов должны оцениваться по
следующим показателям: объему суспензии, удаляемой из сепаратора
< продуктами.обогащения на 1 т питания; возможности обогащения
крупнокускового материала; надежности в работе и сроку службы
изнашивающихся частей, удобству и быстроте ремонта; способу уда-
пения из ванны кусков плотностью, равной или близкой плотности
суспензии; сохранению спокойного состояния суспензии в ванне
и стабильности плотности суспензии в разных точках ванны.
Объем суспензии, удаляемой из ванны с продуктами обогащения,
зависит от способа разгрузки тяжелого и легкого продуктов. Для
уменьшения количества циркулирующей суспензии желательно,
чтобы тяжелый продукт при выходе из суспензии несколько дрени-
ровался, а легкий продукт перемещался по поверхности суспензии
в сторону разгрузки механическим устройством.
При разгрузке тяжелого продукта аэролифтами, шлюзовыми
затворами, качающимися скребками дренаж суспензии отсутствует
254 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудован и ч
или происходит в незначительной степени. Поэтому сепараторы,
оборудованные этими разгрузочными устройствами, характеризуются
большим объемом циркулирующей суспензии, доходящим до 4—6 м
на 1 т исходного питания [69]. При других способах разрузки тяже
лого продукта имеет место частичный дренаж суспензии, ее циркуля
ция уменьшается до 1,5—3 м3 на тонну питания.
Возможность обогащения в сепараторе крупного материала Опре
деляется типом разгрузочного устройства для тяжелого продукта
Сепараторы с разгрузкой тяжелого продукта аэролифтами, шлюзе
выми затворами, шнеками и спиралями не могут применяться для
обогащения крупного материала. При крупном материале наиболее
пригодны сепараторы с разгрузкой тяжелого продукта элеваторным
колесом.
Срок службы изнашивающихся частей и межремонтные периоды
дольше для сепараторов, в которых нет скольжения кусков обогаща
емого материала по рабочим его поверхностям. Лучшими в этом
отношении являются сепараторы с разгрузкой тяжелого продукта
элеваторным колесом или цепным элеватором. Но последние, как
и скребковые конвейеры, имеют большое число трущихся сочлене-
ний, проходящих через суспензию. Для надежной работы эти транс-
портные механизмы требуют применения износостойких материалов
и качественного изготовления. По удобству и быстроте ремонта
преимущество имеют мелкие корытные сепараторы с разгрузкой
тяжелого продукта скребковыми конвейерами.
Продукты обогащения, плотность которых близка плотности
суспензии, накапливаются в ванне сепаратора. Удаление их из ванны
облегчается в сепараторах с горизонтальным или комбинированным
движением суспензии. При вертикальном ламинарном движении
суспензии сростки минералов определенной плотности теоретически
не могут быть удалены из ванны. Для их разгрузки требуется перио-
дическое изменение или скорости движения суспензии, или ее плот-
ности. Это усложняет регулирование работы сепараторов с вертикаль-
ным движением суспензии и является их недостатком.
Для обогащения каменных углей приняты в качестве типовых
сепараторы с элеваторным колесом (типа СК и СКВ), в наибольшей
степени удовлетворяющие рассмотренным выше требованиям (см.
приложение 19). Эти сепараторы могут с успехом применяться также
и для руд, особенно при крупном исходном питаниия и большой
производительности обогатительной фабрики.
Для обогащения сравнительно мелких руД, крупностью 40—5
(25—5) мм, могут быть использованы спиральные классификаторы,
заполняемые тяжелой суспензией, конусные и барабанные суспен-
зионные сепараторы (см. приложение 20) [42].
Для обогащения углей в диапазоне крупности 13 (6)—0,5 мм
и для руд в диапазоне 6 (3)—0,3 мм применяются суспензионные
циклоны (см. приложение 21).
Iluihip и расчет оборудования для обогащения гравитационными процессами 255
Определение производительности сепара-
। '| I» о в. Производительность суспензионных сепараторов с посту-
пательным движением суспензии зависит от тех же условий, что
к производительность отсадочных машин.
Значительное содержание в исходном питании фракций плот-
<>< тыо, близкой плотности суспензии, понижает производительность
। гиараторов, что объясняется малыми скоростями вертикального
перемещения таких фракций в суспензии. Поэтому при обогащении
и суспензионных сепараторах труднообогатимых углей и руд с малой
ризницей в плотности лег-
кого и тяжелого продук-
гпн производительность их
следует уменьшать по сра-
кпецию с производитель-
ностью на средних по обо-
гитимости углях и рудах.
Коэффициенты уменьше-
ния производительности
при обогащении углей
могут быть взяты такими
же, как для отсадочных
машин *.
Скорость вертикаль-
ного перемещения мелких
зерен меньше, чем круп-
ных. Поэтому производи-
тельность сепараторов по-
Рис. 65. Зависимость удельной производительности
суспензионных сепараторов от средней крупности
питания при обогащении каменных углей
иижается с уменьшением
крупности питания. Зависимость удельной производительности сепа--
риторов от средней крупности питания при обогащении углей пока-
янна на рис. 65 [69].
Эта зависимость может быть выражена формулой
9 = 53 log (/ — 29,
(162)
где q — удельная производительность по всплывшему продукту на
1 м ширины потока суспензии, т/м-ч-,
d — средний размер зерен в питании, мм.
Ориентировочно производительность суспензионных сепараторов
всех систем может быть подсчитана по формуле [69]
Q = kDd\, (163)
где Q — производительность по исходному питанию, т/ч;
* Для легкообогатимых углей производительность повышается на
20—25%,.а для труднообогатимых углей — понижается на 25—30%.
256 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудование
к — коэффициент; при преобладании в питании легкой фракции
к = 180 для корытных сепараторов, к = 220 для конусом,
к = 250 для закрытых барабанных сепараторов; при л pt
обладании тяжелой фракции к = 350 для конусов, к = 400
для барабанных сепараторов; при обогащении алмазов
в конусах с кольцевой перегородкой к — 350;
D — диаметр конуса или барабана (ширина ванны для корытных
сепараторов), ж;
d — размер наибольших кусков в питании, ж;
А — плотность суспензии (разделения), г/см3.
При проектировании производительность суспензионных сепара
торов берется непосредственно из каталогов или подсчитывается но
допустимой норме удельной нагрузки. Последняя исчисляется на
1 ж2 зеркала суспензии по количеству исходного питания, по коли
честву всплывающего (легкого) продукта, по количеству тяжел ого
продукта или на 1 ж ширины потока суспензии по количеству исход
него питания и по количеству легкого продукта. Методы расчета
по удельной нагрузке на 1 ж ширины потока суспензии можно при
менять в том случае, если длина ванны (путь потока суспензии)
обеспечивает требуемое качество разделения.
Наиболее часто производительность суспензионных сепараторов
подсчитывается по нормам нагрузки на 1 ж2 зеркала суспензии
(табл. 51) [30, 42] или на 1 ж ширины потока [см. формулу (162)
и рис. 65].
При определении допустимой удельной нагрузки необходимо
вводить поправку на крупность обогащаемого материала. В соответ-
ствии с формулой (162) поправочный коэффициент на крупность
» 531°gdx—29 _ 1,82 log <4—1
53 log d2—29 1,82 log d2—1’ ' '
где dx — средняя арифметическая крупность класса материала,
который будет обогащаться на проектируемой обогати-
тельной фабрике, жж;
— средняя арифметическая крупность класса материала,
для которого производительность сепаратора известна, жж.
Точность разделения в суспензионных сепараторах для класса
крупнее 6—10 мм при плотности разделения 1,5 г/сж® составляет
0,015—0,025, при плотности разделения 1,8—1,9 г!см3 составляет
0,03-0,04.
Производительность суспензионных цик-
лонов. При обогащении каменного угля обычно применяются
циклоны диаметром 350—700 мм с углом конусности 20°. Их произ-
водительность и требуемая высота напора равны: Q = 200Z)2;
Н = QD, где Q — производительность по исходному питанию, т/ч;
Н —требуемый напор пульпы, ж; D — диаметр циклона, ж.
ilnthip и расчет оборудования для обогащения гравитационными процессами 257
Таблица 51 Ориентировочные удельные нагрузки суспензионных двухпродуктных сепараторов
Обогащаемый материал Крупность питания, мм Удельная нагрузка, т/м2‘Ч
по питанию по легкому продукту
Каменные угли средней обогатимости, содержащие 10% видимой породы 300—13 22—28 20-25
То же 30-6 9—11 8—10
Каменные угли средней обогатимости, содержащие 30% породы 300—13 28—36 20—25
1 о же 30—6 11—14 8—10
Руды черных металлов 40—5 35—50 9-12
Руды цветных и редких металлов сред- ней обогатимости 40-5 (3) 13—20 • 9-12
Руды цветных и редких металлов труд- ной обогатимости 40-5 (3) 5—10 4—7
Строительный щебень и гравий .... 50-5 25—35 —
То же 30-5 20—30 —
Флюоритовые руды 20—3 2—3 —
Алмазоносные руды 25—1,6 7—9 6-8
Примечание. К труднообогатимым условно отнесены руды, содержащие свыше
',()% фракции плотностью в диапазоне от А —0,05 до А +0,05 , где А — плотность разделе-
НИН, 8/СМ3,
Точность разделения при обогащении угля в гидроциклонах
при плотности разделения 1,45—1,6 г!см3 составляет 0,025—0,03,
при плотности разделения 1,8—2 г/см3 составляет 0,05—0,06 [42,
69, 89].
Нормативные показатели и удельные нагрузки при обогащении
и суспензиях даны в приложении 22.
Концентрационные столы
Концентрационные столы имеют малую удельную производи-
тельность и поэтому требуют больших площадей пола для установки.
11 ри обогащении коренных и россыпных руд редких металлов на
111ювь. проектируемых фабриках концентрационные столы прцме-
11 я ются дляперечистки концентратов при крупности питания от 3 мм
и ниже. Конкурирующими с концентрационными столами аппара-
тами являются винтовые, струйные и конусные сепараторы.
При обогащении углей крупность питания концентрационных
с/голов достигает 13 мм и редко 25 мм.
Концентрационные столы выпускаются одно- и трехъярусные
(см. приложение 23). Последние требуют в два раза меньшей площади
пола и потребляют меньше энергии на единицу производительности
17 Заказ 1075
258 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
по сравнению с одноярусными концентрационными столами. При обо-
гащении рудных продуктов мельче 0,2 мм трехъярусные концентра
ционные столы дают несколько худшие показатели, чем одноярусные;
для классов >> 0,2 мм показатели одинаковы.
Производительность концентрационных столов зависит от круп-
ности исходного питания, разницы в плотности разделяемых минера-
лов и требований, предъявляемых к качеству продуктов обогащения.
Для операций первичного обогащения руд с получением черновых
концентратов, промпродукта и отвальных хвостов производитель-
ность одноярусного концентрационного стола СКМ-1 может быть
подсчитана по эмпирической формуле [54]
^ = 0,16 (165)
где Q — производительность по сухому исходному питанию,
F — площадь деки стола, ж2;
rfcp — среднеарифметическая крупность зерен в питании, мм-
6, 6j и 62 — плотность соответственно руды, полезного минерала
(тяжелой фракции) и пустой породы (легкой фракции),
г/смя.
Производительность концентрационного стола, работающего
в операциях перечистки концентрата, следует принимать на 20—30%,
меньше, чем_ в основном цикле.
Производительность стола СКМ-1 при обогащении каменного,
угля крупностью 0—1 мм составляет 6—10 т/ч, при крупности
0—6 мм равна 15—18 т/ч. Производительность шестидечного этаже-
рочного стола СКПМ-6 (опытная конструкция) при крупности угля
0—6 равна 45—50 т/ч [15, 122].
Производительность трехъярусного стола ЯСК-1 в два раза
больше, чем производительность СКМ-1.
Шлюзы
Применяются два типа шлюзов — с ручным сполоском, называ-
емые простыми шлюзами, и с автоматическим сполоском, называ-
емые автоматическими шлюзами (см. приложение 23). Основная
область применения простых шлюзов — обогащение россыпных
золотых руд. Применение простых шлюзов для россыпных руд ред-
ких металлов приводит к необходимости частых сполосков и значи-
тельной затрате труда вследствие повышенных по сравнению с золо-
тыми рудами выходов концентрата. Поэтому для обогащения россып-
ных руд редких металлов следует устанавливать отсадочные машины,
конусные, струйные и винтовые сепараторы, а при очень мелких
песках — автоматические шлюзы.
Ныбор и расчет оборудования для обогащения гравитационными процессами 259
Автоматические многодечные шлюзы применяются также для
извлечения металлов из тонких шламов, получающихся при гравита-
ционном обогащении коренных руд, и для извлечения редкометаль-
iii.ix минералов из хвостов флотации. Основное достоинство этих аппа-
ратов по сравнению с концентрационными столами состоит в меныпей
нанимаемой ими площади пола и в автоматической их работе.
Потребная площадь шлюзов может быть определена, исходя из
допустимых норм удельных нагрузок *.
Допустимые удельные нагрузки зависят в основном от крупности
и плотности полезного минерала, а также от допустимых потерь
металла в хвостах.
При разработке золотых руд драгами удельная нагрузка обычно
составляет 0,5—1,4 м3 эфелей на 1 м2 поверхности шлюза в час.
11 ри насыпном весе эфелей 1,6 т/м3 это соответствует 0,8—2,2 т/м2 -ч.
При обработке на шлюзах слива классификаторов или хвостов фло-
тации на флотационных фабриках для извлечения золота удельные
нагрузки составляют 0,5—1 т/м2-ч. Высокая нагрузка для столь
гонкого материала объясняется тем, что шлюзы в данном случае
предназначаются для улавливания лишь более крупных зерен золота,
основное же количество золота извлекается флотацией.
При обогащении на шлюзах очень тонких классифицированных
11 ьиамов, получаемых цри гравитационном обогащении ол опаяны х
и вольфрамювых коренных руд, ориентировочные нагрузки по пита-
1111ю для класс а А^/'О—40 лтк составляют. 0,15 ш/ж2-ч, для класса
г-40+25 мк равны 0,06 т/м2-ч, для класса —25+13 мк составляют”
0,04 т/м/2 -ч.
При извлечении касситерита на фабрике Сулливан (Канада)
из хвостов флотации обесшламленных до 15 мк удельная нагрузка
по питанию составляла 0,3 т/м'2-ч.
На основании выбранной удельной нагрузки подсчитываются
общая площадь шлюзов и их число.
Винтовые сепараторы
Винтовые сепараторы не имеют движущихся частей, не имеют
простоев из-за механических неполадок и в то же время дают высокие
технологические показатели обогащения. Стоимость обогащения
песков на винтовых сепараторах на 15—60% меньше, чем в отсадоч-
ных машинах, а расход воды меньше на 35—40%. При обогащении
па винтовых сепараторах песков благоприятного гранулометриче-
ского состава извлечение ценных минералов в концентрат выше на
3 10%, чем извлечение при отсадке. При обогащении на винтовых
операторах коренных руд получаются пониженные технологические
* Размеры простых шлюзов можно также определить технологическим рас-
четом [73, 122].
17*
260 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудована»
показатели по сравнению с концентрационными столами, но сепара
торы дают значительную экономию по занимаемой площади пола
и эксплуатационным расходам [5, ИЗ].
Область применения. Винтовые сепараторы приме-
няются для обогащения песков, содержащих ценные минералы выси
кой плотности. Верхний предел крупности зерен пустой породы
в питании 15—20 мм. Пределы крупности полезных тяжелых минера-
лов, успешно извлекаемых на винтовых сепараторах, i—0,1 мм,
зерна мельче 0,05—0,07 мм практически не извлекаются. Плоские
зерна пустой породы загрязняют концентрат. Исходное питание
желательно обесшламливать. При содержании в питании свыше*
15—20% глинисто-илистого материала предварительное обесшламли
вание необходимо.
При обогащении коренных руд редких металлов винтовые
сепараторы могут применяться в основном цикле обогащения лишь
для таких операций, где не получаются отвальные хвосты и при круп-
ности питания в пределах —2 -[-0,1 (0,074) мм. На флотационных
фабриках эти сепараторы могут устанавливаться для извлечения
из зернистой части хвостов флотации сопутствующих минералов
большой плотности. Винтовые сепараторы широко применяются
также для извлечения слабомагнитных окислов из железных руд,
не требующих тонкого измельчения перед обогащением.
Производительность винтовых сепарато-
ров зависит от диаметра витков желоба, угла подъема винтовой
линии, вещественного состава и крупности обогащаемого материала.
Таблица 52
Ориентировочная производительность винтовых сепараторов
Обогащаемый материал Крупность питания, мм Диаметр витков сепаратора. мм Произво- дитель- ность, т/ч
породы полезных минера- лов
Пески -16+0,05 +0,25 1200 15—20
» —4+0,05 +0,25 1200 10—12
» —16 + 0,05 -0,25 1200 9-10
» -1 + 0,05 +0,25 1200 6-8
» —2 —0,25 1200 3-4
Коренные руды редких металлов —2 + 0,074 — 1200 10—15 *
Пески -6 — 600—750 1,5-1,7
Железные руды Обесшламлениые хвосты флота- -0,83 — 600—750 1,4—1,5
ции Хвосты гравитационных фабрик -0,6+ 0,1 — 600—750 1,7-2,3
цветных металлов -1+0,4 — 600-750 1,2—1,3
* Получаются черновые концентраты и богатые хвосты для последующей обработки.
Набор и расчет оборудования для обогащения гравитационными процессами 261
Производительность повышается при увеличении диаметра витков
и угла подъема винтовой линии. Уменьшение крупности зерен породы
и полезных минералов в питании, а также повышенное содержание
и питании глины и шламов вызывает снижение производительности
сепаратора.
При проектировании производительность винтовых сепараторов
порется по практическим данным или на основании эксперименталь-
ных работ. Ориентировочная производительность сепараторов при-
педена в табл. 52, а их техническая характеристика в приложении 24.
Струйные и конусные сепараторы [16, 36, .96'1
Принцип действия этих сепараторов одинаков — расслоение
и суживающемся потоке пульпы.
Область применения — мокрое гравитационное обога-
щение руд с зернами крупностью 2,5—0,04 мм. Чаще струйные
и конусные сепараторы применяются при обогащении россыпных
руд, но они перспективны и для коренных руд. „.Их выгодно исполь-
зовать в операциях первичного обогащения,, а также для перечисток
хвостов и грубых концентратов.
Преимущества конусных и струйных сепараторов по сравнению
<• концентрационными столами и винтовыми сепараторами: простота
конструкции, значительно меньшая стоимость оборудования, более
высокая удельная производительность на единицу рабочей площади
аппарата, в 5—10 раз меньше потребная производственная площадь
для конусных и струйных сепараторов, чем для концентрационных
столов, и в 1,5—2 раза меньше, чем для винтовых сепараторов,,
меньший примерно в четыре раза расход воды.
Результаты сравнительных промышленных испытаний конусных,
струйных и винтовых сепараторов и концентрационных столов на
россыпных и коренных рудах приведены в приложениях 25 и 26.
Недостатки струйных и конусных сепараторов: низкая степень
концентрации за одну операцию; необходимость тщательного обес-
шламливания питания по крупности 0,074 или 0,04 мм; необходимость
равномерного питания как по дебиту пульпы, так и по ее плотности
(колебания не более 20%); необходимость для стабилизации процесса
работать с большой циркулирующей нагрузкой (промпродукт основ-
ной концентрат контрольной 4- хвосты перечисткой операции),
доходящей до 120—150%, для возвращения циркулирующей
нагрузки в голову процесса необходим насос.
Вследствие преимуществ струйные и конусные сепараторы, не-
смотря на отмеченные недостатки, перспективны для гравитационного
обогащения россыпных и коренных руд.
Производительность струйных и конусных сепараторов возрастает
с увеличением крупности питания и разницы в плотностях разделя-
емых минералов. Производительность зависит также от формы зерен,
262 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовании
обогащаемого материала. Для каждой руды существует оптимальная
в технологическом отношении удельная производительность, которую
при крупности питания 2—0,044 мм можно с точностью до 20 %
определить по эмпирической формуле [16]
q — Kd ~—т/ч-м2,
tpO2 — 1
где К — коэффициент, равный 10—14, причем большие значения
относятся к крупному питанию, а меньшие — к мелкому;
dcp — средневзвешенный размер зерен в питании, мм;
б1 и б2 — плотности полезного минерала и пустой породы, г/см-\
Технические характеристики струйных и конусных сепараторов
приведены в приложении 27.
Оборудование для пневматического обогащения
Область применения. Пневматическое обогащение мо-
жет применяться для легкообогатимых коксующихся углей круп-
ностью до 50 мм и высокозольных бурых углей крупностью до
65—75 мм, главным образом в районах с суровым климатом, где
имеется опасность смерзания влажных концентратов при транспор-
тировании. Внешняя влажность углей, поступающих в пневматиче-
ское обогащение, не должна превышать 5%. При более высокой
влажности технологические показатели пневматического обогащения
резко ухудшаются.
Для пневматического обогащения применяются пневматические
сепараторы и пневматические отсадочные машины (см. приложе-
ние 28): первые — преимущественно для обогащения более крупного
угля (размер максимальных кусков в питании более 12 мм), а вто-
рые — для мелкого угля (размер максимальных кусков в питании
менее 25—12 мм).
Производительность пневматических сепараторов зависит от
крупности обогащаемого материала, содержания в нем фракций
промежуточной плотности и требований, предъявляемых к качеству
продуктов обогащения.
Таблица 53
Ориентировочная удельная производительность пневматических
сепараторов в зависимости от крупности питания при обогащении углей
Максимальная крупность питания, мм 75 50 35 25 13 6
Удельная производительность, т/м2-ч 6—8 5—6 4—5 3-4 2-3 1,5-2
Примечание. При расчете табл. 53 принято, что относительное снижение произ-
водительности при уменьшении крупности питания будет таким же, как для сепаратора
УШ-3 [30].
Выбор и расчет оборудования для промывки
263
Производительность пневматических сепараторов может быть
подсчитана, исходя из площади их дек и удельных нагрузок, приве-
...пых в табл. 53. Здесь верхние пределы производительности отно-
। птс.и к углям, содержащим менее 5%, а нижние — к углям, содержа-
щим более 5% фракций промежуточной плотности.
Удельная производительность пневматических отсадочных машин
приведена в табл. 54.
Таблица 54
Ориентировочная удельная производительность пневматической
отсадочной машины при обогащении углей [30]
Максимальная крупность питания, мм .... 25 13 6 3
Удельная производительность, пг/жг-ч .... 18—22 12-15 7—9 6-7
§ 7. Выбор и расчет оборудования для промывки
Для обогащения промывкой применяются бутары, скрубберы,
бутары со скруббером в головной части, наклонные и горизонтальные
корытные мойки, комбинированные бутаро-реечные мойки.
В качестве промывочных аппаратов для легкопромывистых полез-
ных ископаемых, таких, как строительные материалы, стекольные
пески и некоторые разновидности фосфоритовых руд, могут приме-
няться также механические и гидравлические классификаторы,
гидроциклоны и грохоты.
Бутары обладают большой производительностью и допускают
аагрузку в них крупных кусков материала. Мытый материал выходит
из бутары в виде классов определенной крупности. Основные недо-
статки бутар — большой расход воды (4—10 мЛ1т) и низкое качество
промывки при обработке труднопромывистых руд. Поэтому в бута-
рах обычно обогащаются средне- и легкопромывистые руды. Бутары
со скруббером в головной части находят применение и для трудно-
промывистых руд.
Скрубберы обеспечивают хорошее качество промывки,
позволяют обрабатывать крупнокусковую руду (до 500 мм) и тре-
буют небольшого расхода воды (1—2 м3/т). Недостатки скруббе-
ров — громоздкость, повышенное потребление энергии, выдача
неклассифицированной мытой руды.
Скрубберы применяются при обработке труднопромывистых же-
лезных руд. Они широко используются также для дезинтеграции
и оттаивания золотых россыпных руд, добываемых в районах вечной
мерзлоты. Обычно скруббер в этом случае соединяется с барабанным
конусным грохотом, на котором выделяются зфеля. Удельный расход
энергии на промывку в скрубберах составляет для золотых руд,
0,3—0,5 квт-ч/т, для руд черных металлов 0,25—1 квт-ч/т. При
264 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудоннни i
обогащении железных руд, содержащих большое количество вязких
глин, скруббер может использоваться для предварительной дезипте
грации руды перед ее промывкой в корытной мойке или в бутаре
Наклонные корытные мойки наиболее часто при
меняются при обогащении промывкой легко- и труднопромывисты х
руд черных металлов при крупности питания не свыше 80 (100) jw.«
Основные достоинства этих аппаратов заключаются в больпкш
производительности, компактности, простоте и надежности конструь
ции. Они потребляют меньше воды по сравнению с бутарами, но
больше, чем скрубберы. Основные недостатки — ограниченная круп
пость промываемого материала, мытая руда получается в неклассифп
цированном виде, на поверхности кусков мытой руды вследствие
недостаточного их ополаскивания водой остается жидкая пленка
глины, хрупкие компоненты руды сильно шламуются.
Горизонтальные корытные мойки применяются
в тех же случаях, что и наклонные. Преимущества горизонтальных
моек по сравнению с наклонными: лучшая отмывка глины, малый
расход воды, легкость пуска после остановки при полной нагрузке.
Недостатки моек: относительно малая производительность, повышел
ный расход энергии, сложность и громоздкость конструкции, ошла
мование полезных компонентов руды.
Комбинированные бутаро-реечные мойки
могут применяться только для легкопромывистых руд. Крупность
кусков в исходном питании этих моек не должна превышать 100 мм.
Мытая руда в процессе промывки разделяется на два класса: +10
и —10 мм, что является достоинством аппаратов этого типа. Комби
нированные бутаро-реечные мойки широкого распространения
не получили. '
Основные технологические показатели промывочных аппаратов
приведены в табл. 55, а их технические характеристики — в приложе-
ниях 29 и 30.
Таблица 55
Основные технологические показатели промывочных аппаратов
Показатели Бутара Скруббер Наклонная корытная мойка Горизон- тальная корытная мойка
Наибольшая крупность кусков в питании, мм 300—400 300—400 80—100 60—80
Расход воды, мР/т 4—10 1-2 2-8 0,6—2
Максимальная производитель- ность для аппаратов наиболь- ших размеров, т/ч До 500 100 80
Удельный расход энергии, кет ч/т ........ 0,15-0,25 0,25—0,5 0,25 0,7—1,0
Выбор и расчет оборудования для промывки
265
Определение производительности промы-
ночных аппаратов. Производительность промывочных аппа-
рпгов колеблется в широких пределах в зависимости от состава
и свойств цементирующих глин, определяющих промывистость
руды.
В зависимости от значения коэффициента пластичности содержа-
щихся в них глин и потребного времени промывки руды в наклонной
। орытной мойке россыпные руды подразделяются на три типа:
труднопромывистые руды с вязкой глиной, с трудом поддающейся
разминанию в руке, значение коэффициента пластичности глины
ni.iifte 10—15, время промывки не менее 6 мин;
среднепромывистые руды с вязкой глиной, сравнительно легко
поддающейся разминанию в руке, значение коэффициента пластич-
ности глины от 10—15 до 3—5, время промывки 3—6 мин;
легкопромывистые руды с песчанистой глиной, значение коэффи-
циента пластичности меньше 3—5, время промывки 2—3 мин.
Коэффициент пластичности к подсчитывается по формуле
Wi~₽2.
'Де Pi — влажность глины, при которой она начинает расте-
каться, %;
р2 — влажность глины, при которой она начинает рассыпаться
при нажатии, %.
Промывистость руд можно оценивать также удельным расходом
энергии на их дезинтеграцию [73].
В зависимости от удельного расхода энергии на дезинтеграцию
руды подразделяются па группы:
легкопромывистые, требующие менее 0,25 квт-ч/т;
среднепромывистые, требуюгцие от 0,25 до 0,5 квт-ч/т;
труднопромывистые, требующие 0,5—1 квт-ч/т.
Величина, обратная удельному расходу энергии, может быть
названа эффективностью промывки (аналогично эффективности
измельчения, см. главу V, § 4).
Для легко-, средне- и труднопромывистых руд эффективность
промывки соответственно будет более: 4, 4—2 и 2—1 т/квт-ч.
Производительность промывочных машин при расчете по методу
эффективности промывки определяется по формуле
= (166)
где Q — производительность, т/ч;
N — мощность установленного электродвигателя, кет;
ц — отношение потребляемой мощности к установочной;
е — эффективность промывки, т/квт-ч.
266 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудована .
Эффективность промывки подсчитывается аналогично эффсигин
пости измельчения
где е — эффективность промывки руды на проектируемой обогати
тельной фабрике, mlкет -ч;
ег — известная эффективность промывки эталонной руды, перс
рабатываемой на действующей фабрике, т!квт-ч',
fcn — коэффициент промывистости руды.
Коэффициент промывистости определяется по данным сравни
тельных опытов промывки. Он равен отношению времени, потребного
для промывки эталонной руды, к времени промывки исследуемой
РУДЫ.
После определения производительности выбранного промывочного
аппарата и подсчета потребного числа аппаратов необходимо pennrii
вопрос о способе их установки — параллельно или путем группн
ровки в отдельные цепочки, состоящие из двух последовательно
работающих аппаратов. Выбор способа установки зависит от тина
промывочных аппаратов и требуемого удельного расхода энергии
на промывку.
По расходу энергии на 1 т перерабатываемой руды промывочные
аппараты разделяются на две группы. В аппаратах первой группы
наполнение их рудой и полезная потребляемая мощность пропор
циональны производительности. Примером таких аппаратов являются
наклонные корытные мойки. Поскольку в аппаратах этой группы
потребляемая мощность пропорциональна количеству проходящей
через них руды, то расход энергии на 1 т руды при одном ее пере-
пуске через аппарат будет постоянным, независимо от количества
перепускаемой руды, а количество энергии, затрачиваемое на про-
мывку, и, следовательно, качество промывки можно повышать только
увеличением числа перепусков.
Количество энергии, затрачиваемое на промывку 1 т руды за
один перепуск, в аппаратах первой группы
где а — количество энергии, затрачиваемое на промывку 1 т руды
за один перепуск, квт-ч/т;
QK — производительность аппарата по каталогу, т/ч-,
Л' и ц — имеют те же значения, что в формуле (166).
Потребное число перепусков, равное числу последовательно
работающих аппаратов в одной цепи, определяется по формуле
„an Qk
a ’
Выбор и расчет оборудования для флотации
267
। и- п — число последовательно установленных аппаратов
в цепи;
а„ — количество энергии, которое необходимо затратить
на промывку 1 т руды (равное 1/е), квт-ч/т-,
а — количество энергии, затрачиваемое за один перепуск
руды, квт-ч/т-,
Рн, N и 1] — имеют прежние значения.
В аппаратах второй группы наполнение их рудой и потребляемая
мощность являются практически постоянными, независимо от коли-
чества загружаемого материала. Расход энергии, затрачиваемой
ив 1 т руды за один перепуск, в этом случае будет обратно пропор-
ционален производительности аппарата. Качество промывки в аппа-
ратах этой группы можно повышать уменьшением их производитель-
ности, поэтому аппараты устанавливаются параллельно. К аппаратам
второй группы относятся скрубберы, бутары и горизонтальные
корытные мойки, оборудованные приспособлениями, позволяющими
поддерживать примерно одинаковое наполнение их рудой при разной
и роизводительности.
§ 8. Выбор и расчет оборудования для флотации
Выбор типа флотационных маши н. В зависи-
мости от способа аэрации и перемешивания пульпы флотационные
машины подразделяются на механические, пневмомеханические
и пневматические.
Проведенные за последнее время промышленные испытания пока-
пали, что пневмомеханические флотационные машины типа «Аджи-
тейр» имеют в ряде случаев преимущества по сравнению с механи-
ческими (47, 128, 129].
Из пневмомеханических флотационных машин удачной оказалась
конструкция машины МИГ *. Флотационная машина МНГ — комби-
нированная и состоит из прямоточных пневмомеханических камер
и всасывающих камер типа «Механобр», последние устанавливаются
через шесть прямоточных камер, а также в местах подсоса промежу-
точных продуктов. Пневмомеханические камеры сконструированы
па базе машины «Механобр», но отличаются меньшей глубиной камер,
конструкцией аэратора, отсутствием шпицкастена и пеногонов, воз-
можностью регулирования высоты пенного порога и работы с проти-
котоком пены.
Преимущества флотационной машины МНГ по сравнению с меха-
ническими флотационными машинами «Механобр» следующие: при
одинаковых технологических показателях продолжительность флота-
* МНГ — первые буквы наименований трех организаций, принимавших
участие в разработке конструкции машины: Механобр, Нппроруда, Горубсо
(Горнорудное болгаро-советское общество).
268 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
ции меньше на 35—40%; расход энергии на 1 т руды меньше на 40
50%; возможна работа с высокими скоростями потока пульпы
(минутный дебит пульпы, подаваемой во флотационную машину,
может доходить до 2,5 v—Зк, где и — геометрический объем одной
камеры); возможна регулировка аэрации пульпы в широких преде-
лах, вплоть до 1,5—1,8 м3 воздуха/мин на 1 м3 пульпы. Преиму
щества машины МНГ по сравнению с другими конструкциями
флотационных пневмомеханических машин заключаются в возмюкВ
пости работать с противотоком пены и в установке большого числи
машин на одной отметке (с использованием подсасывания продуктом
в камеры «Механобр»).
Недостаток машин МНГ состоит в разнотипности камер и их
малом объеме.
Институтом Механобр па базе флотационных камер М-6 и М 7
сконструированы пневмомеханические флотационные магаиш.1
ФПР-40 и ФПР-63.
Из пневматических флотационных машин наибольшее распростри»
пение получили аэролифтные. Они имеют простую и дешевую кон-
струкцию, высокую производительность, незначительный расход
энергии, меньшую площадь пола, чем для механических машин
Недостатки аэролифтных флотационных машин следующие: при фл<Я
тации трудпофлотируемых руд получают недостаточно стабильпыо
технологические показатели и концентраты высокой влажности;
возникает опасность осаждения крупных и более плотных частиц
на дно ванны или накапливания таких частиц в нижней зоне ванны
вследствие менее интенсивного перемешивания пульпы; невозмож
пость подсасывания промпродуктов, что при сложных схемах обогД
щения вызывает необходимость установки большого числа насосов,
Пневматические флотационные машины следует применять при
сочетании следующих условий: легкой флотируемости полезного
Таблица
Ориентировочные удельные нагрузки флотационных машин, т/м^.ч
Типы флотационных машин Монометаллические руды Каменные угли
ле'гкофлоти- руемые, t = 9 4- 4-15 лшн среднефл оп- тируемые, t = 15 4- 4-30 мин труднофло- тируемые, / = 30 4- 4-50 мин
Пневмомеханические . . . 2,0-1,2 1,2-0,6 0,6—0,35 2,0—1,2
«Механобр» 1,2-0,7 0,7-0,35 0,35-0,2 1,2—0,7
Аэролифтные 1,2-0,7 0,7—0,35 0,35-0,2 —
ФМУ-50-М — — — 1,2—1,0
ФМУ-63 — — — 1,2—1,0
ФЛ-7 — — — 1,0-0,7
Примечание, / — общая продолжительность основной и контрольных флотаций^
мин.
Выбор и расчет оборудования для флотации
269
in ышаемого, малой или средней его плотности, простой схеме обога-
щения, большом выходе концентрата. При других условиях в боль-
шинстве случаев следует выбирать пневмомеханические машины.
' 1дппко, если по технологическим причинам процесс флотации нельзя
ни кшсифицировать, то механические машины могут оказаться наи-
Опдое экономичными.
Технические характеристики флотационных машин даны в прило-
жении 31, а ориентировочные удельные нагрузки — в табл. 56 и 57.
Таблпца 57
Потребляемая мощность и удельный расход энергии
при флотации каменных углей
Типы флотационных машин q — удельная производитель- ность, 7П/Л13«Ч v — объем камеры, .Ч8 IV — мощность электродвигателя, кет Ъ = N/v— удель- ная установочная мощность, квт/м3 a = b/q — удельный расход энергии, кет • ч/т
Пневмомеханические .... 2,0-1,2 2,0 4,0* 2,5** 1,2-2,0
|Михапобр-7» 1,2-0,7 6,2 17 * 2,75 2,3—3,9
ФМУ-50-М 1,2-1,0 5,0 >0 4,0 3,3-4,0
ФМУ-63 1,2—1,0 5,6 20 3,6 3,0-3,6
ФЛ-7 1,0-0,7 7,0 20 2,85 2,8-4,1
* Мощность понижена пропорционально уменьшению плотности пульпы при флота-
ции углей по сравнению с рудной пульпой.
** В том числе 0.5 квш/лг’ на сжатый воздух.
Испытания различных типов пневмомеханических машин пока-
пали, что наиболее перспективной из них является машина с пальце-
IH.IM аэратором [67].
Из пневматических машин лучшими являются глубокие аэролифт-
|| те машины института Механобр.
Определение необходимого числа камер
и размера флотационной машины. Необходимое
число камер механической машины подсчитывается отдельно для
। .икдой операции флотации по формуле
„ = Vt = 3(Д + 1/&Н
1440укЛ: 1440пкА: ’
। до п — требуемое для операции число камер;
V — суточный объем флотируемой пульпы, мя/сутки;
t — продолжительность флотации в рассматриваемой операции,
мин',
270 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
vK — геометрический объем камеры, л/.3;
к — отношение объема пульпы в камере при работе флотацишц
ной машины к геометрическому объему камеры, к — 0,7 -
0,8;
Q — суточная производительность машины по твердому, т/суткЛ
8 — плотность твердой, фазы, т/м3;
/{ — отношение Ж : Т (весовое) в пульпе.
Продолжительность флотации в отдельных операциях опрем
ляется по данным предварительных исследований флотируемости
материала и практических показателей обогатительных фабрик,
перерабатывающих аналогичное сырье. Продолжительность флотаций
зависит от аэрации пульпы. Если аэрация пульпы во флотационньы
машинах, предназначенных к установке на проектируемой фабрике,
отличается от аэрации при исследованиях, то продолжительность
флотации определяется по формуле
(171)
где t — продолжительность флотации в машинах, предназначение
к установке па проектируемой фабрике, мин;
t0 — продолжительность флотации при исследованиях, мин;
а0 — аэрация пульпы при исследованиях, л/мин-м2;
а — аэрация пульпы в машинах, предназначенных к установке
Из формулы (170) следует, что число камер флотационной машины
уменьшается при увеличении их объема. В связи с этим сокращаете и
потребная площадь пола, облегчается обслуживание машины, упри
щаются электроснабжение и транспорт продуктов обогащении
Однако максимальный объем камер ограничивается следующими
условиями: для получения бедных хвостов суммарное число камор
для основной и контрольных флотаций должно быть не менее 6-8,
а для получения хороших результатов перечистки концентрат»
расчетное число камер для этих операций должно быть не менее 1—21
Скорость флотации de/dt возрастает при увеличении
скорости потока через машину. Поэтому размеры и число камер,
а также число параллельно работающих машин следует выбирать
такими, чтобы минутный дебит поступающей в отдельные машины
пульпы был большим и находился в пределах 1,2 v—2v для механн
ческих машин «Механобр» и 2v—Зп для пневмомеханических машин
МНГ (п — геометрический объем одной камеры) *. Это правили
важно соблюсти для операций основной и контрольных флотации,
через которые проходит большой объем пульпы. Для операций пере
* Для машин, применяемых на фабрике «Сихали», оптимальный дебит
пульпы 3,9 v («Цветные металлы», 1968, № 5, стр. 20).
Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения
271
чисток при небольшом выходе концентрата могут быть допущены
отступления от этого правила.
Оптимальный дебит пульпы для аэролифтной машины «Механобр»
поперечным сечением площадью 2,5 ж2 составляет 5—8 м31мин.
Расчет аэролифтных машин производится по формуле
Т = @ (Я + 1/6) t и 791
1440s* 1440s* ’ у '
где L — общая длина машин для рассчитываемой операции, м;
s — площадь поперечного сечения машины, м2.
Остальные буквенные обозначения те же, что в формуле (170).
Контактные чаны и каскадные аппараты
устанавливаются для перемешивания пульпы с реагентами. Расчет
контактных чанов производится по формуле (170), где t — требуемая
продолжительность контакта пульпы с реагентом, лшн; ук — гео-
метрический объем чана, м3’, к — коэффициент, равный 0,8—0,85;
шачения Q, R и 6 — прежние. Формула дает возможность определить
потребное число чанов при выбранном размере чана или объем (а сле-
довательно, и размер) чана при выбранном по условиям технологии
или компоновки числе чанов.
Технические характеристики контактных чанов и каскадных
аппаратов даны в приложениях 32 и 33.
§ 9. Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения
Выбор т и п а сепаратора. Выбор типа магнитного
сопаратора зависит главным образом от магнитной восприимчивости
извлекаемых в концентрат минералов, крупности питания, среды,
и которой производится сепарация (сухая или мокрая сепарация),
требований, предъявляемых к качеству продуктов обогащения.
Классификации основных типов магнитных сепараторов и область
их применения приведены в табл. 58 и 59.
Техническая характеристика сепараторов дана в приложе-
ниях 34—36.
Институтами Механобрчермет и НИГРИ разработаны также
конструкции сепараторов для обогащения слабомагнитных и средне-
магнитных руд крупностью до 50—70 мм [57]. При такой крупности
питания в большинстве случаев получить концентрат высокого каче-
П'ва невозможно, поэтому область применения этого класса сепара-
торов ограничена.
Определение производительности с е п a pa-
id р о в. Удельная производительность сепараторов (на единицу
ширины питания) зависит от магнитных свойств извлекаемого в кон-
центрат минерала, крупности питания, требований, предъявляемых
к качеству продуктов обогащения, и типа сепаратора. Допустимые
272 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовании
СС'
ю
S
Ю
и
к
и
5
и
А
В
й
Я
к
о
й
В
5
и
к
о
К
В
S3
о
Й
ф
S
к
а-
в
сЗ
РЗ
КО
Н
Е
Ef
rt
W
В
к
л
о
Б«
Йо
6S2c
ag “
SC«
SSE
ffi s
Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения
273
Таблица 59
Характеристика и назначение сепараторов для сильномагнитных руд
Тип шпратора Тип магнит- ной системы Число магнитных бара- банов Назначение сепаратора (по проекту норм технологи- ческого проектирования магнитообогатительных фабрик)
общее для основной сепарации для пере- чистки
хвостов концен- трата
171-СЭ Элек- тромаг- нитная 1 1 — — Сухая сепарация руды круп- ностью до 50 juju на обога- тительных фабриках про- изводительностью до 2 млн. т руды в год
197-СЭ Магнит- ная 1 1 Сухая сепарация руды круп- ностью до 50 мм на обога- тительных фабриках боль- шой производительности (опытная конструкция)
168-СЭ Элек- тромаг- нитная 3 2 1 Сухая сепарация руды для вы- деления крупных хвостов и бедного концентрата на обогатительных фабри- ках большой производитель- ности
189-СЭ Магнит- ная 4 2 2 — То же (опытная конструкция)
167А-СЭ То же 1 1 Мокрая сепарация грубо- измельченной руды круп- ностью до 6 мм для выделе- ния отвальных хвостов и получения бедного кон- центрата
190А-СЭ » 2 1 1 —. То же, применяется при не- обходимости перечистки хво- стов
167П-СЭ » 1 1 Мокрая сепарация руды круп- ностью до 1 (0,5) мм для выделения отвальных хво- стов и получения бедного концентрата. Может устана- вливаться в замкнутом цикле с мельницей
167ПП-СЭ 1 1 Мокрая сепарация тонкоиз- мельченной руды крупностью до 0,1 (0,2) мм для выделе- ния окончательного концен- трата. При необходимости пе- речистки может применяться каскад из двух сепараторов
195-СЭ 3 1 — 2 То же, применяется при не- обходимости двукратной пе- речистки концентрата
18 Заказ 1075
274 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудована
нормы удельных нагрузок определяются опытным путем или устали
вливаются по практическим данным обогатительных фабрик, перори
батывающих аналогичные руды [39].
Производительность сепараторов для сухой сепарации сильно
магнитных руд может быть ориентировочно подсчитана по формул!'
Q = 0,82n(L-0,i)vf>^=^-ab, (17.1)
где Q — производительность по исходному питанию, т/ч;
п — число барабанов для основной сепарации;
L — длина барабана;
v — скорость перемещения слоя материала на головных барн
банах, принимаемая равной 1 м/сек ♦;
6 — плотность руды, т/м3;
dr, tZ2 — наименьший и наибольший диаметры зерен руды в питании
мм (при поступлении неклассифицированного материал и
принимается = 0,01 d2);
а — эмпирический коэффициент, зависящий от крупности пита
ния (табл. 60);
Ъ — коэффициент, зависящий от соотношения между числом
барабанов, используемых для перечистки хвостов, и числом
основных барабанов (табл. 61).
Таблица 60
Значения коэффициента а в формуле (173) при с=1 м/сек
Крупность пита- ния, мм .... 10-0 20—0 30—0 От 40—0 10—5 20-6 30-6 От 40—6
Значение а ... 2,5 1,5 1,1 до 60—0 1,0 1,2 0,75 0,65 до 60—6 0,6
Таблица 61
Значения коэффициента Ъ в формуле (173)
Отношение числа барабанов, используемых для пе-
речистки хвостов, к числу основных барабанов
Значение Ъ....................................
Примечание. Если для перечистки хвостов устанавливается каскад из двух одно-
барабанных сепараторов, то для первого сепаратора принимается Ь=1,5-
Если из формулы (173) исключить коэффициенты а и Ъ, то оста
ющаяся часть формулы определяет производительность транспорти
рующего устройства, на котором зерна материала, имеющего прямо
линейную характеристику крупности, расположены в один слой.
* Независимо от действительной скорости, так как приведенные в табл. 60
значения « подсчитаны для и •= 1 м/сек.
Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащения
275
liiifiiM образом, сепараторы для сухой сепарации рассчитываются
пи теоретической формуле производительности, скорректированной
юннрическими коэффициентами.
При наличии операции перечистки хвостов на головном барабане
||>гут получаться более богатые хвосты. В этом случае производи-
к'лыюсть и скорость вращения головного барабана следует увели-
чить. Таким образом, коэффициент Ъ учитывает требования, предъ-
i пл немые к качеству хвостов головного барабана.
11 роизводительность сепараторов для мокрой сепарации сильно-
мпгпптных руд подсчитывается по нормам удельной нагрузки на 1 м
ширины питания. Расчет ведется по формуле
Q = qn (£ — 0,1),
(174)
in Q — производительность сепаратора по сухому исходному пита-
нию, т/ч;
q — удельная нагрузка, пг/м-ч (табл. 62);
п — число головных барабанов в сепараторе;
L — длина каждого барабана, м.
Таб лица 62
Ориентировочные удельные нагрузки питания головных барабанов
сепараторов мокрой сепарации при обогащении магнетитовых руд
• Крупность питания, Я1Л1 Содержание класса —0,074 лип в питании, % Операции, проводимые в сепараторе с несколькими барабанами или в каскаде из однобарабанных сепараторов Удельная производитель- ность головного барабана, 7П/Л1-Ч
6-0 10—15 Основная и контрольная сепара- ция 55-65
2-0 20—30 То же 38—45
1—0 35—40 » » 25—30
0,5—0 45—55 » » 20—25
0,2-0 65-70 Основная сепарация и две пере- чистки концентрата 15—20
0,1—0 80—85 То же 10—12
(1,074—0 95 » » 9—10
11 ривсденные в табл. 62 производительности относятся к барабан-
им и сепараторам диаметром 600 мм с трехполюсной магнитной систе-
мен и когда на них поступает слив мельницы, работающей в откры-
том цикле, или слив гидроциклона (классификатора).
При установке сепараторов с барабаном диаметром 800—900 мм
н числом полюсов 5—6 (сепараторы ПБМ-4 Механобрчермета
। 2О9В-СЭ Механобра) удельную производительность следует увели-
чить в 2—2,5 раза по сравнению с указанной в табл. 62 [35, 36].
Для определения удельной производительности сепаратора, уста-
новленного на сливе мельницы, работающей в замкнутом цикле,
18*
276 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудоваич
первоначально следует определить по формулам § 5 главы IV соЖ-р
жание в питании сепаратора класса —0,074 w, а затем по содержи
нию этого класса найти по табл. 62 удельную производительное 1i.
Для обезжелезнения стекольных песков, керамического сыры*
и абразивного зерна применяются роликовые сепараторы. Дли
доводки концентратов редких металлов и для обогащения слабом.! i
нитных руд черных металлов следует применять валковые сепара
торы как наиболее производительные и дешевые. Дисковые сепарн
торы менее экономичны по сравнению с валковыми.
Производительность сепараторов для слабомагнитных руд выбв
рается по практическим данным и каталогам. Ориентировочны!
удельные нагрузки приведены в табл. 63 [36, 57].
Таблица li.'l
Удельные нагрузки на головные ролики (валки) сепараторов
для слабомагнптных руд
Руда Удельная нагрузка, т1м*ч
способ обогаще- ния круп- ность, валковые сепара- торы ролико- вые сепа- раторы
Мытые марганцевые руды и промпро- дукты Мокрый 3-0 2—2,5*
Бурожелезняковые руды Сухой 0,5—0 — 3,0
Стекольные пески, абразивы, пегма- титы » 2(1)—0 1,5—2,5
То же ...... » 0,16—0 — 1,0
Титано-цирковпевые черновые концен- траты » Пески 1,0 —•
Для мокрого обогащения слабомагнитных руд крупностью 0,3—
0 мм перспективны магнитные фильтры. Институтом Механобр
спроектирован и изготовлен четырехзонный роторный фильтр-сепа-
ратор 211-СЭ, проходящий промышленные испытания. Проектная
производительность на материале крупностью 50—60% —0,074 мм
составляет 4—6 т/ч [38].
Размагничивающие аппараты. Магнитные кон-
центраты, получаемые при мокрой магнитной сепарации, содержат
магнитные флокулы. Перед операциями классификации в механиче-
ских классификаторах или в гидроциклонах, фильтрования и флота-
ции такие концентраты должны быть размагничены. Выбор размагни-
чивающих аппаратов производится по каталогам в зависимости от
требуемой объемной производительности. Размагничивающие аппа-
раты имеют производительность по пульпе от 25 до 300 мР/ч (см. тех-
нические характеристики в приложении 37).
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
277
§ 10. Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
я
Выбор оборудования
Выбор оборудования для обезвоживания зависит от крупности
и влажности исходного материала и допустимой влажности обезво-
ленного продукта. При обезвоживании угольных и железных кон-
центратов происходит их дополнительное обогащение вследствие
вымывания водой и удаления наиболее тонких шламов, име-
ющих повышенное содержание пустой породы, что должно учиты-
ваться при выборе оборудования для обезвоживания этих концен-
тратов.
Влажность обезвоженного продукта зависит от гигроскопичности,
крупности исходного материала и от способа обезвоживания.
Обычно влажность обезвоженных продуктов характеризуется
содержанием общей влаги. Этот показатель включает гравитационную
капиллярную и гигроскопическую влагу. Последняя не удаляется
и операциях обезвоживания, поэтому общая влага может характе-
ризовать эффективность работы обезвоживающих аппаратов только
и том случае, если на обезвоживание поступает материал одинакового
минералогического и гранулометрического состава.
Ориентировочная влажность обезвоженных продуктов в зависи-
мости от крупности исходного материала и используемого для
обезвоживания оборудования приведена в табл. 64 [19, 94, 120,
121, 132].
При фильтровании мелких материалов влажность осадка может
быть иногда значительно снижена добавкой в пульпу поверхностно-
активных веществ.
Выбор оборудования для обезвоживания
кусковатых и зернистых продуктов. Первый
прием обезвоживания крупных угольных концентратов (крупнее
б—12 мм) производится на грохотах или в обезвоживающих
элеваторах. Если при этом не достигается кондиционная влажность
продукта, то производится дополнительное обезвоживание его
в бункерах. При обезвоживании на грохотах обводненных продуктов
часть воды (около 75%) предварительно сбрасывается на неподвиж-
ном прямолинейном или криволинейном (дуговом) сите со щелевид-
пыми отверстиями 1,0—0,5 мм. Для обезвоживания могут устана-
вливаться любые грохоты с достаточно энергичным встряхиванием
материала на сите грохота.
Для дренажа суспензии и обезвоживания продуктов разделения
и тяжелых средах с ополаскиванием применяют двухситные грохоты
с верхним ситом (разгрузочным) с отверстиями 6, 13 и 25 мм. Нижнее
г.ито — шпальтовое с отверстиями 0,5—1,5 мм в зависимости от
крупности обезвоживаемого материала. Грохоты рассчитываются
по нагрузке на 1 л ширины. Длина грохотов 5,5—6 м (участок
278 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
Таблица (И
Ориентировочная влажность обезвоженных продуктов
Исходный материал Оборудование, используемое для обезвоживания Влажность обезво- женного продукта, %
Концентрат коксующихся Грохот 5—9
углей крупнее 8 (12) мм Грохот и бункер 4,5—6/6—7 *
Продукт крупнее 8(12) мм Элеватор 15—28
от обогащения угля Элеватор и бункер 10—14
Промпродукт от обогащения Элеватор 15—25
угля крупнее 8 (12) мм Элеватор и бункер 11—14 (с мелкой
породой)
Концентрат промывки бурых Конвейер обезвоживающий 20—30
железняков —15 мм (керчен-
ские руды)
Концентрат коксующихся Грохот и бункер 11—13
углей мельче 6—12 мм Грохот, фильтрующая цент- 7—9/9—12 **
рифуга
Промпродукт коксующихся Элеватор 20—25 (30)
углей мельче 6—12 мм Элеватор и бункер 12—14
Элеватор и фильтрующая 8-12
центрифуга
Порода от обогащения угля Элеватор 18—30
мельче 6—12 мм Элеватор и бункер 11—14 (с круп-
ной породой)
Угольный шлам и флотацион- Вакуум-фильтр 20—26 ***
ный концентрат крупностью Фильтрпресс 12-18
1,0 (0,6) —0 мм Осадительная центрифуга 23—29
Зернистый железный конце- Механический классифика- 17—20
трат крупностью 2 (0,5) — тор
0 лыи Обезвоживающие столы 10—13
Механический кассифика- 7—10
тор и планфильтр
Механический классифика- 9-13
тор и обезвоживающий
склад
Тонкие железные концентраты Сгуститель и вакуум- 10—11
(60—95% —0,074 мм) фильтр
Осадительная центрифуга 10—12
Сульфидные флотационные
концентраты:
медные Сгуститель и вакуум- 10—14
фильтр
свинцовые То же 8—12
цинковые » » 8—12
пиритные » » 7—10
молибденовые » » 20-25
Несульфидные флотационные
концентраты:
апатитовые Фильтр 11—12
шеелитовые Сгуститель и вакуум- 12—15
фильтр
баритовые То же 11—14
* Числитель — с отсевом мелочи, знаменатель — без отсева.
** Числитель — без добавки шламов, знаменатель — с добавкой.
*** Меньшая влажность получается при крупных шламах и при добавке поверх-
ностно-активных веществ.
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
279
Пропажа 1,5 м, ополаскивания 1,5—2 м и обезвоживания после
ополаскивания 1,5—2 м).
Допустимые нагрузки
Вруппость про-
дукта, мм . . . 0,5—6 0,5—20 6—50 13—50 13—150 25—100 25—300
tin грузка, т/ч, на
I м ширины . . 20—22 26—28 40—45 42—60 55—65 57—68 75—90
Обезвоживание мелких угольных концентратов (мельче 6—12 мм)
производится обычно в два приема — на грохотах с предварительным
। просом избытка воды на неподвижных щелевидных ситах и в филь-
трующих центрифугах. Мелкие продукты, выдаваемые обезвожива-
ющим элеватором, также подвергаются дополнительному обезвожи-
ианию в фильтрующих центрифугах.
Для обезвоживания мелких угольных концентратов применяются
грохоты типов ГСЛ, ГРЛ и др. (см. приложение 10).
Лучшие результаты для второго приема обезвоживания дают
фильтрующие центрифуги. Они выпускаются с инерционной, шне-
ковой и вибрационной выгрузкой осадка (см. приложение 38).
Влажность обезвоженного в фильтрующих центрифугах угольного
концентрата (мельче 6—12 мм) зависит от содержания в нем класса
О —0,5 мм и может быть подсчитана по формулам *:
для инерционных центрифуг
Р = 7,5 + 0,14р-°’8;
для шнековых центрифуг
0 = 7,5 + 0,19р-°’6;
для вибрационных центрифуг
Р = 9,0 + 0,20р-°’в,
где р —влажность обезвоженного угля, %;
р~0,Б — содержание в концентрате класса 0—0,5 мм, %.
Сравнительная характеристика фильтрующих центрифуг приве-
дена в табл. 65.
Из таблицы следует, что лучшими являются вибрационные
центрифуги.
По исследованиям Института горючих ископаемых очень перспек-
тивны вибрационно-пульсирующие центрифуги, дающие осадки
в меньшей на 3% влажностью по сравнению с вибрационными.
Первый прием обезвоживания мелкозернистых рудных концен-
тратов, содержащих до 40% класса —0,074 мм, обычно производится
* В. С. Каминский. Доклад на VIII Международном конгрессе по
обогащению полезных ископаемых. М., Внешторгиздат, 1968.
280 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовании
Таблица (ill
Сравнительная характеристика фильтрующих центрифуг
для обезвоживания мелких угольных концентратов [30, 132]
Показатели Центрифуги
инерционные шнековые вибрацион- ные
Наибольшая производительность по
влажному углю, т/ч Удельная производительность, 40-50 50—100 90—170
т / лг2 • ч 12—17 70-100 70—100
Унос твердого с фугатом, % ... 7-15 4-8 2—4
Измельчение угля, %* 25-50 20—25 10—18
Влажность обезвоженного угля, % 7—10 7—10 9—12
Удельный расход энергии,кет ч/т Металлоемкость на 1 т часовой про- 1—1,4 0,3—0,8 0,15—0,27
изводительности, кг Износоустойчивость сит в тыс. т 290—300 30—100 16—32
обезвоженного угля на 1 л»2 сита ** Снижение зольности при центрифу- 13-18 13-20 (до 80) 50—125
гировапии, % (абсолютные) . . . 0,6 0,5 0,5
* Уменьшение средневзвешенного размера зерна в осадке (%) от средневзвешенного
размера зерна в питании.
** Сита из нержавеющей стали, для вибрационных центрифуг—листовые.
в механических классификаторах. Второй прием осуществляется
на планфильтрах или в обезвоживающих складах. Эти концентраты
могут обезвоживаться также в один прием в осадительных центри-
фугах. Относительные показатели вариантов обезвоживания даны
в табл. 66.
Таблица 66
Сравнение вариантов обезвоживания мелкозернистых
железных концентратов в относительных показателях
(Оленегорская обогатительная фабрика)
Показатели Варианты обезвоживания
классифика- торы и план- фильтры классифика- торы в обез- воживающий склад осадительные центрифуги
Капитальные затраты 1,0 1,8 0,85
Расход энергии 1,0 0,4 1,2
Расход пара 1,о 2,0 0,7
Заработная плата 1,0 1,4 1,0
Амортизационные отчисления .... 1,0 2,0 1,0
Прямые производственные расходы . . 1,0 1,4 0,9
Производительность труда 1,0 0,73 1,0
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
281
Наиболее экономичным является вариант с применением механи-
ческих классификаторов и планфильтров. Вариант с обезвоживанием
па складе может оказаться выгодным в тех случаях, когда по усло-
виям отгрузки или шихтовки концентрата необходимо иметь склад
большой емкости.
Выбор оборудования для обезвоживания
тонкоизмельченных материалов и шламов.
< )бсзвоживание тонкоизмельченных материалов и шламов произво-
дится в_два_или в один прием. Наиболее часто применяется обезво-
живание в два приема. Для первого приема применяются цилиндри-
ческие сгустители и реже пирамидальные отстойники и конусы,
и для второго приема — вакуум-фильтры и очень редко фильтр-
ирессы. При обезвоживании в один прием могут применяться осади-
тельные центрифуги. В осветленной воде этих центрифуг содержатся
рудные частицы крупностью до 3—15 мк и угольные частицы круп-
ностью до 10—40 мк.
Техническая характеристика осадительных центрифуг приведена
и приложении 39.
При флотации материалов с высоким содержанием полезных
минералов (каменные угли, апатитовые руды) пена получается
достаточно плотной и поступает непосредственно в фильтрование.
11ерелив фильтров сгущается и возвращается в фильтрование.
Для обезвоживания случайных переливов и аварийных сбросов
применяются отстойники с плоским дном. Разгрузка осевшего мате-
риала из отстойника производится периодически обычно насосом
пли грейферным краном.
Для сгущения тонких продуктов при большой производитель-
ности обогатительной фабрики наиболее часто применяются цилин-
дрические сгустители, дающие по сравнению с пирамидальными
отстойниками и конусами более высокое содержание твердой фазы
и сгущенном материале.
Сгустители с центральным приводом имеют диаметр чана до 18 м,
и сгустители с периферическим приводом — от 18 до 100 м (см. при-
ложение 40). Последние требуют меньшей высоты помещения.
При сгущении продуктов, содержащих значительное количество
песковой фракции, производится предварительная классификация
их в гидроциклонах. В этом случае в сгущение направляется слив
сидроциклона, а песковая часть поступает непосредственно в филь-
трование.
Сгущеные продукты и флотационные концентраты с высоким
(•одержанием твердого подвергаются фильтрованию, которое обычно
производится на вакуум-фильтрах непрерывного действия.
Выбор типа вакуум-фильтра определяется в основном характери-
стикой крупности твердой фазы, ее плотностью, требуемой произво-
дительностью и кондициями на влажность. При фильтровании быс-
троосаждающихся и относительно зернистых рудных концентратов,
282 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовании
содержащих не более 60—70% класса —0,074 мм, применяются
барабанные фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью
(см. приложение 41).
При большой производительности обогатительной фабрики и по
ступлении на фильтрование тонкоизмельченных продуктов приме
няются дисковые вакуум-фильтры (см. приложение 42). Смена филь
трующей ткани в этих фильтрах производится установкой заранее
заготовленных секторов и не требует длительных остановок фильтра.
Недостаток фильтров — повышенная по сравнению с барабанными
фильтрами влажность осадка (на 1—2%), осадок на фильтровальной
ткани удерживается не так прочно, как на барабанных фильтрах.
Барабанные вакуум-фильтры с внешней фильтрующей поверх
ностью применяются реже, чем дисковые. По сравнению с дисковыми
фильтрами они громоздки и более дороги (при равной производи
тельности). Смена ткани на барабанных фильтрах требует много
времени. Поэтому барабанные фильтры с внешней фильтрующей
поверхностью устанавливаются в случаях, когда имеет большое
значение снижение влажности в обезвоженном продукте или при
поступлении на фильтр зернистого материала, который не удержи
вается на фильтрующей поверхности дисковых фильтров.
При обогащении каменных углей обезвоживание продуктов флота-
ции может производиться в осадительных центрифугах и фильтр-
прессах (табл. 67) (см. приложения 39 и 43).
Таблица 67
Технологическая характеристика центрифуги НОГШ-1350
Показатели Обезвоживание
флотационного угольного концен- трата хвостов флотации угля
Крупность питания, мм Отношение Ж : Т в питании Производительность: по осадку, т/ч по питанию, мР/ч Влажность осадка, % * . . Содержание твердого в фугате, г/л . . 1—0 От 2: 1 до 3:1 До 50 До 100 20—29 40—60 1—0 От 10 :1 до 20:1 До 300 20—25 20—30
* В зависимости от содержания в питании класса —0.25 мм.
Испытания, проведенные на донецких углеобогатительных фабри-
ках, показали, что осадительные центрифуги при обезвоживании
флотационных концентратов средней крупности дают осадки влаж-
ностью большей на 2—3%, чем вакуум-фильтры. Фугат содержит
90 г/л и более твердой фазы, а производительность центрифуг была
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
283
низкой — от 6 до 15 т/ч. При таких показателях замена вакуум-
фильтров центрифугами нецелесообразна [94].
Однако при фильтровании концентратов с высоким содержанием
гонких (—0,074 мм) и зольных шламов производительность вакуум-
фильтров резко падает, а влажность осадка может возрасти до 30%.
Для таких продуктов осадительные центрифуги более экономичны,
чем вакуум-фильтры. Например, сравнительные испытания, прове-
денные в Англии [46], показали, что осадительная центрифуга выда-
иала осадок более низкой влажности, чем вакуум-фильтр (26,8
и 29,5%). Расход энергии для центрифуг был в 2,5 раза меньше
(3 и 7,4 квт-ч/т). При обезвоживании в центрифуге происходило сни-
жение зольности концентрата (зольность исходного 7,5%, осадка —
6,4%, фугата — 47%), при фильтровании зольность не снижалась.
Фильтры ФПАК дают при обезвоживании угольных концентратов,
осадок влажностью около 18%, но громоздкость конструкции
и сложность эксплуатации затрудняют широкое их использование.
Угольные флотационные хвосты и разбавленные шламы перед
обезвоживанием в центрифугах желательно сгущать.
На действующих обогатительных фабриках флотационные уголь-
ные концентраты обезвоживаются, за отдельными исключениями,
на дисковых вакуум-фильтрах.
Расчет производительности оборудования
Сита для предварительного сброса воды
130] дуговые или прямолинейные рассчитываются по нормам удель-
ной нагрузки. Расчет ведется по формуле
„ W
(175)
где F — площадь сита, л2;
W — объем воды, удаляемой в операции предварительного обез-
воживания, м8/ч\
q — удельная нагрузка на сито, л8/л2-ч.
При обезвоживании угольных концентратов на сите предвари-
тельного обезвоживания удаляется примерно 75% воды. Значения
удельной нагрузки при расчете принимаются: при щелях 1,0—
0,75 .мл — 300 л8/л2-ч, при щели 0,5 мм— 200м8/м2-ч. Ширина
сита принимается равной ширине подающего желоба.
Дуговые сита для предварительного о бес-
ит л а м л и в а и и я угля рассчитываются по объему пульпы,
сбрасываемой под решето,
Сн. n = 200Fci>, лв/ч,
где Q,, п — объем подрешетной пульпы (нижнего продукта), м3/ч;.
Fc — площадь живого сечения сита, л2;
284 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
v — скорость подачи пульпы на сито, v = 3 м/сек при напор
ной подаче и v = 1,6 м/сек при безнапорной.
Унос воды с надрешетным продуктом от 1 до 0,4 ма/т. Эффектна
ность грохочения (по номинальной крупности продукта) при разба
вленном питании достигает 0,8—0,9.
Багер-зумпфы совмещают функции подачи и обесшламли
вания. Они применяются для обесшламливания разбавленных пульп
(100—120 г/л) углей, не содержащих глинистых и размокающих
пород, например перед суспензионными циклонами. При обесшламли
вании по крупности 0,5 мм допустимая нагрузка по сливу составляет
15—20 м3/ч на 1 м2 площади зеркала зумпфа. Остаток шлама —0,5 мм.
в выбранном элеватором осадке достигает 8%, а влажность осадка
20—22%. Содержание класса крупнее 0,5 мм в сливе не превышает
5—6%.
Обезвоживающие грохоты рассчитываются по
удельной нагрузке на единицу площади решета. Допустимая нагрузка
зависит от крупности поступающего в обезвоживание материала,
его плотности и размеров отверстий сита грохота.
При обезвоживании углей принимаются следующие нагрузки
(т/м2-ч):
Крупный концентрат (> 6—12 м) на сите 1 мм-.
с дополите льны и обезвоживанием в бункерах...... 15—20
без дополнительного обезвоживания в бункерах .... 6—8
Мелкий концентрат (<! 6—12 мм) с дополнительным обезвоживанием
в центрифугах:
на сите 1 мм ................... ................ 10—12
» » 0,5 мм.................................... 6—8
Шламы (<* 2—1 мм):
на сите 0,5 мм ................................. 2—3
» » 0,3 » 1—1,2
При обезвоживании на грохотах рудных концентратов удельные
нагрузки возрастают пропорционально увеличению насыпного веса
концентратов.
Обезвоживающие элеваторы. Для обезвожива-
ющих элеваторов принимается .следующий режим работы: скорость
движения ковшей при обезвоживании крупного угля 0,25—0,27 м/сек,
мелкого угля 0,15—0,17 м/сек, промпродукта 0,3—0,38 м/сек, время
обезвоживания после выхода ковша из пульпы для крупного угля
не менее 17—18 сек, для мелкого угля — не менее 27—29 сек; угол
наклона элеватора 55—65°.
Производительность элеватора рассчитывается по формуле
(2==3,6-|кб1], (176)
где Q — производительность по влажному материалу, т/ч‘,
i — объем ковша, л;
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания 285
а — расстояние между центрами ковшей, равное двойному шагу
цепи, м;
v — скорость движения ковшей, м/сек’,
6 — насыпной вес влажного материала, т/м5’,
т] — коэффициент заполнения ковшей, равный 0,5 для продук-
тов, не поступающих в повторное обогащение, и 0,7—0,9
для промпродуктов, поступающих в повторное обогащение.
Обезвоживающие бункера. Объем обезвоживающего
бункера определяется по формуле
(Ш)
где V — объем бункера, лг°;
q — вес поступающего в обезвоживание продукта, т/ч;
Т — продолжительность одного цикла обезвоживания, ч;
6 — насыпной вес поступающего продукта, т/м5;
т] — коэффициент заполнения бункера.
Продолжительность одного цикла обезвоживания складывается
из времени заполнения одной ячейки бункера, времени обезвожива-
ния, времени разгрузки ячейки и подготовки ее к следующей за-
грузке. Время заполнения одной ячейки бункера
*1=^, ч, (178)
где — время заполнения ячейки, ч;
v — геометрический объем ячейки, выбираемый по конструктив-
ным соображениям, м3.
Остальные обозначения прежние.
Время обезвоживания крупных классов коксующихся углей при-
нимается равным 6—8 ч, энергетических углей крупнее 25 мм 2—3 ч,
класса 13—25 мм — 4—5 ч, класса 6—13 мм — 6—8 ч.
Время разгрузки ячейки бункера и подготовки к следующей
загрузке зависит от ее емкости и организации работ при разгрузке.
Ориентировочно при емкости ячейки 80—150 т время разгрузки
и подготовки равно 2 ч.
Число ячеек бункера п = V/v.
Фильтрующие центрифуги. Производительность
фильтрующих центрифуг берется по техническим характеристикам.
Удельные производительности при обезвоживании мелких уголь-
ных концентратов приведены в табл. 65.
Осадительные центрифуги. Производительность
осадительных центрифуг по сливу подсчитывается по формуле
у 3,5fl2£(p_p0)d2n2
100р ’ "
286 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
где V — производительность по сливу, мР/ч’,
D — диаметр сливного порога, м;
L — расстояние от места загрузки питания до сливного пороги,
м;
р и ра — плотность соответственно твердой и жидкой фаз, г/см9’,
d — диаметр наибольших зерен в сливе, мм;
п — скорость вращения конуса, об/мин’,
р — вязкость, пз.
Полагая для воды р = 0,01 пз’, р0= 1 г/смъ, получим
V == 3,5Z>2Z (р — 1) dW. (180)
Формулы (179) и (180) выведены в предположении, что осаждение
зерен подчиняется закону Стокса, т. е. для случая, когда в слип
уходят тонкие зерна.
Производительность осадительных центрифуг по осадку берется
по техническим характеристикам.
Сгустители [30, 62, 120]. Метод расчета производитель-
ности сгустителей зависит от свойств поступающей в сгущение
пульпы. Сгущение диспергированных разбавленных пульп, не содер-
жащих коагулирующих веществ, характеризуется отсутствием ясной
линии раздела между слоем осветленной воды и слоем сгущаемой
пульпы. В этом случае сгуститель рассчитывается как классифици-
рующий аппарат, т. е. по скорости свободного падения максималь-
ных зерен, уходящих в слив. При сгущении рудных продуктов сгусти-
тели обычно рассчитываются из условия, чтобы в сливе терялись
зерна не крупнее 3—5 мк. При сгущении угольных шламов этот
предел повышается до 30—40 мк.
Удельная площадь осаждения сгустителя на 1 т часовой произ-
водительности по твердому при сгущении пульп, осаждающихся
без ясной линии раздела, подсчитывается по формуле
/“Т- (181)
где / — удельная площадь осаждения на 1 т часовой произво-
дительности по твердому, м?/т/ч’,
Rx и В 2 — весовые отношения Ж : Т в исходном и сгущенном про-
дуктах;
v — скорость свободного осаждения в воде наиболее крупных
зерен, уходящих в слив, м/ч’,
к — коэффициент, равный отношению эффективно использу-
емой площади сгустителя к общей его площади (к
= 0,5—0,6 для малых и к = 0,7—0,8 для больших
сгустителей) [114].
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
287
Для плотных или скоагулированных пульп, дающих резкую
границу между слоем осветленной воды и слоем, содержащим твер-
дую фазу, за удельную площадь осаждения принимается максималь-
ное значение /, подсчитываемое по формуле
(182)
где R— переменное отношение Ж : Т в пульпе, изменяющееся
в процессе сгущения от Rr до /Л2;
vR — скорость осаждения (понижения границы раздела
вода — пульпа) при отношении Ж : Т, равном R, м/ч;
I, R2 и к — имеют прежние значения.
Значения vR при различных R определяются опытным путем
при лабораторных исследованиях на сгущаемость. Если таких
исследований не проводилось, то расчет сгустителей производится
ио практическим нормам удельных нагрузок, достигнутых на дей-
ствующих обогатительных фабриках при сгущении аналогичных
ио составу пульп. При выборе аналогов нужно учитывать условия,
влияющие на скорость осаждения, — минералогический и грануло-
метрический состав твердой фазы, наличие в пульпе электролитов
и специальных коагулянтов (например, полиакриламида), темпера-
туру пульпы. При выборе нормы удельной нагрузки необходимо
учитывать ценность сгущаемого материала и допустимое загрязнение
слива при его применении в качестве оборотной воды или при сбросе
в водоемы общественного пользования. Ориентировочные нормы
удельных нагрузок цилиндрических сгустителей приведены
в табл 68.
Таблица 68
Ориентировочные удельные площади осаждения и удельные нагрузки
цилиндрических сгустителей (120]
Сгущаемые продукты Удельная площадь осаждения, ж2/тп/ч Удельная нагрузка
т/м3- сутки
Питание флотации, хвосты флотации 12—24 0,04—0,08 1—2
Флотационные сульфидные концен- траты: медные 16-24 0,04—0,06 1—1,5
свинцовые - 24—32 0,03—0,04 0,75—1,0
цирковые 20—30 0,033—0,05 0,8—1,2
пиЬитные 12—24 0,04—0,08 1,0—2,0
молибденовые 30—50 0,02—0,033 0,5—0,8
Первичные рудные шламы 60—90 0,01—0,017 0,25-0,4
Пульпа перед цианированием при вы- соком содержании глины 35—50 0,02—0,028 0,5—0,7
То же, при преобладании кристалли- ческого материала 10—16 0,06—0,10 1,5—2,5
288 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
Удельные нагрузки на сгустители и отстойники значительно возра
стают при добавке в пульпу специальных коагулянтов типа поли
акриламида. Скорость осаждения скоагулированной пульпы увели
чивается в 3—4 раза, а потери твердого в сливе снижаются
в 6—18 раз * **.
Сгустительные конусы и пирамидальные
отстойники. Расчет этих аппаратов производится аналогично
расчету сгустителей.
Отстойники с плоским дном. Удельная площадь
осаждения отстойников при поступлении в них разбавленной пульпы
подсчитывается по формуле (181), при этом значение коэффициента к
принимается равным единице. При периодической разгрузке отстой-
ника и поступлении в пего разбавленной пульпы величина R2 мала
по сравнению с величиной Т?15 поэтому удельная площадь осаждения
(на 1 т сухого шлама) приближенно будет / = R-Jv, мЧт/ч [значе-
ния 2?! и v те же, что и в формуле (181)].
Наружные отстойники, сооружаемые на углеобога-
тительных фабриках для осветления шламовых вод, состоят из
нескольких секций, работающих параллельно или последовательно.
Ширина секции 5—6 м, глубина при разгрузке осевшего шлама
грейферным краном около 3 м и при разгрузке скрепером — около
1,5 м. Разгруженный шлам дренируется на площадке, расположенной
при отстойнике. Размер дренажной площади принимают из расчета
накопления на ней шлама за 15—20 суток. Удельная нагрузка
отстойника по пульпе составляет около 1 м3/м2-сутки, по твер-
j[l,2
дому — 0,127 т/м2 - сутки, удельная площадь осаждения 190 .
Вакуум-фильтры обычно рассчитываются по нормам
удельной нагрузки, которые устанавливаются по практическим
данным.
Ориентировочные удельные нагрузки вакуум-фильтров приве-
дены в табл. 69.
Удельная производительность фильтров зависит от крупности
и плотности питания и величины вакуума фильтрования. Например,
при содержании в угольном шламе класса —0,08 мм свыше 40—50 %
производительность фильтра понижалась до 0,1—0,15 т/м2 -ч. Про-
изводительность увеличивается приблизительно прямо пропорцио-
нально весовой концентрации твердой фазы в питании и величине
вакуума фильтрования. Добавка полиакриламида для флокуляции
шламов повышает производительность на 10—40% 194]
* Производительность флотационных машин на сгущенных шламах при
добавке полиакриламида в операцию сгущения снижается вследствие увеличе-
ния содержания тонких шламов в питании флотации и необходимости приме-
нять более разбавленные пульпы.
** По данным Енакиевской углеобогатительной фабрики.
Выбор и расчет оборудования для обезвоживания
289
Таблица 69
Ориентировочные удельные нагрузки вакуум-фильтров [30, 121]
Фильтруемый материал Удельная нагрузка по сухому, Тип вакуум-фильтра
Мил кии угольный шлам и флота- ционный угольный концентрат Крупный угольный шлам d).нотационные сульфидные концен- траты сгущенные: медный 400—500 500—1000 100—200 Дисковый, типа «Украина» То же Дисковый, барабанный
свинцовый ЦИНКОВЫЙ „ — пиритный Апатитовый флотационный концен- трат без предварительного сгуще- ния 86%—0,15 мл * Нефелиновый концентрат Графитовый флотационный концен- трат Магнетитовый концентрат, содержа- щий более 70% класса—0,074 мм Магнетитовый концентрат, содержа- щий 79—40% класса—0,074 мм Магнетитовый концентрат, содержа- щий 40—20% класса—0,074 мм 100—200 200—400 . 300—600 600—650 500-550 400—500 500—1000 500—1000 4000—7000 То же » » » » Барабанный с внутренней фильтрующей поверх- ностью То же Дисковый Дисковый, барабанный Барабанный с внутренней фильтрующей поверх- ностью Планфильтр
* Переливы фильтров поступают в сгуститель, сгущенный продукт возвращается
Пи фильтры.
Таблица 70
Ориентировочные нормы расхода воздуха при фильтровании
на вакуум-фильтрах
Тип фильтра Удельный расход воздуха, ms/m2*muh
для вакуум- насосов для воздухо- дувок
Барабанный с фильтрующей поверхностью: внешней внутренней Дисковый 0,5—1,5 0,5—2,0 0,4—0,8 0,1—0,4 0,1—0,4 0.05—0,25
Примечание. Большие расходы воздуха относятся к осадкам с высокой проница-
мостью, меньшие—к осадкам с малой проницаемостью.
19 заказ 1075
290 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
По выбранной удельной нагрузке подсчитываются общая потреб
ная фильтрующая поверхность и необходимое число фильтров в завп
симости от их размера. На каждые 3—4 работающих фильтра преду
сматривается один запасный.
Автоматические фильтрпрессы. Производитель
ность фильтрпрессов берется из их технических характеристик.
Вакуум-насосы и воздуходувки. Потребная про
изводительность вакуум-насосов и воздуходувок для вакуум-филь
тров зависит в основном от проницаемости слоя осадка на фильтру
ющей поверхности и температуры фильтруемой пульпы. Црхшица-.
емость осадка определяется опытным путем. Если она неизвестна, то
можно руководствоваться ориентировочными нормами расхода воз
духа, приведенными в табл. 70.
§ И. Выбор и расчет оборудования для сушки
Выбор сушилки. Для сушки продуктов обогащения при
меняются барабанные сушилки прямого действия, трубы-сушилки,
трубчатые сушилки непрямого действия, конвейерные сушилки,
грохоты-сушилки, одно- и многоподовые сушилки [30, 127].
Барабанные сушилки прямого действия (см. приложение 44)
с непосредственным соприкосновением газа с сушимым материалом
можно применять для любых продуктов обогащения, независимо от
их крупности и начальной влажности. Эти сушилки отличаются
большой производительностью, высоким тепловым коэффициентом
полезного действия, малым потреблением энергии, сравнительно
низкими эксплуатационными расходами и надежностью в работе.
Недостатки сушилок — большой унос пыли с газами, достигающий
при сушке флотационных концентратов 20% поступающего в сушку
материала, загрязнение высушенных продуктов золой, уносимой
из топки (от 0,2 до 0,5—0,7%), длительное время соприкосновения
сушимого материала с горячими газами (до 15—30 мин), что в неко-
торых случаях нежелательно, значительное крошение материала,
большие габаритные размеры сушилки, требующие больших площа-
дей и пролетов сушильного цеха, высокие капитальные затраты.
Барабанные сушилки нашли широкое применение на рудообога-
тительных фабриках большой производительности.
Трубы-сушилки могут применяться лишь для сушки мелких
и неслипающихся материалов, так как поддержание во взвешенном
состоянии крупных зерен или слипшихся комков мелкого материала
потребовало бы очень больших скоростей газов с соответствующим
увеличением расхода энергии. При этом вследствие малого времени
соприкосновения материала с газами (5—10 сек) комки не успевают
высохнуть. При сушке мелких неслипающихся материалов трубы-
сушилки по сравнению с барабанными сушилками обладают следу-
ющими преимуществами: более высокой напряженностью по испаря-
емой влаге, меньшим временем соприкосновения материала с газами,
Выбор и расчет оборудования для сушки
291
юш.шим крошением материала, меньшими капитальными затратами
пи оборудование и строительство здания сушильного цеха. Недо-
гптки труб-сушилок — большой унос пыли, высокий расход энер-
i ни, пониженный тепловой коэффициент полезного действия, труд-
ное регулирование процесса сушки, особенно при комкующемся
материале, повышенные эксплуатационные расходы. Выбор между
Гтрабанной сушилкой и трубой-сушилкой при проектировании
углеобогатительных фабрик производится на основании технико-
шопомического сравнения конкурирующих вариантов сушилок.
Пн рудообогатительных фабриках трубы-сушилки не применяются.
Трубчатые сушилки имеют по сравнению с сушилками прямого
чппствия меньший тепловой коэффициент полезного действия и мень-
шую напряженность по испаряемой влаге. Они применяются в тех
гЛучаях, когда имеется дешевый отработанный пар, например для
подсушки энергетических углей на электростанциях, на брикетных
Фабриках и в случаях, когда важно избежать загрязнения концен-
। рата при сушке и уменьшить его потери в пыли.
Конвейерные сушилки и грохоты-сушилки могут применяться лишь
для кусковатого материала (крупнее 3 мм). Эти сушилки характери-
зуются малым крошением материала, малым временем нахождения
ого в зоне высоких температур (20—30 сек), высокой производитель-
ностью на единицу площади и в связи с этим небольшими габарит-
ными размерами. Основная область применения сушилок этого
типа — сушка крупных угольных концентратов.
Подовые сушилки отличаются малым пылеобразованием, имеют
простую и дешевую конструкцию. К основным недостаткам их отно-
сится низкий тепловой коэффициент полезного действия и малая
удельная производительность. Поэтому подовые сушилки могут при-
меняться лишь при небольшой производительности обогатительной
фабрики, например для сушки концентратов редких металлов*.
Технологический расчет сушилок. Расчетом опреде-
ляются суммарный объем и потребное число сушилок, расход тепла
и топлива на сушку, объем и плотность газа в начале и конце сушки.
Объем сушилок подсчитывается по допустимой напряженности
по испаряемой влаге, которая зависит от свойств материала, подвер-
гаемого сушке, его начальной и конечной влажности, температуры
газов на входе в сушилку и выходе из нее, типа сушилки, скорости
потока газа и качества топлива. Нормы напряженности, а также
температуры газа на входе и выходе из сушилки устанавливаются
па основании опытных исследований и практических данных, полу-
ченных при сушке аналогичных по составу и влажности материалов.
Практические данные о напряженности и температуре газов для
барабанных сушилок и труб-сушилок приведены в табл. 71 и 72.
* См. также В. Г. Зашквара и др. Применение процессов сушки углей
» кипящем слое в коксохимической промышленности. Изд-во «Недра», 1967.
19*
292 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудована i
Т а б лиц и И
Ориентировочные напряженности барабанных сушилок
прямого действия по испаряемой влаге
Сушимый материал Влажность материала. % Температура газа, град Крупность материала, мм Напри' JKUII IIOCTI., кг/ма •'!
исход- ного после сушки поступа- ющего в сушилку выходя- щего из сушилки
Подмосковный уголь Мелкий угольный концентрат . . . Угольный флотаци- онный концентрат Угольный шлам . . То же Сланец Руда магнитогор- ская Сульфидные концен- траты Апатитовые концен- траты Нефелиновый кон- центрат Окисленные медные концентраты . . . Известняк » Песок » » Глина 30 12—18 20—26 50 25 38 6,0 12 11,3 17—18 30 8—15 8—10 4,3—7,7 6,1 15,0 22 10—15 3-6 3-6 1,3 3,0 12 0,5 3,0 1,0 0,5 4 1,5 0,5 0,5 0,3 3,0 5,0 430 700—900 700—800 700—800 700-800 500-600 730 500-600 1000—1100 1000—1100 800 1000 800 840 1000 700 600—700 120-150 80—100 90—110 120-130 100 85—90 100 100—150 100-150 100 80 120 100 90 80-100 10—0 10-0 1-0 2-0 2-0 40-0 50-0 0,1—0 14%+0,15 леи 27 % +0,15 лм 0,1—0 15-0 20-0 40—G0 70-90 90—120 120 70—100 45—65 45—65 00—70- 65—70 80 90—100 45—65- 30—40 80-88 100 80 50-60
Таблица 72
Ориентировочные напряженности труб-сушилок по испаряемой влаге
при сушке углей
Сушимый материал Влажность материала, % Температура газа, гра8 Напряжен- ность, кг/м’-ч
ИСХОД- НОГО после сушки поступа- ющего в сушилку выходящего из сушилки
Бурый уголь .... — 750—900 110—120 250-400
Каменный уголь . . Мелкий концентрат в смеси с флотацион- — *— 750—900 110—120 400-600
ным концентратом Флотационный кон- 12-18 3-6 750—900 110—120 600-800
центрат 20-26 3—6 750—900 110—120 700—900
Выбор и расчет оборудования Оля сушки
293
Напряженность труб-сушилок возрастает с уменьшением круп-
ности и увеличением влажности сушимого материала, повышением
шмпературы поступающего в сушилку газа, с увеличением скорости
потока газа в начале сушилки. При сушке в трубе-сушилке смеси
н । мелкого и флотационного угольных концентратов и шламов,
и также одного флотационного концентрата достигалась напряжен-
.... сушилки 540—560 кг/м3-ч. Скорость потока газа на входе
и сушилку была при этом 32—40 м/сек, после доведения скорости
потока газа до 52—60 м/сек напряженность увеличилась до 830—
UliO кг/м3-ч *. Таким образом, с увеличением скорости потока газа
ни 1 м/сек напряженность сушилки увеличивается на 15 кг/м3-ч.
I’исход тепла на 1 кг испаренной влаги при увеличении скорости
уменьшается с 950—1100 до 850—880 ккал/кг.
При установке последовательно двух дымососов скорость потока
। инов в трубе-сушилке может быть доведена до 70 м/сек, а напряжен-
ность сушилки увеличена до 1200—1500 кг/м3-ч [66]. Из этого сле-
дует, что при проектировании труб-сушилок желательно выбирать
высокие скорости потока газов на входе в сушилку — в пределах
(П-70 м/сек.
Порядок расчета барабанных сушилок. Для
определения размера и числа сушилок первоначально подсчитывается
п х суммарный объем
Vo = Mst (183)
где Fo — общий объем сушилок, м3;
Q — производительность сушильного отделения (по весу
твердой фазы в сушимом материале), кг/ч;
Ht и Л 2 — весовые отношения Ж : Т соответственно в поступающем
и выходящем из сушки материале, кг воды/кг твердого-,
w— напряженность сушилки по испаряемой воде, кг/м3-ч
(см. табл. 71 и 72).
Далее по объему определяется число сушилок для отдельных
вариантов, отличающихся размером сушилок. На основании технико-
экономического сравнения конкурирующих вариантов выбирается
оптимальный вариант.
Диаметр барабана сушилки следует выбирать из условия,
чтобы скорость дымовых газов на выходе не превышала 1,5—
2,5 м/сек.
Тепловой расчет первоначально производим на 1 кг поступающего
и сушку твердого.
1. Определение полезного расхода тепла. Количество тепла, рас-
ходуемого на нагрев материала, на нагрев воды, остающейся
* Данные Кальмиусской обогатительной фабрики.
294 Выбор и технологический расчет основного обогатительного обору до/ui ши
в высушенном материале, и на испарение воды, назовем полезным pin
ходом тепла
Pn=:(cM+^2)(t2 — t0) + (R1—R2)(i2 — i0), ккал/кг, (18!)
где рп — полезный расход тепла на 1 кг твердого в сушимом мптч
риале, ккал!кг\
см — теплоемкость твердой фазы, зависящая от минерального
состава поступающего в сушку продукта; теплоемкое н,
отдельных минералов колеблется (в ккал/кг -°C) для суль
фидов от 0,05 до 0,15 и для несульфидных минералов от II,'
до 0,25; так как на нагрев твердой фазы при сушке раехп
дуется относительно небольшая часть тепла, то при расчп
тах теплоемкость твердой фазы можно принять для всех
случаев одинаковой и равной см — 0,2 ккал/кг - °C;
t2 — температура газов и материала на выходе из сушилки, '(’
(см. табл. 71 и 72);
t0 — температура продукта, поступающего в сушилку, и вол
духа, поступающего в топку; принимается равной темпера
туре помещений фабрики, t0 = 15° С;
г2 — теплосодержание водяного пара на выходе из сушилки (при
температуре t2), i2 = 595 + 0,47f2, ккал/кг пара-,
i0 — теплосодержание воды на входе в сушилку (при темперу
туре £0), i0 = !•£(, 15 ккал/кг воды.
После подстановки численных значений см, t0 и 10 получил!
Ра = (0,2(*2-15) + (R.-RJ (580 + 0,47f2). (185)
2. Определение массы газа на входе в сушилку. Масса газа нахо
дится из теплового баланса сушилки
— *2) = РП + Ар, (18G)
где дГ — масса дымового газа на входе в сушилку на 1 кг твердого
в сушимом материале, кг таза/кг твердого;
с — теплоемкость дымового газа, с достаточной точностью можно
принять с = 0,24 ккал/кг -° С;
+ — температура газа на входе в сушилку (см. табл. 71 и 72);
Др — потери тепла через стенки сушилки на 1 кг твердого в су-
шимом материале; при хорошей теплоизоляции Ар *=&
0,05 рп [1271; при отсутствии теплоизоляции потери
тепла могут возрасти до 0,1—0,15 рп, причем для малых
сушилок относительные потери выше, чем для больших;
для приближенных расчетов принимаем Ар 0,1 рп, тогда
дГ — 6-"2 ’ кг газа/кг твердого. (187)
Выбор и расчет оборудования для сушки
295
3. Определение объема гага на входе в сушилку
t>i = gr-0,763 л3 rasa/кг твердого, (188)
гдо г?! — объем газа на входе в сушилку на 1 кг твердого в суши-
мом материале;
0,763 — удельный объем дымового газа при нормальных условиях,
м3!кг газа;
1/273 — термический коэффициент расширения газа, °C-1.
4. Определение плотности гага на входе в сушилку
[ = ~ == 6,763(1 +ii/273) ’ (189)
где ул — плотность газа на входе в сушилку, кг/м3.
5. Определение объема гага на выходе иг сушилки
vz = [яг 0,763 + (7?! -Т?2) 1,22] (1 +t8/273), (190)
где v 2 — объем газа на выходе из сушилки на 1 кг твердого
в сушимом материале, м3/кг твердого;
(Ну — R2) — вес испарившейся воды на 1 кг твердого;
1,22 — удельный объем водяного пара, приведенный к нор-
мальным условиям, м3/кг пара (в предположении
отсутствия конденсации).
6. Определение плотности газа на выходе из сушилки
у Яг+.Дх-Да, кг/м3. (191)
7. Определение расхода топлива
q.—:gl~c KS твердого, (192)
4<?й
где ят — расход топлива на 1 кг твердого в сушимом материале;
т] — к. п. д. топки, учитывающий неполноту сгорания топлива,
потери тепла с золой, через поверхность топки и вследствие
утечки газов; значение ц зависит от конструкции топки,
качества топлива и может быть принято в пределах 0,85—
0,95;
(?р — низшая теплотворная способность рабочего топлива, под-
считываемая по формуле Менделеева.
Низшая теплотворная способность твердого топлива может быть
также подсчитана по формуле
pp = (7H(i_-WP-+P),
где (н ‘— низшая теплотворная способность горючей массы топ-
лива, равная (в ккал/кг горючей массы) для бурого
296 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудована •
угля 6000—7000, для каменных углей 7000—8000,
для антрацита 7600—8200;
Wp и Ар — влажность и зольность рабочего топлива в долях одп
ницы;
(7g — для мазута 9000—10 000 ккал/кг.
8. Определение расхода тепла на испарение 1 кг воды
о Ор
Q — > ккал/кг воды. (1‘).|)
9. Определение теоретического расхода тепла на испареши
воды
= —io —595+0,47£2 —10, ккал/кг воды. (191)
10. Определение отношения теоретического расхода тепла па
испарение к практическому расходу
11. Определение отношения полезного расхода тепла к практиче-
скому расходу тепла (тепловой к. п. д. сушилки)
(196)
Qtvh
12. Определение часовых расходов топлива и объемов газов (при
нормальном давлении)
Vi = Q»v V2 = Qv2, (197)
где QT — расход топлива, кг/ч;
V1 — объем газа на входе в сушилку, мъ!ч‘
V2 — объем газа на выходе из сушилки, м3/ч.
При расположении фабрики высоко над уровнем моря при вычи-
слениях V\ и F2 необходимо ввести поправку на барометрическое
давление воздуха. Поправку на разрежение, создаваемое дымососом,
не вводят, так как она незначительна.
Пример теплового расчета барабанной сушилки
Исходные данные: сушимый материал — апатитовый концентрат; влажность
исходного концентрата
влажность высушенного
концентрата р2= 1% (Вг = =0,01); = 1000в С; г2= 120“ С; топливо
УУ
мазут с теплотворной способностью = 9500 ккал/кг', допустимая напряжен-
ность сушилки io = 70 кг воды /м3- -ч.
Выбор и расчет оборудования, для сушки
297
I. Определяем полезный расход тепла по формуле (185)
* Рп = (0,2+Д2) («2-15) + (Л1—В2) (580 + 0,4742);
/>„=(0,2+0,01) (120—15)+ (0,136 — 0,01) (580 + 0,47 • 120) = 108 ккал/кг.
2. Определяем массу газа на входе в сушилку по формуле (187)
4,6р„ 4,6 • 108 п ,
^=-77=ir = ib00-120==0>565 м ^кг твердого.
3. Определяем объем газа на входе в сушилку по формуле (188)
г>1=дг0,763 (1 + 41/273) = 0,565 • 0,763 (1 + 1000/273) = 2,01 «з/кг.
4. Определяем плотность газа на входе в сушилку по формуле (189)
1 1
71 0,763 (1 + 41/273) 0,763(1 + 1000/273) 0,28 кг^'
5. Определяем объем газа на выходе ив сушилки по формуле (190)
*’2 =[Qr0,763+(/?!-В2) 1,22] (1 + 41/273) = [0,565-0,763 + (0,136 — 0,01) 1,22] X
X (1 +1000/273) = 0,86 м^/кг твердого.
6. Определяем плотность газа на выходе из сушилки по формуле (191)
уа ^ += 0,565 + 0Д36 -0,01 0>81 вг/л3
7. Определяем расход топлива по формуле (192)
дгс/х 0,565 • 0,24 • 1000 л г ,
= б,95-9500 - = 0’015 Кг/Кг
твердого
принят 0,95).
по формуле (193)
(учитывая высококачественное топливо к. п. д. топки
8. Определяем расход тепла на испарение 1 кг воды
, ?т(2£ 0,0150-9500 лл__
9 = 0,136-0,01 ~1055 ККаЛ'Кг-
9. Определяем теоретический расход тепла на испарение 1 кг воды по фор-
муле (194)
д"=595 + О,4742—4о = 595+0,47-120—15 = 636 ккал/кг воды.
10. Определяем отношение теоретического расхода тепла на испарение
/ к/ воды к практическому по формуле (195)
11. Определение отношения полезного расхода тепла к практическому
расходу тепла (тепловой к. п. д. сушилки) по формуле (196)
owssdo
298 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборубиiitnu <
Порядок расчета труб-сушилок. Для опр
деления размеров и числа труб-сушилок первоначально производи и и
тепловой расчет по такой же методике, как и для барабанных сути
лок. Далее выбирается скорость движения газа и определяется дин
метр трубы-сушилки.
Скорость движения дымовых газов в любом сечении трубы и<*
должна быть меньше 1,2 v', где v' — скорость падения в raaomiii
среде наиболее крупных частиц материала, определяется по формуле
v' = 5,22 , м/сек, (19Н)
где d — диаметр наибольших частиц, мм;
б — плотность частиц, г/см9;
у — плотность газа, кг/м2.
Таким образом, скорость газа в любом сечении трубы должна
удовлетворять условию
пг^6,2б/^, (199)
где vr — скорость потока газа, м/сек;
6,26 = 1,2-5,22.
Для повышения эффективности работы сушилки желательно
брать высокие скорости потока газа на входе в сушилку — в пределах
40—70 м/сек.
Диаметр трубы-сушилки определяется по формуле
г 3600л иТ ’
где D — диаметр трубы-сушилки, м;
V — объем газа проходящего через сушилку (на входе V — V,,
на выходе V = У2)> м9/ч.
При определении диаметра трубы в формулу (200) следует под
ставлять три значения скорости потока газа: наименьшую допусти
мую на входе в трубу, определяемую по формуле (199); наименьшую
допустимую на выходе из трубы, определяемую по той же формуле;
желательную на входе в трубу, определяемую из условий эффектив-
ной работы сушилки (40—70 м/сек). Из трех полученных значении
диаметра трубы следует выбрать наименьшее. По условию обеспече-
ния равномерной скорости газа в сечении трубы ее диаметр не должен
превышать 1,1 м. Если наименьший расчетный диаметр получается
более 1,1 м, то это означает, что нужно установить две или большее
число труб-сушилок.
Высота трубы определяется по формуле
(201)
Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
299
Д ы мо с о с ы выбираются на производительность в 1,2 раза
пппыпухо объема газов на выходе из сушилки. Выбор дымососов
11||<|11знодится по их техническим характеристикам.
Определение размеров подовой сушилки
припиводится по нормам удельной нагрузки. При сушке флотацион-
ных сульфидных концентратов начальной влажностью 16% до влаж-
ннгти 4—6% удельная производительность подовых сушилок по
Г1им1дому составляет около 0,9 т!м2-сутки.
Производительность конвейерных суши-
10 к и грохотов-сушилок принимается по техническим
»и рпктеристикам.
§ 12. Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
Для пылеулавливания применяются сухие центробежные пыле-
уловители (циклоны и батарейные циклоны), мокрые пылеуловители,
нишевые рукавные фильтры и электрофильтры.
В зависимости от концентрации пыли в очищаемом газе (воздухе)
в nn ценности применяются один, два или три приема пылеулавлива-
нии. Так, например, аспирационный воздух цехов сухого дробления
имеет невысокую концентрацию сравнительно малоценной пыли.
Поэтому его очистка производится в один или в два приема. При
пчпстке воздуха в один прием используются аппараты, дающие высо-
кую степень улавливания пыли.
На Кировской апатито-нефелиновой обогатительной фабрике
очистка аспирационного воздуха дробильных отделений, содержа-
щего 30—60 г/м8 пыли, производится в один прием в пенных филь-
ерах, работающих с эффективностью около 99% [75]. Для очистки
аспирационного воздуха на асбестообогатительных фабриках в один
прием рекомендуется установка электрофильтров, тканевых рукав-
ных фильтров или пенных фильтров, а при очистке в два приема —
установка простых или батарейных циклонов в первом приеме
и циклонов-промывателей во втором приеме.
Дымовые газы, получаемые при сушке концентратов, характери-
зуются большим содержанием пыли и высокой ее ценностью. Поэтому
очистка таких газов производится в два или в три приема с установ-
кой высокоэффективных пылеулавливателей в последних приемах.
Например, газы, получаемые при сушке апатитового концентрата
пи Кировской обогатительной фабрике, очищаются последовательно
и циклонах, электрофильтрах и скрубберах с насадкой. При очистке
сушильных газов в скрубберах одновременно используется их тепло,
таи как шламовая вода из скрубберов подается в механические клас-
сификаторы для подогрева поступающей на флотацию пульпы.
Простые и батарейные сухие циклоны эф-
фективно улавливают лишь грубую пыль, содержащую частицы
крупностью от 10 мк и выше.
300 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборц'1п аи,..
Данные о степени улавливания фракций пыли различной круп
ности в циклонах приведены в табл. 73. Средневзвешенная стопой।
улавливания пыли в циклонах составляет 60—80%.
Таблиц!1 < •
Ориентировочные значения степени улавливания отдельных фракций ln.nn
различной крупности в простых и батарейных циклонах [29)
Условный диаметр частиц фракций, мк
, Диаметр циклона 5 10 15
Тип циклона или циклонного элемента, мм
Степень улавливания, %
Простой 800 50 85 97,5
400 70 80 98,5
200 85 95 99,0
Батарейный 250 72 84 93,0
150 78 88 95,0
100 82 91 96,0
Примечание. Условный диаметр частиц пыли подсчитывается по формуле d
= 6-10*/s8, где d—условный диаметр, мк; в—удельная поверхность фракции, сл1г/г; li-
плотность твердой фазы, г/слЛ Удельная поверхность определяется опытным путем нал
подсчитывается по результатам ситового анализа с учетом формы частиц.
Вследствие плохого улавливания мелкой пыли простые и батарей
ные циклоны не могут применяться в качестве единственных аппарп
тов для обеспыливания выбрасываемых в атмосферу газов. Эти аппа
раты устанавливаются только в первом приеме обеспыливания для
улавливания из газа наиболее крупных фракций пыли и понижения
ее концентрации перед окончательной очисткой газа. Их применяют
также для улавливания пыли из циркулирующего воздуха при ра
боте пневматических отсадочных машин и сепараторов по замкнутой
воздушной системе.
Технические характеристики простых и батарейных циклонов
приведены в приложениях 45—47.
Мокрые пылеуловители по принципу действия и кон-
струкции можно подразделить на четыре группы — инерционные
циклонного типа, инерционные с орошаемыми насадками, пенныо
фильтры, высокоскоростные. Эти пылеуловители можно применят!,
только для нецементирующейся пыли.
Инерционные мокрые пылеуловители ци-
клонного типа. Поступающий в аппарат очищаемый газ
получает вращательное и одновременно поступательное движение.
В пленочных аппаратах этой группы пыль улавливается пленкой
воды, стекающей по внутренней поверхности циклона, а в комбини-
рованных аппаратах — пленкой и мелкими капельками воды. К мок-
Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
301
|п.1М пылеуловителям циклонного типа относятся центробежные
। ирубберы ЦС-ВТИ и прутковые промыватели МП-ВТИ (см. приложе-
ние 48), мокрые циклоны ЛИОТ, циклоны-промыватели СИОТ,
прш-очный мокрый промыватель ПМ и др.
Инерционные пылеуловители с орошаемыми на-
। ндками в зависимости от особенностей их конструкции получили
рпнличные наименования — пленочные пылеуловители с вертикаль-
ной насадкой, скрубберы с насадкой, мокрые фильтры, камеры мокрой
очистки, пылеуловители шахтного типа и др. В аппаратах этой
। руппы запыленный газ обтекает смоченные поверхности насадки,
меняя при этом много раз направление своего движения. Частицы
ныли, стремящиеся по инерции двигаться прямолинейно, сталки-
1ПН0ТСЯ с мокрой поверхностью насадки и удаляются пленкой стека-
ющей воды. да
Для насадки применяются тела различной формы и величины —
деревянные рейки, вертикальные металлические колонки, металличе-
ские перфорированные перегородки, керамические кольца и спираль-
ные цилиндры, различные кусковатые материалы и др. Насадка оро-
шается водой, подаваемой обычно через брызгала и форсунки.
Расход воды зависит от типа насадки и колеблется в пределах 5—
’’О ,м3/ч на 1 Л12 сечения скруббера или шахты. Роль насадки играют
п капельки разбрызгиваемой воды, обтекаемые газом. Аппараты
г поступательным движением газа через водяную завесу из капелек
поды работают менее удовлетворительно, чем пылеуловители с насад-
ками. Это объясняется малой скоростью обтекания газом водяных
капель и значительным их выносом струей газа.
Эффективность пылезадержания в инерционных пылеуловителях
г насадкой возрастает при уменьшении крупности насадки и увеличе-
нии толщины ее слоя, но одновременно при этом возрастает гидравли-
ческое сопротивление пылеуловителя. Орошение должно быть доста-
точным для смачивания всей поверхности насадки и предупреждения
залипания ее пылью. Для каждого типа насадки существует опти-
мальная скорость движения газа, при которой достигается наилучшая
степень очистки газа.
Пыль с частицами крупностью меньше 1—3 мк мокрыми инер-
ционными пылеуловителями извлекается плохо, так как для таких
малых частиц силы инерции играют небольшую роль по сравнению
с силами вязкостного сопротивления среды, увлекающей частицы
при обтекании насадки.
Инерционные пылеуловители с орошаемой насадкой могут
применяться при очистке аспирационного воздуха в один прием
и в качестве вторичных пылеулавливающих устройств при
очистке аспирационного воздуха и сушильных газов в два
приема.
Достоинства пылеуловителей с орошаемой насадкой по сравнению
с электрофильтрами и рукавными фильтрами состоят в их простоте
302 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудована
и дешевизне. Недостаток пылеуловителей — худшая очистка rn.i i
и необходимость периодической очистки насадки.
Пенные фильтры. Запыленный газ проходит в аппарпп
через горизонтальную перфорированную перегородку (решетку)
и образуемый на ней слой пены. Оптимальная скорость потока ra.ni
отнесенная ко всей площади решетки, лежит в пределах 1,5
2,5 м/сек, а отнесенная к площади живого сечения решетки
6—13 м/сек.
Эти фильтры нашли применение на обогатительных фабриках
для очистки аспирационного воздуха в один прием и в последив\
приемах очистки сушильных газов.
По сравнению с другими мокрыми пылеуловителями пенимо
фильтры дешевы, дают высокую степень очистки газа от пыли круп
нее 2—3 мк, просты и надежны в эксплуатации, имеют относительно
небольшое гидравлическое сопротивление (60—120 мм вод. ст.)
Недостатки фильтров — при неравномерном давлении газа под
решеткой могут образовываться местные прорывы слоя пены, что
приводит к понижению степени очистки газа; для сохранения опта
мальной высоты и наилучшей структуры пены необходим постоянны ii
дебит газа.
Высокоскоростные пылеуловители. Вода в аппарате взбрызни
вается в турбулентный поток газа, движущегося с большой скоростью
(80—100 м/сек). Вследствие высокой турбулентности потока газа
происходит интенсивная диспергация воды и обтекание мельчайших
капель воды газом. Газы, прошедшие скоростной распылитель,
поступают в скруббер или мокрый циклон.
Скоростные пылеуловители дают высокую степень очистки газа.
Недостатки их — повышенный износ горловины при пропускании
запыленных газов с большой скоростью, повышенное гидравлическое
сопротивление аппарата.
Из перечисленных мокрых пылеуловителей на рудообогати-
тельных фабриках наиболее часто применяются пенные пылеуло
вители и скрубберы с орошаемой насадкой, а на углеобогати-
тельных фабриках — пылеуловители типа АМП и МП (см. прило-
жение 48).
Ориентировочные технологические показатели мокрых пылеуло-
вителей приведены в табл. 74.
Рукавные фильтры. Для удовлетворительной работы
фильтров необходимо, чтобы рабочая температура очищаемого газа
была выше точки росы, температура газа при использовании хлопча-
тобумажной ткани не превышала 60—65° С, а при использовании
шерстяной ткани 80—90° С; очищаемые газы не были агрессивными
по отношению к применяемой фильтровальной ткани.
Рукавные фильтры дают высокую степень очистки газов, достига-
ющую 99%. Недостатки фильтров — при прорывах ткани понижается
очистка газа, сравнительная сложность конструкции и высокая
Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
303
Таблица 74
Ориентировочные технологические показатели мокрых пылеуловителей [29, 30, 58, 75, 107]
Типы пылеуловителей Степень очистки газа, % Скорость потока газа, м/сек Расход воды, л/№ газа Гидрав- лическое сопро- тивление, вод. ст.
на входе в аппарат во всем сечении аппарата
1<и<рые циклоны ЛИСТ 11 пнлоны-промыватели До 90-93 18—23 4—5 0,07—1,3 50—80
Г, НОТ \инарат мокрого пыле- До 95—98 18 — 0,04—0,06 50-80
улавливания АМП . . . Прутковый промыватель 96—99,6 23-30 3,3—3,8 0,10 450 *
мл-вти 90—95 12—15 4—4,5 0,09—0,16 80—90
Пылеуловитель ПМ . . . Пяточный пылеуловитель До 98—99 14—18 3—3,8 0,10 450*
г. вертикальной насадкой Скруббер с деревянной 85—92 4-6 (в живом сечении) 0,2—0,8 15—20
насадкой Мокрые фильтры с насад- кой из керамических ко- лец и спиральных ци- 92—98 1,2 50—60
линдров До 95—98 — 1—1,2 9— 18 м3/мг • ч **
11гпные фильтры До 97—99 — 1,5—2,0 0,25—1,0 50—120
* Напор установленного вентилятора или дымососа.
** Гидравлическое сопротивление подсчитывается по формуле Н = <ра2у1, где ® —ско
ристь газа во всем сечении аппарата, м/сек; у — плотность газа, кг/м3; I—высота слоя
насадки, м; 9=12 для колец 50 X SO X 5 мм; if = 2 для колец 80 X 80 X 8 лам и у = 1
иля колец 100 х 100 X 10 лии.
стоимость, трудоемкость ухода за тканью, высокое гидравлическое
сопротивление ткани [29, 107].
Вследствие указанных ограничений и недостатков рукавные
фильтры редко применяются на рудообогатительных фабриках с мок-
рым процессом обогащения. Газы сушильных установок имеют
иысокое влагосодержанне и низкую точку росы, поэтому рукавные
фильтры для очистки сушильных газов устанавливать не следует.
При пневматическом обогащении угля с применением замкнутой
поздушной схемы циркулирующий воздух обычно очищается от пыли
и циклонах. Для создания во всей воздушной системе небольшого
накуума часть воздуха отсасывается из системы отдельным вентиля-
тором и выбрасывается в атмосферу. Для очистки этой части воздуха
могут применяться рукавные фильтры. Они могут также применяться
для очистки запыленного воздуха в один прием на асбестообогати-
тельных фабриках.
304 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборувоиити
Электрофильтры отличаются высокой степенью улан
вания пыли, достигающей 99% и выше; эффективно улавливают тин
кую пыль, содержащую частицы крупностью до 0,1 мк; могут Оми
применены для очистки газов с широким диапазоном химичоскии
состава, температуры и относительной влажности; обладают высоти!
производительностью одного агрегата, достигающей в дымопм
электрофильтрах 500 тыс. № газа в час, при небольшом гидравлики,
ском сопротивлении (10—20 мм вод. ст.), малом потреблении эпор
гии (0,15—0,5 кетп-ч/тыс. №), низкой стоимости эксплуатации.
Недостатки электрофильтров — высокие капитальные затрпн ।
на установку и большие их размеры [59].
Электрофильтры следует применять при необходимости тщатоль
ной очистки большого количества газов, содержащих тонкую, цен
ную или токсичную пыль.
Отечественной промышленностью выпускаются для улавливании
взрывоопасной угольной пыли электрофильтры типа УВП (уголья i.nl
вертикальный пластинчатый), а для улавливания невоспламовп
ющейся пыли из газов сушильных барабанов и очистки аспирацию!
ного воздуха — пластинчатые фильтры типа Ц (цементный) и ГН
(горизонтальный пластинчатый). Электрофильтры типа Ц вынут
каются с двумя и тремя полями, а типа ГП — только с тремя полями
Запыленность поступающего газа в фильтры должна быть не выше
40—50 г/м3. Степень очистки газа в двухпольных фильтрах достигает
97% и в трехпольных — 99%.
Технические характеристики электрофильтров приведены в при
ложении 49.
Определение производительности
и гидравлического сопротивления пылеуловителей
Производительность циклонов подсчитывается
по формуле
(? = 3600п№, (202)
где Q — производительность по поступающему газу, м3/ч;
v — скорость газа во входном патрубке, м/сек;
Ъ и h — ширина и высота входного патрубка, м.
Скорость газа во входном патрубке для циклонов СЛОТ
принимается 18 м/сек, для циклонов НИИОГАЗ, ЛИСТ и про-
стых конусных 20—25 м/сек [107]. Значения b и h (или площадь
сечения входного патрубка) берутся из технических характе-
ристик.
Гидравлическое сопротивление простых циклонов определяется
по формуле
Я = ^, (203)
Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания
305
my И — гидравлическое сопротивление, мм вод. ст.;
<р — коэффициент сопротивления, отнесенный к скорости газа
во входном патрубке (безразмерная величина);
у — плотность газа в рабочем состоянии, кг/м3;
v — скорость газа во входном патрубке, м!сек;
g — ускорение силы тяжести, м/сек2.
Значения <р для циклонов равны: НИИОГАЗ ЦН-15 — 2,92;
.ПИОТ — 2,8; СИОТ — 4,2; простых конических — 2,8.
Плотность дымовых газов подсчитывается по формулам (189)
и (191), плотность воздуха в зависимости от температуры и давления
(низ учета влагосодсржания) подсчитывается по формуле
I V-/ к'/я’’ <204>
(‘+^)’ю +
где В — давление, мм рт. ст.;
t — температура, °C.
При выборе размера циклона необходимо учитывать, что в цикло-
пах меньших размеров улавливание пыли будет происходить лучше,
чем в циклоне большого диаметра. Однако приходится принимать
по внимание и конструктивные соображения, так как слишком боль-
шое число мелких аппаратов неудобно для размещения их и вызы-
вает затруднения в равномерном распределении газа по отдельным
циклонам. Число циклонов в одном агрегате по условию распределе-
ния газа не должно быть больше 8. В противном случае следует
выбрать батарейный циклон. Обычно число циклонов или число их
пгрегатов определяется количеством пылевыделяющих аппаратов,
например числом сушильных барабанов.
Если число циклонов выбрано по конструктивным соображениям,
то в соответствии с формулой (202) определяется площадь сечения
входного патрубка и по ней выбирается размер циклона. Если же
„о условиям лучшего улавливания пыли выбран диаметр циклона,
то подсчитывается его производительность, после чего определяется
общее число циклонов, подлежащих установке.
Производительность батарейных цикло-
нов
Q = 3600п^, (205)
где Q — производительность по поступающему газу в рабочем
состоянии, м^/ч;
п — число элементов в циклоне;
D — диаметр элемента, м;
v — скорость движения газа в элементе (v = 3—4 м/сек).
20 Заказ 1075
306 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовапи i
Гидравлическое сопротивление батарейных циклонов подсчиты
вается по формуле (203). Причем коэффициент сопротивления огни
сится к скорости движения газа в элементах. Подставляя значение г
из формулы (203) в формулу (205) и решая се относительно п, получим
Сопротивление батарейного циклона Н рекомендуется по эконома
ческим условиям принимать 50—60 мм вод. ст. Внутренний диаметр
элементов обычно равен 0,25, реже 0,15 м. Коэффициент гидравличо
ского сопротивления для циклонных элементов с направляющим
винтом ф = 85, для циклонных элементов с направляющей розеткои
при угле наклона лопастей 25° — ф = 90 и при угле 30° — ф = 61»
[59, 107].
По формуле (206) можно подсчитать необходимое число элементен
при известных Q, D, Нлу или производительность Q при известных
п, D, Н и у.
Производительность мокрых пылеулови
телей берется из технических характеристик или подсчитывается
по формуле
= 3600/4 №/ч, (207)
где F — для пылеуловителей циклонного типа — площадь входного
отверстия, а для других мокрых пылеуловителей — пло-
щадь всего сечения аппарата, №;
v — для пылеуловителей циклонного типа — скорость потока
газа на входе, а для других мокрых пылеуловителей —
скорость, отнесенная ко всему сечению аппарата, м!сек.
Средние значения скорости v и гидравлическое сопротивление Н
для мокрых пылеуловителей указаны в табл. 74. При известных
коэффициентах гидравлического сопротивления значение Н подсчиты-
вается по формуле (203).
Коэффициент гидравлического сопротивления для центробежных
скрубберов ВТИ изменяется от 3,38 при диаметре 0,6 м до 2,87
при диаметре 1 л и до 2,65 при диаметре 1,5 м.
Рукавные фильтры. Площадь фильтрующей поверх-
ности подсчитывается по формуле
F = 3^. «•-, (208)
где к — коэффициент, учитывающий подсосы воздуха и воздух,
добавляемый при продувке рукавов фильтра, к = 1,3 1,4;
Q — требуемая производительность по газу в рабочем состоянии,
МА/ч‘,
v — скорость прохождения газа через ткань, отнесенная ко всей
фильтрующей ее поверхности, м/сек.
Выбор и расчет оборудования, для отбора и разделки проб [65] 307
Скорость газа при фильтровании аспирационного воздуха и воз-
духа, отсасываемого из системы при пневматическом обогащении,
принимается v = 0,04 4- 0,05 м!сек [107].
Электрофильтры. Для выбора электрофильтров сначала
подсчитывается общая потребная площадь сечения фильтров, а затем
определяется их число в зависимости от выбранного размера. Под-
счет площади сечения фильтров производится по формуле
I F-TSS- <209>
где Q — объем очищаемого газа в рабочем состоянии, м31ч\
v — допустимая скорость движения газов, м!сек.
Скорость движения газов для фильтров, применяемых на обога-
тительных фабриках, принимается 0,7—0,9 м!сек [59]. Число полей
выбирается в зависимости от требуемой степени очистки. Обычно
для очистки сушильных газов устанавливаются двухпольные или
трехпольные фильтры.
§ 13. Выбор и расчет оборудования для отбора и разделки проб
[65] *
Для отбора проб от сухих кусковых материалов применяют ков-
шовые и скреперные пробоотбиратели, а для отбора проб пульп
и мелких сыпучих материалов — пробоотбиратели с прямолинейным
возвратно-поступательным движением отсекающего ножа (см. при-
ложения 50 и 51).
Пробоотбиратели должны удовлетворять следующим требова-
ниям: расстояние между стенками отсекающего устройства (т. е.
ширина ковша, ширина щели ножа) должно быть в 2,5—3 раза
больше размера наибольших кусков в опробуемом материале; длина
отсекающего устройства должна быть больше толщины (высоты)
пересекаемого потока материала; длина хода отсекающего устрой-
ства должна быть больше ширины пересекаемого потока материала;
емкость ковша должна быть на 25—30% больше объема порции
пробы, отбираемой за одну отсечку; пробоотбиратсль должен обеспе-
чивать требуемую степень сокращения пробы.
Вес порций, отбираемых в пробу за одну отсечку и за один час,
соответственно равен
?>= 3^7- <210>
’»“ЯЙ7- кг'4’ <211>
* См. также Ю. В. Ларин и др. Автоматизированные установки по
отбору и разделке проб. М., изд-во «Недра», 1965.
20*
308 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудования
где Q — производительность опробуемого потока материала, т1ч,
Ъ — расстояние между стенками отсекающего устройства, jimi ,
v — скорость движения отсекающего устройства, м/сек-,
N — число отсечек в 1 ч.
Степень сокращения, равная отношению производительности
опробуемого потока материала в единицу времени к весу пробы,
отбираемой за то же время, определяется по формуле
, _ 3,6 • 106к
S bN
(212)
Зная производительность потока материала Q за период опробовп
ния (например, за смену) и вес пробы, отбираемой за тот же период,
находят требуемую степень сокращения $ = QIq, далее в зависимости
от требуемой степени сокращения и физических свойств опробуемого
материала по табл. 75 выбирается тип пробоотбирателя.
Для пульпы наиболее пригодны винтовые пробоотбирателп
типа АП. Цепные пробоотбирателп института Механобр типа 47-011
Таблица 7.»
Технологическая характеристика пробоотбирателей***
Тип пробоотбирателя Ширина между стенками отсека- теля, мм Опробуемый материал Число отсе- чек порций пробы за 1 ч Степень сокращения
влаж- ность, % наиболь- шая круп- ность, мм
Скреперный ПС . . 125—750 До 14 * 300 4—15 600—25 000
Ковшовый ПКГ . . 250—750 До 15* 300 4—15 500—11000
Ковшовый ПКЗМ Ковшовый комби- 250—750 До 15* 150 4—15 530—10 000
ната Североникель 700 250 1—15 500—1 500
Ковшовый26-ОП . . Секторные 34-ОМ и 250 100 1—12 730-4300
35-ОМ Цепные 1-0ПП-1 Пере- менная ** 15—30 1800—2400 10—12
2-ОП-1 Цепные 46-ОП и 120—250 ** 40—100 1,5 и более 400—5 000
47-ОП Винтовые АП-1 и 3—8 Пульпа 1-3 1,5 и более 11000-18000
АП-2 2—12 » 0,7—4 1—12 11000—400 000
Винтовой АП-3 . . 50 ** 15 1—12 2 700—16 000
Винтовой ПВП . . 2-6 Пульпа 3 2—5 4 800—360 000
* При опробовании каменных углей.
** Для сыпучих материалов.
*** Технические характеристики см. в приложениях 50 и 51.
Основные положения по выбору емкости бункеров и складов
309
предназначены для отбора проб от мощных потоков пульпы со струей
шириной до 1200 мм и высотой до 300 мм.
Для механизированной разделки проб при большом их перво-
инчальном весе устраиваются механизированные проборазделочные
। гппции, устанавливаемые вблизи мест отбора проб. Проборазделоч-
ния станция включает бункер, в который поступает отобранная
проба, и оборудование для дробления и сокращения пробы. Первый
прием дробления крупных проб производится в малых щековых,
конусных или молотковых дробилках, второй — в дробилках типа
кофейной мельницы и гладких валках. После дробления и сокраще-
ния начальной пробы получается лабораторная проба крупностью
от 0,5—0 до 3—0 мм, весом 0,2—2,5 кг, которая поступает в фабрич-
ную лабораторию для приготовления аналитической пробы.
Для механизации разделки крупных проб углей сконструированы
< i гениальные проборазделочные машины и установки (см. приложе-
ние 52).
§ 14. Основные положения по выбору емкости бункеров и складов
Бункера на обогатительных фабриках имеют различное назначе-
ние. Приемные бункера предназначены для разгрузки доставляемого
на обогатительную фабрику сырья. Аккумулирующие (буферные)
бункера устраиваются между отдельными цехами фабрики для ком-
пенсации различий в производительности и в графике работы отдель-
ных ее цехов и обеспечения независимости работы одного цеха от
другого, а также для шихтовки различных сортов полезного ископа-
емого в требуемых соотношениях. Распределительные бункера служат
для равномерного распределения продукта по нескольким однотип-
ным аппаратам. Эти бункера при некотором увеличении их емкости
могут быть аккумулирующими, например перед мельницами на фло-
тационных обогатительных фабриках. Погрузочные бункера соору-
жаются для быстрой погрузки продуктов обогащения в железно-
дорожные вагоны или другого рода транспортные сосуды, обеспечи-
вая независимость работы обогатительной фабрики от внефабричного
транспорта. Обезвоживающие бункера служат для обезвоживания
продуктов обогащения и одновременно для их погрузки.
Емкость приемных бункеров зависит от органи-
зации доставки полезного ископаемого на обогатительную фабрику,
организации работы дробильного цеха и от наибольшего размера
кусков в ископаемом. Если размер наибольших кусков превышает
400—500 мм, то устройство приемных бункеров значительной емкости
вызвало бы большие капитальные затраты. Црэтому при крупно-
кусковой руде приемный бункер устраняется возможно малой
емкости.
По нормам технологического проектирования, разработанным
институтом Механобр, для рудообогатительных фабрик принимаются
310 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудовании
следующие емкости приемных'бункеров: при большой производитель-
ности дробильного цеха, работающего синхронш). с рудником, бункер
проектируется на минимальную емкость, определяемую размерам1
откаточных сбсудощИпри" рудеПкрупностыю^ёболее 4ШЗмГиТ1рЬи!|'
водительиости до 250 т/сутки емкость бункера берется на 8—16-часо
вую производительность цеха, но не свыше 150 т; при руде той жо
крупности и производительности до 1000 т/сутки емкость бункера
назначается на 4—8-часовую производительность цеха, но ио
свыше 300 т.
Емкость аккумулирующих бункеров опре-
деляется производительностью и графиком работы смежных цехов.
Потребная емкость промежуточного бункера подсчитывается
по формуле
G = Qntak, (213)
где G — емкость бункера, т;
Qu — производительность цеха, меньшего по своей производи-
тельности, т/ч;
tu — максимальное избыточное число часов работы меньшего
по производительности цеха в промежуток времени между
остановкой и последующим пуском цеха большей произво-
дительности;
к — коэффициент запаса, к — 1,2—1,3.
При использовании аккумулирующих бункеров одновременно
и в качестве шихтовочных емкостей бункера для каждого сорта полез-
ного ископаемого подсчитываются также по формуле (213), значения
G, Qn, и к следует относить к рассматриваемому сорту руды.
По нормам института Механобр установлены следующие емкости
для аккумулирующих бункеров: при синхронной работе цехов круп-
ного, среднего и мелкого дробления встроенные в здания цехов сред-
него и мелкого дробления бункера не должны играть роль аккумули-
рующих, эти бункера могут служить только как распределительные
бункера; при тех же синхронных условиях работы цехов емкость
отдельно стоящих перед корпусами среднего и мелкого дробления
аккумулирующих бункеров принимается не более чем на 8-часовую
производительность, а при несинхронной работе — не более чем
на суточную производительность цеха; емкость аккумулирующего
бункера в цехе обогащения принимается на 36-часовую производи-
тельность цеха. При наличии аккумулирующих бункеров в цехах
среднего и мелкого дробления емкость бункера в цехе обогащения
может быть уменьшена, но при условии одинакового числа рабочих
дней в неделю цехов мелкого дробления и обогащения.
Емкость аккумулирующих бункеров при проектировании угле-
обогатительных фабрик принимается в пределах 3—6-часовой произ-
водительности фабрики, причем для центральных и групповых фа б
рик емкость бункеров берется больше, чем для фабрик при шахтах.
Основные положения по выбору емкости бункеров и складов
311
Для обеспечения равномерного питания перед некоторыми апла-
рптами, например отсадочными машинами, часто устанавливают
индивидуальные дозировочные бункера. Емкость таких бункеров
ищется равной примерно получасовой производительности аппарата.
Емкость распределительных бункеров. Мини-
мальная емкость ячеек распределительного бункера определяется сум-
марной производительностью одновременно работающих аппаратов,
подключенных к данной ячейке, и промежутком времени мещду загруз-
кой ячейки рудой. При загрузке распределительного бункера с по-
мощью непрерывно двигающейся сбрасывающей тележки или ревер-
сивного конвейера продолжительность одного цикла загрузки бун-
кера будет
(214)
где Т — продолжительность одного цикла, ч;
L — длина бункера, м;
v — скорость перемещения тележки или реверсивного конвей-
ера,- м/ч.
Если число ячеек равно п, то продолжительность загрузки одной
ячейки в каждом цикле будет t' — Т : п, откуда определяется время
перерыва между загрузкой ячейки рудой tn (для крайних ячеек)
tn = T-t’ = Т- — = 2£(1-±). (215)
П П V \ П J ' '
Потребная емкость каждой ячейки G’ и общая емкость распреде-
лительного бункера определяются по формулам:
G = nG’
G' = Qptpk
2QpL —
v
(216)
(217)
где G' — емкость одной ячейки, m;
Qp — скорость разгрузки руды из ячейки, равная суммарной
производительности одновременно работающих аппаратов,
подключенных к ячейке, т/ч;
к — коэффициент запаса.
Формула (217) дает минимальный объем ячейки при условии непре-
рывной работы загрузочной сбрасывающей тележки. Обычно такой
режим работы не применяется, кроме того, распределительный
бункер является в известной мере и аккумулирующим. Поэтому
емкость распределительных бункеров желательно иметь не менее чем
на получасовую производительность данного цеха.
По нормам института Механобр распределительные бун-
кера проектируются на минимальную емкость, определяемую
312 Выбор и технологический расчет основного обогатительного оборудоваиич
конструктивными соображениями. Однако емкость этих бункеров
не должна быть меньше рассчитанной по формуле (217).
Емкость погрузочных бункеров. При отправке
потребителям продуктов обогащения в железнодорожных вагонах
емкость погрузочных бункеров и фронт погрузки должны обеспечи
вать погрузку железнодорожных составов в установленные сроки,
а при отправке продуктов маршрутными составами продолжитель-
ность погрузки одного маршрута (или одной подачи вагонов) должна
быть согласована с управлением железной дороги. Для предприятий
угольной промышленности принимается, что время погрузки желез-
нодорожного состава нс должно превышать 2 ч.
При нормальной подаче железнодорожных вагонов под погрузку
емкость погрузочных бункеров определяется из условия, чтобы выда-
ваемый обогатительной фабрикой продукт мог быть погружен
в вагоны без направления его на склад. Необходимая емкость погру-
зочных бункеров с учетом коэффициента неравномерности поступле-
ния продуктов в бункер и возможности опоздания в подаче вагонов
на t часов определяется по формуле
G(, — m(zG-\-tQ — t'Q), (218)
где G6 — емкость погрузочного бункера, т;
т — коэффициент неравномерности подачи продукта в бункер,
Gm 1,15;
z — число вагонов в составе;
G — грузоподъемность одного вагона, т;
t — возможное время опоздания в подаче состава, ч;
t’ — продолжительность погрузки одного состава, ч;
Q — производительность фабрики по готовому продукту, т/ч.
При наличии на обогатительной фабрике складов готового про-
дукта с механизированной обратной подачей продукта в погрузоч-
ный бункер или непосредственно в железнодорожные вагоны емкость
погрузочного бункера может быть уменьшена, при этом фабрика
часть времени будет работать через склад. Это вызывает излишние
затраты при эксплуатации, но уменьшает капиталовложения на
строительство обогатительной фабрики.
Емкость складов. Склады на обогатительных фабриках
устраиваются для обеспечения непрерывной работы фабрики при
длительных перерывах в подаче исходного сырья или при отгрузке
продуктов обогащения, а также для усреднения сырья и концен-
тратов.
Хранение прибывающей с рудника крупнокусковой руды на скла-
дах неудобно вследствие затруднительной разгрузки склада. Поэтому
если рудник выдает руду в кусках больших размеров (свыше 300 мм),
то обычно перед поступлением на склад ее подвергают крупному,
а иногда и среднему дроблению.
Основные положения по выбору емкости бункеров и складов
313
Склады концентратов на обогатительных фабриках устраиваются
и тех случаях, когда концентраты приходится отправлять на далекие
рис,стояния или когда необходимо их усреднение. Если концентрат
и (пользуется на предприятии, расположенном рядом с обогатитель-
ной фабрикой, то склады концентрата при фабрике обычно не устраи-
шнот. В этом случае необходимый запас концентрата создается в бун-
керах или на складах самого предприятия.
Емкость складов определяется в зависимости от длительности
позможных перерывов при доставке полезного ископаемого на обога-
гптельную фабрику и при подаче вагонов или другого транспорта
|,.ия отправки готовых продуктов. При обогащении углей, подлежа-
щих рассортировке, на склад направляется несортированный уголь.
Склады сортовой продукции для таких углей не устраиваются.
Емкость складов угля принимается в зависимости от местных усло-
ипй, при этом должна предусматриваться возможность расширения
склада. Склады руды по нормам института Механобр допускаются
и районах Крайнего Севера, однако включение их в проект требует
и каждом случае специального технико-экономического обоснования.
По этим же нормам допускается строительство складов для концен-
тратов рудообогатительных фабрик с максимальной емкостью не
сиыше 5—15-суточной производительности фабрики по отгружаемой
продукции, причем меньшая цифра относится к фабрикам большой,
и большая — к фабрикам малой производительности.
ГЛАВА VI
ГЕНЕРАЛЬНЫЙ ПЛАН
ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ ФАБРИКИ
§ 1. Выбор площадки для строительства фабрики*
Могут быть три варианта расположения обогатительной фабрика
по отношению к месторождению полезного ископаемого и к заводу-
потребителю концентратов: при месторождении, между месторожде-
нием и заводом, при заводе.
По транспортным расходам наиболее экономичен вариант распо-
ложения обогатительной фабрики при месторождении, особенно
в тех случаях, когда выход концентрата относительно невелик.
При обогащении богатых полезных ископаемых с большими выходами
концентратов может оказаться более выгодным расположить обога-
тительную фабрику при заводе по следующим причинам: тарифы
на перевозку концентратов выше, чем на перевозку руды; при пере-
возке мелких концентратов потери ценного компонента в пути увели-
чиваются по сравнению с потерями при перевозке руды; возможно
уменьшить емкости бункеров и складов для готовых концентратов;
иногда можно отказаться от сушки концентратов или только подсу-
шивать их.
При административном и территориальном объединении обогати-
тельной фабрики с рудником или заводом сокращаются управлен-
ческие расходы и затраты на организацию водоснабжения, электро-
снабжения, ремонта оборудования, материального снабжения,
а также на культурно-бытовое и коммунальное обслуживание тру-
дящихся.
Поэтому если по условиям топографии, водоснабжения или по
каким-либо другим причинам невозможно расположить обогатитель-
ную фабрику на самом руднике или на площадке завода, то все же
выгоднее ее построить на небольшом от них расстоянии.
Наивыгоднейшее расположение центральной обогатительной фаб-
рики, получающей сырье из нескольких рудников, определяется
из условий минимальных расходов на транспорт исходного сырья
и концентратов.
Если рудник находится высоко над источником водоснабжения,
то может оказаться выгоднее расположить обогатительную фабрику
* «Положение о порядке выбора района и пункта строительства новых про-
мышленных предприятий и об основных показателях технико-экономического
обоснования размещения предприятий» утверждено Госэкономсоветом и Гос-
строем СССР в 1962 г., см. [78].
Выбор площадки для строительства фабрики
315
пи на руднике, а у источника водоснабжения, с тем чтобы не подни-
мать большое количество воды на значительную высоту. Удаление
и размещение мокрых мелких хвостов наиболее дешево обходится
п тех случаях, когда по условиям рельефа можно их транспортиро-
ппть самотоком, а предназначенная под хвостохранилище площадка
имеет форму впадины, позволяющей создать хвостовой бассейн доста-
точной емкости при минимальном объеме искусственных ограждений.
В некоторых случаях хвосты используются для гидравлической
накладки выработанного пространства рудника.
Если фабрика размещается в нескольких километрах от завода-
потребителя концентратов, то следует рассмотреть варианты гидра-
ii.il ического трубопроводного транспорта концентратов *.
При расположении обогатительной фабрики на наклонной пло-
щадке возможно в большей мере использовать самотечный транспорт
и тем самым уменьшить капитальные затраты и эксплуатационные
расходы, однако стоимость фабричных зданий при этом несколько
иозрастает.
Чем больше потери в высоте при прохождении продуктов обога-
щения через отдельные аппараты и чем круче требуемые уклоны транс-
портирующих желобов, тем больший уклон местности необходим
для самотечного транспортирования продуктов. Например, для само-
течного транспорта на дробильно-сортировочных, промывочных и гра-
нитационных обогатительных фабриках требуется значительно боль-
ший уклон местности, чем в цехах тонкого измельчения и флотации,
где потери высоты при прохождении пульпы через мельницы, клас-
сификаторы, флотационные машины, а также при ее транспорте по
желобам незначительны по сравнению с потерей высоты при про-
хождении кусковатого материала через дробилки, грохоты, отса-
дочные машины, перегрузочные желоба и воронки.
Обогатительные фабрики с самотечным транспортом продуктов
обогащения наиболее экономично располагать на площадке, допу-
c.кающей дешевую доставку руды в верхнюю первичную операцию
и самотечное движение продуктов через все последующие операции
обработки. Оптимальный уклон фабричной площадки при замкну-
тых схемах обработки должен обеспечить самотечное движение
продуктов через операции обработки для главных потоков,
несущих основную массу материала. При большом количестве
* В практике есть примеры перекачки концентрата (29% твердого по весу)
па расстояние 12 км. На трассе работает шесть насосных станций (фабрика
Крайтон, Канада). На фабрике Бьютт (шт. Монтана, США) по местным усло-
виям оказалось рентабельным перевозить сгущенный медный концентрат (70—
75% твердого) в железнодорожных вагонах-цистернах грузоподъемностью
90 т на расстояние 40 км. На обратный путь от завода па фабрику цистерны
заполняются известковым молоком 20%-ной концентрации [145].
316 Генеральный план обогатительной фабрики
оборотных продуктов преимущества площадок с крутым уклоном
не велики.
Наблюдение за работой механизмов и их обслуживание при рас-
положении оборудования обогатительной фабрики на разных этажах
затруднены. С этой точки зрения площадки с крутыми уклонами
для строительства фабрики нежелательны. Наоборот, дрона ж фаб-
рики и естественное освещение ее зданий облегчаются при достаточ-
ном уклоне фабричной площадки.
Для строительства флотационных фабрик необходимо иметь
площадку с переменным уклоном — крутым для цеха сухого дробле-
ния и умеренным (10—15°) для цехов измельчения и флотации.
Для строительства гравитационных фабрикГ*йрименяющих от-
крытые схемы обработки или схемы с небольшим количеством обо-
ротных продуктов, желательно иметь площадки со значительным
уклоном для самотечного транспорта продуктов. На горизонтальной
местности это достигается в многоэтажном здании при подъеме ис-
ходного сырья на верхний этаж обогатительной фабрики. Для строи-
тельства гравитационных фабрик, перерабатывающих тонковкрап-
ленные касситеритовые и вольфрамитовые руды по сложным схемам
с большим количеством оборотных продуктов, желательно, как и для
флотационных фабрик, иметь площадку с переменным уклоном —
более крутым для цеха дробления и менее крутым для цехов измель-
чения и обогащения.
При сухой магнитной сепарации желательно для фабрики иметь
площадку с крутым уклоном или многоэтажное здание, а при мокрой
сепарации наиболее выгодной будет площадка с переменным уклоном,
переходящая от крутого к более пологому уклону.
Для удешевления строительства размеры территории обогати-
тельной фабрики принимаются минимально необходимыми с учетом
рациональной плотности застройки и блокировки (объединения)
зданий. Не допускаются излишние резервные площадки и преувели-
ченные разрывы между зданиями.
Размеры площадки и ее конфигурация должны допускать разме-
щение зданий и сооружений в соответствии с ходом технологического
процесса обогатительной фабрики, а также и возможность расшире-
ния фабрики, если оно предусматривается заданием на проектиро-
вание.
Площадка должна удобно присоединяться к ближайшей железно-
дорожной станции или близрасположенному подъездному пути либо
автомобильной дороге, иметь по возможности ровную поверхность,
чтобы планировка ее не требовала больших объемов земляных работ.
При строительстве обогатительной фабрики на наклонных пло-
щадках необходимо выбирать под фабрику участок по возможности
с прямолинейными горизонталями. Уступы фабрики в этом случае
должны идти параллельно горизонталям местности.
Площадка должна иметь хотя бы минимальный уклон 0,004,
Выбор площадки для строительства фабрики
317
иначе она будет заболачиваться поверхностными водами. Грунты
|'о должны допускать строительство зданий и сооружений без устрой-
ства дорогостоящих оснований (уровень грунтовых вод должен быть
но возможности ниже глубины подземных помещений, галерей
и т. п.). Площадка не должна затопляться паводковыми водами и на-
ходиться над местами залегания полезных ископаемых или в зонах
обрушения от подземных выработок, а также на закарстованных или
оползневых участках. Не следует выбирать площадку, расположен-
ную в непроветриваемой котловине.
По возможности площадка обогатительной фабрики должна рас-
полагаться вблизи населенного пункта и существующих сетей энер-
го- и водоснабжения или вблизи других намеченных к строительству
предприятий, с которыми фабрику целесообразно кооперировать для
устройства дорог, электростанций, водопровода, канализации и дру-
гих инженерных сетей, жилищного и культурно-бытового строи-
тельства.
Обогатительные фабрики, как предприятия, выделяющие произ-
водственные вредности (дым, пыль, шум), надлежит располагать
по отношению к ближайшему жилому району с подветренной стороны
для господствующих ветров и отделять от границ жилых районов
санитарно-защитными зонами (разрывами).
Хвостохранйлище при высыхании также может быть источником
запыления поселка и территории обогатительной фабрики. Поэтому
лучше его располагать по отношению к фабрике и поселку с подвет-
ренной стороны.
На основании действующих норм проектирования [78, 1091
обогатительные фабрики для металлических руд без горячей обра-
ботки, фабрики с мокрыми процессами обогащения и углебрикетные
фабрики^требуют защитной_зоны 300 м. Если обогатительная фаб-
^ика распйшгнется вблизи рудника, то защитная зона устанавли-
вается от карьеров открытых работ, отвалов и складов ископаемых.
Защитная зона 1000 м установлена для добычи свинцовых, мышья-
ковых и марганцевых руд, зона 500 м — для добычи горючих
сланцев, каменного и бурого углей, антрацитов, железных руд
и горных пород VIII и XI категорий крепости открытой разработкой,
фосфорита, апатита и колчеданов без химической обработки; зона
300 м — для добычи горных пород IV—VII категорий: доломитов,
магнезитов, асбеста открытой разработкой, добычи руд металлов
и металлоидов открытым способом, за исключением свинцовых, мышь-
яковых и марганцевых руд. Для агломерационных фабрик руд чер-
ных и цветных металлов и пиритных огарков установлена защитная
зона 1000 м.
В санитарной защитной зоне допустимо размещать пожарные
депо, бани, прачечные, гаражи, склады, административные служеб-
ные здания, торговые здания, столовые, амбулатории и т. п., а также
жилые здания для аварийного персонала и охраны. Территория
318
Генеральный план обогатительной фабрики
Таблица 76
Укрупненные технические показатели по обогатительным фабрикам
(для предварительного выбора площадки строительства,
составлены по данным института Механобр)
1. Потребная площадь территории для размещения обогатительной фаб-
рики (без хвостового хозяйства, но включая вспомогательные цехи и склады):
флотационные фабрики для медных и полиметаллических руд производи-
тельностью:
от 100 до 500 т/сутки.................................
» 500 » 1000 » .............................
» 1000 » 5 000 » .............................
» 5 000 » 10 000 » .............................
» 10000 » 15 000 » .............................
0,75—1,5 га
1,5—4 »
4—10 »
10—20 »
20—35 »
магнитообогатительные .фабрики для железных руд при тонком измельче-
нии производительностью:
до 8000 т/сутки . .......................................... 25 га
8 000 до 18 000 т/сутки........ .................. 25—35 га
18 000 » 27 000 » ............................... 35—45 »
27 000 » 35 000 » ............................... 45—65 »
гравитационные обогатительные фабрики с отсадкой и концентрацией на
столах производительностью:
до 3000 т/сутки............................................до 12 га
2- Удельный общий расход энергии по обогатительной фабрике:
флотационные фабрики с механическими флотационными машинами при
получении одного н двух концентратов и измельчении до 70—80%—0,074 мм:
квт-ч/т руды
один концентрат два концентрата
от 100 до 500 т/сутки . . . 45—40 60—50
» 1000 » 5 000 »
» 5 000 » 10 000 »
» 10 000 » 15000 »
40—35 ' 45—40
35—25 40—30
25—20 30—25
магнитообогатителъные фабрики для железных руд при тонком измельчении:
до 8 000 т/сутки.......................... 25 квт-ч/т
8 000—18 000 ml сутки .............. 25—22 квт-ч/т
18 000—27000 » ............... ......... 22—20 »
27 000—35 000 » .........................20—15 »
3. Удельный расход воды:
флотационные фабрики (без оборотной воды)......' 3—5 мъ/т
магнитообогатителъные фабрики при тонком измельчении 3—6 »
в том числе свежей воды......................1,5—3 »
гравитационные фабрики с отсадкой, концентрацией на
столах......................................10—15 »
4. Производительность труда на одного трудящегося по руде:
флотационные фабрики:
до 500 т/сутки ................... 400—2000 т/го&
от 1 000 до 10 000 т/сутки....-....... 2 500—7 000 »
свыше 10 000 ......................... 8 000—15 000 »
магнитообогатителъные фабрики для железных руд при тонком измельчении:
до 8000 т/сутки....... ................ 6 000—7 000 т/год
8 000—18 000 т/сутки ............. 7000—12000 »
18 000—27 000 » ................... 12 000—15 000 »
свыше 27 000 » ................... 15000—18000 »
Примечание. Производительность труда изменяется с течением времени в сто-
рону повышения благодаря введению более совершенной механизации, автоматизации
производства и т. д. Поэтому приведенные здесь цифры производительности могут слу-
жить как весьма ориентировочные для юпредсления общего числа трудящихся на обога-
тительной фабрике без учета общезаводского персонала.
Выбор площадки для строительства фабрики
319
спиитарно-защитной зоны должна * быть благоустроена и озе-
ленена.
Выбор площадки и проведение изысканий и обследований
на месте входят в комплекс работ по составлению технического
проекта [53].
Для обследования площадки обогатительной фабрики и изыска-
ний нужны следующие исходные данные:
состав цехов фабрики, категория вредности, площадь и конфигу-
рация основных цехов, необходимая территория;
число трудящихся, расчетное количество населения поселка при
фабрике;
грузооборот, виды и количество сырья (руды), материалов, топ-
лива, физическая и химическая характеристика (крупность, состав,
разбавление) и количество получаемых хвостов;
потребность в воде и требования к ее качеству, количество и ха-
рактер сточных вод (стоки с хвостохранилигца);
энергопотребление (квт-ч в год), максимальные нагрузки;
потребность в паре и горячей воде.
Некоторые укрупненные показатели по обогатительным фабрикам
приведены в табл. 76.
После всестороннего изучения района строительства обогатитель-
ной фабрики на топографической карте намечается несколько воз-
можных площадок для ее размещения, которые обследуются на месте
комиссией, включающей специалистов — технологов-обогатителей,
строителей, геологов, транспортников, энергетиков, экономистов,
а также представителей строительной организации, которая будет
строить фабрику, и представителей местных организаций.
В результате выбирается один вариант для проработки его в объеме
проектного задания.
Топографическая съемка территории площадки обогатительной
фабрики выполняется в масштабе 1 : 2000 или 1 : 1000 с гори-
зонталями сечением через 2 м для масштаба 1 : 2000 и через
1 м для масштаба 1 : 1000, а при слабовыраженном рельефе —
через 0,5 м. Площадка для жилого поселка снимается в масштабе
1 : 5000.
Инженерно-геологическая съемка дополняется разведочными ра-
ботами и исследованиями свойств грунтов и грунтовых вод.
В части хвостового хозяйства при гидравлической укладке хво-
стов на первой стадии проектирования обычно намечается общее
техническое решение и уточняется объем необходимых изысканий
для последующей стадии проектирования.
Для окончательного решения вопроса о пригодности площадки,
намечаемой для строительства обогатительной фабрики, следует
разработать схематический генеральный план по габаритам
цехов и корпусов аналогичных действующих обогатительных
фабрик.
320
Генеральный план обогатительной фабрики
§ 2. Основные схемы размещения оборудования
Применяют две основные схемы размещения оборудования
многоэтажную и уступчато-одноэтажную.
Многоэтажная схема применима для любого уклона площадки
обогатительной фабрики. При крутом уклоне площадки исходное
сырье доставляется в приемные устройства, располагаемые на верхних
этажах. При горизонтальной или слабонаклонной площадке прием
ные устройства, как правило, заглубляются в землю и сырье на
верхний этаж фабрики поднимается наклонными ленточными кон-
вейерами или элеваторами. Если фабрика располагается при шахте,
то иногда увеличивают высоту копра и поднимают руду на 50—60 м
над уровнем поверхности земли, а дробильное отделение размещают
в многоэтажном здании при копре шахты.
При уступчато-одноэтажной схеме аппараты размещаются на от-
дельных уступах, идущих параллельно горизонталям местности.
Аппараты смещаются в вертикальном и горизонтальном направле-
ниях по линии падения местности. Вся аппаратура устанавливается
на низких фундаментах или перекрытиях. Здания получаются одно-
этажными, но с разными отметками полов.
Кроме этих двух основных схем размещения оборудования, может
применяться третья схема — комбинированная, когда одна часть
оборудования устанавливается по первой, а другая часть — по вто-
рой схемам.
.1.-При горизонтальной площадке обогатительной фабрики возможно
размещение оборудования на одинаковых отметках (одноэтажная
схема). Но для самотечного транспортирования продуктов обогаще-
ния из аппарата в аппарат рациональнее располагать их на пло-
щадках с разными отметками, т. е. по уступчато-одноэтажной схеме.
Поэтому одноэтажная схема здесь применяется редко.
При любой схеме размещения оборудования цепь аппаратов под-
разделяется на отдельные компоновочные узлы, т. е. группы аппаратов
располагаемых близко один к другому и связанных самотечным транс-
портом или короткими конвейерами. Каждый компоновочный узел
характеризуется определенной разностью отметок начальной и ко-
нечной точек узла и его можно перемещать в плане и по высоте как
единое целое.
Отдельные компоновочные узлы связываются ленточными кон-
вейерами, элеваторами, насосами или желобами.
Два компоновочных узла схематически показаны на рис. 66.
Первый узел включает приемный бункер 2, в который разгру-
жается руда из вагонов 1, пластинчатые питатели 3 и сборный гори-
зонтальный конвейер 4. Второй узел состоит из колосникового гро-
хота 6, конусной дробилки 7 и приемного конвейера 8. Эти два узла
связаны промежуточным транспортирующим конвейером 5 (или эле-
ватором).
Основные схемы размещения оборудования
321
Найдем длину I горизонтальной проекции промежуточного кон-
вейера, показывающую величину горизонтального смещения второго
узла относительно первого. Обозначим через Н± — общую потерю
высоты в первом узле, равную разности между верхней (головка
рельса) и нижней (ось нижнего барабана конвейера 5) отметками
итого узла. Соответственно общая потеря высоты во втором узле Н<>
Рис. 66. Схема расположения двух компоновочных узлов
будет равна разности между верхней (ось верхнего барабана конвей-
ера 5) и нижней (ось нижнего барабана конвейера 8) отметками вто-
рого узла. За условную нулевую отметку первого узла примем от-
метку точки В, т. е. точки пересечения вертикали АВ, проходящей
через центр нижнего барабана конвейера 5, с линией уклона мест-
ности. За нулевую отметку второго узла принимаем отметку точки D.
Через hx обозначим величину заглубления нижней отметки и через
h[ — высоту подъема верхней отметки первого узла относительно
условного горизонта. Соответствующие величины для второго узла
обозначим через й2 и й', а углы подъема промежуточного конвейера
и падения площадки — через аир.
Тогда из рис. 66 следует
I ~ — (fei + ^г) (219)
tga + tgp ’ 1 ’
21 Заказ 1075
322 Генеральный план обогатительной фабрики
Величина горизонтального смещения позволяет решить вопры
о числе зданий для размещения данных узлов обогатительной фаь
рики. Если горизонтальное смещение между узлами невелико, то и\
следует размещать в одном здании; при большом горизонтальном
смещении узлы размещаются в отдельных зданиях или же компонуют
ся в одном здании, но для подъема продуктов обогащения прим*'
пяют два марша ленточных конвейеров, вынесенных за пределы
здания.
Для экономного использования площади зданий необходимо
уменьшать величину горизонтального смещения между узлами.
Этого можно достигнуть увеличением значения (подъема первого
узла), (заглубления второго узла), увеличением угла а (применением
транспортных устройств, допускающих большие углы подъема, на
пример элеваторов или насосов). Для более полного использовании
уклона местности последующие по технологическому процессу узлы
следует смещать вниз по линии ее падения, а оси связывающих их
конвейеров располагать в вертикальной плоскости, проходящей
через линию падения.
При небольших уклонах площадки обогатительной фабрики
с целью уплотнения генерального плана и сближения или объеди-
нения корпусов фабрики часто оказывается выгодным применять
двухмаршевую или трехмаршевую систему конвейеров, вынесенных
в направлении, перпендикулярном падению местности.
При выборе схемы размещения оборудования необходимо руко-
водствоваться следующими положениями:
тяжелое оборудование — крупные дробилки, мельницы — сле-
дует устанавливать па низких фундаментах, как правило, не связан-
ных со стенами здания;
цехи с большими пролетами, обслуживаемые мостовыми кранами,
следует строить в один этаж;
однотипные аппараты, устанавливаемые в большом количестве
на значительной площади пола, следует размещать в одноэтажном
здании, так как установка таких аппаратов на разных этажах менее
удобна для обслуживания и требует при замкнутых схемах обработки
подъема промпродуктов на некоторую высоту.
При обработке по замкнутым схемам мелких, разбавленных водой
продуктов многоэтажная схема становится невыгодной из-за высоких
затрат на внутрицеховой транспорт. Это объясняется тем, что по-
теря высоты при передаче продуктов из вышестоящего аппарата
в нижестоящий при многоэтажной компоновке больше, чем при пере-
даче продуктов пологими желобами в аппараты, расположенные по
уступам.
Главные корпуса флотационных фабрик большой и средней произ-
водительности обычно компонуют по уступчато-одноэтажпой схеме,
так как для этих фабрик характерны большие площади цехов из-
мельчения, флотации и сгущения, малые уклоны транспортирующих
Состав обогатителънь. абрик и принципы проектирования ген. планов 32
ыиюбов и большие количества оборотных продуктов. В отдельных
пролетах корпусов возможна двухэтажная компоновка.
Гравитационные фабрики, предназначенные для обогащения ка-
минных углей и марганцевых руд отсадкой, а также промывочно-гра-
ннтационные фабрики для марганцевых руд характеризуются при-
менением легкого дробильного оборудования (зубчатых валков,
молотковых дробилок), сравнительно небольшими площадями цехов
дробления, грохочения и отсадки, крутыми уклонами транспорти-
рующих желобов и небольшими выходами оборотных продуктов. При
них условиях обычно рациональна многоэтажная схема размещения
оборудования.
Магнитообогатительные фабрики с мокрой сепарацией тонко-
пкрапленных руд компонуются, как флотационные фабрики. Обо-
гатительные фабрики, перерабатывающие крупновкрапленпые магне-
титовые руды сухой магнитной сепарацией, сравнимы с гравитацион-
ными фабриками, т. е. обычно компонуются по многоэтажной
схеме.
Для промывочных фабрик применимы обе схемы компоновки.
При горизонтальной или слабонаклонной площадке фабрики чаще
применяется многоэтажная схема, а при крутопадающей площадке —
уступчато-одноэтажная.
Гравитационные обогатительные фабрики для мелковкраплен-
ных руд редких металлов обычно компонуются по уступчато-одно-
этажной схеме. При крупном материале может оказаться более
ныгодной комбинированная схема компоновки.
Многоэтажную схему применяют в условиях стесненной пло-
щадки для уплотнения генерального плана, а также когда под фаб-
ричными зданиями оставляют целики полезного ископаемого (угле-
обогатительные фабрики при шахтах).
§ 3. Состав обогатительных фабрик и принципы проектирования
генеральных планов
К производственным цехам и отделениям обогатительной фабрики,
непосредственно связанным с обработкой исходного сырья, отно-
сятся: отделение приема сырья, цех крупного дробления, дозировоч-
по-аккумулирующие бункера, склады сырья, цех среднего и мелкого
дробления, цех (отделение) измельчения, цех (отделение) обогащения,
цех обезвоживания, цех сушки, склады готовой продукции, отде-
ление погрузки готовой продукции (для ценных концентратов также
отделение упаковки), цех удаления и складирования хвостов, шла-
мовые отстойники.
Вспомогательные цехи, отделы и службы фабрики — водоснаб-
жение, электроснабжение, реагентное отделение, ремонтный цех,
склады запасных частей, материалов и топлива, котельная, отдел
технического контроля, научно-исследовательская и химическая
21*
324 Генеральный план обогатительной фабрики
лаборатории, управление фабрикой и административно-хозяйствен
ная служба.
В отдельных случаях некоторые цехи и службы могут оказатмн
ненужными или же они включаются в состав других цехов, лив»
отделов. Например, па углеобогатительных фабриках уголь, каь
правило, подвергается лишь крупному дроблению, среднее дроблг
ние применяется только для промпродукта, а операции тонком»
измельчения совсем отсутствуют.
Иногда нет необходимости в аварийных складах сырья и готовых
продуктов. На обогатительных фабриках, располагаемых на пли
щадках металлургических заводов, нередко можно исключить сушку
концентратов. Такие фабрики часто обслуживаются общезаводскими
механическими мастерскими и лабораторией и снабжаются водой,
паром и энергией от общезаводских сетей, поэтому сокращается числе
вспомогательных цехов фабрики. При малой производительности
все аппараты устанавливаются в одном здании и фабрику па цехи
не подразделяют.
Генеральным планом обогатительной фабрики называется плав
взаимного расположения зданий, цехов, сооружений, складов, же
лезнодорожных путей, безрельсовых дорог и других коммуникаций.
Проект генерального плана, как и проект всей обогатительной
фабрики, составляется в две стадии [53].
В стадии технического проекта записка и чертежи по площадке
строительства фабрики, генеральному плану и транспортному хо-
зяйству должны содержать следующее: характеристику и ситуа-
ционный план района; характеристику площадки строительства
и совмещенный генеральный план обогатительной фабрики с распо-
ложением проектируемых, существующих, реконструируемых и под-
лежащих сносу зданий, сооружений и транспортных путей с указа-
нием возможного расширения фабрики. Генеральный план выпол-
няется с нанесением горизонталей и привязкой зданий к топографи-
ческой основе. Даются также вертикальная привязка основных
зданий и сооружений, объемы земляных работ, грузооборот
и организация транспортного хозяйства, основные показатели
по генеральному плану (площадь, занятая предприятием, коэффициент
застройки и др.).
В рабочих чертежах генерального плана дается уточненная
привязка зданий и сооружений с вертикальной планировкой и ука-
занием сетей подземного хозяйства, транспортных путей и других
коммуникаций, озеленения и благоустройства территории.
При проектировании генерального плана учитываются следую-
щие положения.
1. Расположение цехов должно соответствовать требованиям тех-
нологического процесса. Материальные потоки должны направляться
по кратчайшим путям при наиболее рациональном использовании
рельефа местности.
I истае обогатительных фабрик и принципы проектирования ген. планов 325
2. По возможности следует соблюдать принцип зонирования,
I г. объединения па отдельных участках территории фабричной
и иицадки цехов и сооружений, связанных однородностью техноло-
ni'iecKOro процесса или общностью условий энергопотребления,
I руиопотоков, пожарной безопасности, санитарно-гигиенических и др.
инычно выделяются в особые зоны энергетические устройства —
Н1Ц, общая котельная, а также здания административно-хозяй-
। гнойного назначения и бытового обслуживания. В некоторых слу-
чи их удается выделить в зону материальные и другие склады.
3. Приемные устройства для руды, погрузочные бункера для
ютовых продуктов, склады топлива и материалов должны распола-
гаться таким образом, чтобы протяженность железнодорожных путей
в необходимый для проведения путей объем земляных работ были
мп и има л ьными.
4. Вспомогательные помещения и устройства, трансформаторные
। носки и подстанции, распределительные пункты, вентиляционные
установки, насосные, промежуточные и расходные склады не следует,
кнк правило, проектировать отдельно стоящими, а надлежит по воз-
можности встраивать в производственные здания.
5. Вспомогательные цехи и склады следует располагать возможно
пляже к обслуживаемым ими основным цехам, например ремонт-
ные мастерские и материальный склад, реагентная и склад ре-
пгентов.
6. При размещении сооружений необходимо учитывать сани-
тарно-технические требования в отношении освещенности, вентиля-
ции и т. д. Пыле- и газообразующие цехи должны размещаться на
границе фабричной площадки и с подветренной ее стороны.
7. Генеральный план должен иметь четкое планировочное реше-
ние в отношении прямолинейности дорог и проездов, правильности
очертаний застройки. Корпуса рекомендуется размещать рядами,
параллельно большой или малой оси фабричной площадки. Обычно
длинная ось площадки ориентируется параллельно горизонталям
естественного ее рельефа, так как при этом достигаются лучшие успе-
ния связи между отдельными зданиями, уменьшается объем земля-
ных работ и т. д.
8. Проезды и разрывы между зданиями, сооружениями и транс-
портом должны удовлетворять требованиям габаритов приближения
строений к путям транспорта, пожарным и санитарным условиям
и размещению инженерных сетей. Коммуникационные сети должны
быть по возможности прямолинейными. Недопустимо трубопроводы
располагать под дорогами, железнодорожными путями и вплотную
к ним.
9. Следует стремиться к наиболее компактному размещению
зданий и сооружений, избегать строительства большого количества
мелких зданий, объединяя их в одно здание (блок). Корпуса должны
иметь в плане простую форму.
326
Генеральный план обогатительной фабрики
10. Следует стремиться к максимальному использованию фабрмч
ной площадки под застройку. Проектирование должно обеспечит,
минимальные затраты па освоение площадки и благоприятные усл<>
вия производства строительных работ. Учитывается очередность
строительства обогатительной фабрики и ее расширение.
11. При расположении корпусов следует учитывать гидрогеоло
гические условия фабричной площадки.
12. Территория обогатительной фабрики должна ограждаться
забором. Проходная размещается с учетом возможного сокращения
Рис. 67. График «Розы ветров»
пути рабочих из поселка на фабрику.
Контору фабрики желательно распо
лагать по линии ограждения с тем,
чтобы опа имела один свободный
вход с внешней стороны и другой —
с территории фабрики.
13. Общая площадь предфабрич
ных площадок, включающих места
для остановок общественного тран-
спорта, не должна превышать 4%
территории предприятия, если тер-
ритория не превышает 200 га.
Ниже приведены основные нормы
и требования,' которыми следует
руководствоваться при проектиро-
вании генерального плана.
Противопожа рные
требования. Разрывы между
зданиями обогатительной фабрики
(СНиП Н-А, 5—62) [100] в зависи-
мости от их огнестойкости должны
быть в пределах 12—20 м, а между
зданиями и складами горючих реагентов и жидкого топлива
30—50 м. К зданиям должен быть обеспечен подъезд не менее чем
с двух сторон вдоль всей стороны.
Санитарные нормы [109]. Цехи и отделения обогати-
тельной фабрики с повышенными выделениями вредностей (пыли,
дыма) должны располагаться с подветренной стороны по отношению
к другим ее объектам.
Подветренная сторона определяется по графику розы ветров теп-
лого периода года, исходя из господствующего (преобладающего)
направления ветров (рис. 67).
На графике направление ветра определяется линией, направлен-
ной к центру пересечения линий СЮ и БЗ, а процент повторяемости
или скорости ветра — длиной этой линии.
Здания однородные по санитарно-гигиеническим признакам, сле-
дует располагать группами. Расположение зданий и сооружений
1'чстав обогатительных фабрик и принципы проектирования ген. планов 327
относительно стран света и направления господствующих ветров
щлжно создавать наиболее благоприятные условия для естествен-
ного освещения и проветривания помещений.
( Санитарные разрывы между зданиями, освещаемыми через окон-
ные проемы, должны быть не менее наибольшей высоты до карниза
противостоящих зданий. Санитарные разрывы от открытых складов
угля и других пылящих материалов до вспомогательных зданий
должны быть не менее 20 м, а до административно-конторских зда-
ний — 50 м.
Железнодорожный внутрифабричный
транспорт [79]. Наиболее часто на обогатительных фабриках
применяется тупиковая схема железнодорожных путей, позволяю-
щая подводить пути к цехам па разных уровнях, что особенно важно
при расположении фабрик на наклонных площадках.
Уклоны железнодорожных путей не должны превышать 0,02,
и трудных условиях допускаются до 0,03. Радиусы закруглений
и плане назначаются возможно большими. Наименьший радиус
принимается 200 м.
Погрузочно-разгрузочные пути и пути сортировочных станций
должны располагаться на горизонтальных площадках, в трудных
условиях допускаются уклоны на круче 0,0025-. Станционные и вы-
тяжные пути, как правило, располагаются па прямых участках,
и трудных условиях допускаются кривые участки пути радиусом
но менее 600 м для колеи 1524 мм и 300 м — для колеи 750 мм.
Погрузочно-разгрузочные пути не должны иметь кривых участков
радиусом менее 500 м.
Пути внутри зданий укладываются горизонтально, перед воро-
гами должна быть прямая горизонтальная вставка не менее длины
наиболее длинного вагона или платформы.
Габариты приближения строений и подвижного состава для колеи
1524 мм установлены ГОСТ 9238—59 и для колеи 750 мм — ГОСТ
9720-61 ‘(рис. 68).
Нормальное расстояние между осями двух путей на прямых
участках принимается 4100 мм для широкой и 3000 мм для узкой
колеи.
Внутрифабричные дороги [79]. Сеть автодорог
должна обеспечивать объезд кварталов со всех сторон и удобную связь
между производственными цехами и складами. Въезды в здания,
как правило, должны соединяться с проездами под прямым углом.
Проезды, въезды в цехи устраиваемые по производственным усло-
виям, должны использоваться и для противопожарных целей. Когда
по производственным условиям не требуется устройства дорог,
подъезд пожарных автомобилей должен быть обеспечен не менее
чем с двух сторон здания вдоль всей его длины по свободной спла-
нированной территории шириной не менее 6 м. К зданиям с застрой-
кой площадью более 10 га подъезд пожарных автомобилей должен
328 Генеральный план обогатительной фабрики
быть обеспечен со всех сторон. Взаимные пересечения дорог между
собой, а также пересечения с железнодорожными путями и примы
кания дорог следует устраивать под углом 90°. Число пересечении
автодорог с железнодорожными путями должно быть сведено к мини
муму. Технические показатели для впутрифабричных дорог при
ведены в табл. 77.
а
На станциях т т На перегон ал р
------3
------4
Рис. 68’. Габарит приближения строений железных дорог: I
о — колеи 1524 мм; б — колеи 750 I — для сооружения на путях второстепенного или
временного характера; 2 — линии приближения вновь строящихся зданий, заборов и различ-
ных опор; 3 — линия, выше которой иа станциях и перегонах не должно подниматься ни одно
устройство; 4 — уровень наименьшего заглубления коммуникаций; а' — уровень высоких
платформ; б' — уровень низких платформ; в' — уровень верха головки рельса; I—II—ill—
IV — очертания всех вновь строящихся сооружений и устройств па участках, электрифика-
ция которых не исключается, при этом Нс и Яп устанавливаются в пределах: Нс — 680—
— 700 см; Нп=630—650сл:; 1—2—2—1—верх габарита строений из несгораемых Материалов;
1—3—й—1 — верх габарита строений из сгораемых материалов; е — перила на мостах;
ж—ж— ось второго пути на прямых участках.
Таблица 77
Технические показатели впутрифабричных дорог (СНиП Н-Д, 6—62)
Показатели Категории дороги
I П Ш
Грузонапряженность в обоих направлениях, млн. т брутто в год Более 1,2 1,2—0,3 До 0,3
Расчетная скорость движения, км/ч 40 30 20
Число полос движения 2 2 1
Ширина проезжей части, м 6-9,5 6—9,5 3,5-5
Наименьший радиус кривой дороги в плане, м 60 30 20
Наибольший продольный уклон дороги, % . . . 6 7 9*
* Продольный уклон на межцеховых дорогах III категории в особо трудных условиях
допускается увеличивать до 11%, кроме мест стоянки транспорта.
Гист ав обогатительных фабрик и принципы проектирования ген. планов 329
Автодороги на территории обогатительной фабрики, как правило,
шиосятся к III категории, за исключением рудовозных дорог, кате-
горня которых определяется расчетом в зависимости от производи-
io.ui,пости фабрики.
I [родольный профиль автодорог должен быть увязан с вертикаль-
ной планировкой фабричной площадки, с отметками железнодорож-
ник путей, полов цехов и складов.
Разрывы между зданиями для главных фабричных
улиц, определяемые из условий размещения коммуникаций, зон
о |С.1генения и тротуаров, принимаются равными 20—30 м. Ширина
гротуаров обычно 1,5 м. Ширина полос для размещения коммуника-
ций приведена в табл. 78.
Таблица 7
Ориентировочная ширина полос для размещения надземных
и подземных коммуникаций
К оммуникацин Ширина полосы, м
/Квлезнодорожные пути: нормальной колеи (1524 мл) . . . . . . . узкой колеи (750 мм) ... . . 6,0 4,6—5,0
безрельсовые дороги: 9,0—12,0
магистральные
межцеховые 6,0—10,0
пожарные проезды ........ 6,0
Сети водопровода и канализации: 1,5—2,5
при бестуннельной прокладке
при прокладке в туннелях: 2,0—3,5
< тти теплофикации: 1,0—2,0
надземные на самостоятельных опорах
подземные при бестуннельной прокладке 3,0—4,5
подземные при прокладке в тунпелях 4,5—6,0
Сети электроснабжения и связи:
кабельные 0,8—1,5
при прокладке в каналах 1,5-2,5
Сети наружного освещения и связи 1,0
Высоковольтные линии электропередач 4,0—8,0
Сити сжатого воздуха, прокладываемые самостоятельно .... 1,0—1,5
При составлении проекта вертикальной
планировки зданий и сооружений решаются сле-
дующие задачи: выбор наиболее выгодного расположения обогати-
тельной фабрики на плане местности для получения наименьшего
объема земляных работ, обеспечения водоотвода, наилучшего устрой-
ства коммуникаций; выбор отметок зданий и сооружений; проекти-
рование в профиле рельсовых и безрельсовых дорог, подземных’
сооружений и коммуникаций.
330
Генеральный план обогатительной фабрики
Различают две схемы вертикальной планировки — бестерраснуи
и террасную. Первая схема применяется при равнинном характера
местности, часто используется для углеобогатительных фабрик, рас
полагаемых на горизонтальных и слабонаклонных площадках. Вто
рая схема применяется при значительном одностороннем укловс
местности и используется для рудных обогатительных фабрик. При
террасном расположении обогатительной фабрики уменьшается объем
земляных работ, улучшаются условия водоотвода. Большое число
террас осложняет строительство и ухудшает условия эксплуатации
фабрики. Уклоны железнодорожных путей, связывающих террасы
должны быть не более 0,005—0,012, а в трудных условиях — до
0,02. При автотранспорте нежелательны уклоны, превышающие
0,03-0,06.
Связи площадки обогатительной фабрики с районом показы-
ваются на ситуационном плане района, выполняемом в масштабе
1 : 5000 — 1:10 000, реже 1 : 25 000.
Генеральные планы обогатительных фабрик для технических про
ектов выполняются в масштабе 1 : 1000 (для крупных предприятий —
больше 50 ап — в масштабе 1 : 2000), в рабочих чертежах отдельные
части генерального плана выполняются в масштабе 1 : 500 — 1 : 200.
Поперечные профили по площадке составляются в масштабах:
горизонтальный 1 : 1000 — 1 : 500, вертикальный 1 : 200 — 1 : 100.
Наиболее употребительные условные обозначения для генераль
ных планов приведены в табл. 79.
По проекту генерального плана составляются технико-экономи-
ческие показатели, характеризующие размеры зданий и сооружений,
объемы работ, капитальные затраты и эксплуатационные расходы.
Использование территории фабричной площадки оценивается коэф-
фициентами застройки и использования территории.
Коэффициентом застройки называется отношение
застроенной цехами, крытыми и открытыми складами площади
к общей площади территории фабричной площадки.
Коэффициентом использования террито-
р и и называется отношение площади, использованной не только
под застройку зданиями цехов и складов, но и занимаемой внутрифаб-
ричными железнодорожными путями, безрельсовыми дорогами, тро-
туарами, транспортными устройствами, подземными и надземными
коммуникациями, к общей площади территории фабричной пло-
щадки.
Как показал опыт проектирования рудных и углеобогатительных
фабрик, коэффициент застройки для них составляет 20—35% и ко-
эффициент использования территории 60—80% [30, 50].
Схема сооружений флотационной фабрики большой производи-
тельности показана на рис. 69 [74]. Дробление руды трехстадиаль-
ное. Руда поступает в опрокидных вагонах и разгружается непосред-
ственно в дробилку. Площадка фабрики имеет небольшой уклон.
t'uemae обогатительных фабрик и принципы проектирования ген. планов 331
Таблица 79
J еловные обозначения на генеральных планах промышленных площадок
Наименование сооружений Условные обозначения Примечания
| у шествующие и проектируемые
здания и сооружения
Перспективное расширение соору-
жений
I'избираемые здания
Открытые склады руды, угля
и пр.
< )зелененные полосы, дорожки,
тротуары
Ограждения, вышки и ворота
Полоса отвода земель
Откос террасы, подпорная стенка
Железнодоро жные пути нормаль-
ной колеи
Железнодорожные пути узкой
колеи
tk
Проектируемые здания
подтушевываются на
кальке карандашом.
Контуры зданий вы-
черчиваются жирными
линиями, границы
пролетов —тонкими
Жирный пунктир
Тонкие линии
То же
То же
Наружная линия жир-
ная, внутренняя—тон-
кая
Жирная линия
Проектируемые пути вы-
черчиваются жирными
линиями, существу-
ющие и разбираемые—
тонкими
То же
332
Генеральный план обогатительной фабрики
Наименование сооружений Условные обозначения Примечания
Железнодорожные пути в выемке
Железнодорожные пути на насыпи ГЛТПТП1111
HL’lUAUl’J
Дороги с усовершенствованными покрытиями облегченного типа Проектируемые дороги подтушевываются ха кальке карандашом, вычерчиваются лини- ями средней толщины.
Штриховка — тонкими
ЛИНИЯМИ
Дороги С покрытиями переходного типа Ля
Производственный водопровод — — Существующий вычерчл вается тонкими линя ями, проектируемьш- жирными
Производственная канализация ».-у— То же
Воздушная сеть высокого напря- жения --А— » »
Воздушная сеть низкого напря- жения ——w— » »
I псише обогатительных фабрик и принципы проектирования ген. планов 33&
iio ©
И се И
& й
©.« 2 ..
о>д &.н
VI
shi
и
o 2«5^i5!WS «h Р
Ь Рой^ькиоо е
й SRffiB кк'мр.й^'ой
&Э&б§Ен8В-'®о^«р.
о и__И
gggSSce
О И Д g-Ktt
к 2 о S о о
Oil'
§ S-J'g
ь-' VH p
5 & к
S »» <3
P p, S P w Q
i&S8s£°S
!§§§• ьао
S sb
tt
ts
s s s
кй 1
ё к
2 a?"
334
Генеральный план обогатительной фабрики
Состав обогатительных фабрик и принципы проектирования ген. планов 335
Рудовозные пути идут параллельно горизонталям местности на нп
сокой насыпи. Корпус крупного дробления частично заглублю
в землю. Крупнодробленая руда конвейерами подается в промежуточ
ный бупкер малой емкости, предназначенный в основном для распре
деления руды. Из бункера руда питателями разгружается на три коп
вейера, идущие в корпус среднего и мелкого дробления. В плане гал«
реи конвейеров расположены веерообразно, каждый конвейер питает к и
скад из трех дробилок — одной конусной для среднего дробления и дву |
конусных мелкого дробления. Перед дробилками установлены три
хоты. Дробленая руда собирается на общий конвейер и подается в буи
кера главного корпуса, где размещены цехи измельчения и флотаци^
Общая схема размещения корпусов дробления отличается про-
стотой компоновки: от корпуса крупного дробления до бункеров
г,пивного корпуса включено лишь семь конвейеров. Рудный поток,
идущий из корпуса крупного дробления в направлении линии паде-
нии местности, после промежуточного бункера направляется парал-
н'льно горизонталям и после корпуса среднего и мелкого дробления
нновь идет по линии падения. Такое направление потоков руды позво-
। ил о сократить общую длину фабричной площадки по линии падения.
В главном корпусе кроме оборудования измельчения и флотации
расположены большие сгустители для промпродуктов флотации.
Отделение обезвоживания концентрата размещено при фабрике
••комкования, концентратная пульпа транспортируется туда по
трубопроводу.
Схема сооружений магнитообогатительной фабрики большой произ-
подительности, перерабатывающей криворожские магнетитовые квар-
циты, показана на рис. 70 172]. Дробление руды четырехстадиальное.
///-///
и
Рис. 70. Схема сооружений магнитообогатительной фабрики большой щи
1 — рудовозные железнодорожные пути; 2 — корпус I и П стадий дроОл,
кого дробления (III и IV стадий); 6 — ремонтный пункт для конусных др
9 — корпус измельчения, обогащения, фильтрования; 10 — склад копня
корпус; 13 — механическая прачечная; 14 — вулканизационная мастерскн»,
провод; 18 — галереи ноши и
|||Ц|<>цптелыюсти, перерабатывающей магнетитовые кварциты Кривого Рога:
и з — корпус приводных станций конвейеров; 5 — корпус среднего и мел-
fuijiiiit; 4 и 7 — перегрузочные узлы; 8 — склад мелкодробленой руды;
Iiiitob; 11 — погрузочные бункера концентрата; 12-—административно-бытовой
1,1 материальный склад; 16—• электроподстанция (открытая); 17 —шино-
ipiiii; 19 — теплые переходы.
1 — корпус I и П стадий ппобтт^нй'Перепективный ЕИД магнитообогатительной фабрики:
ный узел; 5 -главный корпус;' в - склад ^Гра^оШ™^ Дробления; 4 - перегрузоч-
9 — административно-бытовой корпус 4 нтрата’ s склад дробленой руды;
22 Заказ 1075
Рис. 72. Генеральный план центральной обогатительной фабрики производительностью G50—750 т/ч,- перерабатывающей коксу-
ющиеся угли:
1 — яма для привозных углей; 2 — галерея от угольной ямы на аккумулирующие бункера; 3 — аккумулирующие бункера;
4 — тоннель-галерея от аккумулирующих бункеров на главный корпус обогатительной фабрики; 5 — главный корпус; 6 — галерея
от главного корпуса на погрузочный пункт продуктов обогащения и породы; 7 — погрузочный пункт продуктов обогащения;
8 — железнодорожные весы; 9 — механическая мастерская и материальный склад; 10 — контора и химическая лаборатория;
11— склад смазочных материалов; 12—резервуар для воды; 13— водонапорная башня; 14— проходная будка.
338
Генеральный план обогатительной фабрики
В корпусе крупного дробления две одинаковые секции, в каждое
из них установлены конусная дробилка крупного дроблении
1500/180 и две конусные дробилки поддрабливания (редукционпЛ'
900/100). Высота перепада в узле крупного дробления и под
драбливания от головки рельса рудовозных путей до конвейера дроб
леной руды составляет 40 м. Рудовозные пути подняты на 15-метро
вой насыпи, заглубление корпуса (до низа фундаментов) составляем
около 30 м. В корпусе среднего и мелкого дробления (III и IV стадии)
имеются четыре каскада, каждый из которых состоит из одной дро
билки среднего дробления и двух конусных дробилок (2200
мелкого дробления. Руда распределяется по каскадам через высоко
поднятый бункер. Здесь предусмотрена агрегатная система ремой
та — дробилки можно в собранном виде снимать с фундамента кра
ном и железнодорожной платформой доставлять в ремонтный пункт,
размещенный в отдельном здании. Мелкодробленая руда конвейером
подается на перегрузочный пункт, откуда может подаваться ил в
в главный корпус, или на склад руды.
В главном корпусе размещено оборудование измельчения, мокрой
магнитной сепарации и фильтрования концентрата. Главный корпус,
грейферный склад концентрата и погрузочные бункера на железно-
дорожных путях связаны короткими конвейерами.
Обогатительная фабрика расположена на почти горизонтальной
площадке. Перспективный вид ее изображен па рис. 71.
Генеральный план центральной обогатительной фабрики произ-
водительностью 650—750 т!ч, перерабатывающей коксующиеся угли
по схеме глубокого обогащения, показан на рис. 72. Фабрика распо-
ложена на горизонтальной площадке. Привозные угли разгружаются
при помощи вагоноопрокидывателей. Предусмотрена безбункерная по-
грузка продуктов обогащения. Склады рядовых углей и продуктов
обогащения отсутствуют, необходимые запасы хранятся в железно-
дорожных вагонах. Отходы удаляются гидравлическим транспортом
или вывозятся в железнодорожных вагонах для дальнейшего ис-
пользования. Все производственные отделения размещены в одном
главном корпусе. Территория фабричной площадки в пределах огра-
ждения 1,95 га, коэффициент застройки 0,21 [30].
§ 4. Хвостовое хозяйство
Транспортирование и укладка мокрых хвостов
Основной способ транспортирования и укладки мелких мокрых
хвостов включает гидравлический транспорт хвостовой пульпы от
обогатительной фабрики и сброс ее в естественный или искусственно
сооружаемый бассейн-хвостохранилище, где происходит осаждение
твердой фазы.
Этот способ имеет следующие достоинства: хвосты сохраняются
и их можно использовать в дальнейшем; хвосты складируются на
Хвостовое хозяйство
339
штолыиой площадке; создаются благоприятные условия для осветле-
нии сточных вод и их химической очистки перед сбросом в открытые
водоемы или перед использованием в качестве оборотной воды; об-
югчается зимняя эксплуатация хвостохранилища при сбросе хвосто-
вой пульпы под лед. Недостаток способа — необходимость возведения
дорогостоящих гидротехнических сооружений (дамбы, устройства
дли сброса осветленной воды и др.).
Сброс хвостовой пульпы на неогражденную поверхность с эста-
вид приводит к заиливанию больших площадей земли, затрудняет
вторичную разработку отвала хвостов и использование оборотной
воды, может вызвать загрязнение сточными водами рек и открытых
водоемов, создает большие затруднения в ‘эксплуатации хвостохра-
иилища в зимнее время при образовании настылей пульпы.
Место под хвостохранилище выбирается на основании изучения
материалов топографических, инженерно-геологических и гидро-
геологических изысканий. Если имеется несколько площадок для
размещения хвостохранилища, то оптимальное решение находится
технико-экономическим сравнением конкурирующих вариантов.
При выборе площадки под хвостохранилище необходимо учиты-
вать следующие условия:
1) площадка должна быть достаточной для размещения хвостов
па все время эксплуатации обогатительной фабрики;
2) если в хвостах содержатся ценные компоненты, которые в бу-
дущем могут извлекаться, или если хвосты можно использовать в ка-
кой-либо отрасли промышленности (например, в химической, це-
ментной, для строительства), то необходимо предусматривать про-
стой способ отгрузки хвостов;
3) если ценность имеет только определенная фракция хвостов,
например зернистая, шламовая или представленная более тяжелыми
минералами, то следует предусмотреть попутное выделение ценной
фракции, отдельное ее хранение и возможность независимой от-
грузки;
4) для упрощения и удешевления транспортирования хвостов
н хвостохранилище желательно, чтобы последнее располагалось
по отношению к обогатительной фабрике на более низких отметках;
5) для использования оборотной воды при расположении хво-
стохрапилища на большом расстоянии от обогатительной фабрики
или при значительной разности отметок между хвостохранилищем
и фабрикой может оказаться экономически выгодным устроить сгуще-
ние хвостов вблизи фабрики;
6) наиболее выгодная форма рельефа местности для устройства
хвостохранилища — естественная впадина или долина, позволяющая
при небольшой длине ограждающей дамбы получить значительный
по объему и поверхности бассейн;
7) разрыв между границами застроенных территорий и хвосто-
хранилищем должен быть не менее 250 лг;
22*
340
Генеральный план обогатительной фабрики
8) осветленные воды из хвостохранилища желательно сбрасыва и
в водоемы, которые не используются как источники водоснабжении
и не имеют рыбохозяйственного значения;
9) площадку для хвостохранилища следует увязать с существу
ющей и проектируемой застройкой данного района.
Общая схема удаления и складирования мокрых хвостов состоя i
в следующем. По ограждающей хвостохранилище дамбе проклады
вается разводящий пульпопровод, присоединяемый к главному пуль
попроводу, по которому хвостовая пульпа подается от обогатитель-
ной фабрики. Разводящий пульпопровод имеет по длине через 1
2 м отверстия с насадками, через которые пульпа выпускается в к<>
роткие желоба, направляющие ее в бассейн. Крупные фракции хво
стов осаждаются близко у конца желобов, а более мелкие относятся
в глубь бассейна.
Осветленная вода отводится за пределы хвостохранилища через
сливные колодцы в трубу (коллектор), уложенную в ложе бассейн».
Как правило, плотина, ограждающая хвостохранилище, возво
дится очередями. Сначала из местных грунтов возводится невысокая
(4—6 м) плотина первой очереди. Она образует бассейн, по емкости
достаточный для сброса хвостов в течение первой зимы эксплуатации
обогатительной фабрики, а по площади зеркала осаждения обеспе-
чивающий осветление воды. Высота плотины первой очереди должна
быть примерно на 1 м выше уровня воды в бассейне. Для возмож-
ности зимнего сброса хвостовой пульпы под лед следует учесть тол-
щину льда (до 1 .к) и предусмотреть метровый слой воды под льдом
до осевших хвостов [41,52]. Необходимая емкость хвостохранилища V
подсчитывается по формуле
V=____QU.__ м3
где Q — вес укладываемых хвостов за год, т;
п — число лет эксплуатации обогатительной фабрики;
»] — коэффициент заполнения хвостохранилища;
6 — плотность твердой фазы хвостов, m/.w3;
т — пористость отложений хвостов, принимают в зависимости
от крупности их частиц.
(220)
Средневзвешенная крупность частиц Пористость
в хвостах* dCp, -ч-ч т
>0,15 0,38
0,15—0,10 0,42
0,10-0,06 0,45
<0,06 0,50
♦ Средневзвешенная крупность частиц подсчитывается по гранулометриче-
скому анализу хвостов
, _ Т1Й.1++ у з^з +----1- yndn
ср ~' 100 ’
где di — средний диаметр класса, лив;
У1 — выход класса, %.
Хвостовое хозяйство
341
Коэффициент заполнения хвостохранилища
иисимости от объема хвостохранилища.
1] принимают в за-
Объем хвостохрапилища, млн. 313 1")
<1 0,75
1—10 0,80
10—30 0,85
>30 0,90
Емкость хвостохрапилища, ограниченного дамбой в пределах
заданных горизонталей, подсчитывается по формуле
п
y=h^ln±hiLt (221)
о
где V — емкость хвостохранилища, м3;
h — вертикальное расстояние между горизонталями (обычно
1 или 0,5 .и);
/п и /л+1 — площади замкнутых контуров, ограниченных гори-
зонталями с номерами п и п + 1 (определяются
планиметрированием, рис. 73), м3.
По результатам расчета строятся кривые объемов (емкости)
и площадей хвостохранилища (рис. 74), а по этим кривым и календар-
ному плану укладки хвостов намечается высота первоначальной
и конечной дамб хвостохранилища и план паращивания дамбы по
годам.
Если хвосты содержат до 60% материала —0,074 мм, то огражда-
ющие дамбы возводятся намывом из самих хвостов. При более
топких хвостах устраивают смешанные дамбы — из местных песча-
ных или песчано-гравелистых грунтов возводятся только дамбочки
наращивания.
В некоторых случаях производят классификацию хвостов на дам-
бе в классификаторах или гидроциклонах, пески при этом исполь-
зуются для намыва дамбы, а сливы сбрасываются в бассейн.
Хвостохранилище заполняется в направлении от ограждающей
дамбы, крупные фракции, осаждающиеся вблизи дамбы, увеличи-
вают ее прочность. При большой площади хвостохранилища для пол-
ного его заполнения сбрасывают хвосты по направлению к дамбе
со специальных эстакад, идущих внутрь бассейна.
В зимнее время следует сбрасывать пульпу под лед концентри-
рованно только из одного выпуска, иначе образуются наледи. Дамбу
в зимнее время, как правило, не намывают.
Сточные хвостовые воды флотационных фабрик после осветления
в хвостохранилище содержат реагенты, их без дополнительной
очистки нельзя спускать в открытые водоемы. Величины допустимых
загрязнений водоемов нормируются «Правилами охраны поверхност-
ных вод от загрязнения сточными водами» (см. главу VII, § 14).
342
Генеральный план обогатительной фабрики
Состав сточных вод определяют при испытаниях руд. По отдель-
ным замерам на флотационных фабриках оказалось, что в сточные
воды переходят по отношению к загрузке в процесс реагенты: 2,5—
Рис. 73. К подсчету емкости хвостохранилища:
АА — первое положение разводящих шламопроводов; А,А, й АгАг—
второе п третье положения; а — дамба; б — водоспускная труба;
в — водосливной колодец; г — магистральный шламопровод с фабрики
3,5% ксантогената, 5% аэрофлота, 50—90% соснового масла. После
отстоя воды в хвостохранилище содержание реагентов снижается,
например ксантогенатов и аэрофлота на 50—60%, цианидов — на
15—20%, фенолов — на 60—80%.
Хвостовое хозяйство
343
Способы химической очистки сточных вод перед спуском их в открытые
водоемы должны разрабатываться в проектах на основе испытаний. Наиболее
В’иювая очистка от цианидов достигается обработкой сточных вод железным купо-
росом (образуется осадок цианистого железа;; хлорной известью и железным
супоросом с гашеной известью. В последнем случае из воды удаляются также
попы тяжелых металлов. Для очистки от ксантогенатов, аэрофлота, соснового
масла сточные воды обрабатывают хлорной известью. От керосина и других
эмульгированных нефтепродуктов сточные воды можно очищать флотацией.
Для этого стоки насыщаются воздухом, к пузырькам которого прилипают
панельки нефтепродуктов, образующаяся при этом устойчивая пена удаляется.
Рис. 74. Кривые объемов (емкости) и площадей хвостохранилища
Транспортирование и укладка сухих хвостов
Выбор способа транспортирования и укладки Сухих и крупных
обезвоженных хвостов мокрого обогащения зависит от количества
получаемых хвостов, физических свойств, рельефа площадки для
отвала хвостов и расстояния от обогатительной фабрики до отвала
[24].
Отвалы сухих хвостов размещают вне территории обогатительной
фабрики с соблюдением противопожарных и санитарных норм. На-
пример, для углеобогатительных фабрик рекомендуются следующие
минимальные разрывы между отвалами породы и гражданскими
и промышленными сооружениями [30, 61]: от населенного пункта
500 м, от ствола вентиляционной шахты 80 м, от линии электро-
передачи 3—6 кв 100 м, 35 кв и выше — 300 м, от шоссейных и гу-
жевых дорог 40 м, от административных помещений и контор 50 м,
от вспомогательных зданий и сооружений 20 м.
Способы транспортирования и укладки хвостов выбираются на
основе технико-экономического сравнения возможных вариантов.
Наиболее часто в практике применяются следующие.
344
Генеральный план обогатительной фабрики
1. Транспортирование хвостов в скипах или вагонетках по на-
клонным рельсовым путям и сброс их в коноидальные отвалы (тер-
риконики) (рис. 75).
Скип (вагонетка) с хвостами (породой) канатной откаткой подни-
мается по рельсовому пути на вершину отвала и опрокидывается
вперед на передвижной ферме. Угол подъема пути 20° и в некоторых
случаях 30°.
Перед отправкой в отвал хвосты накапливаются в бункерах, а если
они выделены мокрым процессом, то бункера служат также для обез-
воживания. Емкость бункеров обычно принимают на количество
хвостов (породы), получаемое за смену, минимально — за 2—3 ч
работы обогатительной фабрики. Для углеобогатительных фабрик
с мокрым процессом обогащения рекомендуется предусматривать
резервный отвал породы.
Производительность установки для транспортирования хвостов
(породы) при однопутевой откатке составляет 5—18 м3/ч и при двух-
путевой откатке 15—55 м3/ч. Емкость отвала обычно доводится до
3—4 млн. м3; максимальная емкость отвала 45 млн. м3 при длине
наклонного пути 600 м и угле подъема 30°.
Данный способ укладки хвостов применяется преимущественно
в условиях горизонтальной площадки отвала и при расположении
его недалеко от обогатительной фабрики (до 700 м).
Достоинство коноидальных отвалов — небольшая занимаемая
ими площадь, что важно при большом количестве получаемых хвостов
(породы) и длительном сроке эксплуатации обогатительной фабрики.
Недостатки — трудоемкость работ по поддержанию рельсового пути,
сложность передвижки разгрузочных ферм.
2. Транспортирование хвостов в отвал коноидальной формы
передвижными ленточными конвейерами при небольшой емкости
отвалов (1—2 млн. .%3) и в условиях мягкого климата, когда воз-
можна круглогодовая работа под открытым небом. Угол подъема
конвейеров принимается около 16°.
3. Транспортирование хвостов по подвесным канатным дорогам
при расположении площадки отвала на расстоянии до 3000 м от
обогатительной фабрики. Канатные дороги в большинстве случаев
имеют возвратно-поступательное (маятниковое) движение вагонеток
и при длине откатки до 800 м обеспечивают производительность 100—
150 м3/ч.
Схемы образования отвалов хвостов (породы) при помощи под-
весных канатных дорог показаны на рис. 76.
Коноидальные отвалы образуются при одной концевой мачте,
штабельные отвалы — сооружением нескольких мачт с размещением
штабелей в пролетах между ними, секторные отвалы — передвиже-
нием концевой мачты по дуговому рельсовому пути. Емкость отвала
для одного луча дороги достигает 1,5 млн. л/3, ее можно увеличить
устройством нескольких лучей дороги.
Рис. 76. Схемы образования отвалов хвостов (породы) при помощи
подвесных канатных дорог:
а — коноидальный отвал; б — штабельный отвал; в — секторный отвал
Рис» 77« Образование плоского отвала
Хвостовое хозяйство
347
Канатные подвесные дороги имеют преимущества по сравнению
с наземной рельсовой откаткой — мало зависят от рельефа местно-
сти, могут пересекаться с наземными коммуникациями, не требуют
затрат труда на поддержание путей и передвижку разгрузочных ферм.
Главный недостаток канатных дорог — большие капитальные
затраты на сооружение высоких стальных мачт.
В сильно пересеченной местности при доставке сырья на обога-
тительную фабрику по канатной дороге иногда можно для транс-
портирования хвостов использовать обратную ветвь дороги.
В условиях холодного климата для хвостов повышенной влаж-
ности канатные дороги применять нельзя из-за смерзания хвостов
в вагонетках.
4. Транспортирование хвостов в опрокидных железнодорожных
вагонах или автосамосвалами. При этом образуются так называемые
плоские отвалы (рис. 77). Отвал располагается на наклонной пло-
щадке. Хвосты доставляются по рельсовому пути, первоначально
уложенному на небольшой насыпи, что создает некоторый начальный
откос. Порода сбрасывается под откос и разравнивается. После
отсыпки породы по всему фронту путь передвигается к бровке откоса,
и цикл отсыпки повторяется. Этот способ укладки хвостов приме-
няется при большой производительности обогатительной фабрики
и значительном расстоянии от фабрики до отвала. Его можно при-
менять и при высокой влажности хвостов, так как в вагонах большой
емкости смерзание хвостов менее вероятно. Производительность
откатки достигает 500 т!ч при емкости отвала 3—10 млн. м3.
ГЛАВА VII
РАЗМЕЩЕНИЕ ОБОРУДОВАНИЯ
НА ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ
ФАБРИКЕ
§ 1. Общие принципы размещения оборудования
При размещении оборудования в цехах обогатительной фабрики
необходимо:
1) оборудование располагать так, чтобы количество транспорти-
руемых продуктов и расстояния, на которые они передаются, были
наименьшими;
2) основной грузопоток продуктов обогащения должен прохо-
дить через фабрику самотеком, но вместе с тем следует избегать
длинных желобов для транспортирования сухих продуктов из-за
больших потерь высоты. Если по условиям рельефа местности нельзя
осуществить полный самотек продуктов, то следует поднимать основ-
ной поток их в минимальном числе мест и па достаточную высоту
с тем, чтобы разветвленное движение потока через фабрику шло
самотеком.
3) для удобства обслуживания и ремонта аппараты, выполня-
ющие одинаковые технологические операции, следует группировать
в одном или в соседних пролетах здания и по возможности па одина-
ковых отметках;
4) следует стремиться к применению взаимозаменяемых одно-
родных аппаратов. При выходе из строя одного или нескольких
из них желательно иметь возможность равномерного распределения
нагрузки на все остальные аппараты;
5) секции, параллельно работающие па одинаковом сырье, сле-
дует создавать однотипными во всех аппаратах, выполняющих одни
и те же технологические функции;
6) следует применять наиболее производительные аппараты, чтобы
сократить их количество, уменьшить число точек контроля и регу-
лирования технологического процесса укрупнением секций и, если
возможно, переходить на моносекцию. Конструктивные решения
узлов должны обеспечить бесперебойную работу их без постоянного
вмешательства рабочего. Нельзя допускать просыпку и переливы
материалов из транспортных желобов в местах перегрузок и т. д.
У агрегатов должны быть предусмотрены места для аппаратуры
автоматического контроля их работы и регулирования;
7) цехи и аппараты, выделяющие в атмосферу пыль, пар или дым,
изолировать от цехов с менее вредными условиями работы;
8) должна быть обеспечена нормальная освещенность рабочего
помещения дневным и искусственным светом. Эти требования могут
Уклоны, желобов для самотечного транспорта
349
определять конфигурацию и габариты отдельных цехов обогатитель-
ной фабрики. В некоторых случаях экономичнее строить фабрику без
окон с искусственным освещением;
9) должно быть обеспечено удобство эксплуатационного обслу-
я.иваййя монтажных и ремонтных работ. Все аппараты должны об-
служиваться механическими грузоподъемными средствами;
10) должны быть выполнены правила безопасности, установлен-
ные для цехов и отдельных аппаратов;
11) не допускаются излишества в отношении площадей и объемов
зданий;
12) должны быть учтены нормативы проектирования строитель-
ной сетки зданий.
Для производственных зданий руководствуются следующими
нормами проектирования (см. СНиП II-M, 2—62 [80]).
Размеры пролетов для зданий без мостовых кранов принимаются'
равными 12, 18 и 24 м, а для зданий, оборудованных мостовыми кра-
пами, — 18, 24,30 м и более, кратными 6 м. В отдельных случаях допу-
скаются пролеты 6 и 9 м. Шаг колонн (расстояние между разбивочными
осями колонн в поперечном направлении) принимается 6 или 12 м.
Высота помещений (от отметки чистого пола до низа несущих
конструкций покрытия на опоре) принимается: в зданиях без мосто-
вых кранов для пролетов до 12 м — 3,6; 4,2; 4,8; 5,4 и 6 м; для проле-
тов 18 и 24 м — 5,4; 6; 7,2; 8,4; 9,6; 10,8 и 12,6 м. В зданиях с мосто-
выми крапами высоту помещений следует принимаьь (независимо
от грузоподъемности крана): для пролетов 18 и 24 м — 8,4; 9,6 и
10,8 м; для пролетов 18, 24 и 30 м — 12,6 и 14,4 м; для пролетов 24
и 30 м — 16,2 и 18 м.
Высоту подвальных этажей рекомендуется принимать 3,6 м.
Высота производственных помещений должна быть не менее 3,2 л,
а помещений энергетического и транспортно-складского хозяйст-
ва — не менее 3 м, при этом высота помещений от пола до низа вы-
ступающих конструктивных элементов покрытия должна быть не
менее 2,6 м. В зданиях с несущими наружными стенами высота по-
мещения назначается кратной 0,6 м. Для многоэтажных зданий при
полезных нагрузках до 1500 кГ/м2 сетку колонн следует принимать
размером 6x6 или 9x6 м. При нагрузках 2000 и 2500 кПяг
следует назначать сетку колонн 6 X 6 л. Высоту этажей много-
этажных зданий от отметки чистого пола до отметки чистого пола
следующего этажа следует принимать 3,6; 4,8 и 6 м, для первого
этажа допускается 7,2 л.
§ 2. Уклоны желобов для самотечного транспорта
Уклоны желобов обычно принимают по практическим данным.
Минимальные уклоны спускных желобов для сухих руд лежат
к пределах 40—45°. Для влажных и содержащих глину руд,
350
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
а также для осадков фильтров углы наклона желобов увеличиваю»
до 60°.
Уклоны самотечных желобов для продуктов обработки некоторых
руд приведены в табл. 80 и 81.
Таблица 80
Средние уклоны самотечных желобов для продуктов обработки медных,
цинковых и пиритовых руд при отношении Ж : Т=2 : 1 и более
Наименование продуктов Уклон, мм/м Наименование продуктов Уклон, мм /м
Продукты грохочения: Слив классификаторов:
+20 мм - 420—500 —0,3 мм 40—60
20—10 мм 340—420 —0,2 дал 20—40
10—5 мм . 250—340 - s Флотационный концентрат 170—250
5—2,5 мм —2,5 мм Питание концентрационных 170—250 125—170 Флотационпые хвосты для отдельных желобов внутри обогатительной
столов —0,8 мм .... Хвосты столов—0,8 мм . . Промпродукты столов 100—125 125 фабрики То же, для магистральных хвостовых пульпопрово- 20—40
—0,8 мм ........ Коицептрат столов —0,8 мм 125 210 Дов 1 . , . 15-20
Примечание. Для руд цветных и редких металлов, содержащих тяжелые минералы
(галенит, касситерит, вольфрамит), а также для железных окисленных руд уклоны жело-
бов увеличиваются на 25%.
Таблица 81
Уклоны самотечных желобов для продуктов тонкого
измельчения и классификации
Крупность конеч- ного продукта из- мельчения (слива классификатора), мм Уклон желоба, мм/м
для слива мельницы для песков классификатора
—0,074 100 250
—0,1 130 285
—0,15 150 315
—0,2 170 345
—0,3 200 375
—0,4 220 400
—0,6 235 430
—0,8 245 455
Примечание. Уклоны желобов в таблице относятся к
рудам плотностью 2,85 г/сл’ и к циркулирующим нагрузкам
до 500%. При измельчении тяжелых руд уклоны желобов необ-
ходимо увеличивать на 15—30%.
Уклоны желобов для самотечного транспорта
351
На углеобогатительных фабриках важно предохранить материал
о г излишнего переизмельчепия. Нормальные скорости движения
по желобам должны быть в пределах: для плиты и крупных кусков
(>50 мм) v = 0,75 4-1 м/сек", для материала крупностью 50—10 мм
г = 1 4- 1,75 м/сек, для угольной мелочи, штыба и породы допус-
каются скорости 2 м/сек и выше.
Уклоны желобов для углей и продуктов обогащения приведены
в табл. 82- и 83.
Таблица 82
Углы наклона самотечных желобов для каменных углей
и продуктов обогащения
Наименование продуктов Углы наклона (град) при влажности, %
4 4—7 >7
Уголь марок ПЖ, ПС, К:
класс 80 мм ........... 23—30 23—30 23—30
» 80—10 мм 30-32 32—35 32—35
Рядовой уголь: 35—38 38—42 42—45
класс 80—0 мм 36—40 40—44 44—47
» 10—1 » 40—42 42-45 45—47
» 10—0 » 45—47 47—50 50—55
» 1—0 » 53—55 55-60 60-65
Промпродукт:
класс 60—10 мм 33—35 37—40
в 25—6 » — 27—40 40—45
» 6—0,5» — — 50—55
Порода от ручной выборки:
-4-100 мм — 30 —
4-25 » -— 35—37 . —
класс 80—10 мм >— —- 38—40
» 60—10 » — 35—40 —
» 25—6 » — 40—45 42—48
» 6—0,5 » — 45—50 50—60
Таблица 83
Углы наклона самотечных желобов при транспорте угля водой
Наименование продуктов Ж :Т Углы наклона (град) при крупности, мм
50—125 10—80 0—10
Питание обогатительных машин . . 1,5—2 _ 7—10 6-8
То же ... 2,5—3 10—12 — 4-6
Концентрат 4—6 6-8 5-6 3-5
То же 2-3 12—15 10—12 7—9
Порода 2—4 •— 12—16 8—10
Примечание. Флотационный концентрат — требуется угол 3—4°. Сгущенные шла-
мы — требуется угол 4—6°.
352 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Данные, приведенные в таблицах, относятся к желобам прямо-
угольного сечения и для нулевой начальной скорости. При высоком
содержании в транспортируемом продукте мелкого класса угол
наклона желоба выбирается по таблице для смежного, более мелкого
класса. Если материал поступает со значительной скоростью в на-
правлении движения по желобу, то углы наклона принимаются
меньше низших значений по таблице: для материала крупностью
50—13 мм — на 1—2°, для материала 13—0 мм — на 3°.
§ 3. Конструктивно-компоновочное решение приемных
устройств и узла первичного дробления
Тип приемного устройства и способ подачи исходной руды в дро-
билку первой стадии дробления выбираются в зависимости от наи-
большей крупности поступающих кусков руды, содержания в руде
глины и влаги, производительности установки, системы транспорта,
типа и размера транспортного сосуда, угла наклона местности, па
которой располагается приемное устройство, и типа дробилки. Для
руды, содержащей куски крупностью более 400-4500 мм, обычно
не строят приемных бункеров большой емкости, так как это потре-
бовало бы установки нескольких тяжелых пластинчатых питателей
и вызвало бы большие капитальные затраты. Руду в дробилку за-
гружают непосредственно из опрокидывающихся вагонов или через
приемную воронку-бункер небольшой емкости и пластинчатый пита-
тель тяжелого типа.
При установке для первой стадии дробления больших конусных
дробилок с загрузочными отверстиями В = 1350 и 1500 мм приме-
няют только безбункерную загрузку дробилки. В последнее время
изготовляются дробилки особо тяжелого типа с приводом от двух
электродвигателей, допускающие запуск их при заваленной рудой
рабочей полости.
Конусные дробилки с загрузочным отверстием В = 900 и 1200 мм
непосредственно из вагонов загружаются редко и только при не-
большой емкости транспортного сосуда; чаще эти дробилки и конус-
ные дробилки меньшего размера, а также щековые дробилки всех
размеров загружаются через бункер-питатель.
При выборе способа загрузки крупнокусковой руды в дробилку
первой стадии дробления необходимо учитывать следующее. Приме-
нением питателя устраняются временная перегрузка и недогрузка
дробилки и улучшается ее использование, а дробленая руда и ниж-
ний продукт предварительного грохота могут загружаться непо-
средственно на общий ленточный конвейер. При загрузке дробилки
завалом из опрокидывающихся вагонов нижний продукт предвари-
тельного грохота нельзя загружать непосредственно на ленточный
конвейер, так как в момент опрокидывания вагона возможна пере-
грузка конвейера. В этом случае нижний продукт грохота и дробле-
К онапруктивно-компоноеочное решение приемных устройств
353
ппн руда должны поступать в небольшие дозировочные бункера и да-
лее через питатели разгружаться на ленточный конвейер. Для умень-
шения общей высоты компоновочного узла дробилки входящий в него
пластинчатый питатель можно устанавливать с подъемом руды. По
капитальным затратам вариант с установкой питателя обходится
несколько дороже, чем вариант с непосредственной загрузкой руды
и дробилку.
При крупнокусковой руде дробилки устанавливаются рядом
с приемным устройством, образуя один компоновочный узел, име-
ющий значительную высоту. Вынос дробилки на некоторое расстоя-
ние от приемного устройства вызывает применение тяжелого и доро-
гого пластинчатого конвейера.
Из-за большой высоты перепада от головки рельса разгрузочного
пути до ленточного конвейера, принимающего дробленую руду,
желательно узел крупного дробления размещать на склоне мест-
ности для уменьшения объема земляных работ и подземной части
сооружения. Для этого также стремятся поднять на насыпи железно-
дорожную станцию приема руды. Большие заглубления (до 30 м
и более) корпуса приема руды и первичного дробления заставляют
с особой серьезностью отнестись к выбору места его размеще-
ния в отношении грунтовых условий и подземных вод на пло-
щадке.
Современные конусные дробилки для крупного дробления боль-
ших размеров делаются с прямой разгрузкой дробленой руды вниз —
и бункер.
Пропускная производительность конусных дробилок больших
размеров настолько велика, что часто, чтобы уменьшить общую вы-
соту узла первичного дробления, не предусматривают предвари-
тельного грохочения руды.
На обогатительных фабриках обычно устанавливается по одной
конусной дробилке большого размера даже при производительности
фабрики до 40—60 тыс. т в сутки. Это объясняется эксплуатацион-
ной надежностью дробилок, а также их высокой стоимостью и боль-
шими капитальными затратами по корпусу крупного дробления
в целом. Вагоны в зависимости от их типа разгружаются при помощи
круговых или боковых опрокидов, опрокидывающих пневматических
механизмов самих вагонов (думпкаров) или стационарных пневма-
тических или гидравлических толкателей, устанавливаемых на раз-
грузочном пути и поднимающих кузов вагона.
Транспортирование крупнодробленой руды из корпуса крупного
дробления в кусках до 350 мм ленточными конвейерами при большой
производительности обогатительной фабрики вызывает быстрый из-
нос дорогих лент, особенно при твердых абразивных рудах большой
плотности.
Для предохранения ленты в местах загрузки руды на конвейеры
устанавливают пластинчатые или лотковые питатели, чем дости-
23 Заказ 1075
354 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
гаются минимальные перепады в перегрузочных воронках и умепь
шение скорости подачи руды на ленту. При непосредственной подач»
крупнодробленой руды па конвейер в загрузочных воронках устрам
вают колосники для подсева мелочи до падения на ленту крупных
кусков и навешивают рельсы или цепи.
Во избежание транспортирования крупподробленой руды иногда
-совмещают две стадии — крупного и среднего дробления — в одном
корпусе при приемных устройствах. Дробилки второй стадии уста-
навливают непосредственно под дробилками первой стадии дробле-
ния.
Чтобы получить куски мельче 350 мм, годные для загрузки
в конусные дробилки среднего дробления размером 2200 мм, разгру-
зочная щель конусной дробилки первой стадии дробления должна
быть не более 200—220 мм. При этом общая -производительность
дробилки резко снижается и составляет, например для дробилок
В = 1500 мм около 2000 т/ч при условии установки предваритель-
ного грохота. При большей производительности обогатительной
фабрики было бы необходимо устанавливать вторую первичную дро-
билку. Но вследствие высокой стоимости первичной конусной дро-
билки и больших затрат па сооружение приемного устройства и кор-
пуса крупного дробления на обогатительных фабриках большой
производительности, перерабатывающих твердые и плитняковые
руды, предпочитают все же устанавливать одну первичную дро-
билку крупного дробления с разгрузочной щелью до 300 мм. Дроб-
леный продукт этой дробилки в кусках до 500—600 мм подвергают
поддрабливанию, т. е. второму приему дробления в конусных ре-
дукционных дробилках.
Многие обогатительные фабрики для железных руд, построенные
в СССР в последние годы, имеют четырехстадиальные схемы дробле-
ния, в которых крупное дробление выполняется в два приема (с под-
драбливанием).
Однако с прогрессом взрывных работ на открытых рудниках
уменьшается крупность максимального куска добываемой руды.
Эта тенденция переноса части работы дробления на взрывные работы
оказывается выгодной и горнякам и обогатителям. С уменьшением
размера куска в забое заметно повышается производительность по-
грузочных экскаваторов, увеличивается пропускная способность
транспорта от забоя вследствие сокращения времени погрузки;
также существенно возрастает производительность дробилок круп-
ного дробления и на 50—75% уменьшается их износ. Поэтому
для проектируемых фабрик, по-видимому, малоперспективны
дорогие схемы крупного дробления в два приема (с поддраблива-
нием).
Можно также предполагать, что размеры дробилок крупного
дробления в дальнейшем едва ли превзойдут распространенный
-сейчас максимум В = 1500 мм.
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств 355
В связи с уменьшением крупности исходной руды, при проекти-
ровании дробильных цехов, подготовляющих руду для стержневых
и шаровых мельниц, следует в основном ориентироваться па трехста-
диальные схемы с включением операции предварительного грохо-
чения перед крупным дроблением.
Примеры конструктивно-компоновочных решений
приемных устройств и узла первичного дробления
Корпус крупного дробления с конусной дробилкой В =
= 1500 мм обогатительной фабрики для медно-пикелсвых руд (рис. 78) [63, 74].
Руда подается в самоопрокидывающихся 60-тонных вагонах и непосред-
ственно загружается в конусную дробилку с прямой разгрузкой. Из бун-
кера малой емкости дробленая руда двумя горизонтальными пластинчатыми
питателями загружается на ленточные конвейеры. Рудная просыпь и пыль
с полов и стен смываются в отстойники и грейфером грузятся на рудный кон-
вейер.
Корпус крупного дробления с конусной дробилкой В =
= 1500 мм обогатительной фабрики для медных руд (рис. 79) [112].
Производительность фабрики по руде 40 тыс. т/сутки. Руда доставляется
в 80-топных опрокидных- вагонах. Последние опрокидываются стационарным
гидравлическим толкателем, установленным на разгрузочном пути. Рабочий-
оператор может регулировать скорость опрокидывания. Руда разгружается
непосредственно на колосниковый грохот, рудного кармана здесь нет. Грохот
весьма тяжелой конструкции, верхняя часть его защищена от ударов крупных
кусков руды плитой из марганцовистой стали. Предусмотрена возможность
установки над грохотом цепного питателя для снижения скорости движения
кусков, поступающих в дробилку.
Конусная дробилка имеет разгрузочный желоб с параллельными бортами
по всей ширине дробилки. Для ликвидации возможных застреваний кусков
руды в дробилке предусмотрен особый 20-тонный электрический кран, исполь-
зуемый как плотная пылевая крышка верхней части укрытия дробилки. Три
стены укрытия доведены до уровня рельсов, по которым ходит кран. При ре-
монте дробилки этот кран отодвигается и оставляет открытой дробилку, которая
тогда обслуживается верхним мостовым краном грузоподъемностью 100 т.
Для опускания и подъема эксцентрика дробилки в фундаменте ее установлен
гидравлический подъемник. На тележке эксцентрик выкатывается под проем,
откуда его можно поднять краном. Дробленая руда и нижний продукт грохота
попадают в бункер и пластинчатым питателем выдаются на ленточный кон-
вейер.
Будка оператора помещена вверху укрытия дробилки против опрокидного
устройства. Из этой будки оператор управляет разгрузкой вагонов, работой
20-тонного крана, пуском и остановкой дробилки и пуском и остановкой венти-
ляционной системы. В будке находится диспетчерский пульт с сигнальными
лампами и приборами, регистрирующими работу всех механизмов в корпусе
крупного дробления. Будка герметизирована и обслуживается установкой для
кондиционирования воздуха.
Нижняя отметка корпуса дробления выходит на поверхность, с'трех сторон
корпус обсыпан насыпью высотой около 30 м, на которой расположены железно-
дорожные пути.
Загрузочная часть конусной дробилки изолирована от остального помещения
корпуса. Для воспрепятствования распространению пыли вся загрузочная
камера обслуживается мощным вытяжным вентилятором производительностью
до 100 тыс. № воздуха в час. При нормальных условиях работы вентилятор
вытягивает воздух со скоростью около 0,5 м/сек через отверстия над колос-
никовым грохотом, где разгружаются вагоны.
23*
^роб^ ТНУ ДРОб“ В = 1500 ММ об°”ельной фабрики для медно-иикелевых руд:
вагЖ; /-кХУмосЯтовой°^ .-толкатель для опрокидывания
• пая qL 2 7£-тАль электричества?? Q =°5 г 6-телея!ка монорельсовая грейфер-
Рис. 79. Корпус крупного дробления с конусной дробилкой В — 1500 мм обогатительной фабрики для медных
РУД:
/ — железнодорожный вагон 80-тонный опрокидывающийся; 2 — грохот колосниковый; 3 — дробилка конусная;
4 — питатель пластинчатый; 5 — ленточный конвейер; 6 — кран мостовой электрический Q == 100 т; i — гидра-
влический подъемник для эксцентрика дробилки; 8 — тележка для эксцентрика
358
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Корпус крупного дробления с конусными дробилкам»
В = 900 мм обогатительной фабрики для медных руд (рис. 80). Руда достпН
ляется в 100-тонных вагонах-гондолах и равгружается при помощи двух круг»
вых опрокидов в два параллельных бункера-воронки небольшой емкости, обору
дованные тяжелыми наклонно установленными пластинчатыми питателям
Перед дробилками установлены колосниковые грохоты. Обе дробилки с боковвИ
Рис. 80. Корпус крупного дробления с конусными дробилками В = 900 мм (Джезказганская
обогатительная фабрика для медных руд):
1 — вагоноопроквдыватели круговые: 2 — кран мостовой электрический Q = 5 т; 3 —
то же, Q — 30/5 тп; 4 — питатель пластинчатый 1800 X 12000 jhjm; 6 — колосниковый гро-
хот 2000 X 3250 ллг, 6 — дробилка конусная; 7 — ленточный конвейер; s — то же, «лп
пр осыпи
разгрузкой выдают дробленый продукт на один ленточный конвейер, на который
поступает и просев грохотов. Для сбора просыпи из-под пластинчатых питателей
установлены короткие ленточные конвейеры, подающие мелочь на сборный
конвейер крупнодробленой руды.
Корпус крупного дробления со щековой дробилкой 1500 X
X 2100 Л1Л4 (рис. 81) [83]. Дробилка загружается черев наклонный пластинча-
тый питатель. Просыпь из-под питателя собирается на хвостовую часть копвейерп
дробленой руды. Для защиты конвейерной ленты от ударов падающей руды
установлена откатная воронка с криволинейным днищем. Регулируя
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств
359
местоположение воронки, можно создать безударную загрузку руды на кон-
игнор *.
Корпус крупного дробления со щековой дробилкой
ШИ) X 1200 лык (рис. 82) [83]. Руда доставляется в 10-тонных автосамосвалах.
Ширина приемного бункера-воронки рассчитана на два самосвала. Под бункером
установлен тяжелый пластинчатый питатель, подающий руду без предваритель-
ного грохочения в щековую дробилку. Мелочь, просыпающаяся с питателя,
и дробленая руда поступают на сборный конвейер.
РцС. 81. Корпус крупного дробления со щековой дробилкой 1500 X 2100 мм:
1 — питатель пластинчатый 2400 X 12000 лои; 2 — щековая дробилка; 3 — кран
мостовой электрический Q = 50/10 т; 4 —• откатная воронка для вагрузки руды на
конвейер
Корпус крупного и среднего дробления с конусными
дробилками обогатительной фабрики для апатитовых руд (рис. 83). Руда по-
дается в самоопрокидывающихся вагонах в два бункера-воронки, под которыми
установлены тяжелые пластинчатые питатели. Соответственно дробильный цех
состоит из двух независимых секций. Перед дробилками установлены колосни-
ковые грохоты со щелями 250 мм. Дробилки конусные Б — 900 мм для
крупного дробления имеют боковую разгрузку дробленого продукта. Для
сбора просыпи из-под пластинчатых питателей установлены ленточные кон-
вейеры. Вторая стадия дробления осуществляется в конусных дробилках
среднего дробления D = 2100 мм. Перед дробилками установлены само-
центрирующиеся вибрационные грохоты. Дробленая руда выводится из
корпуса двумя ленточными конвейерами. Общая высота перепада от головки
рельса подъездных путей до верха барабана ленточного конвейера составляет
27,7 м.
* Применепие откатной воронки возможно только при сухой сыпучей руде.
1 [а влажных рудах под дробилкой лучше устанавливать питатель.
360
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
18000 ----------------—
План
Рис. 82. Корпус крупного дробления со щековой
1 “ питатель пластинчатый 1800 х 6000 леи; 2 — дробилка щековая; 3 — пески
ручной Q = 15 т; S — таль Q = 1 т; 6 — конвейер
Конструктивно-компоновочное решение приемных устройств 361
Корпус крупного дробления с первичной конусной дробил-
hnir В — 1500 мм и конусными дробилками для поддрабливания В = 900 мм
мощной обогатительной фабрики для магнетитовых кварцитов Кривого Рога
(рис. 84). Дробильный цех состоит из двух параллельных секций. В каждой
пл них установлены одна конусная дробилка крупного дробления и две редук-
ционные конусные дробилки поддрабливания. Грохочение руды перед дробле-
нием не производится. Крупнодробленая руда в дробилки поддрабливания
подается из небольшого бункера пластинчатыми питателями. Из воронок под
дробилками для поддрабливания руда вибрационными питателями грузится на
ыншейер дробленой руды. Для борьбы с пылью место разгрузки вагонов изоли-
ровано от остального помещения съемными щитами. Рудная просыпь и пыль
г полов и стен смываются водой и из отстойника загружаются грейфером на
конвейеры дробленой руды.
Корпус крупного дробления с валковыми зубчатыми дро-
билками 1000 X 800 мм промывочной фабрики для глинистой руды (рис. 85).
Гуда доставляется в опрокидных вагонетках и разгружается в воронки. Для
предотвращения зависания руды воронки имеют малую емкость, крутые стенки
в большие выгрузные отверстия. Пластинчатыми питателями руда подается
и две зубчатые валковые дробилки. Дробленая руда ковшовым элеватором
.сгружается в промывочные машины.
На некоторых уральских промывочных фабриках, перерабатывающих
руды с жииными глинами, руду разгружают в яму с водой и поднимают оттуда
*-3750 *1
*------ 7500 ------**
1||»(>илкой 900 X 1200 иле
нмй ' насос дренажный; 4 — нран мостовой
i ниточный
тяжелым цепным элеватором с дырча-
тыми ковшами. Яма и элеватор при этом
выполняют двоякую роль — дозатора
для равномерного питания последу-
ющих аппаратов и первичного дезинте-
грирующего устройства. Стенки ямы
делаются крутыми под углом 60—65Q.
Для приема глинистых руд, кото-
рые еще можно транспортировать
ленточными конвейерами, но нельзя
хранить в бункерах из-за слеживае-
мостп, при благоприятных климатиче-
ских условиях (например, в условиях
Камышбурунской железорудной обога-
тительной фабрики в Крыму), устраи-
вают открытую траншею вдоль железно-
дорожных путей. Над траншеей на
эстакаде передвигаются мостовые грей-
ферные краны, подающие руду в во-
ронки малой емкости. Из воронок руда
пластинчатыми питателями грузится на
ленточные конвейеры и далее подается
на обогатительную фабрику.
Корпус дробления угле-
обогатительной фабрики при шахте
(рис. 86). Здесь предусмотрено грохоче-
ние и дробление угля и выборка из
него щепы.
Для приема угля, поступающего
на обогатительную фабрику в железно-
дорожных вагонах, сооружаются под-
земные бункера (ямы привозных углей)
с решетками над ними. Решетки
имеют отверстия 150 X 150 или 200 X
X 200 мм.
ГЯ2В.0
Г.Р.28,0
23^0
1665
Е03
'•ЖЕ
16,20
-21.00
ГМ,05
10
2
-2L33
0000
6000
-6000'г*
6000
6000\~
-—.БООО-
ОСьж.д
Рис. 84. Корпус крупного дробления с первичной и поддрабливающими конусными дробилками мощной обогатительной фабрики для
магнетитовых кварцитов Кривого Рога (Иово-Криворожский горнообогатительный комбинат):
1 —конусная дробилка крупного дробления 1500/180 мм; г — питатель пластинчатый 1800 х 15000 мм; з—конусная дробилка под-
драбливания 900/100 шг, 4 — конвейер для просыпи; s — эпектровибрационный питатель 1500 X 2500 л»л»; е — кран мостовой
электрический Q — 200/30 т; 7 — то же, Q — 20/5 т; О — грейферная монорельсовая тележка; s—12 — влектротельферы
Ось ж д. пит
я
хз
о®5 >-
°| I
гг-О
*" о
5
1
2 ю й
§
gg =
8=3 ё
•о Я О
яя 5
* 5
В * о
„!=’й
Р£ о
ss я
«§ а
tog
I-I
13350—--Н*-------13350
Рис. 85. Корпус дробления с валкоиыми зубчатыми дробилками промывочной
фабрикидля глинистой руды:
1 — питатель пластинчатый 1000 X 3400 лми; 2 — дробилка валковая зубчатая
£000 х 800 3 — элеватор цепной; 4 — мойка корытная горизонтальная;
5 — конвейер ленточный; 6 — насос песковый
Продольный разрез
Поперечный разрез
Г. Р. 7.50
-2.50
'27аО
13.40
-14.60
18,40
2920
7500
6000
6000
6000
11000
дробилка
6000 6000
Рис. 83. Корпус крупного п среднего дробления с конусными дробилками (Кировская обогатительная фабрика .14 1 для апатитовых руд):
I, I — питкшиг. пластинчатый 1800 X 12000 мм; г — грохот колосниковый; 3 — дробилка конусная крупного дробления В = 900 лш; 4 — вибрационный грохот 125 X 4000 лш;
ii для среднего дробления D — 2100 м; 6 — конвейер ленточный; 7—край мостовой электрический Q= 50/1 т
7500
15000 ------
Г.Р 7,50
-С.ЗЙ
-2.50
-6.70
-045
1075
-5.60
F’F’FVpt
-14.05
-18.40
1
-21.60
5
-6.435
конусная
364
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Однопутевые ямы с разделенным на ячейки и со сплошным буи
керами показаны на рис. 87 и 88. Сплошной бункер имеет щелевидные отверстн
для разгрузки угля на два конвейера при помощи лопастных питателей, передни
гающихся вдоль щели бункера [30, 61].
Рис. 86. Корпус дробления углеобогатительной фабрики при
шахте:
1 =»» бункер приемный; 2 — грохот; 3 — магнитный железоотде-
литель; 4 — конвейер ленточный для выборки щепы; 5 — дро-
билка валковая зубчатая; в — конвейер ленточный; 1 — кон-
вейер скребковый; 8 — бункера
§ 4. Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дроблен!
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления
зависит от схемы дробления, производительности обогатительной
фабрики, определяющей необходимое число дробилок и грохотов
в отдельных стадиях дробления, размеров и рельефа площадки цеха
дробления (главным образом угла ее наклона) и общих - решений
схемы сооружений и подъездных путей, наличия или отсутствия бун-
кера с дозирующим устройством перед первой стадией дробления.
Двухстадиалъное дробление в открытом цикле
На обогатительных фабриках малой и средней производитель-
ности на каждую дробилку первой стадии устанавливается одна или
максимум две дробилки во второй стадии дробления. Дробилки
A -A
366
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
а
Рис. 89. Схемы расположения дробилок
второй стадии дробления без промежуточ-
ного бункера:
1 — дробилка первой стадии дробления;
2 — конвейеры; а — грохоты; 4 — дро-
билки второй стадии дробления
первой стадии при этом загружа-
ются рудой через бункер и пита-
тель, поэтому перед дробилками
для среднего дробления можно
не устраивать промежуточного
бункера. Руда после первой ста-
дии подается прямо на грохот
перед дробилкой второй стадии
дробления (рис. 89).
Для упрощения конструктив-
ного решения и уменьшения по-
требной высоты перепада в узле
грохот — дробилка следует на
каждую дробилку устанавливать
по одному грохоту, соответственно
подбирая его размеры и режим
работы.
Дробленая руда из дробилок
второй стадии дробления разгру-
жается на общий сборный кон-
вейер или на отдельные для
каждой дробилки короткие кон-
вейеры с последующей перегруз-
кой руды на сборный конвейер.
При разгрузке руды сразу на
сборный конвейер получается
меньше перегрузок, вызывающих
пылевыделение, кроме того, от-
дельные конвейеры дают больше
просыпи и дороже по капитальным
затратам.
Для сборного конвейера под
дробилками в фундаменте их пред-
усматривается проем с проходами
у конвейера (рис. 90).
Уклон площадки, на которой
располагается корпус дробления,
влияет на длину транспортирова-
ния руды между дробилками. При
незначительном уклоне для до-
стижения более компактного рас-
положения дробилки второй ста-
дии дробления можно заглублять.
Крутой уклон площадки благо-
приятен для самотечного сопряже-
ния дробилок. Для сокращения
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления 367
Hhi.nMOB зданий и упрощения обслуживания дробилок самотечный
||>||цснорт руды при каскадном размещении их применяют и при
1ибонаклонных площадках (см. рис. 83).
На фабриках большой производительности при кусковатых и не-
I I пнистых рудах редко применяют двухстадиальные схемы дробле-
нии с открытым циклом во второй
стадии. Если на одну дробилку круп-
iiui'o дробления необходимо установить
Польше двух дробилок второй стадии,
io перед последними устраиваются
распределительные бункера или склад.
I! этом случае компоновка корпуса
। рсднего дробления будет аналогична
рос. 96.
Корпус крупного и среднего
дробления обогатительной фабрики ма-
лок производительности (250 т/су тки) пока-
mur на рис. 91 * [83].
Корпус размещается на площадке с укло-
ном 5—25%. Руда подается автомашинами
и бункер емкостью около 70 т. Из бункера
itiiTKOBbiM питателем руда загружается в ще-
ковую дробилку первой стадии дробления.
Но второй стадии дробления установлена
конусная дробилка среднего дробления.
Трехстадиалъное дробление
в открытом цикле
На обогатительных фабриках малой
и средней производительности при на-
личии дозирующего устройства перед
первой стадией дробления могут
применяться безбункерные варианты
узлов среднего и мелкого дробления
(рис. 92).
Для достижения большей компактности дробильной установки
перед каждой дробилкой рационально устанавливать по одному’
грохоту (схема а), но в случае необходимости перед дробилками
третьей стадии дробления допустима установка и двух грохотов
на одну дробилку. Обычно при дроблении в три стадий
ла каждую дробилку второй стадии устанавливается не более двух
дробилок в третьей стадии дробления.
Для уменьшения числа ленточных конвейеров и сокращения
штата обслуживающего персонала часто применяют высотные схемы
* Дробильный цех работает в одну смену, производительность его около
40 т/ч.
368
Размещение оборудования
на обогатительной (Бабнике
।
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления 369
размещения оборудования
в корпусе дробления
с самотечным транспор-
том руды между аппара-
тами.
Корпус среднего и
мелкого дробления с
самотечным транспортом руды
обогатительных фабрик малой
и средней производительности
(1000—1500 т/сутки) показан
на рис. 93. Конусные дробилки
D = 1650 мм (нижняя — конус-
ная мелкого дробления)распо-
ложены каскадно на общем же-
лезобетонном фундаменте. Пре-
дварительное грохочение перед
дробилками выполняется на
вибрационных грохотах — по
одному на дробилку. Общая
высота перепада для обеих
стадий дробления от верха
барабана конвейера, пода-
ющего руду, до нижнего бара-
бана конвейера мелкодробле-
ной руды составляет 20 м.
При расположении обо-
гатительной фабрики сред-
ней производительности
на шахте, увеличивая вы-
соту копра, можно создать
достаточный перепад в от-
метках между шахтным
скиповым бункером и бун-
кером дробленой руды для
размещения самотечного
каскада дробилок среднего
и мелкого дробления (дро-
билки крупного дробления
в этом случае размещаются
под землей).
Пример такой компо-
новки корпуса дробле-
ния показан на рис. 94*.
* Дробление и измельче-
ние на фабрике Оутокумпу.
«Обогащение руд», 1958, № 4.
24 Заказ 1075
370
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
При этом из цепи аппаратов дробильного отделения исключаются
ленточные конвейеры.
На обогатительных фабриках большой производительности, где
во второй и третьей стадиях дробления устанавливаются по нескольку
дробилок, возможны следуклцие основные варианты компоновки.
Рис. 92. Схемы расположения дробилок при дроблении в три
стадии без промежуточного бункера:
1 — дробилка первой стадии дробления; 2, 5 и о — промежуточ-
ные конвейеры; з и 6 — грохоты; 4 — дробилка второй стадии
дробления; 7— дробилки третьей стадии дробления; у—сбор-
ный конвейер
1. Дробилки группируются в параллельно работающие агрегаты,
в каждом из которых на одну дробилку среднего дробления прихо-
дится одна или две дробилки мелкого дробления. Транспортирова-
ние руды в каждом агрегате осуществляется ленточным конвейером,
аналогично показанному на рис. 92.
2. Дробилки группируются в такие же агрегаты, но руда транс-
портируется по желобам самотеком. В этом случае дробилки распо-
лагаются каскадно. Если на каждую дробилку среднего дробления
установлено по одной дробилке, то получаются каскады 1 : 1, а если
на каждую дробилку среднего дробления устанавливаются по две
дробилки мелкого дробления, то получаются каскады 1 : 2.
3. Дробилки среднего дробления связываются с дробилками
мелкого дробления через распределительные бункера.
В первом и втором вариантах размещения дробилок при остановке
дробилки среднего дробления в каком-нибудь агрегате останавли-
вается весь агрегат.
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления 371
В третьем варианте схема получается более гибкой, с любой из
|||<»билок второй стадии может работать любая дробилка третьей
< гпдии дробления, поэтому можно установить меньше дробилок,
тогда как по первому и второму вариантам необходимо резервиро-
ппть целый агрегат.
На рис. 95 показана схема размещения дробилок среднего и мел-
кого дробления по третьему варианту в одном здании на одном уровне.
Крупнодробленая руда из склада подается параллельными конвей-
ерами на две дробилки среднего дробления. Системой конвейеров
дробленый продукт и нижний класс грохотов подаются в распреде-
лительные бункера перед дробилками мелкого дробления. Из бунке-
ров среднедробленая руда питателями подается на грохоты перед
дробилками мелкого дробления. Дробленый продукт и просев гро-
хотов выводятся из корпуса сборным конвейером.
Это решение компактно, все дробилки обслуживаются одним
краном, в корпусе одна ремонтно-монтажная площадка. Приблизи-
тельно по дакой схеме построено дробильное отделение ЮГОК-1.
Однако при таком варианте размещения дробилок работа всех
дробилок мелкого дробления зависит от конвейеров, подающих
РУДУ в распределительные бункера. При одной линии конвейеров
и производительности обогатительной фабрики свыше 30 тыс. т
и сутки транспорт становится недостаточно надежным, кроме того,
этот вариант затрудняет возможность расширения цеха дробления
вследствие ограниченной производительности конвейера и труд-
ностей, связанных с установкой дополнительных дробилок среднего
дробления.
По третьему варианту компоновки можно разместить дробилки
среднего и мелкого дробления в разных корпусах и связать их кон-
вейерами. Корпус мелкого дробления для такого варианта показан
па рис. 96.
Конвейеры, связывающие цеха среднего и мелкого дробления,
в этом примере дублированы и поэтому возможна очень большая
производительность. Установка двух сборных конвейеров под общим
рядом дробилок вызвала бы дополнительную потерю высоты на рас-
пределение руды и утяжелила бы конструкцию фундаментов под
дробилки, поэтому сборные конвейеры дробленой руды вынесены
в подбункерный пролет, а дробленая руда из-под каждой дробилки
принимается на катучий горизонтальный конвейер, разгрузочная
головка которого устанавливается над работающим в данный момент
сборным конвейером. Корпуса среднего и мелкого дробления
имеют в основном одинаковую конструкцию. Так решено отделение
среднего и мелкого дробления на апатитовой фабрике АНОФ-2
в г. Апатиты.
В 1940—1955 гг. в США было построено много обогатительных
фабрик с каскадным расположением конусных дробилок среднего
и мелкого дробления. Но на вновь проектируемых американских
24*
I-I
3000
Размещение оборудования е цехах среднего и мелкого дробления 373
фабриках каскадному расположению предпочитают размещение дро-
билок второй и третьей стадий на одном уровне и в одном здании
п римерно по схеме, приведенной на рис. 95. При этом обычно пред-
усматривают возможность перехода на схему замкнутого цикла
а третьей стадии дробления с минимальными доделками. На некото-
рых фабриках применен подвариант такой компоновки, в котором
дробилки среднего и мелкого дробления установлены на одном уров-
непосредственно под дробилками
среднего дробления поста-
влены односитные грохоты.
Под грохотами проходят два
конвейера, один из них при-
нимает готовый продукт,
т. е. просев грохота, а дру-
гой транспортирует верхний
продукт грохота к распреде-
лительным бункерам перед
дробилками мелкого дро-
бления. Достоинство этой
компоновки СОСТОИТ В том, что
готовый продукт выводится
сразу, чем уменьшается на-
грузка на конвейеры, пода-
ющие руду на дробилки
мелкого дробления; над
дробилками мелкого дробле-
ния не требуется грохотов;
упрощается система аспира-
ции пыльного воздуха.
Для перехода на схему
с замкнутым циклом под
дробилками мелкого дробле-
ния также устанавливаются
грохоты. Существенный не-
достаток варианта — высокие
фундаменты под дробил-
ками *.
В последние годы в СССР
также много обогатительных
не, на высоких фундаментах и
H-U
Рис. 93. Корпус среднего и мелкого дробления с само-
тгчпым транспортом руды обогатительных фабрик
малой и средней производительности:
I — конвейер ленточный; 2 — грохоты вибрацион-
ные 1250 х 4000 лии; 8 — железоуловитель; 4—
дробилка конусная среднего дробления D = 1650 лш;
t дробилка конусная мелкого дробления D= 1650 мм;
и конвейер ленточный; 7 — кран мостовой электри-
ческий Q ~ 15/3 т
* Грохоты под дробилками
установлены на Норильской фаб-
рике. Этот компоновочный ва-
риант успешно конкурирует с дру-
гими — каскадными или по схеме,
приведенной на рис. 95.
374
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
фабрик построено по варианту каскадного расположения дробилок.
При проектировании компоновочное решение следует выбирать
после всестороннего сравнения вариантов.
Корпус среднего и мелкого дробления мощной обога-
тительной фабрики для магнетитовых кварцитов Кривого Рога (при соотноше-
нии дробилок среднего и мелкого дробления
1 : 2) показан на рис. 97. В корпусе устано-
влены у распределительного бункера четыре
каскада конусных дробилок. Предусмотрена
возможность пристройки с другой стороны
каскада дробилок для удвоения производи-
тельности обогатительной фабрики. Каждый
каскад имеет одну дробилку среднего дро-
бления D = 2200 мм и две конусные дро- I
билки D = 2200 мм мелкого дробления.
Предусмотрен мостовой кран, при помощи
которого можно снимать дробилку с фупда- 1
мента в собранном виде и по железнодорож-
ному пути, введенному на монтажную пло-
щадку корпуса перпендикулярно продольной
оси здания, переправлять в ремонтный
пункт, расположенный в отдельном здании
вблизи корпуса дробления (см. рис. 70).
Высота корпуса с учетом заглубления более
50 м.
Корпус среднего и мелкого
д'р обленил мощной обогатительной фаб-
рики для магнетитовых кварцитов Кривого
Рога при соотношении дробилок среднего ।
и мелкого дробления 1 :1 показан на рис. 98.
На обогатительных фабриках боль-
шой производительности между опера-
циями крупного и средне-мелкого
дробления часто включается промежу-
точный склад или бункер.
Если промежуточный склад (бункер)
не служит распределительным устрой-
ством, то он может включаться в схему
как постоянно действующая эксплуата-
ционная емкость, через которую про-
ходит вся руда, или как аварийный
склад, устраиваемый на обходной
л-л
Рис. 94. Корпус среднего и мелкого дробления обо-
гатительной фабрики средней производительности
при высоком копре шахты:
1 — скип; 2 — машинное отделение подъема; з —
приемный бункер емкостью 1000 т; 4 — питатель
вибрационный; 5 — конусная дробилка среднего
дробления D = 1650 мм; 6 — грохот вибрационный;
7 — дробилка конусная мелкого дробления;
8 — бункер дробленой руды емкостью 6000 т; в —
вращающийся мостовой кран
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления 375
л ними конвейеров. В последнем случае основная часть руды после
крупного дробления поступает в среднее дробление, минуя склад,
и лишь некоторое количество ее поступает на склад, откуда она выда-
ется при недостаточной подаче свежей руды. Устройство отдельного за-
пасного склада руды не исключает необходимости сооружения
распределительных устройств (воронок, бункеров) перед дробилками
среднего и мелкого дробления.
Рис. 95. Схема размещения дробилок среднего и мелкого дробления в одном здании, перед
дробилками мелкого дробления устроены распределительные бункера:
I — конвейеры крупнодроблепой руды; г — грохоты перед дробилками среднего дробления;
з — конусные дробилки среднего дробления; 4—7 — конвейеры среднедробленой руды на
распределительные бункера; S-—распределительные бункера; о—питатели; ю — гро-
хоты перед дробилками мелкого дробления; 11 — конусные дробилки мелкого дробления;
12 — сборный конвейер дробленой руды; 13 — мостовой кран
Склады крупнодробленой руды, совмещающие функции запаса
и распределения руды по дробилкам среднего дробления, устраи-
ваются довольно часто.
Они допускают независимую работу отделений крупного дробле-
ния, среднего и мелкого. Обычно отделение крупного дробления
принимает руду круглосуточно по режиму подачи с рудников. При
складе крупнодробленой руды работу отделения среднего и мелкого
дробления можно организовать в две смены и тем сократить штат
работающих.
Главный недостаток складов заключается в том, что складируется
крупная руда, содержащая куски размером до 300—350 мм, а это
вызывает повышенный износ конвейерных лент и затруднения с раз-
грузкой склада и перегрузками руды.
Рис. 96. Корпус мелкого дробления обогатительной фабрики большой производительности
с распределительными бункерами перед дробилками:
1 — конвейер среднедробленой руды с разгрузочной тележкой; 2 — распределительный
бункер; а — электровибрационный питатель; л — вибрационный грохот; 5 — конусная
д билка мелкого дробления D =- 2200 льм; 6 — катучий конвейер; 7 — сборный конвейер
мелкодробленой руды; 8 — itpan мостовой электрический Q — 30/5 т; 9 — то же, Q = 10 т;
10 — крап-балка электрическая Q = 5 т; и — электротельфер
Рис. 97. Корпус
среднего и мелкого
дробления мощ-
ной обогатитель-
ной фабрики для
магнетитовых
кпарцитов Ири-
ного Рога, при со-
отношении дро-
билок среднего
и мелкого дробле-
ния 1 : 2:
/, 4 и 9 — кон-
пейеры ленточ-
ные; 2, з и 6 —
: шектровибраци-
о 11 ные питатели;
5 — конусные
дробилки сред-
него дробления
1) =2200 мм; Ч —
вибрационные
грохоты 1800 X
Х3600 мм; 8 —
дробилки мелкого
дробления D =
- 2200 мм; ю—
14 — грузоподъем-
ные устройства
10
18000------*4-•— 9000 9000-
---------- 38000---------------------
Продольный, разрез
Поперечный разрез
1>ис. 98. Корпус среднего и мелкого дробления мощной обогатительной фабрики для
магнетитовых кварцитов Кривого Рога, при отношении дробилок среднего и мел-
кого дробления 1:1:
I и 6 — конвейеры ленточные; 2 и 4 — вибрационные грохоты 1750 X 3500 лыи;
г — конусные дробилки среднего дробления .0 = 2200 5 — дробилки
мелкого дробления D — 2200 лин; 7 — кран мостовой электрический; 8 — грей-
фер 'для просыпи
Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого дробления
379
Если необходим только запасной склад, то предпочтительнее
устраивать его на среднедробленой руде крупностью менее 100 мм.
Такая руда не содержит много мелочи и обычно не слеживается,
удобна для перемещения ленточными конвейерами. Но склады сред-
педробленой руды устраиваются редко, так как это связано с разры-
вом цепи среднего и мелкого дробления, которые обычно компо-
нуются тесно связанными.
Рис. 99. Полубункериый склад крупнодробленой руды:
1 — конвейер с разгрузочной тележкой; 2 — секторный затвор; з — катучий
пластинчатый питатель; 4 — конвейер сборный под складом; 5 — конвейер для
выдачи руды со склада; 6 — ходок для шуровки руды
Включение постоянно действующего склада руды в схему дроб-
ления должно быть хорошо обосновано, так как это связано с допол-
нительными перегрузками и излишним подъемом руды, что вызывает
увеличение капитальных затрат и эксплуатационных расходов.
В практике работы обогатительных фабрик, расположенных в се-
верных районах, наблюдаются слеживание и смерзание руды на
складах. В таких случаях предусматривается специальная установка
грохотов для выделения рудной мелочи; складируется только верх-
ний продукт грохотов, а мелочь направляется непосредственно
в цех измельчения, минуя склад и бункера большой емкости.
Запасные и распределительные склады крупнодробленой руды
устраиваются обычно полубункерного типа с разгрузкой руды
со склада при помощи пластинчатых или вибрационных питателей.
Для предотвращения зависания руды над разгрузочными отверстиями
предусматриваются ступенчатая ее разгрузка и специальные галереи
для шуровки.
380
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Полубункерный склад крупнодробленой руды показан на
рис. 99. Разгрузка руды со склада производится на конвейер для подачи в конус-
ные дробилки среднего дробления.
Для обогатительных фабрик большой производительности при
работе цехов крупного и средне-мелкого дробления в разных режимах
емкость склада крупнодробленой руды назначается на запас ее около
12 ч. В последние годы в качестве распределительных и запасных
бункеров применяют также цилиндрические железобетонные бун-
кера-силосы (например, на обогатительных фабриках ЮГОК) [39,
87, 112].
Двух- и трехстадиалъное дробление в замкнутом цикле
(с поверочным грохочением в последней стадии)
При небольшой производительности обогатительной фабрики,
когда число грохотов в последней стадии дробления невелико,
замкнутый цикл дробления можно осуществить без распределитель-
ных бункеров.
Схема размещения дробилок при дроблении в две стадии в замк-
нутом цикле на обогатительных фабриках малой и средней произ-
водительности показана на рис. 100 [112].
Цикл дробления замыкается двумя наклонными конвейерами.
Все оборудование расположено в одном здании удлиненной формы.
Длину здания можно было бы уменьшить установкой коротких на-
клонных конвейеров между дробилкой 7 и конвейером 8 и между
конвейерами 8 и 5.
Другой вариант размещения дробилок второй и третьей стадии дро-
бления в замкнутом цикле на обогатительных фабриках малой перед-
ней производительности показан на рис. 101. Дробилки установлены
рядом, а узел грохочения находится от них на некотором расстоянии.
Если суммарная потеря высоты невелика, то конвейеры полу-
чаются небольшой длины и оборудование можно расположить в одном
здании. В противном случае узел грохочения выносится в самостоя-
тельное здание или применяется маршевая система наклонных кон-
вейеров.
Для компактного расположения оборудования в пределах одного
здания необходимо уменьшить потери высоты в узлах грохочения
и дробления. С этой целью желательно в узле грохочения иметь
только один или два грохота с горизонтальным или слабонаклонным
ситом, а в узле мелкого дробления — только одну дробилку.
Компактное конструктивное решение корпуса дробления обога-
тительной фабрики средней производительности (1500—2000 ml сутки)
при трехстадиальной схеме дробления в замкнутом цикле предста-
влено на рис. 102. Схема дробления БАА (см. рис. 14).
Дробильный корпус при такой компоновке получается весьма
простым в строительном отношении и минимальной кубатуры.
Рис. 100. Схема размещения дробилок при дроблении в две стадии в замкнутом цикле на фабри-
ках малой и средней производительности:
I — бункер; 2 — пластинчатый питатель; з — колосниковый грохот; 4 — конусная дробил-
ка первой стадии дробления; 5 — конвейер ленточный; 6 — вибрационный горизонтальный
грохот; 7 — дробилка мелкого дробления; 8 — конвейер оборотного продукта; 9 — конвейер
готового продукта
Рис. 101. Схема размещения дробилок второй и третьей стадий
дробления на фабриках малой и средней производительности:
1 — грохот; 2 — дробилка второй стадии дробления; 8—дробилка
третьей стадии дробления; 4 — конвейер ленточный; 5 — вибра-
ционные грохоты; 6 — конвейер оборотного продукта; 7 — кон-
вейер готового продукта
382
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Обслуживание всех дробилок осуществляется одним мостовым кра-
ном. Грохоты размещаются в здании перегрузочного пункта конвей-
еров. Таким образом, из корпуса, где размещены дробилки, выно-
сится наиболее пылящее оборудование.
На обогатительных фабриках большой. производительности для
дробления руды в замкнутом цикле (с поверочным грохочением)
устанавливается значительное число грохотов и дробилок. В этих
условиях можно применить две схемы размещения оборудования:
а) распределительные бункера, грохоты и дробилки устанавливаются
в одном здании, образуя один сложный компоновочный узел, при
этом подъем оборотного продукта производится двухмаршевой или
трехмаршевой системой наклонных конвейеров; б) распределитель-
ные, называемые ситовыми, бункера и грохоты выносятся в отдельное
здание, а в корпусе среднего дробле-
ния устанавливаются одни дробилки, при
этом материал между корпусом дробления
и корпусом грохочения транспортируется
системой встречных наклонных конвей-
еров.
Схема размещения дробилок и грохо-
тов второй и третьей стадий дробления
в замкнутом цикле в одном корпусе на
обогатительных фабриках большой про-
изводительности показана на рис. 103.
Крупнодробленая руда конвейером
подается во вторую стадию дробления.
Она может загружаться в дробилку через
бункер, питатели и грохоты, как пока-
зано на схеме, или же, непосредственно
с конвейера на грохоты. При загрузке
руды через бункер или склад можно по-
ставить несколько дробилок второй стадии
дробления. При прямой подаче руды на
грохоты одним конвейером число зтих
дробилок не может быть больше двух.
Дробилки третьей стадии дробления
установлены на одном уровне и в одну
линию с дробилками второй стадии.
Дробленая руда из всех дробилок соби-
рается общим сборным конвейером. Далее
руда через перегрузочную станцию двумя
наклонными конвейерами и горизонталь-
ным распределительным конвейером по-
дается в бункер, под которым установлены
грохоты. Верхний продукт грохотов кон-
вейерами возвращается в дробилки третьей
00001—-
Рис. 102. Корпус дробления обогатительной фабрики средней производительности при трехстадпальном дроблении в замкнутом
цикле:
1 —питатель пластинчатый; 2 —грохот колосниковый; 3 — дробцлка щековая 500 х 80 0 мм-, 4 — дробилка конусная сред-
него дробления Л = 1650 мм; 5 — дробилка мелкого дробления 0 = 2100 лик; в и 7—конвейеры ленточные сборные; 8 —
конвейер крупнодробленой руды; 9 — то же, среднедробленой руды; iff —кран мостовой Q = 10 т; 11 — железоотделитель
384
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
стадии дробления, а нижний поступает на сборный конвейер и далее
подается в цех измельчения. По этой схеме при условии достаточ-
ной производительности конвейеров можно разместить любое число
Рис. 103. Схема размещения дробилок и гро-
хотов второй и третьей стадий дробления
в замкнутом цикле в одном корпусе на
обогатительных фабриках большой произ-
водительности:
1 — конвейер крупнодробленой руды;
2 — грохоты перед дробилкой среднего
дробления; 3 — конвейеры в дробилки;
4 — дробилка среднего дробления; 5 —
дробилки мелкого дробления; 6—конвейер
сборный; 7 — конвейер промежуточный;
В — перегрузочный узел; 9 — конвейер
промежуточный; 10 — конвейер распреде-
лительный над бункерами; и — бункер;
12 — грохоты замкнутого цикла; 13 и
14 — конвейеры дробленой руды
Рис. 104. Схема размещения дробилок второй
и третьей стадий дробления в замкнутом цикле
и грохотов в отдельных корпусах на обогати-
тельных фабриках большой производитель-
ности:
1 — бункер крупнодробленой руды; 2 — пла-
стинчатый питатель; з — конвейер ленточный;
4 — конусные дробилки среднего дробления;
5 — конусные дробилки мелкого дробления;
6 — конвейер сборный; 7 — конвейер на сито-
вые бункера; 8 — конвейер распределитель-
ный; 9 — ситовые бункера; 10 — питатели
барабанные; 11 — грохоты вибрационные;
12 — конвейер готового продукта; -13 — сбор-
ные конвейеры верхнего продукта грохотов;
14 — конвейеры оборотного продукта; 15 —•
кран мостовой электрический
дробилок, причем на каждую дробилку третьей стадии дробления
можно установить по четыре или по два грохота.
Подобная схема размещения оборудования для дробления и гро-
хочения в одном корпусе применяется на многих обогатительных
фабриках, например Джезказганской, Зыряновской, Алтынтопкан-
ской, Каджаранской и других, а также на зарубежных фабриках.
В отношении компактности конструктивного решения и сокраще-
ния объема зданий данная схема имеет преимущества перед другими
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
385
схемами. Главный ее недостаток — концентрация многочисленных
перегрузок руды в одном здании, что приводит к большому пылевы-
делению и ухудшению санитарных условий труда в корпусе дробле-
ния. Здесь должны быть проведены эффективные мероприятия для
борьбы с пылью — увлажнение руды для уменьшения пылевыделе-
пия, герметизация мест перегрузок и усиленная аспирация с надеж-
ной пылеочисткой отсасываемого воздуха, общая вентиляция поме-
щения, смыв водой пыли с полов и стен корпуса и др.
При большой производительности обогатительной фабрики (свыше
10 000 ml сутки) система конвейеров оборотного продукта получается
громоздкой, так как в цикле циркулирует приблизительно 250—
300% продукта по отношению к весу исходной руды.
Схема размещения дробилок второй и третьей стадий дробления
н замкнутом цикле и грохотов в отдельных корпусах на обогатитель-
ных фабриках большой производительности показана на рис. 104.
Конструктивные узлы в этом варианте проще — они разукруп-
нены. В обоих корпусах меньше мест пылевыделения, и здесь легко
обеспечить нормальные санитарные условия труда. Кроме того, число
рабочих для обслуживания оборудования можно свести до мини-
мума.
§ 5. Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
Цехи измельчения и флотации размещаются в одном здании,
которое называется главным корпусом обогатительной фабрики.
Современный этап в проектировании отделений измельчения
обогатительных фабрик характеризуется: применением мельниц
больших размеров (диаметр 3,6—4лг), вытеснением из практики ме-
ханических (корытных) классификаторов и заменой их гидроцикло-
нами, расширяющимся применением мельниц рудного и рудно-га-
лечного самоизмельчеиия.
Цехи измельчения со стержневыми и шаровыми
мельницами. В строительной части обогатительной фабрики цехи
измельчения наиболее дорогие, так как они имеют большую высоту,
а значительные нагрузки, передаваемые на конструкции здания от
бункера и мостовых кранов, должны восприниматься тяжелыми
колоннами. При установке в цехе более 8—12 мельниц ремонт и
снаряжение их (перефутеровка, пересортировка шаров) часто выпол-
няются на специальных ремонтно-монтажных площадках, распола-
гаемых в пролете измельчения. Это позволяет в пределах цеха
размещать мельницы и классифицирующие аппараты компактно,
с небольшими проходами и площадками.
Для облегчения перекрытия здания цеха и снижения стоимости
мостовых кранов при проектировании стремятся к возможному
уменьшению ширины пролета цеха. Общая длина цеха измельчения
увязывается с длиной цеха флотации с тем, чтобы получить удобное
25 Заказ 1075
386
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
распределение пульпы по аппаратам флотации.^Длина бункера дроб-
леной руды обычно принимается равной длине цеха измельчения,
и бункер должен иметь необходимый запас руды при конструктивно
фиемлемых размерах поперечного его сечения. Бункер выполняет
роль буфера между цехами дробления и измельчения, работающими
в разных режимах по времени, а также служит для распределения
/ руды по мельницам, расположенным по всей длине пролета измель-
.. чения.
Для сыпучих сухих руд применяются бункера прямоугольного
•сечения с большим числом отверстий в днище, что облегчает разгрузку
руды и уменьшает мертвые пространства в бункере. Отверстия
в днище бункера делают больших размеров и под ними подвешивают
металлические разгрузочные воронки, которые можно при необ-
ходимости обогревать и оборудовать вибраторами для облегчения
разгрузки руды.
В поперечном сечении бункера размещается несколько рядов
питателей, что позволяет разгружать руду по всему сечению
бункера и способствует усреднению руды, которая становится не-
однородной по крупности вследствие сегрегации ее при загрузке
в бункер.
По строительной стоимости экономичны бункера-силосы цилин-
дрической формы, они возводятся из железобетона, с тонкими стен-
ками. По условиям разгрузки бункера-силосы мало отличаются от
бункеров прямоугольного сечения.
Экономичные по строительной стоимости подвесные бункера пара-
болического сечения, широко применявшиеся ранее, в настоящее
время применяют только для сухих, сыпучих руд. Влажные руды
из параболических бункеров плохо разгружаются из-за малых
углов наклона стенок в зоне разгрузочных отверстий.
Форма бункера дробленой руды в цехе измельчения выбирается
•сравнением возможных вариантов строительного решения. При
корытных бункерах прямоугольного сечения один ряд колонн бункера
используется одновременно для пролета измельчения. Это рацио-
нально, так как тяжелые колонны бункера воспринимают и нагрузку
от мостового крана. При цилиндрических бункерах колонны пролета
измельчения возводятся отдельно стоящими.
Для снижения затрат на буферные емкости на некоторых обога-
тительных фабриках большой производительности строят отдельный
полубункерный склад дробленой руды, и руду в пролет мельниц
подают конвейерами по отдельным галереям (рис. 105).
Такое решение особенно выгодно на фабриках с мощными сек-
циями измельчения при установке в первой стадии измельчения
•стержневых мельниц. В этом случае получается мало точек подачи
руды и галерей со склада в цех измельчения, создается возможность
хорошо осветить пролет мельниц, так как одна стена здания цеха
оказывается свободной.
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
387
Размещение оборудования в цехе измельчения в плане и по вы-
соте должно допускать удобную установку опробователей и кон-
трольно-измерительной аппаратуры (конвейерных весов, автоматов
для регулирования цикла измельчения, плотности пульпы и др.).
Длина конвейера, подающего руду в мельницу, должна быть достаточ-
ной для правильной установки автоматических весов (от оси ведомого
барабана до весов 6—7 м). Для этого иногда приходится сборные
конвейеры смещать от оси бункера в сторону, противоположную про-
лету мельниц.
Рис. 105. Полубункериый склад дробленой руды, заменяющий бункера при цехе
измельчения
Классификаторы в замкнутом цикле с мельницами применяют
только в первой стадии измельчения на обогатительных фабриках
малой или средней производительности. На больших фабриках, где
устанавливается много мельниц, для экономии площади пролета
измельчения и снижения капитальных затрат во всех операциях
классификации ставят гидроциклоны. В редких случаях, чтобы
пе включать гидроциклоны на крупнозернистом материале, раз-
грузку стержневых и шаровых мельниц первой стадии подают в спи-
ральные классификаторы, которые замыкают, если это возможно
по производительности, с мельницей второй стадии и получают двух-
стадиальную схему типа ГА.
Иногда разгрузку мельницы подают в классификатор заведомо
малых размеров с тем, чтобы получить весьма грубый слив и выделить
малое количество крупных песков, возвращаемых в мельницу. Слив
классификатора насосом подают в гидроциклоны на контрольную
классификацию, т. е. получают схему D.
Мельницы в цехе измельчения располагают в один или в два ряда.
На рис. 106 показаны схемы однорядного размещения:
а — замыкание мельниц с классификаторами при одностадиальном
измельчении, оси мельниц перпендикулярны оси буккера. Достоин-
ства схемы — простота и четкость, небольшой пролет цеха, удобство
25*
388
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
обслуживания. Недостаток — большая общая площадь цеха, так
как почти половина ее занята классификаторами;
б — те же условия, что и для «, но оси мельниц параллельны оси
бункера, при этом можно несколько уменьшить ширину цеха при
увеличении его длины. Применяется при малом числе мельниц;
Рис. 106. Схемы размещения оборудования в цехе измельчения при расположении
мельниц в один ряд:
1 — сбрасывающая тележка конвейера; 2 — бункер; з — питатели; 4 — сборный
конвейер; 5 — наклонный конвейер; 6 — конвейерные весы; 7 — мельницы; s —
классификаторы; 9 — гидроциклоны
в — оси мельниц перпендикулярны оси бункера, двухстадиаль-
ные схемы измельчения, мельница первой стадии обычно стержне-
вая, классификатор замкнут со второй мельницей, гидроциклоны
установлены для контрольной классификации слива. Возможно
включение операций обогащения на сливе классификатора. Недо-
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
389
птаток — большая часть площади пролета измельчения занята клас-
сификаторами;
г — оси мельниц перпендикулярны оси бункера, трехстадиаль-
III,ie схемы измельчения, первая мельница обычно стержневая, клас-
сификатор или только для выделения крупных песков, или замкнут
। о второй мельницей, мельница третьей стадии замкнута с гидроцик-
лонами. Возможно включение операций обогащения на сливе клас-
сификатора;
д — оси мельниц перпендикулярны оси бункера. Схема измель-
чения одностадиальная с шаровыми мельницами, замкнутыми на
гндроциклоны. На твердых рудах, если из стержневой мельницы
разгружается много крупных кусков, можно классификацию осу-
ществить в два приема. В первом гидроциклоне выделяются грубые
пески, слив поступает под гидростатическим напором во вторые
гидроциклоны, где выделяется окончательный слив. Вместо первого
। идроциклона можно поставить дуговой грохот.
На обогатительных фабриках большой производительности для
уменьшения длины цеха измельчения мельницы располагают в два
параллельных ряда. При этом возможно много вариантов компоновки
цеха в зависимости от схемы измельчения и применяемого оборудо-
вания.. Двухрядное расположение мельниц применяется главным об-
разом при двухстадиальных схемах измельчения.
Схемы размещения оборудования в цехе измельчения при рас-
положении мельниц в два ряда показаны на рис. 107:
а — оси мельниц параллельны оси бункера, схема двухстадиаль-
иая с шаровыми мельницами, соотношение числа мельниц первой
и второй стадии один к одному. Мельница первой стадии замкнута
с классификатором, мельница второй стадии — с гидроциклонами.
Оба ряда мельниц устанавливаются на одних отметках;
б — оси мельниц перпендикулярны оси бункера. В первой стадии
стержневая мельница в открытом цикле, во второй — шаровые
мельницы замкнутые с гидроциклонами по две на одну стержневую.
Шаровые мельницы установлены ниже стержневой; можно подавать
материал из стержневой прямо в шаровые мельницы, минуя предва-
рительную классификацию. Перед стержневой мельницей должна
быть площадка для загрузки стержней;
в — оси стержневых мельниц параллельны оси бункера, оси
шаровых — перпендикулярны бункеру. Мельницы установлены на
одном уровне или стержневые установлены выше;
г — Т-образная компоновка, оси стержневых мельниц перпен-
дикулярны оси бункера, оси шаровых — параллельны бункеру.
Разгрузка всех мельниц повернута к центру узла из-за удобства
сбора материала в зумпф насоса перед гидроциклонами. Привод
мельниц на загрузочном конце.
На вновь построенных американских фабриках даже для сравни-
тельно грубого измельчения (от 25—30 мм до 50—60% класса мельче
390
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
0,074 мм) применяют двухстадиальные .схемы типа ГА. В первой
стадии измельчения устанавливается стержневая мельница, рабо
тающая в открытом цикле, и во второй стадии — две шаровые мель-
ницы того же размера в замкнутом цикле с гидроциклонами. При
этом для удешевления эксплуатации применяют шаровые мельницу
сливного типа с пониженными скоростями вращения. Реже приме-
няется более компактное сочетание одной стержневой мельницы
Рис. 107. Схемы размещения оборудования в цехе измельчения при распо-
ложении мельниц в два ряда:
1 — конвейер руды в мельницу; 2 -— стержневая мельница (на схеме
а —• может устанавливаться шаровая мельница); в — шаровая мельница;
4 — гидроциклоны; 5 — классификатор
с одной шаровой мельницей с решеткой большего размера, работа-
ющей на обычных скоростях.
Практически проверены разные схемы размещения оборудования
в пролете измельчения. Для фабрик с одной секцией измельчения
признана лучшей Т-образная компоновка (рис. 107, г). Для много-
секционных фабрик лучше схема, при которой получается достаточ-
ная по размерам рабочая площадка перед стержневой мельницей
без расширения пролета (рис. 107, в). При установке гидроциклонов
по такой компоновке можно все мельницы расположить на одном
уровне [145].
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации 391
Для снижения расхода энергии на подачу слива мельницы в клас-
сификатор и песков классификатора в мельницу стремятся цикл
мельница — классификатор замкнуть самотеком. При этом должны
иыдерживаться минимально допустимые уклоны желобов слива мель-
ницы в классификатор и песков в мельницу (см. табл. 81).
Размеры, определяющие взаимное положение мельницы и клас-
сификатора, выясняются построением эпюры замыкания цикла
подобно изображенной па рис. 108.
Рис, 108. Эпюра самотечного замыкания мельницы с двух спиральным классификатором
Расстояние А между осью мельницы и осью классификатора
определяется по габаритам машины, зазор между кожухом венца
мельницы и корытом классификатора принимается около 150—
200 мм. Линию днища желоба песков строят под принятым углом
наклона иэ нижней точки вертикального диаметра окружности,
описанной радиусом Н черпака улиткового питателя мельницы.
Днище желоба слива мельницы подводят к классификатору на
100—200 мм ниже уровня зеркала пульпы (размер F). Расстояние М
от дна желоба слива до оси мельницы назначают таким, чтобы между
кромкой разгрузочной горловины мельницы и дном желоба был
зазор не менее 50 мм. Параметры сопряжений стандартных мельниц
и классификаторов приводятся в литературе [85, 921.
Если мельницу и классификатор невозможно замкнуть самотеком,
то прибегают к подъему слива мельницы в классификатор при
392 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
помощи улиткового подъемника (подобного улитковому питателю
мельницы), насоса или элеватора. В редких случаях для тран-
спортирования песков классификатора устанавливают винтовые
конвейеры (шнеки).
При больших размерах мельниц или для получения тонкого
слива возникает необходимость замыкания их с большими двухспи-
ральными классификаторами и даже с двумя классификаторами.
В этом случае в замкнутом цикле с мельницами следует устанавли-
вать гидроциклоны, с успехом заменяющие громоздкие классифи-
каторы.
Для улавливания мелких шаров и скрапа на разгрузочной цапфе
мельницы следует укреплять небольшие барабанные грохоты (бу-
тары) из листовой стали с отверстиями около 10 мм. На потоках
слива классификаторов предусматривают устройства для улавлива-
ния и удаления щепы из пульпы. \
Параллельно работающие гидроциклоны подсоединяются к на-
сосу через трубу-коллектор двумя способами. Если коллектор
горизонтальный, то ряд гидроциклонов образует так называемую
елочку. При вертикальном коллекторе гидроциклоны размещаются
вокруг него звездой. Пример установки гидроциклонов звездой
у мельницы показан на рис. 109.
Полы в цехе измельчения делаются бетонные с крутым уклоном
(до 10%) для облегчения смыва рудной просыпи и переливов пульпы.
Площадки обслуживания устраиваются приблизительно на уров-
не верхнего обреза фундамента коренных подшипников мельницы
или электродвигателя привода. Мельницы должны быть так подняты
над полом, чтобы высота под площадками была не менее 3 м для
уборки полов механическими погрузочными машинами.
Пролет измельчения, включая и ремонтно-монтажную площадку,
оборудуется мостовым краном. Грузоподъемность крана назна-
чается в зависимости от числа и размера мельниц и принятого способа
ремонта.
При большом числе мельниц крупного размера и большой длине
цеха измельчения в пролете иногда устанавливают два мостовых
крана. Второй кран — вспомогательный грузоподъемностью 10—
20 т устанавливают на нижних подкрановых путях для подачи
стержней в мельницы, обслуживания классификаторов и т. д. Для
установки второго крана приходится несколько увеличивать высоту
здания цеха измельчения, так как малый кран не вполне вписы-
вается в зону подъема большого крана, и потому такое решение
должно быть хорошо обосновано.
Мельницы с гидроциклонами, предназначенные для измельчения
промпродуктов, устанавливаются в пролете цеха измельчения или же
на нижнем уступе здания цеха флотации. Выбор места для установки
мельниц зависит от их числа и размера, а также и от размещения
оборудования в цехе флотации. Если мельниц для доизмельчения
Рис. 109. Установка
двух батарей гидроцикло-
нов «звездой»:
1 — питающая труба от
насоса; 2 — гидроцикло-
пы 350 лии; з — сливные
трубы; 4 — сборный же-
лоб слива; 5 —• сборная
кольцевая коробка пес-
ков; 6 — желоб песков
в коробку» питателя
мельницы
394
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
промпродуктов много и по размеру они такие же, как и рудные мель
ницы, то удобно их все собрать в одном пролете цеха измельчения,
но если при этом протяженность обогатительной фабрики резко воз-
растает, то можно для промпродуктовых мельниц запроектировать
отдельный пролет.
Если для измельчения промпродуктов требуется одна или две
мельницы малых размеров, то при выборе места для их установки
следует исходить из условия наименьших перекачек пульпы. Эти
мельницы устанавливают на нижнем уступе здания цеха флотации.
Цехи измельчения с мельницами самоиз-
мельчения. На обогатительных фабриках большой производи-
тельности мельницы сухого и мокрого самоизмельчения устанавли-
ваются в один ряд в отдельном пролете здания, примыкающем с одной
стороны к бункеру руды и с другой — к отделению обогащения,
т. е. общая компоновка схемы главного корпуса остается такой же,
как и при установке стержневых и шаровых мельниц.
Мельницы сухого самоизмельчения типа «Аэрофол» оборудуются
мощной и сложной системой отсоса материала из мельницы, подогрева
и очистки циркулирующего воздуха. Оборудование воздушной клас-
сификации (сепараторы, циклоны) и камеры подогрева воздуха по
условиям транспорта продуктов размещаются в непосредственной
близости от мельницы и она оказывается плотно окруженцой гро-
моздкими металлическими аппаратами и воздуховодами.
На фабриках, где устанавливается более шести мельниц типа
«Аэрофол», их размещают в узком пролете, достаточном лишь для
самих мельниц, а вспомогательное оборудование располагается
в смежных пролетах.
Мельницы сухого и мокрого самоизмельчения ремонтируют и пере-
футеровывают на месте, поэтому над ними устанавливают кран
небольшой грузоподъемности (15—50 т). Если предусмотрена раз-
дельная подача в мельницы дробящей среды и руды или сортирован-
ной на классы руды, то в пролете, смежном с мельничным, возво-
дятся двух- или трехрядные бункера для разных классов руды.
Кустовое размещение мельниц самоизмельчения. На одной зарубежной
фабрике для обогащения асбестовых руд с целью сокращения объема здания
мельницы типа «Аэрофол» расположены кустом вокруг бункера руды *. На рис. 110
показана установка шести мельниц вокруг цилиндрического бункера. Преду-
смотрена раздельная подача в мельницу крупнокусковой и мелкой руды. Бункер
состоит из двух соосных цилиндров, внутренний цилиндр предназначен для
мелкой руды, а наружная емкость кольцевого сечения в плане загружается
крупнокусковой рудой. Исходная руда разделяется на два класса на специально
сконструированном тарельчатом грохоте, прикрывающем внутреннюю цилин-
дрическую часть бункера. Рабочая поверхность грохота составлена из секторных
колосниковых решеток со щелями, параллельными центральному радиусу
сектора. Секторные решетки образуют боковую поверхность конуса с весьма
* М. Н. Казеинов, В. М. Вайсберг. В. П. Яшин. Самоизмельчение и рудно-
галечное измельчение, ин-т «Цветметинформация». М., 1968.
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации 395
тупым углом при вершине. Коническая решетка смонтирована на раме с опор-
ными роликами. Она медленно вращается по кольцевому рельсу, уложенному
по верхнему борту цилиндра. Исходная руда загружается на грохот конвейером.
Верхний продукт грохота сбрасывается в наружный бункер неподвижными
ножами, подобно тому, как сгружается материал с тарельчатого питателя.
Разгрузочные отверстия в днище бункера размещены по радиусам и оборудо-
ваны питателями. Радиальные конвейеры подают руду в мельницы в регули-
руемом соотношении крупной и мелкой фракции.
Бункера служат центральной опорой кровли помещения над мельницами,
при этом существенно упрощается строительное решение здания. Все ремонтные
работы по мельницам выполняются на месте при помощи гидравлических дом-
кратов.
К верхней конструкции перекрытия можно крепить устройства небольшой
грузоподъемности для подъема отдельных деталей мельничной установки.
Мельницы мокрого самоизмельчения ти-
па «Каскад» работают при высоких циркулирующих нагрузках
по сравнению с шаровыми и имеют решетки с крупными щелями,
а иногда и специальные окна в решетках для разгрузки окатанной
рудной гальки размером до 100 мм. Поэтому материал, разгружаемый
из мельницы, обычно подвергают грохочению для выделения кусков
крупнее 10 мм. Просев грохота с водой насосами перекачивается
на двухступенчатую классификацию в гидроциклонах или на дуго-
вом сите и в гидроциклонах. Есть установки, в которых вся раз-
грузка мельницы без грохочения поднимается аэролифтом (двух-
ступенчатым) в первичный гидроциклон, крупные пески сбрасы-
ваются самотеком в мельницу, а слив насосами подается в гидроцик-
лоны для окончательной классификации.
Верхний класс грохотов конвейерами возвращается в ту же
мельницу или собирается со всех мельниц и конвейерами подается
в одну из мельниц, или распределяется по всем мельницам цеха
через бункера.
Крупная галька, если она выделяется, используется как дробя-
щая среда для рудно-галечных мельниц последующих стадий из-
мельчения. В сочетании с мельницами типа «Каскад» почти не при-
меняют корытные спиральные или реечные классификаторы, так как
самотечное замыкание цикла здесь неосуществимо вследствие боль-
шого диаметра мельницы и невозможности на крупнокусковой руде
устроить комбинированный питатель на загрузочной горловине.
На обогатительной фабрике Эмпайр (штат Мичиган, США)] перераба-
тывают бедные магнетитовые кварциты (такониты). Здесь впервые в США при-
менено рудное самоизмельчение и рудно-галечное измельчение до крупности
95% —40 мк. Производительность фабрики составляет 9 000—11 000 m руды
в сутки. Руда из карьера дробится в конусной дробилке и подается в отделение
измельчения (рис. 111).
На обогатительной фабрике установлено шесть мельниц рудного самоизмель-
чония типа «Каскад» размером 7300 X 2440 лыи, вращающихся со скоростью
11 об/мин и приводимых каждая от электродвигателя мощностью 1120 кет.
Мельницы имеют решетку, через которую могут разгружаться крупные окатан-
ные куски руды. Материал пз мельницы поступает на двухситный самобаланс-
ный грохот, с размером отверстий верхнего сита 40нижнего сита около
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
1(1 мм. Класс крупнее 40 .о используется как галька для рудно-галечных мель-
ниц. Избыток рудной гальки и класс крупнее отверстий второго сита ленточным
конвейером возвращается на конвейер питающий мельницу типа «Каскад».
Нижний продукт грохота насосом подается на дуговое сито, надрешетный мате-
риал самотеком поступает в мельницу, а нижний продукт направляется на
можцикловую магнитную сепарацию. В конечном счете мельница типа «Каскад»
работает в замкнутом цикле с грохотом и дуговым ситом и выдает рудную гальку
Рис. 111. Схема цепи аппаратов одной секции фабрики «Эмпайр» с рудным самоизмельчениемг
I — конвейер крупнодробленой руды; 2 — мельница типа «Каскад» 7300 х 2400 лип; з —
грохот самобалансовый двухситный; 4 — конвейер рудной гальки; в — рудно-галечная
мельница 3800 X 6800 лш; 6 — конвейер крупного материала и щепы из мельницы; 7 —
конвейер крупнокусковой циркулирующей нагрузки; 8 — песковый насос; 9 — дуговое
сито; 10 — магнитные сепараторы основного цикла; 11 — гидроциклоны; 12 — гидросепара-
тор; 13 — магнитные сепараторы для перечистки концентрата; 14 — гидросепаратор; 15 —
сгуститель концентрата; 16 — вакуум-фильтры дисковые; 17 — конвейер концентратный
я нижний продукт дугового сита. Магнитная фракция межцикловой сепарации
насосом подается в гидроциклоны, пески которых поступают в рудно-галечную
мельницу. На каждую мельницу типа «Каскад» рудного самоизмельчения уста-
новлено по одной галечной мельнице размером 3800 X 6850 мм с электродвига-
телем мощностью 930 кет. На разгрузочном конце галечной мельницы имеется
бутара, верхний продукт которой конвейером передается на конвейер возврата
крупной руды мельницы типа «Каскад», а нижний продукт насосом замыкается
па уже упомянутые гидроциклоны. Слив гидроциклонов крупностью —40 мк
после классификации и уплотнения в гидросепараторе поступает на магнитную
сепарацию, откуда получается окончательный концентрат, направляемый на
ч--- Рис. 110. Кустовое размещение мельниц самоизмельчения:
.( — наружный бункер крупнокусковой руды; 2 — внутренний бункер мелкой руды; 3 —
грохот; 4 — опорная конструкция привода грохота; в — привод грохота; в — опорные ро-
лики рамы грохота; 7 — опорный рельс; 8 — загрузочный рудный желоб; 9 — разгрузоч-
ные отверстия бункеров; 10 — питатели — затворы; 11 — конвейер; 12 — мельница самонзмель-
чения
398
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
обезвоживание. Все мельницы типа «Каскад» установлены в один ряд в мелыппч
ном зале, оси мельниц перпендикулярны длинной осп здания. Расстояния между
мельницами достаточны для пропуска конвейера возврата крупного класси
и проходов. Самобалансные грохоты смонтированы по оси мельницы на разгру
ночном конце. Сита грохота по высоте расположены почти на уровне общего
пола в пролете измельчения [136].
(Рис. 112. Схема цепи аппаратов отделения дробления и самоизвлечения руды на фабрике
Вобуш:
I — автосамосвал; 2 — конусная дробилка крупного дробления В = 1370 лыг; 3 — пластин-
чатый питатель; 4 — конвейер; 5 — грохот вибрационный с отверстиями 75 мм; 6 — грохот
вибрационный с отверстиями 12 жж; 7 — конвейер; 8 — конвейер со сбрасывающей тележкой;
9 — бункер крупной руды; 10 — бункер мелкой руды; 11 — питатель электровибрациониый;
12 — конвейер-питатель; 13 — сборный конвейер; 14 — мельница типа «Каскад» 7315 х
X 2440 м.м; 15 —. вибрационный грохот с отверстиями 35 лги; 16 — вибрационный грохот
•с отверстиями 0,8 лип; 17 — песковый насос; 18 — классификатор; 19 — конвейер возврата;
2о — конвейер мытой мелкой руды; 21 — челноковый конвейер
На фабрике Вобуш (Лабрадор, Канада) производительностью 13,5 млн. т
руды в год обогащаются бедные спекуляритово-магнетитовые руды среднезер-
нистой вкрапленности. Применяется мокрое самоизмельчение руды до 0,8 мм.
Схема цепи аппаратов отделения дробления и самоизмельчеиия па фабрике
Вобуш приведена на рис. 112. Руда из открытых работ дробится в конусных
дробилках крупного дробления В = 1370 мм. В зимний период дробленая руда
подвергается грохочению и мелочь —12 мм со снегом промывается в спиральных
классификаторах горячей водой. Руда крупнее 12 мм считается крупной и зимой
бункеруется отдельно. Мытая руда — пески классификатора крупностью —12
+0,4 мм распределяется конвейерами пр второму ряду бункеров перед мельни-
цами и отдельно дозируется в мельницы. Слив классификаторов —0,4 мм при-
соединяется к разгрузке мельниц типа «Каскад». Мельница работает в замкну.
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
399
1Ч1М цикле с грохотами и выдает продукт —0,8 мм. Разгрузка мельницы сначала
поступает на два вибрационных грохота с отверстиями 35 м, нижний продукт
шпсосом поднимается и распределяется на шесть вибрационных грохотов с отвер-
стиями 0,8 мм (3600 вибраций в 1 мин). Верхний продукт всех грохотов конвейе-
|| ши подается в бункер мелкой руды и распределяется по всем мельницам.
Всего на фабрике установлено шесть мельниц типа «Каскад». Нижний продукт
нторой группы грохотов насосами подается на обогащение. Схема включает
концентрацию на спиральных сепараторах, магнитную и электростатическую-
сепарацию. Компоновка оборудования в корпусе обогащения фабрики Вобуш
показана на рис. 113. В пролете измельчения установлены мельницы типа
«Каскад», грохоты и мостовой кран грузоподъемностью 50 т.
На фабрике Бьютт (штат Монтана, США) производительностью
18 000 т/сутки, пущенной в 1964 г., применено рудно-галечное измельчение
медной руды после стержневых мельниц. Руда дробленая в щековых дробилках
крупностью мельче 200 мм разделяется на двухситных грохотах с отверстиями
100 и 25 мм. Класс крупнее 100 мм дробится в конусных дробилках среднего
дробления021ОО мм. Продукт дробления объединяется с классом —100 + 25 мм
in еще раз рассеивается на классы крупнее 25 мм и мельче 25 мм. Продукт —
мм, полученный в обоих приемах грохочения, образует питание стержневых
мельниц и подается в бункера дробленой руды. Всего 12 цилиндрических
бункеров с коническим днищем, каждый емкостью 1100 т, расположены
ндоль пролета мельниц. Класс —100+25 мм считается рудной галькой и по-
ступает в бункера гальки, расположенные с другой стороны пролета измельче-
ния. Всего 12 отсеков с пирамидальными днищами, каждый емкостью 315 т.
Крупность рудной галькп можно изменять заменой сеток на грохотах, а коли-
чество гальки можно увеличить, если потребуется, изменением щели конусных,
дробилок с помощью предусмотренного специального гидравлического устрой-
ства. В отделении измельчения установлено шесть стержневых мельниц разме-
ром 2745 X 3660 мм с электродвигателями по 435 кет и 12 рудно-галечных мель-
ниц с решеткой размером 3800 X 6400 мм.
Галька из бункеров в мельнпцы загружается через центральное отверстие
комбинированного питателя. Питание автоматизировано по показаниям расхо-
дуемой мельницей мощности. От исходной руды 74% составляет питание стерж-
невых мельниц и 26% — рудная галька, подаваемая в рудно-галечные мель-
ницы. Схема компоновки отделения измельчения изображена на рис. 114.
Стержневые мельницы разгружаются через барабанный делитель-грохот
па горловине с отверстиями 10 мм. Крупные куски и стальной скрап попадают
па короткий ленточный конвейер и затем на сборный конвейер, проходящий по
всей длине цеха. Железный и стальной скрап снимаются с конвейера верхним
магнитом. На этот же конвейер поступает верхний класс барабанных грохотов
на горловинах рудно-галечных мельниц. Со сборно о конвейера крупная руда
со всех мельниц подается в стержневую мельницу № 1 [148].
Цехи флотации оборудуются флотационными машинами,
контактными чанами, насосами, реагентными питателями, воздухо-
дувками (если применяются пневматические флотационные машины).
Наибольшую площадь в цехе флотации занимают флотационные ма-
шины, и размещение их составляет главную задачу компоновки цеха.
При проектировании цеха флотации необходимо компактно раз-
местить оборудование и предусмотреть удобное его обслуживание
при минимальном количестве установленных насосов. Следует также
стремиться к уменьшению объема перекачиваемых продуктов, к со-
кращению высоты подъема и расстояний перекачивания, по возмож-
ности уменьшать перекачивание пенных продуктов.
26 Заказ 1075
Рис. 113. Компоновка оборудования на железорудной фабрике Вобуш с мельницами самоизмельчения:
1 — конвейер ленточный; 2 — сбрасывающая тележка; з — конвейер челноков; 4 — питатель электровибрационный;
Б — кран мостовой Q = 50 т', 6 — питатель-конвейер ленточный; 7 — мельница типа «Каскад»; 8 — грохот; S — вумпф;
10 — батарея винтовых сепараторов; 11 — буферный бак; 12— барабанный вакуум-фильтр; 13 — вакуум-ресивер; 14—опро-
бователь; 15 — гидроциклои; 16 — зумпф и насос; 17 — грохот вибрационный
402 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Секция в цехе флотации часто соответствует секции в цехе п i
мельчения. Но каждая секция, в свою очередь, может состоять па
нескольких параллельно действующих подсекций.
Рис. 114. Схема и компоновка оборудования одной секции измельчения фабрики Быотт:
а — схема цепи аппаратов; б — схема размещения оборудования; 1 — цилиндрические бун-
кера руды (—25 мм); 2 — ленточные питатели; з — конвейер сборный с весами; 4 — стержне-
вая мельница 0 2745 X 3660 мм; 5 — песковые насосы; в — гидроциклоны 0 500 мм;
1 — рудно-галечная мельница 0 3800 х 6400 мм; 8 — бункера рудной гальки; 9 — питатели
гальки
Число параллельно действующих механических флотационных
машин в операциях основной и контрольной флотации следует вы-
бирать так, чтобы минутный дебит пульпы для каждой машины
был от 1,2 до 2 объемов ее камеры 1.
Если обогатительная фабрика перерабатывает один сорт руды,
то в цехе флотации можно запроектировать моносекцию, т. е. пульпу
со всех агрегатов измельчения насосом направить в общий пульпо-
делитель и уже оттуда развести по флотационным машинам.
При моносекции упрощается подача и дозировка реагентов, так
как число точек их загрузки будет минимальным, упростится также
1 См. главу V, § 8,
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
403
щблюдение за технологическим процессом и стабилизируются по-
пиратели обогащения по фабрике.
В случае остановки подсекции или одной линии флотационных
машин на ремонт пульподелитель должен равномерно разделить,
пульпу по остальным подсекциям или параллельно действующим
Схема флотации
Основная
Флотация
п t Контрольная
Перечистка флотация
Концентрат
Хвосты
/О камер
10 камер
Вариант а
(неправильный)
Хвосты Концентрат
Рис. 115. Варианты распределения по операциям камер флотационных машин
при одной и той же схеме флотации
Вариант б
( правильный)
линиям с некоторым избытком против нормальной подачи. При
остановке одного агрегата в цехе измельчения флотационные машины
оказываются равномерно недогруженными.
Для компактного решения компоновки всего главного корпуса
обогатительной фабрики желательно, чтобы длина секции флотации
в направлении, параллельном оси бункера, равнялась длине сопря-
женной с ней секции измельчения, а длина каждой флотационной
машины в ряду была одинаковой, т. е. в каждой машине было одно
и то же число камер.
Допустим, что необходимо разместить флотационные машины
для флотации руды по схеме, приведенной на рис. 115. Причем для
основной флотации требуется по расчету 20 камер, для флотации
26*
404
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
хвостов — 16 и для перечистки концентрата — 4, т. е. всего 40 камор.
Далее пусть длина секции измельчения и длина секции флотации
оказываются согласованными при расположении параллельно оси
бункера 10-камерных флотационных машин.
Размещение флотационных машин в пять рядов с различным
числом камер в каждой машине (вариант а) нерационально, так как
при этом часть площади пола пустует. Лучше расположить машины
—1Г
XSосты2 -“-^операция-*}?)
‘ \концентрат? \концентрат!
Вариант а
ХВосты 2 I I
‘-ф-2олерация-‘-11O-^j операция
\концентрат2 Г
। Концентрат t
’операция
7 операции
ТОГЗГТГТЗ--------------
КонцеятратХ
| ___________\ ХВосты f I
*—\*-2 операция-*^*-/операция-^—'
| Мосты 2 I
Концентрат 2 Концентрат!
ХВосты t
-Мосты
8 камер
8 камер
8 камер
8 камер
а
б
В
Рис. 116. Типичные примеры совмещении двух Рис. 117. Варианты размещения флотаци-
технологичееккх операций в одной флотацион- онных машин с установкой контактного
ной машине чана перед флотацией
по 10 камер в четыре ряда (вариант б), при этом одинаковое число
камер в каждой машине получается при выполнении в одной машине
разных операций, а также одной операции в нескольких машинах.
Типичные примеры совмещения двух технологических операций
в одной флотационной машине приведены на рис. 116.
Если у торца флотационной машины необходимо установить кон-
тактный чан, то лучше иметь разное число камер в отдельных ма-
шинах. Варианты размещения флотационных машин с установкой
контактного чана перед флотацией показаны на рис. 117. В варианте б
достигается лучшее использование площади пола, чем в варианте а.
Для уменьшения числа насосов следует совместно перекачивать
промпродукты, объединяемые в последующей операции (рис. 118).
Например, при обработке руды по схеме, приведенной на рис. 118, а,
хвосты от перечистки концентрата и пенный продукт от контрольной
флотации хвостов, флотируемые в последующем вместе, следует
перекачивать одним насосом. Если слив классификатора подни-
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
405
мнется в основную флотацию насосом, то в тот же насос должны на-
правляться все промпродукты, возвращаемые в эту операцию
(рис. 118, б). Перекачивание центробежными насосами флотацион-
ных концентратов и промпродуктов с устойчивой пеной затруднено,
поэтому следует избегать подъема таких продуктов насосами.
В некоторых случаях
и риходится вводить предва-
рительное физико-химиче-
ское разрушение пены.
Для уменьшения числа
насосов можно подсасывать
промпродукты импеллером
механических флотационных
машин. Для машин типа
«Механобр» надежное подса-
сывание промпродуктов про-
исходит с расстояния 4—6
камер. При большом числе
камер уклон желоба полу-
чается недостаточным, и по-
следний будет забиваться,
особенно при малых разба-
I
СлиВ
классификатора
Основная
Флотация
Перечистка
Концентрат
ХВосты
Контрольная
флотация
СлиВ
классификатора
Основная флотация
Перечистка Контролы, с
перечистки флотация
Концентрат
ХВосты
а
8
плениях транспортируемого
продукта водой или при со-
Рис. 118. Примеры совместного перекачивания
продуктов флотации
держании в нем зерен высо-
кой плотности. Условия подсасывания улучшаются, если рабочую
зону импеллера изолировать от доступа воздуха. Рекомендуемые
уклоны пенных желобов флотационных машин приведены в табл. 84.
Таблица 84
Уклоны пенных желобов флотационных машин
Транспортируемые продукты ' Максималь- ная длина односкат- ного желоба, м Минималь- ный уклон желоба, %
Коллективные сульфидные концентраты, получае- мые после грубого помола руды, с большим ко- личеством пирита, направляемые в десорбцию без добавления воды 10 40
То же, с добавлением смывной воды, направляв- мые в перечистку 10 15
Окончательные свинцовые, медные, цинковые, пи- ритные концентраты, направляемые в сгущение, когда по условиям сгущения допустимо их раз- жижение смывной водой до 20—25% твердого . . 20 7
406
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Схема пенного желоба флотационной машины при подсасывании
изображена на рис. 119. Уклоны желобов, которые получаются дли
машин разных размеров при подсосе, приведены в табл. 85.
Приняв минимальный допустимый уклон желоба, определяют
по табл. 85, сколько камер можно перекрыть пенным желобом при
подсасывании.
При компоновке сложных схем флотации можно для подъема
пульпы вместо песковых насосов использовать переоборудованный
камеры флотационных матпин, называемые пульпоподъемными. Схема
Рис. 119. Схема пенного желоба флотационной машины при подсасывании
устройства пульпоподъемной камеры показана на рис. 120. Импеллер
помещается в кожух-улитку, изготовленную из листового металла.
Напорная вертикальная труба идет от улитки. Камера поднимает
пульпу на несколько метров (до 6 м) в зависимости от числа оборо-
тов импеллера. По сравнению с песковым насосом пульпоподъемная
камера имеет преимущества по расходу энергии и срокам службы
[130].
Ширину пенных желобов и диаметры выводных труб назначают
по табл. 86. При большом числе камер на отдельные операции не
Таблица 85
Уклоны желобов (%) для пенных продуктов флотационных машин типа
«Механобр», конструктивно получающиеся в зависимости от числа камер,
перекрываемых односкатным желобом (рис. 119)
№ Число камер, перекрываемых односкатным желобом
машины 1 2 3 4 5 е 7 8
М-1 36,8 21,9 15,7 12,2 11,1 8,6 7,5 6,6
М-3 35,0 19,7 14,9 11,0 9,5 8,0 6,9 —
М-5 27,2 16,3 11,6 9,1 7,4 6,3 — .—
М-6 19,8 11,8 8,5 6,6 5,4 — — —
М-7 14,6 8,8 6,3 4,9 — — — —
Примечание. У первой камеры желоб опущен ниже края порога на 50 мм.
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации 407
Рис. 120. Пульпоподъемная камера:
1 — импеллер флотационной машины;
2 — улитка пульпоподъемника; 3 —крыш-
ка улитки; 4 —• нагнетательный трубо-
провод
удастся воспользоваться подсосом для циркуляции продуктов в ма-
шине и приходится предусматривать много насосов.
В некоторых случаях можно уменьшить число насосов, разделив
нищий поток пульпы на ряд параллельных потоков (рис. 121). При
:>том необходимо, чтобы минутные дебиты пульпы в операциях
основной и контрольных флота-
ций были не менее 1,2—2 объе-
мов камеры флотационной ма-
шины, а общее число камер для
,>тих операций — не менее 6 *.
При размещении флотацион-
ных машин по высоте следует
руководствоваться минимальными
уклонами самотечных трубопро-
иодов по табл. 87.
Для установки механических
пробоотборников в желобах и тру-
бопроводах предусматриваются
перепады по высоте приблизи-
тельно 1 м.
Для разделения пульпы перед
флотационными машинами исполь-
зуют пульподелители различных
конструкций (рис. 122).
Пульподелители с враща-
ющейся воронкой применяют для
крупнозернистых пульп и при малых их расходах. На тонкоизмель-
ченных пульпах при значительных расходах успешно работают
Таблица 86
Рекомендуемые размеры пенных желобов и выводных труб
для флотационных машин типа «Механобр» (см. рис. 119)
№ машины Наружный диаметр трубы d, мм Ширина желоба В, мм Высота наруж- ного борта же- лоба Н, мм
максимум минимум максимум минимум максимум
М-1 70 60 100 100 300
М-3 114 70 200 150 300
М-5 159 89 250 200 300
М-6 219 140 300 250 300
М-7 299 168 400 350 300
* См. главу V, § 8.
Основная
' флотация
Схема флотации
п f 1-я контрольная
Перечистка флотация
\ / 2-я контрольная
у флотация
Концентрат Хвосты
Рис. 121. Варианты распределения пульпы по камерам флотационных машин:
а — вариант с подсосом пенных продуктов; б — вариант с насосами
Рис. 122- Пульпо-
делители:
а — типа сегне-
рова колеса; б —
коробка с распре-
делением через
затопленные на-
садки; в — враща-
ющаяся воронка
с приводом; г —
цилиндрическая
коробка с распре-
делением через за-
топленные на-
садки
410
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Таблица Н?
Минимальные уклоны самотечных трубопроиодов в цехе флотации
Транспортируемые продукты Содержание твердого в пульпе по весу, % Уклон сам, течной тру бы, %
Сульфидные коллективные концентраты с большим содержанием пирита, полученные после крупного измельчения руды, направляемые в десорбцию с сернистым натрием без добавления воды . . . 40—50 15-25
То же, с добавлением смывной воды, направляе- мые в перечистку 25—30 7
Окончательные свинцовые, медные, цинковые и другие концентраты, направляемые в сгущение, когда по условиям сгущения допустимо разжи- жение смывной водой 20—25 5—7
То же, концентраты после сгущения 50—70 7—10
Примечание. Уклоны труб указаны для прямых участков. Если имеются пово“
роты и колена, уклоны должны быть увеличены в 1,2—1,3 раза.
пульподелители типа сегнерова колеса. При большой объемной про-
изводительности применяют пульподелители с патрубками. Равно
мерное распределение пульпы в них обеспечивается истечением
ее через одинаковые патрубки-насадки под одним и тем же гидро-
статическим давлением.
Флотационные машины в цехе флотации размещаются парал-
лельно или перпендикулярно оси бункера. Параллельное расположе-
ние машин возможно при крутом и пологом или горизонтальном
рельефе площадки, на которой располагается цех. Перпендикуляр-
ное оси бункера размещение флотационных машин можно принимать
только при слабонаклонных и горизонтальных площадках.
В последние годы намечается тенденция к установке пневмомеха-
нических флотационных машин. Флотационные машины этого типа
не подсасывают пульпу в камеру, так как воздух в зону импеллера
подается под давлением от воздуходувки и импеллер служит только
для его диспергации и перемешивания пульпы.
При осуществлении сложных схем со многими перечистками
вместо насосов предпочитают устанавливать специальные пульпо-
подъемные камеры (чаны), подсасывающие пульпу и поднимающие
ее на высоту загрузки во флотационную машину.
Схема устройства такой камеры показана на рис. 123. Камера
имеет форму ящика прямоугольного сечения объемом около 1,5 м3.
В ней устроено двойное дно, вертикальными перегородками посре-
Размещение оборудования в цехах измельчения и флотации
411
Рис. 123. Пулыюподъсмиый чан
классификаторов заставляет
площадки для главного кор-
дине пространства между днищами выгорожен канал, в который
подводится пульпа с любой стороны камеры. По центру камеры
и верхнем днище имеется вырез, по которому пульпа из канала попа-
дает в камеру. Над этим отверстием вращается турбинка насосного
типа, укрепленная на вертикальном валу. Турбинку можно насадить
на конец вала аэратора флотационной машины типа «Механобр».
11 ульпоподъемная камера может поднимать пульпу на высоту до 1,5 м.
Пульпа из камеры разгружается
через трубу у верхнего борта [48].
Включение подъемной камеры в
ряд пневмомеханических машин по-
аволяет сократить число уступов
и отделении флотации и осуществить
сложные схемы при установке машин
на одном уровне.
Цехи измельчения и флотации на
большинстве обогатительных фабрик
компонуются по уступчато-одноэтаж-
ной схеме. В отдельных пролетах
при крутом рельефе площадки фло-
тационные машины могут устанав-
ливаться на двух этажах. Центро-
бежные насосы устанавливаются на
нижних уступах, а также в зумпфах
и траншеях верхних уступов. Жела-
тельно насосы собрать в одном или
и нескольких отдельных местах и
устанавливать их в ряд для удобства
обслуживания одним краном или
тельфером.
Применение гидроциклонов вместо
по-новому отнестись к выбору уклона
нуса. При установке классификаторов обычно стремятся слив пода-
вать во флотационное отделение самотеком, чтобы не перекачивать
большие объемы рудной пульпы. Для этого, естественно, площадка
должна иметь крутой уклон. При пологой площадке слив классифи-
каторов можно подавать во флотацию самотеком только заглубляя
галерею насосов для перекачки промпродуктов и хвостов. Питание
в гидроциклоны во всех случаях подается насосами, поэтому, уста-
навливая гидроциклоны на высоте, достаточной для самотека слива
их во флотацию, можно и при малом уклоне местности, поднимая
уровень флотационных машин, не заглублять насосные галереи
и избежать усложнений, связанных с их дренажем. Подъем гидро-
циклонов повлечет за собой некоторый перерасход энергии, ио эти
расходы окупаются преимуществами размещения фабрики на поло-
гих площадках — удобные подъезды к корпусам, меньшие объемы
412
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
планировки площадки, удобство расширения и др. Йа первой
стадии проектирования не следует
g
s
Й
©
Г2
W
й
И
а
&
g
©
Б
>0
к
ю
§
S
©
и
’2
3
в
и
£8
а
е
©
Б
стремиться к стесненному
размещению оборудования
и узким проходам. Необ-
ходимо помнить, что в цехе
будут еще установлены
вспомогательное оборудо-
вание и другие устрой-
ства — механические про-
боотбиратели, приборы
контроля и .регулирова-
ния, пусковые устройства
электродвигателей, отопи-
тельная и вентиляционная
аппаратура,воздухо-и во-
допроводы.
Примеры размещения
оборудования в цехах
измельчения и флотации
Главный корпус
обогатительной фабрики боль-
шой производительности для
медно-никелевых руд (рис. 124)
[49, 63]. Бункера дробленой
руды — призматические, пря-
моугольного сечения (ящич-
ного типа) с металлическими
разгрузочными воронками, до-
пускающими их обогрев и при-
менение вибраторов для облег-
чения разгрузки. Под бунке-
ром два ряда разгрузочных
отверстий, оборудованных пи-
тателями, и две параллельные
линии сборных конвейеров.
На наклонных конвейерах,
подающих руду в мельницу,
установлены весы. Мельницы
расположены в один ряд. В ка-
ждой секции первая мель-
ница — стержневая 3200 X
X 4500.работает в открытом
цикле, слив ее поступает
в спиральный классификатор,
с которым замкнута шаровая
мельница 3600 X 5000 мм.
Мельницы доизмельчения
промпродуктов работают в зам-
кнутом цикле с гидроцикло-
нами. Пролет Мельниц обслу-
живается краном грузоподъем-
ностью 250/30 т. Следующий
28.50
414 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
пролет занят трансформаторными подстанциями и электрораспределительными
пунктами.
На площадках между электропомещеппями установлены реагентные пита-
тели. Нижняя часть этого же пролета занята насосами. Флотационные машины
«Механобр-7» размещены в семь рядов в одном пролете и обслуживаются краном
грузоподъемностью 5 т. Сгустители для промпродуктов занимают последний
пролет здания.
Главный корпус обогатительной фабрики большой производитель-
ности для медных руд (рис. 125) [63]. Ширина бункера дробленой руды 15 м.
Бункер ящичного типа загружается двумя конвейерами. Для разгрузки имеются
три ряда отверстий с металлическими воронками и три параллельных ряда
сборных конвейеров. На наклонных конвейерах, подающих руду в мельницы,
установлены весы. Шаровые мельницы 3600 X 4000 мм размещены в один ряд.
Мельницы первой стадии работают в замкнутом цикле с двухспиральными
классификаторами со спиралями диаметром 3 м. Мельницы второй стадии
и доизмельчения промпродуктов замкнуты с гидроциклопамп. Пыль п просыпи
с полов в пролете измельчения смываются в отстойные зумпфы, откуда осадок
удаляется грейфером и перекачивается вертикальными насосами в процесс.
Мостовой кран в отделении мельниц имеет грузоподъемность 250 т. К пролету
измельчения примыкает пролет для электрооборудования. Следующий пролет
занят оборудованием для выщелачивания и цементации труднообогатимых окис-
ленных руд, перерабатываемых по схеме проф. Мостовича. Флотационные
машины «Механобр-7» размещены в двух пролетах йо 24 м. Над машинами уста-
новлены краны грузоподъемностью 5 т.
§ 6, Размещение оборудования в цехах магнитного обогащения
При проектировании магнитообогатительных фабрик для желез-
ных руд с сухой магнитной сепарацией часто применяется много-
этажная схема размещения оборудования (рис. 126).
В верхнем этаже фабрики располагается бункер с питателями,
подающими руду на предварительное грохочение перед магнитной
сепарацией. В следующем за ним этаже размещены грохоты и маг-
нитные сепараторы. В нижних этажах проходят конвейеры для
продуктов обогащения. При крутом уклоне площадки фабрики обору-
дование ее можно размещать также по уступчато-одноэтажной схеме.
На магнитоббогатительных фабриках для тонковкрапленных
магнетитовых руд, требующих тонкого измельчения и мокрой маг-
нитной сепарации, цехи измельчения и магнитной сепарации ком-
понуются аналогично главным корпусам флотационных фабрик.
Все мельницы и классификаторы или гидроциклоны располагают
в одном пролете, где организуется большая ремонтно-монтажная
площадка, и мельницы обслуживаются мостовыми кранами большой
грузоподъемности. К пролету мельниц примыкает обогатительный
цех с магнитными сепараторами и классифицирующим оборудова-
нием (гидроциклонами или гидросепараторами), необходимым для
обесшламливания или уплотнения продуктов обогащения.
Размещение этого оборудования возможно по двум основным
схемам — многоэтажной и уступчато-одноэтажной.
1
Рис. 126. Магиитообогатительная фабрика для железных руд е сухой магнитной сепарацией
9$‘9Z'd'J
127. Главный корпус магнитообогатительной фабрики для магнетитовых кварцитов (разрез, обозначения см. на рис. 128)
(Ново-Криворожский горнообогатительный комбинат)
'ЗЬ
13
ОВО-КрИВО]
- весы кое
Jj _1600 лов;
елект’ль’. 26 ~~
3 т, зз -
рлальная к
ФТГЛТП 417 цая ним ках чед- »ру- >ль- >ата раз- сей
С или ько ПИ- ХОВ (ав- 1ЛО- цля 1ЫХ >иы ль- ич- ль- STO- . т Ды, 5- ро- 1ЫХ 1МИ ио- б - .28) ина ций ком гов. ин- ном
1 ilihliltlilihL?
-Г Т—
план) (ЮГ1 наклонные — сепарато; м-фильтры Q — 10 ш! целение; Г шых узлов,
ролете установлены два мостовых электрических крана. Магнитные сепараторы,
27 Заказ 1075
‘II
и
В
Й
□
33
Поптажная плота
10
-к
Sio
ij.
э,
&
tree:
6ООО хБО-ЗБООиО
'g
cS tri
чП. аЧ
• а
8 д
S3
о.®
rt Я
§1
й и
h
ПШ!
20
Тйш
я
Рис. 128. Главный корпус магнитообогатительной фабрики для магнетитовых кварцитов (план) (Ново-Криворожский горпообогатителып
1 — конвейеры ленточные Б — 1600 М 2 — затвор секторный пневматический; з — конвейеры В = 1000 лиц; 4 — конвейеры наклонные В = 1000 мм; 5-
8 — классификаторы двухспиральные D — 3000 лш; 9 и 10 — сепараторы магнитные 600 х 1500 лиц; 11 — 13 — пульподелители; 14 — конусы электромагнитные D =
D = 6000 мм; 18— ресиверы; 19 — влагоуловители; го — 22—насосы песковые; 23— воздуходувки; 24 " *"
электрический Q ‘ “ " ' “*
&
весы конвейерные; с — мельницы с
__ _ ___ ____ . 1600 мм; 15 — гидроциклоны D — 7501
________ __ _ ___ _ , . _ .... ___ _____________... . вакуум-насосы Q = 120 м3/мин; 25 — опробован ль; гв — конвейер В = 1200 Л1Л1.; 27
20/5 Л4; 29 —- крап мостовой электрический Q — 5 т; 30 — кран мостовой Q — 10 т; 31 — электроталь Q = 5 т; 32 — электроталь Q = пг; 33 — запасные мельницы; 34 —I
отделение; II — кузнечно-сварочное отделение; III—инструментальная кладовая; IV—материальная кладовая; V—бункера для w
к
Заказ 107&
V
пролито установлены два мосгииыь.
‘7 Здклэ 1075
63500
. 128. Главный корпус магнитообогатительной фабрики для магнетитовых кварцитов (план) (Иоио-Крпнорожекпй горпообогатительиый комбинат):
1 пневматический: а — конвейеры В — 1000 aim; 4— конвейеры наклонные В = 1000 лш; б -1- весы коппеИорныо; в — мельницы стержневые 3200 х 4500 лш; 7— мельницы шаровые 3600 X 4000 лш;
Нцраторы магнитные 600 X 1500 лш; 11—13—пульподелители; 14—конусы электромагнитные О — 1600 л м; 75 гидроциклопы В — 750 лш; 16— вакуум-фильтры барабанные F = 40 №; 17— сгустители
насосы песковые; 23— воздуходувки; 24— вакуум-насосы Q — 120 ма/мин; 25 — опробоват<|ль; 26—конвейер В 1200 лш; 27 — крап мостовой электрический Q= 250/30 т; 23 — кран мостовой
It <2=5 т; 30-—кран мостовой Q — 10 m; 31 — электроталь <2 = 5 m; 32— электроталь Q = 3 m; 33— запасные мельницы; 34— стенд для перефутеровки спиралей классификаторов; I — станочное
отделение; II—кузнечно-сварочное отделение; III—’Инструментальная кладовая; IV—материальная кладовая; V — бункера для шаров
30000---------JDOOO----16000 \-Ч2000
----:---Ш.-- 78500 ---------- -
____--------------------------—--------5000x52-312000 ---------------------------— —---------------------------
©
Рис. 130. Гласный корпус маг11птообогатптол>>пой фибрини дли магнетитовых кварцитов (план) (ЮГСДС—II)
жнточные В = 1000 ми; Я — Затвор двухсекторный пневматический; .7 — коивойиры II 800 ли») 4 — конвейеры наклонные В => 800 лш; 5 — весы конвейерные; в —, мель-
! 3200 X 4500 льм; 1 — мельницы шаровые 3600 X 4000 ж»; 8 — сепараторы ii.uoirrpoM’ni'iiiiTnuo 600 X 1500 дам; В—сепараторы магнитные 500 х 1500 лмц 10 и 11 — пуль-
- гидроциклоны 350 л;л,; /3 и 14 — насосы песковые; 15 — гидросепараторы 1И1О0 леи; 10 — ресиверы; 17 — вакуум-фильтры дисковые F = 68 да’; 18 — конвейер В «= 1000 лов;
вой электрический Q 250/30 т", 20 — кран мостовой магнитный <?.=« 20/5 т; ;</ крип мостовой электрический Q = 10 т; 22 — электроталь Q = 5 т’, '23 — злектроталь
переключатель пульпы; / бункера для шаров; II— станочио-слоелрноп отделенно, III — плсктроремонтное' отделение; IV *—инструментальная кладовая; V—кузнечно-
ючное отделение; VI — адотплеиовия; VII — помещения pacnpcjio.iiu'r<i.'ii.ui.ix пунктов; V/II — помещения санитарных узлов) IX — контора/;ремонтной службы
-«------------------------------------------------6000x52=312000 ----------------------------------
Рис. 130. Главный корпус магиитообогатительиой фабрики для магнетитовых кварцитов (план) (ЮГС1С—П)
J — конвейеры ленточные В = 1600 ж.лс. 2 — затвор двухсекторный пневматический; з — конвейеры В— 800 м.м; 4 — конвейеры наклонные В = 800 лип; л щ
ницы стержневые'3200 X 4500 зии; 7 — мельницы шаровые 3600 X 4000 лип; 8— сепараторы электромагнитные 600 X 1500 лип; S—сепараторы магнитные) h<)U IhiiH
поделители; 12— гидроциклоны 350 лгм; 13 и 14 — насосы песковые; 15— гидросепараторы 5000 мм-, 1в — ресиверы; 17— вакуум-фильтры .дисковые F НН м»; т I
19 — кран мостовой электрический Q = 250/30 т; 20 — кран мостовой магнитный Q_,= 20/5 m; 21 — кран мостовой электрический Q — 10 mi 22 — злоктротпш. </ В
Q=2m; 24— переключатель пульпы; I—бункера для шаров; 11 — станочно-слесарное^ отделение; III — электроремоитное отделение; IV— инструмент)............t,ui пин
сварочное отделение; VI— ацетиленовая; VII — помещения распределительных пунктов; VIII—помещения санитарных узлов; IX—коиторп ромпиi ii"Н
К—И)
В => 800 лш; 5 — весы конвейерные; В —. мель-
ы магнитные 500 х 1500 лш; 10 и 11 — пуль-
(исковые F — 68 л(>; is — конвейер В = 1000 лш;
22 — алектроталь •• Q = 5 т; ‘2.3 — электроталь
— инструментальная кладовая; V — кузпечно-
IX контора s ремонтной службы
<=3
Рис.
Р азмещение оборудования в цехах магнитного обогащения
417
Лучшей признается уступчато-одноэтажная схема, позволяющая
создать свободный высокий машинный зал, обслуживаемый одним
мостовым краном. Почти на всех магнитообогатительных фабриках
для тонковкрапленных магнетитовых руд, построенных за послед-
ние годы, принята уступчато-одноэтажная схема размещения обору-
дования фабрики.
Для уплотнения магнетитового концентрата не требуется боль-
ших сгустителей, в то же время из-за большого выхода концентрата
приходится устанавливать много вакуум-фильтров. Последние раз-
мещаются в пролете обогащения или в соседнем с ним пролете по всей
длине корпуса обогащения.
Склад влажного концентрата строится отдельным зданием или
примыкает к корпусу обогащения.
Площадь, требуемая для магнитных сепараторов, несколько
меньше, чем для флотационных машин, поэтому на магнитообогати-
тсльных фабриках получается другое соотношение площадей цехов
измельчения и обогащения, чем на флотационных фабриках. В глав-
ном корпусе флотационных фабрик между пролетом мельниц и фло-
тационных машин часто включают специальный пролет для
размещения электрооборудования. На магнитообогатительных
фабриках для создания больших уклонов желобов и труб для пульпы
из цеха измельчения, пролет обогащения примыкают к пролету мель-
ниц, а электрооборудование размещают в подбункерном и мельнич-
ном пролетах или в специальном пролете между бункерами и мель-
ницами.
По данным института Механобр, для главных корпусов магнито-
обогатительных фабрик большой производительности (более 9 млн. т
в год), перерабатывающих тонковкрапленные магнетитовые руды,
на 1 млн. т годовой производительности требуется в среднем 55—
70 тыс. м3 строительного объема здания [40].
Сократить строительный объем главного корпуса при проектиро-
вании можно применением оборудования (мельниц) максимальных
размеров, заменой спиральных классификаторов гидроциклонами
и уменьшением объемов вспомогательных помещений (ремонтно-
монтажных площадок и др.).
Примеры размещения оборудования
в цехах магнитного обогащения
Главный корпус магнитообогатительной фаб-
рики Ново-Криворожского горнообогатительного комбината (рис. 127 и 128)
187]. Мельницы расположены в один ряд. В каждой секции стержневая мельница
работает в открытом цикле, слив ее поступает в классификатор, работающий
и замкнутом цикле с шаровой мельницей. Слив классификатора самотеком
поступает на магнитную сепарацию, где выводится часть отвальных хвостов.
Промпродукт — магнитная фракция доизмельчается в двух шаровых мельни-
цах в замкнутом цикле с гидроциклонами и классификатором. В мельничном
пролете установлены два мостовых электрических крана. Магнитные сепараторы,
27 Заказ 1075
т
Размещение оборудования на гравитационных фабриках
419
классифицирующее оборудование и насосы размещены в следующем пролете.
Фильтры занимают последний пролет. Концентрат ленточными конвейерами
передается па склад (см. рис. 70).
Главный корпус м а г н и т о о б о г а т и т е л ьн о й ф а б -
р и к и Второго Южно-Криворожского горнообогатительного комбината
(рис. 129 и 130) [87]. Бункера дробленой руды отдельно стоящие
имеют цилиндрическую форму (диаметром 12 м). Шестиметровый пролет между
бункера»! и пролетом мельниц используется для размещения электрооборудо-
вания. Мельницы расположены в два ряда. На каждой секции стержневая
мельница работает в открытом цикле, слив ее проходит магнитную сепарацию,
где выделяется часть отвальных хвостов. Магнитная фракция поступает в две
шаровые мельницы, работающие в замкнутом цикле с гидроциклонамп п магнит-
ными сепараторами. Слив гидроциклонов поступает на магнитную сепаратно.
Мельничный зал обслуживается одним большим и двумя малыми мостовыми
электрическими кранами. Магнитные сепараторы, гидросепараторы, сгустители
малого диаметра и фильтры размещены в одном пролете и обслуживаются одним
мостовым краном. На фабрике классификаторы полностью заменены гидро-
циклонами, что позволило уменьшить площадь секции измельчения.
§ 7. Размещение оборудования на гравитационных фабриках
Обогатительные фабрики, применяющие гравитационные про-
цессы для обогащения кускового и зернистого материала, обычно
компонуются по многоэтажной схеме.
Типичные примеры многоэтажной компоновки представляют мно-
гие углеобогатительные фабрики.
Углеобогатительные фабрики с отсадоч-
ными машинами. Для блокировки цехов все оборудование
фабрики для операций дробления, отсадки, флотации, обезвожива-
ния продуктов обогащения и сушки размещают в одном обогатитель-
ном корпусе. Цилиндрические сгустители выносятся в отдельный
корпус.
Обогатительный корпус двухсекционной ф а б -
р и к и с отсадочными машинами, работающими на неклассифицированном угле,
и комплексе с флотацией шламов показан на рис. 131.
Рядовой уголь из приемных устройств подается конвейером на грохот-дро-
билку, размещенную над аккумулирующими бункерами. Из бункеров дробле-
ный уголь тарельчатыми питателями, конвейерами и элеваторами подается
в отделение отсадки и по желобам поступает в отсадочные машины. На каждой
секции установлены по две беспоршневые отсадочные машины — одна для пер-
вичной отсадки угля и другая для отсадки промпродукта. Концентрат обезво-
живается на уравновешенных качающихся грохотах (типа ГУК—О) и в центри-
фугах, К отделению отсадки примыкает отделение флотации, обезвоживания
флотационных продуктов и сушки. Шламы из цилиндрических сгустителей,
расположенных в отдельном корпусе, насосом подаются в пульподелители
и распределяются по контактным чанам п флотационным машинам, расположен-
ным на отметке 24 м над уровнем земли. Ниже размещены осадительные цен-
трифуги для обезвоживания концентрата и хвостов флотации. На первом этаже
установлены два сушильных барабана.
В плане обогатительный корпус имеет длину 82 м и ширину 24—30 л,
наибольшая высота здания 35 ль
Углеобогатительные фабрики с суспен-
зионными сепараторами. При обогащении коксующихся
27*
Рис. 131. Обогатительный корпус двухсекционной фабрики
с
отсадочными машинами,- работающими на неклассифицированном
угле:
1 — ленточный конвейер для подачи рядового угля; 2 — грохот-дробилка; 3 — скребковый конвейер распределительный; 4 — та-
рельчатые питатели; 5 — ленточный конвейер после аккумулирующих бункеров; в — элеватор; 7 — беспоршневая отсадочная
машина для первичной отсадки угля; 8 — то же, для отсадки промпродукта; 9 — обезвоживающие элеваторы; 10 — ленточный
конвейер для энергетического угля; 11 — пульподелители; 12 — контактный чан; 13 — флотационные машины; 14 — осадительные
центрифуги; 15 — фильтрующие центрифуги; 16 •— сушильные барабаны; 17 — тарельчатые питатели; 18 — обезвоживающие грохоты
422
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
углей средней и трудной обогатимости тяжелые суспензии примени
ются для разделения крупного класса. Схема цепи аппара
тов тяжелосредной установки для разделения углей в тяжелых сус
пензиях типичная для углеобогатительных фабрик, построенных
в СССР в последние годы, показана на рис. 132. Для обогащения
в тяжелых суспензиях используют колесные сепараторы. Суспензия
чаще всего изготовляется из магнетита плотностью 4,3—4,8 г!см\
измельченного до крупности 95% —0,06 мм.
При проектировании новых углеобогатительных фабрик, на кото
рых применяют при разделении тяжелые суспензии, наблюдается
тенденция к упрощению компоновочных решений и применению
для обогатительных корпусов простых в строительном отношении
зданий. Основное оборудование размещается в один этаж в общем
зале и обслуживается одним мостовым краном.
Обогатительный корпус фабрики для обогащения коксу-
ющихся углей Кузбасса с применением тяжелых суспензий показан на рис. 1331
На резонансных грохотах из исходного угля выделяется крупный класс (+13 мм),
поступающий на обогащение в тяжелых суспензиях в два приема, сначала выде-
ляется пустая порода и промпродукт, из которого получается затем концентрат.
Мелкий класс (—13 +0 мм) обогащается в отсадочных машинах. Шламы выде-1
ляются в сливе багер-зумпфа и после сгущения подаются на флотацию. Мелки»)
концентрат отсадки после элеватора багер-зумпфа дополнительно обезвожп-1
вается на центрифугах. Флотационные концентраты и шламовые промпродукты]
фильтруются на дисковых вакуум-фильтрах.
Все оборудование размещено в прямоугольном здании длиной около 170 ль]
В поперечном сечении здание имеет три пролета, два боковых по 6 .is и сред-1
нпй — 24 м. Высота здания 23 м. Боковые пролеты используются для вспомо-
гательных помещений и устройств, а также для установки оборудования для
регенерации суспензии. Все основное оборудование размещено в среднем пролете
почти на одном уровне под одним мостовым краном. По длине здания оборудова-
ние сгруппировано так, что четко определяются технологические отделения:]
сортировки и отсадки мелкого класса, разделения в тяжелых суспензиях,
фильтрования, флотации [82].
Обогатительный корпус фабрики с суспензионными!
сепараторами производительностью 500—700 т/ч для обогащения энергетиче-1
ских углей показан на рис. 134 [30].
Уголь обогащается до глубины 13 мм с выделением концентрата, пром-
продукта и породы. Рядовой уголь поступает на валковый грохот, где выде-1
ляется класс крупнее 200 лш, поступающий на выборку щепы и посторонних!
предметов, случайно попавших в уголь. Подрешетный продукт валкового гро-1
хота идет на классификационные грохоты для разделения па классы 40— 200,
13—40 и 0—13 мм. Классы 40—200 и >200 мм объединяются и подаются в сус-
пензионный сепаратор СК-4. Класс 13—40 лш поступает во второй такой же
сепаратор. Концентрат обоих сепараторов отмывается от суспензии на грохотах.
Крупный концентрат (+40 ли;.) дробится до 100 лш и вместе с остальным кон-
центратом направляется на сортировку для получения товарных сортов. Тяже-
лый продукт обоих сепараторов разделяется в третьем суспензионном сепара-
торе СК-3. Промпродукт после отмывки суспензии смешивается с необогащенной
угольной мелочью и шламом и отгружается потребителям. Порода удаляется I
в отвал. Разжиженная суспензия с грохотов насосом подается на дуговые сита
для отделения крупного угольного шлама. Подрещетный продукт дуговых сит
поступает в мокрые магнитные сепараторы, где выделяется магнетит, направля-
емый в классификатор, куда добавляется свежий магнетит для приготовления
рабочей суспензии.
II
«
коксующихся углей Кузбасса с применением тяжелых суспензий
6-Б
в-в
Рис. 133 (продолжение). Обогатительный корпус фабрики дли обогащения коксующихся
углей Кузбасса с применением тяжелых суспензий
1 — конвейер исходного угля; 2 — классификационные резонансные грохоты; 3 — сепара-
торы суспензионные; 4 — грохоты резонансные для обезвоживания легкой фракции; 5 —
то же, для тяжелой фракции; 6 — отсадочные машины для мелкого угля; 7 — багер-зумпф;
п — обезвоживающий элеватор багер-зумпфа; 9 — конвейер для мелкого концентрата;
id — центрифуги; 11 — сборный конвейер мелкого концентрата; 12 — вакуум-фильтр дис-
ковый; 13 — ресивер вакуум-фильтра; 14 — агрегат для подготовки перед флотационными
машинами; 15 — флотационные машины; 16 — водокольцевые вакуум-насосы для фильтров;
17 — мостовой кран; 16 — кран-балка
2 26 / 2728
29 26 26
Рис. 134. Обогатительный корпус фабрики с суспензионными сепараторами производительностью 500—700 тп/ч для обогащения
энергетических углей (разрезы):
1 — валковый грохот; 2 и з — классификационные грохоты; 4 — сепаратор суспензионный СК-4 для класса 13—40 лш; 5•— обезво-
живающий грохот для концентрата 13—40 мм; 6 — конвейер для концентрата 13—40 ж; 7 — обезвоживающий грохот для смеси
промпродукта и породы 13—40 мм; 8 — сепаратор суспензионный СК-3 для разделения породы и промпродукта; 9 обезвожива-
ющий грохот для промпродукта; 10 — конвейер для промпродукта; 11 и 12 — конвейеры для класса 0—13 мм; 13 — конвейер для
породы; 14 — резервуар для кондиционной суспензии; 15 — резервуар для разжиженной суспензии; 16 — насосы для суспензии;
17 — дуговые сита; 18 — магнитные сепараторы; 19 — бункера для свежего магнетита; 20 — питатель для магнетита; 21 — воронки
для свежего магнетита; 22 — гидравлические классификаторы; 23 — насосы для рабочей суспензии; 24 и 25 — насосы для уголь-
ного шлама; 26 — скруббер для очистки запыленного воздуха; 27 и 28 — насосы для подачи воды орошения в скрубберы; 29 и зо —
конвейеры для подачи угля класса 40—200 мм в сепаратор; 31 — сепаратор суспензионный СК-4 для класса 40—200 мм', 32 — обезво-
живающий грохот для концентрата 40—200 мм', 33 — обезвоживающий грохот для породы
6-6
Рис. 135. Обогатительный корпус гравитационной фабрики для обогащения коренных оловянных (касситеритовых) руд:
1 — конвейер со сбрасывающей тележкой; 2 — питатель шиберный; з — конвейер сборный; 4 — конвейер с весами; 5 — грохот вибра-
ционный 1250 X 2500 мм; 6 — отсадочная машина двухкамерная 1000 X 1000 мм; 7— классификатор односпиральный 0 1200 X
х6500 мм' 8 — стержневая мельница 1500 X 3000 мм; 9 — улитковый подъемник пульпы; 10 — вибрационный грохот 1000Х 1500 мл:;
ц____конвейер для верхнего продукта грохотов; 12 — насос песковый 0 200 мм; 13 — классификатор гидравлический четырехка-
мерный* /4 — отсадочная машина двухкамерная 1000 X 1000 мм; 15— стол концентрационный мпогодечный ЯСК-1; 16— дро-
билка валковая 400 X 250 мм для промежуточного продукта; 17 — пульподелители; 18— гидроциклон; 19— мельница шаровая
2100 X 3000 мм; 20 — классификатор двухспиральный 0 1200 X 8200 мм; 21 — мельница шаровая 2100 X 1500 мм; 22 — классифика-
тор односпиральный 0 1200 X 6000 мм; 23 — шлюв автоматический многодетный 1800 X 1800 мм; 24 — насос для загрязненных вод;
25—насос песковый вертикальный; 26 — классификатор односпиральный 0 1000 мм; 27—контактный чан 1500 X 1500 мм; 28 — цен-
трифуга; 29 — контактный чан 2500 X 2500 мм; 30 — насос песковый 0 50 мм; 31 — весы платформенные; 32 — кюбель для кон-
центрата* 33 — элеватор; 34 — винтовый конвейер; 35 — автопогрузчик; 36 — кюбель; 37 — опробователь дробленой руды; 38 —
мельница шаровая 600 X 000 мм для измельчения пробы; 39 — грохот вибрационный 400 X 800 мм; 40 — кран мостовой
Q — 30/5 т; 41 — кранбалка Q = 1 т
Компрессорная
*17.18
13.58
Помещение абтоматики
Помещение щи-
_ той и распрей
v Z3 60 пунктов
^~i3 60
^Богатительная
с а боратория
Ремонтный пункщ
28 Заказ 1075
Рис. 135 (продолжение). Обогатительный корпус гравитационной фабрики для обогащения коренных_оловянных
(касситеритовых) руд
434 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Обогатительный корпус гравитационной фаб-
рики для обогащения коренных оловянных (касситеритовых) руд показан
на рис. 135. Крупнозернистые фракции обогащаются отсадкой, мелкие — па
многоярусных концентрационных столах, шламы — на опрокидных автомати-
ческих шлюзах. Оборудование скомпоновано ио уступчато-одноэтажной схеме.
§ 8. Размещение оборудования в сгустительном, фильтровальном
и сушильном цехах
На обогатительных фабриках малой производительности или
на крупных фабриках, но с малым выходом концентратов устанавли-
вается небольшое число сгустителей и фильтров, поэтому оборудова-
ние для сгущения и фильтрования размещается в одном здании
с основными производственными цехами. Сгустители для промпродук-
тов, как правило, размещаются в корпусе обогащения для сокраще-
ния длины трубопроводов.
Если устанавливаются сгустители большого диаметра и много
фильтров, то они выносятся в отдельное здание. Сгустители диа-
метром более 12 м в районах с расчетной температурой —20° С
и выше рекомендуется устанавливать без зданий и шатров с уте-
плением сливного желоба и укрытием насосной установки.
Сушка мелких концентратов связана со значительным пылевыде-
лением; обслуживание топок и удаление золы вызывают выделение
пыли, тепла и дымовых газов в помещение. Поэтому при большом
количестве концентратов, подлежащих сушке, по санитарно-гигие-
ническим соображениям рекомендуется сооружать отдельный корпус
сушки.
На рудных обогатительных фабриках фильтры обычно разме-
щаются вместе с сушилками, так как обезвоженные на фильтрах
концентраты трудно транспортировать ленточными конвейерами.
Часто к фильтровально-сушильному корпусу примыкают корпус
сгущения, склады и погрузочные устройства для концентратов.
При проектировании фильтровально-сушильных корпусов и скла-
дов сухих концентратов следует особое внимание обратить на произ-
водственную санитарию и, в частности, на очистку газов от пыли
и вентиляцию помещений. Топки для твердого топлива должны быть
механические, топливоподача и золоудаление механизируются. При
газовом или жидком топливе вопросы обслуживания топок решаются
значительно легче, чем при твердом топливе.
Рекомендуется размещать фильтры по отношению к сгустителям
так, чтобы переливы фильтров можно было возвращать в сгустители.
Возврат переливов на фильтры без их сгущения обводняет питание
фильтров и приводит к накапливанию в нем тонких шламов. Если
перед фильтрованием нет сгущения пульпы, то для переливов и филь-
трата все же следует установить сгуститель, который может слу-
жить и некоторым буфером, создающим независимость в работе
цехов флотации и фильтрования,
Размещение оборудования в сгустителъном и др. цехах
435
Сгустители малых размеров обычно разгружают через диафрагмовые насосы
и уже после, если требуется, перекачивают сгущенный продукт центробежными
песковыми насосами. Регулировать разгрузку сгустителя задвижками при малых
расходах пульпы не удается из-за забивки трубопроводов. Сгустители большого
размера можно разгружать центробежными насосами, непосредственно при-
соединенными к разгрузочной воронке сгустителя, устанавливаемыми на вы-
соте, обеспечивающей их заполнение пульпой.
Корпус сгущения, обезвоживания, фильтрования
и сушки большой флотационной фабрики, получающей
четыре концентрата, показан на рис. 136, где также размещены и склады кон-
центратов.
Концентратная пульпа сгущается в пяти сгустителях. Сгущенные продукты
при помощи диафрагмовых и центробежных насосов подаются на барабанные
вакуум-фильтры, расположенные на втором этаже над сушильными барабанами.
Обезвоженные на фильтрах концентраты реверсивными конвейерами можно
подать в сушильные барабаны или, минуя сушку, на катучие конвейеры и на
склад, представляющий собой траншею, разделенную на отсеки, либо через
воронки малой емкости и ленточные питатели загрузить в контейнеры. Послед-
ние автокарами отвозятся на склад. Траншейный склад обслуживается двумя
грейферными кранами, которыми через катучие разгрузочные воронки концен-
траты можно грузить в железнодорожные вагоны. На складе контейнеров уста-
новлены два крана грузоподъемностью по 5 т для погрузки контейнеров на
платформы (или автомобили). Дымовые газы сушильных барабанов очищаются
в батарейных циклонах и мокрых пластинчатых фильтрах, работающих последо-
вательно. Мокрые фильтры установлены на площадке вакуум-фильтров. Вакуум-
насосы установлены в изолированном помещении, примыкающем к цеху сгуще-
ния. Здесь же расположена трансформаторная подстанция. По фронту сушилок
проложен узкоколейный путь для доставки топлива и отвозки золы. Бытовые
помещения размещены в двухэтажной пристройке к цеху сгущения. Размеры
корпуса в плане (без склада контейнеров) 94 X 54 м.
Корпус фильтровально-сушильного цеха с бара-
банными сушилками большой производительности показан на рис. 137. .
Барабанные фильтры с внутренней фильтрующей поверхностью установлены
на втором этаже здания по шесть фильтров на каждый сушильный барабан.
Пульпа, подлежащая фильтрованию, подается в центральный пульподелитель,
установленный выше фильтров. Это создает маневренность в загрузке фильтров
и сушильных барабанов. Переливы пульпы из фильтров подаются в сгуститель
и после уплотнения возвращаются в пульподелитель. Дымовые сушильные
газы выносят мелкий концентрат в количестве до 150—200 г/м3 газа. Газы
очищаются в три ступени: сначала горячие газы проходят батарейный
циклон, затем трехпольный электрофильтр и окончательно промываются в скруб-
бере. Очищенный и охлажденный газ дымососом выбрасывается в атмосферу.
Скруббер выполняет роль теплообменника: промывные воды отбирают тепло
от очищаемого газа и используются для подогрева пульпы перед флотацией.
Вместо скрубберов можно применить пенные газовые фильтры, которые также
отбирают тепло очищаемых газов. Высушенный концентрат и пыль, уловленная
в батарейных циклонах и электрофильтрах, транспортируются конвейерами.
Топки сушильных барабанов работают на мазуте. Зал фильтров обслуживается
краном грузоподъемностью 20/5 т. Над электрофильтрами для смены электрод-
ных пластин установлены тали грузоподъемностью 1 т. Приводы барабанов
обслуживаются краном грузоподъемностью 10 т. В направлении, перпендику-
лярном плоскости рисунка, для одного агрегата фильтры — печь — газо-
чистка достаточно пролета шириной 12 м.
На углеобогатительных фабриках для сушки мелкого концен-
трата (мельче 13 мм) часто применяют трубы-сушилки. На каждую
трубу-сушилку можно иметь свою топку (агрегатная схема) или
28*
=ssss? .‘-.S’St.ss
17 — лопастные ватворыЖяа и is_стшипк™?ег цп!:лоньб 14 — контейнеры; is_барабаннк^вяи^™ ь° — конвейер ленточный;
^мокрые фильтры; гз - Б=1
асосы, 3S и 34 — насосы песковые; зз ~ поршневые ваку/м-настеь™ ’ S0~3e ~ Диафрагмовые
Д К I ...
>&C о g
• Cp-s
g ^'r*’
IF»
F.i^
ИН ।
2 д^&^
s
Cil^- с1
сб (М и Р
<С> Q
О
« СЧ-. Ё1П
ео ено иg=
К Л °
IF ।11
® ‘SScaI О?
в
ё
Fie»
5&0°
ы о ф S
ей у Ф
и 5 £ и 8
tJ S ,? rs
Ё“&8
g
*&
ь 5© о
« S I g.o^
И &<cggci
и l.-ii"
S^fg^
« sf I I g
з rt « * Д 5
I |r.i
HlTK
д
§
s
e
№
hi-
F ’£
5°°° »
&»!Г
E
Й ЙЬ"
S д £с>
ь и E'f
g и p pi
fl'i
Равмещение оборудования в сгустителъном и др. цехах
439
па несколько труб-сушилок устраивается одна топка и горячие газы
распределяются по сушилкам (цеагрегатная схема).
Рис. 138. Сушильный цех углеобогатительной фабрики с трубой-сушилкой:
1 — конвейер для подачи сырого угля; 2 — бункер сырого угля; 3 — питатель забрасыватель;
л — труба-сушилка; 5 — циклоп; С — батарейный циклон; 7 — вентилятор-дымосос; 8_______
выхлопная труба вентилятора; э — выхлопная труба циклона; ю — конвейер высушенного
угля; 11 — конвейер для подачи топлива; 12 — бункер топлива; 13 — дутьевые вентиляторы;
14 — шахтная мельница; 15 — топка
Корпус сушильного цеха углеобогатительной
фабрики с трубой-сушилкой показан на рис. 138. Топка шахтно-мельнич-
ного типа, общая на несколько труб-сушилок. Очистка дымовых газов произво-
дится в циклонах. Внизу трубы-сушилки установлен конвейер для провалива-
ющегося продукта [127].
440
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
§ 9. Подъемно-траиспортные устройства *
Подъемно-транспортные устройства по своему назначению могут
быть эксплуатационными или ремонтно-монтажными. К эксплуата-
ционным подъемно-транспортным устройствам относятся грейферные
краны на складах глинистых и вязких руд или на складах влажных
мелких концентратов; тельферы с грейферами для разгрузки дре-
нажных отстойников и зумпфов; тельферы для доставки контейне-
ров с шарами к мельницам; мостовые краны с подвесными магни-
тами для погрузочно-разгрузочных операций с шарами и стержнями.
Ремонтно-монтажные подъемно-транспортные устройства устана-
вливаются над машинами, имеющими сменные части весом более
50 кг. Тип грузоподъемного устройства выбирается в зависимости
от числа и расположения обслуживаемых машин, принятого способа
ремонта и требуемой грузоподъемности.
Неподвижные тали служат для перемещения груза
только в вертикальном направлении, применяются для монтажа
и ремонта отдельно стоящих машин. Грузоподъемность талей обычно
до 10 т (бывает и до 20 пг). Нормальная высота подъема 3 м. Спе-
циальные тали имеют подъем до 12 м. Привод ручной.
Тали на монорельсовых тележках (кошках)
позволяют перемещать груз в горизонтальном направлении по оси
монорельса. Грузоподъемность талей до 5 т, их устанавливают для
обслуживания легкого оборудования, располагаемого в один ряд,
ирп малой длине горизонтального перемещения.
Электрические тельферы грузоподъемностью до 5 т,
устанавливаются при значительной длине перемещения груза по го-
ризонтальному пути — над насосами, флотационными машинами.
Мостовые краны применяются при ремонтах и монтаже
тяжелого оборудования и когда необходимо обслужить площадь, на
которой размещены в несколько рядов легкие агрегаты.
Грузоподъемность подъемно-транспортных устройств назначается
в зависимости от принятого способа ремонта оборудования — сменно-
узлового или сменно-машинного. Способ ремонта выбирается в зави-
симости от общего веса машины, веса сменного узла деталей, допу-
стимой продолжительности ремонта, числа установленных машин,
конструктивных особенностей машины и способа ее установки.
Чтобы не увеличивать грузоподъемность мостовых кранов, реко-
мендуется для всех типов дробилок применять сменно-узловой спо-
соб ремонтных работ. Грузоподъемность кранов назначают: для
щековых дробилок — по весу подвижной щеки; для конусных дро-
билок крупного дробления — по весу дробящего конуса с травер-
* См. также «Нормы технологического проектирования обогатительных
фабрик для руд цветных и черных металлов», ч. 25Ремонтно-вспомогательное
хозяйство. Издание ин-та «Механобр». Л., 1969.
Подъе-чно-транспортние устройства
441
с.<»й; для конусных дробилок поддрабливания (редукционных) —.
но весу дробящего конуса с траверсой или по весу верхней части
корпуса; для конусных дробилок среднего и мелкого дробления —
по весу дробящего конуса или при каскадном размещении дробилок
и двух уровнях — по весу станины, пружин и опорного кольца.
Если устанавливается больше 12 дробилок для среднего и мелкого
дробления, то рекомендуется принять сменыо-машинный способ ремон-
тов с переносом машины в собранном виде на ремонтную площадку.
Грузоподъемность ремонтных мостовых кранов в корпусах круп-
ного, среднего и мелкого дробления по нормам института Механобр
176] приведена в табл. 88.
Таблица 88
Грузоподъемность ремонтных мостовых кранов в корпусах крупного,
среднего и мелкого дробления
Типы дробилок Общий вес без электрооборудо- вания, т Грузоподъемность крана, т
при сменно- узловом методе ремонта при сменно- машинном ме- тоде ремонта
Щековые (с простым качанием
щеки): 15/3
ЩКД-900 X 1200 .... 67,0 —
ЩКД-1200Х 1500 .... 141,8 30/5 —
ЩКД-1500Х 2100 .... 251,8 50/10 —
Конусные крупного (первпч-
ного) дробления: 20/5
ККД-500 38.5 —
ККД-900 142,0 75/20 —
ККД-1200 235,0 100/20 —
ККД-1500/180 , 414,8 150/30 —
ККД-1500/300 605,1 200/30 —
Конусные редукционные круп-
ного (вторичного) дробле-
ним:
КРД-500 94,0 75/20 —•
КРД-700 133,6 100/20
К Р Д-900 261,5 200/30 —
Конусные среднего и мелкого
дробления: 15*
КСД-1200А и КСД-1200Б | 26,6
КМД-1200 5
КСД-1750А и КСД-1750Б | 48,0 20/5*
КМД-1750 10
КСД-2200А и КСД-2200Б КМД-2200-400 ..... | 80,7 50/10 * 20/5 100/20
КМД-2200-600 89,2 50/10* 20/5 100/20
* В числителе -указана грузоподъемность крана но весу станины, в внаменателе —
по весу одного конуса.
442 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Переклассификацию дробящей нагрузки, смену футеровки и дру-
гой ремонт стержневых и шаровых мельниц организуют по одному
из следующих способов:
1) на месте установки, не снимая мельницы. Применяется при
числе установленных мельниц 4—6. Грузоподъемность крана выби-
рают по весу узла, включающего барабан, обе торцовые крышки,
венцов ую шестерню и питатель;
2) дробящая среда и пульпа выгружаются из мельницы на месте
установки, барабан мельницы с футеровкой переносится на ремонт-
ную площадку. Применяется при числе однотипных мельниц 6—10
и при числе мельниц двух или трех типов 8—16. Грузоподъемность
крана принимают по весу собранного барабана с футеровкой, но без
шаров;
3) барабан мельницы с дробящей средой и пульпой переносится
на ремонтную площадку. Применяется при числе мельниц больше 12.
При установке в цехе измельчения мельниц разных размеров
возможен и комбинированный метод их ремонта, например мель-
ницы меньшего размера ремонтируются по третьему способу, а боль-
шие мельницы переносятся на ремонтную площадку без дробящей
среды.
Грузоподъемность ремонтных мостовых кранов в пролетах из-
мельчения по нормативам института Механобр приведена в табл. 89.
На некоторых обогатительных фабриках в пролете измельчения
устанавливают по два крана — большой и малой грузоподъемности
(на нижних подкрановых путях). Это создает маневренность в выпол-
нении ремонтов и уменьшает холостой пробег тяжелого крана. Но
при малой общей загрузке кранов по времени установка второго
крана на нижних путях не оправдывается. Рекомендуется второй
кран малой грузоподъемности устанавливать только над ремонтной
площадкой, где он будет больше загружен.
На американских фабриках уже считают неоправданным уста-
навливать в отделении измельчения мостовые краны на подъем всей
мельницы с дробящей средой и пульпой и ремонтировать и снаря-
жать мельницы на общей монтажной площадке. В обоснование этого
выдвигаются следующие соображения: при больших размерах мель-
ниц стоимость крана и удорожание поддерживающих строительных
конструкций из-за его установки, а также стоимость дополнитель-
ного объема здания для устройства большой монтажной площадки
составляют крупную сумму. Выгоднее эти деньги потратить на уста-
новку дополнительной мельницы (или мельниц) для компенсации
снижения производительности отделения измельчения из-за удли-
ненных сроков ремонта мельницы на месте по сравнению с ремонтом
на монтажной площадке. Чем больше размеры мельниц, тем более
дорогим становится их перенос и ремонт на монтажной площадке.
Мельницы рудного самоизмельчения 07,2—11 м совсем нерацио-
нально переносить краном. В то же время основная работа по замене
Подъемпо-транспорт нке у стр ойства
443
Таблица 89
Грузоподъемность ремонтных мостовых кранов в пролетах измельчения
Типы мельниц Грузоподъемность крана, т
первый способ ремонта второй способ ремонта третий способ ремонта
Стержневые: 900X1800 5 5 10
1200X2400 10 15/3 20/5
1500X 3100 15/3 20/5 50/10
2100X3000 50/10 50/10 100/20
2700X3600 75/20 100/20 125/30 150/30 200/30
3200 x 4500 75/20
3600X5500 100/20 150/30 320/30
Шаровые с централь- ной разгрузкой: 900x1800 5 5 10
1500 x3100 15/3 20/5 30/5
2100X 3000 50/10 50/10 75/20
2700 X3600 75/20 100/20 125/20
3200 X4500 75/20 125/20 200/30
3600X 5500 75/20 150/30 300/30
Шаровые с решеткой: 900X900 5 10 10
1200X1200 10 10 15/3
2100x1500 20/5 30/5 50/10
2100 x 2200 30/5 50/10 75/20
2700 x2100 50/10 75/20 100/20
2700 X 2700 — 75/20 125/20
3200 x3100 75/20 100/20 150/30
3600X 4000 75/20 150/30 250/30
3600 x5000 100/20 150/30 300/30
футеровки мельниц со временем упрощается, конструкции футеровок
совершенствуются, а установка резиновых футеровок значительно
облегчается.
Для разгрузки дробящей среды, перефутеровки и вообще для
ремонта мельниц на месте установки достаточно иметь мостовой
кран грузоподъемностью по весу наиболее тяжелой детали, обычно
20—30 т, но желательно чтобы электропривод мельницы поз-
волял бы поворачивать ее на малые доли оборота. Такие приводы
разработаны и применяются на некоторых зарубежных фабриках
[145].
Грузоподъемность мостовых кранов, кран-балок и электрических
тельферов в цехе флотации с механическими флотационными маши-
нами назначается по весу узла аэратора машины или по весу метал-
лического корпуса четырехкамерной машины (для № 7 двухкамер-
444
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
ной). Для флотационных машин типа «Механобр» рекомендуются
следующие грузоподъемности:
Машина «Механобр» .............Л» 1 № 2 № 3 № 4 № 5 № 6 № 7
Грузоподъемность крана, т . . . . 0,5 0,5 1,0 2,0 3,0 3,0 5,0
В цехах магнитной сепарации грузоподъемность ремонтно-мон-
тажных устройств принимают по весу магнитного сепаратора в со-
бранном виде. Для обслуживания песковых насосов всех типов
грузоподъемность определяют по весу агрегата — насос, электро-
двигатель и рама, для крупных землесосов (диаметром более
300 лш) — по наибольшему весу насоса или двигателя.
При установке большого числа фильтров кран выбирают по весу
фильтра в собранном виде.
Для обслуживания приводов конвейеров устанавливают грузо-
подъемные устройства по весу одного из наиболее тяжелых узлов —
приводного барабана, редуктора в сборе, электродвигателя (если
редуктор весит более 5 т, то принимают вес наиболее тяжелой ниж-
ней части его корпуса).
При размещении оборудования под краном нужно учитывать
зону обслуживания крана, определяемую крайними положениями
его крюков от осей подкрановых рельсов; работа крана с оттяжкой
подвешенного к нему груза недопустима.
К пролетам зданий, обслуживаемых, ж ранами, следует подводить
подъездные пути. На обогатительных фабриках, скомпонованных
по~уступчато-рдноэтая{ной схеме и расположенных на площадках
с крутым уклоном, для доставки оборудования и запасных частей
на отдельные уступы устраивают сбоку здания фабрики наклонный
подъем.
В многоэтажных зданиях для доставки оборудования и запасных
частей на этажи предусматриваются монтажные проемы.
§ 10. Производственный дренаж полов в корпусах
обогатительной фабрики
Во всех корпусах обогатительной фабрики осуществляется си-
стема дренажа полов. Назначение ее — избежать потерь руды при
переливах и разбрызгивании пульпы и при просыпании сухого
материала.
Для сбора переливов устраивается система дренажных канав,
а полы делаются наклонными по направлению к этим канавам. Для
надежного стока переливов в дренажные канавы и облегчения смыва
с полов осевшего материала угол наклона полов и самих канав при-
нимают 3—4° (уклон 5—7%). Максимальный угол наклона пола,
если по нему ходят люди, не должен превышать 6° (уклон 10%),
а при отсутствии постоянного прохода людей (например, под пло-
щадками) этот угол можно увеличить [97 L Величина уклона полов
Производственный дренаж полов в корпусах обогатительной фабрики 445
определяется углом естественного склона фабричной площадки,
условиями безопасности и удобством обслуживания.
Ширина дренажных капав в зависимости от размеров и произ-
водительности обогатительной фабрики берется 250—500 мм. Обыч-
ная схема расположения дренажных канав показана на разрезах
корпусов обогатительных фабрик, приведенных на рис. 124, 125,
127, 129 и др.
Стоки и смывы с полов по канавам стекают в специальные сбор-
ники (дренажные или аварийные зумпфы), емкость которых должна
быть достаточной для приема пульпы, выпускаемой из машин.
Из дренажных зумпфов пульпа насосами или аэролифтами по-
дается в соответствующие точки технологического процесса.
Для разгрузки и очистки дренажных зумпфов от осевшего ма-
териала в них опускаются вертикальные песковые насосы и осев-
шие пески размываются сильной струей воды из шланга или бранд-
спойта. В зумпфах устанавливаются постоянно работающие
мешалки, поддерживающие дренажные продукты во .взвешенном
состоянии.
Во всех случаях возврат накопленных дренажных стоков в тех-
нологические операции расстраивает процесс обработки руды излиш-
ним количеством воды, перегрузкой аппаратов, подачей нежелатель-
ных реагентов, присутствующих в стоках.
На флотационных фабриках для дренажных стоков желательно
устанавливать один или два специальных сгустителя, которые по-
зволят накапливать стоки, сгущать осаждающийся материал и равно-
мерно возвращать его в процесс. В этом случае для сбора сточных
вод можно устраивать в полах емкости цилиндрической формы с тихо-
ходными мешалками и с насосами, установленными рядом, в спе-
циальных приямках.
При флотации полиметаллических руд следует применять селек-
тивный дренаж: переливы отдельных циклов флотации собирать
раздельно и возвращать в основные операции этих циклов.
В корпусах цехов дробления необходимо убирать пыль, оседаю-
щую на полках, стенах и конструкциях здания, а также просыпь
с конвейеров и от мест перегрузок руды.
Здесь рекомендуется внутренние поверхности стен делать глад-
кими, а полы устраивать с уклонами. Пыль и просыпь можно смы-
вать в специальный отстойник. Отстойные воды декантируют в хвосты,
а осадок тельфером с грейфером вычерпывают и грузят на конвейер
дробленой руды.
Для уборки просыпи руды в подбункерном пролете главного
корпуса и очистки полов под площадками мельниц в пролете измель-
чения можно применить малогабаритные автопогрузчики и бульдо-
зеры. Для этого при проектировании надо предусмотреть проезды
под площадками и сам площадки над полом поднять более чем
на 3 м.
446 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Выбор точки возврата в технологический процесс дренажных
продуктов зависит от ряда условий. При обработке богатых руд
с большим выходом концентрата и невысоких кондициях на концен-
трат можно присоединить все дренажные продукты к концентрату
с сохранением требуемого его качества. На углеобогатительных
фабриках продукты дренажа после обезвоживания обычно при-
соединяются к промпродукту и используются как котельное топливо}
Если нельзя присоединить все дренажные продукты к концентрату,
не снижая его качества, то применяют селективную систему дренажа;
бедные и некондиционные по крупности продукты собираются от-
дельно от богатых и кондиционных по крупности. Первые возвра-
щаются в начало технологического процесса, а вторые при-
соединяются к концентрату.
При проектировании обогатительной фабрики необходимо преду-
смотреть самотечный (аварийный) дренаж нижних уступов зданий
фабрики, траншей, зумпфов, тоннелей под сгустителями и т. д.
Самотечный дренаж устранит опасность затопления этих помещений
при выходе из строя или перегрузке дренажных насосов и насосов
оборотной воды.
Если по условиям топографии нельзя вывести самотеком за пре-
делы обогатительной фабрики стоки с наиболее низких отметок зда-
ний, то для откачивания переливов должны быть предусмотрены
аварийные насосы, поставленные в особые условия в отношении вне-
запного отключения их от энергосети.
§ И. Хранение и отгрузка концентрата
Склады концентрата устраиваются для обеспечения бесперебой-
ной работы обогатительной фабрики.
Типичные схемы погрузочно-складских операций на обогатитель-
ных фабриках показаны на рис. 139.
Схема а предусматривает бункерную погрузку концентрата.
При отсутствии вагонов концентрат поступает на склад и в даль-
нейшем возвращается на погрузку в бункера. Большая часть
концентрата непосредственно поступает на погрузку. По схеме б
весь концентрат поступает на склад и оттуда подается на по-
грузку.
Емкость фабричных складов для концентрата в зависимости от рас-
стояния обогатительной фабрики до потребителя и регулярности
подачи порожняка под погрузку колеблется от 1- до 15-суточной
производительности фабрики по готовому продукту.
На углеобогатительных фабриках емкость складов для продуктов
обогащения принимают: в условиях Донбасса 3—5 суток, Караганды
и Кузбасса 7—10 суток, Дальнего Востока 10—12 суток [30]. Раз-
меры площадки под склады предусматривают с учетом возможного
увеличения емкости склада до месячного запаса.
Хранение и отгрузка концентрата
447
Необходимость создания складов готовой продукции и их емкость
должны обосновываться при проектировании. Например, действу-
ющими нормативами для углеобогатительных фабрик склады готовой
продукции на центральных фабриках, как правило, не предусматри-
ваются, и устройство их допускается только при соответствующем
обосновании [81].
Тип склада определяется в основном потребной его емкостью,
крупностью и влажностью концентратов, а также их ценностью.
При выборе типа склада прежде всего следует решить вопрос,
будет ли склад открытым или закрытым. Открытые склады большой
б
а
Концентрат Концентрат
] Склад | | Склад ~~|
| бункерная погрузка |
безбункерная или бун -
керн ан пбгрузка
Рис. 139. Схемы погрузочно-складских операций на обо-
гатительных фабриках
емкости сооружаются для хранения менее ценных и достаточно круп-
ных концентратов, получаемых при обработке гравитационными
процессами железных и марганцевых руд, а также каменных углей.
Для хранения мелких концентратов строятся закрытые склады,
так как при открытых складах возможно значительное распыление
концентрата. Для сухих исслеживающихся мелких концентратов
можно проектировать силосные склады, по типу применяемых в це-
ментном производстве.
Далее решается вопрос о способе разгрузки склада. Выбор спо-
соба разгрузки зависит от слеживаемости концентрата, определя-
емой его крупностью и влажностью.
Для разгрузки слеживающихся материалов на открытых скла-
дах наиболее часто применяют скреперы, грейферные краны и экска-
ваторы, а на закрытых складах — мостовые грейферные краны. При
большой производительности по отгрузке материала с закрытых
складов применяют мощные роторные экскаваторы [87]. Неслежива-
ющиеся концентраты с открытых и закрытых складов на больших
обогатительных фабриках чаще всего разгружаются через люки
и питатели на проходящие под складом ленточные конвейеры (тун-
нельная разгрузка).
Способ заполнения склада определяется в большинстве случаев
способом разгрузки. Открытые и закрытые склады с туннельной
Рис. 140. Закрытые склады для влажного^мелкого магнетитового концентрата с мостовым ’грейферным крапом:
а — склад с разгрузкой концентрата на конвейер; б — склад с разгрузкой концентрата на конвейер и с прямой погрузкой
в вагоны; 1 — загрузочные конвейеры; 2 — грейферный кран; з — катучная воронка; 4 — разгрузочный конвейер; 5 — железно-
дорожный путь
Хранение и отгрузка концентрата
449
разгрузкой заполняются обычно проходящими на эстакаде, кверху
склада, ленточными конвейерами (со сбрасывающей тележкой или
челнокового типа).
Открытые склады часто заполняются тем же скрепером, которым
и разгружаются. Закрытые склады с грейферной разгрузкой запол-
няются с помощью проходящего над всем складом продольного кон-
вейера или же концентрат разносится по складу из первичного шта-
беля тем же грейферным краном, который используется и для раз-
грузки. В первичный штабель концентрат подается ленточным кон-
вейером.
Рис* 141. Открытых! эстакадный склад с экскаваторной разгрузкой
Производительность устройств для загрузки склада должна
соответствовать производительности обогатительной фабрики по
готовому продукту. Производительность разгрузочных устройств
определяется грузоподъемностью подаваемых составов для отправки
концентратов и допустимым временем погрузки. Во всех случаях
производительность склада по разгрузке принимается не менее
производительности фабрики по концентрату.
Устройство склада с мостовым грейферным кра-
ном для влажных и сухих (в зимнее время) концентратов на флотационной
фабрике показано на рис. 136.
Закрытые склады для влажного мелкого магнетитового концен-
трата, оборудованные мостовыми грейферными кранами, показаны на рис. 140.
Склады загружаются двумя конвейерами с однорукавными сбрасывающими
тележками, проходящими в фермах перекрытия. Разгрузка концентрата со
склада производится грейферным краном, подающим концентрат на конвейер
(идущий вдоль склада) через катучую воронку. На другом складе (рис. 140, б)
имеется железнодорожный путь, проведенный в склад. Концентрат грейфером
сразу грузится в открытые вагоны.
Открытый эстакадный склад с экскаваторной разгрузкой
для железного концентрата промывочной фабрики показан на рис. 141. Емкость
склада 150 000 ж3, производительность по загрузке и разгрузке 2800 т/ч. Склад
заполняется ленточными конвейерами, проходящими в галерее вверху склада.
Концентрат со склада экскаваторами подается в железнодорожные вагоны (24].
29 Заказ 1075
450
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Закрытый шатровый склад с туннельной разгрузкой для
сухого мелкого магнетитового концентрата показан на рис. 142.
Загрузка склада производится ленточным конвейером со сбрасывающей
тележкой. Концентрат со склада подается на ленточные конвейеры, установлен-
ные в двух туннелях. Разгрузочные отверстия оборудованы пневматическими
затворами, под которые подводится передвижной вибрационный питатель,
подающий концентрат на конвейер.
На углеобогатительных фабриках для продуктов обогащения
сооружают склады, принципиальные схемы которых показаны
на рис. 143 [30].
Рис. 142. Закрытый шатровый склад с туннельной разгрузкой для мелкого
сухого магнетитового концентрата
Безэстакадный открытый склад: — подана угля
на склад — ленточными конвейерами и грейферными кранами,
загрузка в штабель — грейферными кранами, разгрузка — грейфер-
ными кранами, бульдозерами, ленточными конвейерами, экскавато-
рами, тракторными погрузчиками и скреперными грузчиками. Про-
изводительность по разгрузке угля со склада до 250 т/ч. Склад
служит для длительного хранения продуктов, не подлежащих регу-
лярной отгрузке, например шлама, промпродукта. Такие склады
сооружаются для создания топливных запасов.
Эстакадный склад — загрузка ленточными конвейерами,
разгрузка — экскаваторами, скреперными грузчиками, тракторными
погрузчиками, грейферными кранами. Производительность по раз-
грузке до 250 т/ч. Сооружается на фабриках небольшой производи-
тельности.
Хранение и отгрузка концентрата
451
Пол у бункерный склад — загрузка и разгрузка лен-
точными конвейерами. Питатели на разгрузке качающиеся или лопа-
стные (при щелевой конструкции бункера). Производительность
по разгрузке до 1000 т!ч.
Рис. 143. Схемы складов для продуктов обогащения на углеобогати-
тельных фабриках:
а — безэстакадный; б — эстакадный; в — полубункерный; г —
скреперный
Скреперные склады представляют собой штабеля угля,
обычно имеющие форму сектора. В вершине сектора располагают
устройства для загрузки угля в первичный штабель конической
формы. Основной штабель образуется скрепером. Со склада уголь
скрепером подается в воронку, откуда питателем и конвейером на-
правляется в погрузочный бункер или грузится непосредственно
в железнодорожные вагоны. Скреперные склады применяются наи-
более часто, производительность по разгрузке до 1000 т/ч.
Более подробно схема скреперного склада показана па рис. 144.
29*
Рис. 144. Схема скреперного склада для угля:
1 — конвейер для подачи угля на склад; 2 — конвейерная стрела
для загрузки угля в первичный штабель; 3 — питатель; 4 — кон-
вейер обратной подачи со склада; 5 — скрепер; 6 — погрузочно-
весовой пункт
Рис. 145. Схемы погрузочных бункерных уста-
новок:
а — продольная; б — поперечная; в —поперечно-
продольная
Хранение и отгрузка концентрата
453
При железнодорожном и автомобильном транспорте концентраты
чаще всего грузятся навалом. Крупнокусковые и зернистые концен-
траты перевозятся в открытых вагонах, а порошковатые — в закры-
тых или в специальных вагонах-бункерах. Концентраты руд цвет-
ных металлов перевозятся в контейнерах. Ценные концентраты руд
редких металлов поставляются в прочной мягкой (мешки) или жест-
кой (жестяные барабаны, бочки) таре.
Концентраты грузятся навалом в вагоны или автомашину через
погрузочные бункера или через пункты безбункерной погрузки.
Рио. 146. Типовые сечения погрузочных бункеров:
а и б — для открытых вагонов; в — для открытых и закрытых вагонов
Применяемые схемы расположения бункеров относительно желез-
нодорожных путей показаны на рис. 145. Число железнодорожных
путей зависит от емкости бункеров и количества отгружаемых сор-
тов концентрата. Для упрощения формирования маршрута вагонов
и взвешивания продуктов удобно каждый сорт грузить на своем
пути, но это увеличивает длину путей. Поэтому часто разные продукты
отгружают с одного пути.
Типовые сечения погрузочных бункеров показаны на рис. 146.
Бункера сечений а и б применяются для погрузки открытых вагонов,
бункер в с боковыми отверстиями позволяет грузить крытые вагоны
через двери и окна.
На углеобогатительных фабриках бункера обычно делают по
схеме а, так как крытые вагоны для перевозки угля не подаются.
Емкость бункера должна быть не менее емкости состава вагонов,
механизация погрузочных работ должна обеспечить погрузку состава
не более чем за 2 ч*.
Однопутевой продольный погрузочный бункер,
загружаемый Челноковым конвейером, показан па рис. 147. Емкость каждой
* Емкость бункера можно уменьшить на то количество продукта, которое
будет подано с обогатительной фабрики за время погрузки, т. е. за 1,5—2 ч.
Рис. 147. Однопутевой продольный погрузочный бункер:
I — конвейер для подачи угля с обогатительной фабрики; 2 — передвижной реверсивный
(челноиовый) конвейер; 3 — секторные затворы; 4 — погрузочные желоба; 3 — влектротелъ-
феры; 6 — железнодорожные весы
148. Безбункерная погрузка угля в ж.-д. вагоны:
1 — конвейер для подачи угля с обогатительной фабрики или со склада; 2 — челноковый
конвейер с погрузочной стрелой; 8 — ферма для разравнивания угля в вагонах; 4 — железно-
дорожные весы
Хранение и отгрузка концентрата
455
ячейки бункера 200 т угля. Выпускные отверстия бункера оборудованы сектор-
ными затворами с электроприводом. Вагоны загружаются по желобам, которые
поднимаются и опускаются электротельферами. Вагоны загружаются по их
ходу с взвешиванием на выходе из-под бункера на железнодорожных весах
грузоподъемностью 100 т.
Рис. 149. Узел загрузки концентрата в контейнер:
j — грейфер; 2 — бункер-воронка; з — вибратор; 4 — бункерный затвор; 5 — воронка;
в — ленточный питатель; 1 — контейнер; 8 — вагон-тележка для контейнеров; 10 — ’'ре-
верса для подцепки контейнера к электротельферу; 11 — монорельс для электротельфера
Для углеобогатительных фабрик рекомендуется безбункерная погрузка
готовой продукции [81].
Безбункерная погрузка угля при помощи яелнокового конвейера с погру-
зочной стрелой показана на рис. 148.
Перевозка концентратов руд цветных металлов в контейнерах
позволяет снизить потери концентрата, оздоровить условия труда
и уменьшить трудовые затраты на погрузке и разгрузке концен-
тратов. у
456 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Пример возможного решения угла загрузки концентрата в контейнеры
показан на рпс. 149. Грейферным краном концентрат из штабеля загружается
в специальный бункер. Через затвор и ленточный питатель концентрат из бун-
кера грузится в контейнеры. Для улучшения разгрузки концентрата на стенке
бункера установлен вибратор, а сам бункер опирается на четыре пружинных
амортизатора. Контейнеры подаются на погрузку и отвозятся на склад на спе-
циальной тележке.
§ 12. Автоматический контроль и регулирование технологических
процессов
Контроль и регулирование технологических процессов соста-
вляют содержание специального раздела проекта обогатительной
фабрики.
Технологический процессы контролируются измерением вручную
или автоматически различных технологических параметров. Непре-
рывные измерения служат основой для автоматического регулирова-
ния процессов обработки полезного ископаемого на обогатительной
фабрике.
Задачу автоматизации технологического процесса можно решить
только при комплексном проектировании, когда все части проекта
взаимно увязаны и каждый технологический узел выполнен так,
что может надежно работать без постоянного вмешательства рабочего.
На обогатительных фабриках применяются приборы автомати-
ческого контроля для измерения и определения следующих величин:
Т'ТГтичёС'Гва обрабатываемого' сырья; расхода используемых в ка-
честве реагентов твердых веществ; содержания твердого в пульпе
и плотности пульпы; дебита и суммарного расхода воды, растворов
реагентов, пульпы и пара; уровня воды, растворов и пульпы в чанах;
числа прошедших вагонеток с сырьем; скорости'вращения и числа
оборотов отдельных деталей машин (валов, шкивов и т. д.); концен-
трации водородных ионов в пульпе или в растворе; остаточной кон-
центрации ионов некоторых реагентов в пульпе; температуры пульпы,
воды, растворов, масла и газов; давления воды и пара; давления
и разрежения воздуха и газов; времени работы, простоя и холостого
хода механизмов; напряжения, потребляемой величины тока, мощ-
ности, расхода электроэнергии и т. д. [23, 64, 104, 106].
Для измеряемых величин можно в отдельных случаях предусмат-
ривать сигнализацию о соответствии их заранее заданным значе-
ниям.
Большие конусные дробилки крупного дробления (В = 1200 мм; В =
=• 1500 м) обычно управляются вручную из операторского пункта. Оператор
должен видеть приближающийся вагон или самосвал и загрузочную воронку
дробилки. Светофором он дает команду на разгрузку вагона. Над питателем
под дробилкой необходимо поддерживать слой руды, хотя бы минимальной
высоты, для защиты питателя от разбивания кусками и для предотвращения
внезапных выбросов пыли. Для контроля минимального и максимального
уровня руды в разгрузочном бункере в стенку его закладывают на определенном
Автоматический контроль и регулирование технологических процессов 457
уровне металлические трубы и в них помещают источник радиоизлучения>
а в противоположной стенке — приемник (детектор) излучения. Обычно верх-
ний уровень устанавливается так, чтобы в бункере оставался еще достаточный
объем для одного вагона или самосвала. Детектор воздействует на светофор,
подавая сигнал к прекращению или к разрешению разгрузки вагонов.
Ручное управление первичными дробилками вызывается возможным попа-
данием в дробилку сверхгабаритных кусков руды, которые приходится вытаски-
вать из дробилки краном.
В последнее время на карьерах разрабатываются способы уменьшения
максимальной крупности кусков при взрывании породы. Если не будет негаба-
ритных кусков, то можно не устраивать операторского пункта па приеме руды,
а весь контроль за всеми операциями дробления перенести в общий операторский
пункт дробильного отделения. При этом нужно предусмотреть телевизионную
установку для обзора загрузочной воронки и оборудовать дробилки гидравли-
ческим регулятором разгрузочной щели с дистанционным управлением.
Для дробилок среднего и мелкого дробления автоматически поддерживают
по показаниям весов постоянную подачу руды и, кроме того, с помощью радио-
активного источника и детектора контролируют предельный максимальный
уровень руды в загрузочном желобе. При забивке желоба автоматически пре-
рывают подачу руды в дробилку. Разрабатывается схема контроля предельного
уровня руды в рабочей зоне дробилки в сочетании с подачей руды в соответствии
с нагрузкой электродвигателя дробилки.
В отделении измельчения применяется несколько схем автоматического
регулирования. Наиболее простая и достаточно эффективная схема включает
поддержание постоянства подачи руды в мельницу регулировкой рудного пита-
теля по показаниям конвейерных весов и подачу воды в постоянном соотношении
с количеством руды. Поддержание постоянной плотности слива классификатора
(гидроциклона) позволяет стабилизировать крупность продукта. Недостаток
схемы заключается в том, что мельницы не работают в режиме максимальной
возможной производительности.
Автоматическое регулирование на максимальную производительность
достигается поддержанием постоянства циркулирующей нагрузки или постоян-
ства количества материала в мельнице. При механических корытных класси-
фикаторах в качестве датчика величины циркулирующей нагрузки можно
использовать показания мощности приводного электродвигателя механизма
нерегребания песков. Для гидроциклонов до последнего времени не было надеж-
ных способов измерения количества разгружаемых песков. На одной фабрике
датчиком успешно служат показания весов безменного типа, непрерывно взве-
шивающие участок желоба, по которому пески гпдроциклона подаются в мель-
ницу [142].
Постоянство загрузкп мельницы рудой поддерживают по шуму мельницы,
включением микрофона как датчика, воздействующего на питатель руды.
При автоматическом регулировании мельниц самоизмельчеиия показатель
мощности потребляемой приводным электродвигателем мельницы используют
как датчик для регулирования подачи измельчающей среды в мельницу (или
общей руды в мельницу рудного самоизмельчеиия).
Работа гидроциклонов стабилизируется регулированием подачи воды
в зумпф насоса гидроциклона по показаниям плотностемера, установленного на
потоке пульпы, поступающей в гидроциклон (например, на распределительном
коллекторе по циклонам).
Для флотационных отделений вполне отработана система автоматического
регулирования концентрации водородных ионов в пульпе. При высокой щелоч-
ности применяют автоматическое титрование. На некоторых зарубежных фабри-
ках уже ряд лет установлены непрерывно действующие рентгеноскопические
анализаторы (спектрометры), работающие на пробах пульпы и определяющие
содержание металла или ценного компонента (медь, свинец, цинк, железо,
молибден п др.). Разработана модель спектрографа, который может анализиро-
458
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
вать до 15 потоков пульпы через короткие промежутки времени и записывать
результаты на 15-строчном графике.
В простейших случаях можно в зависимости от показаний содержания
в хвостах регулировать загрузку коллектора. Разработаны способы измерения
объема пульп и веса твердого в пульпе, например на фабрике Бьютт (США)
применяют магнитные измерители скорости потока и гамма-счетчики плотности
пульпы. Показания этих приборов подаются на счетную машину, которая
показывает тоннаж твердого.
Централизованное управление дозировкой реагентов достигается питателями
с пульсирующей подачей растворов через краны, управляемые паузпым соле-
ноидным устройством и применением приборов для измерения объема раствора.
В дополнение к способам автоматического поддержания уровня пульпы
во флотационных машинах разработан способ поддержания постоянного верх-
него уровня пены в камере.
Применяются насосы приводимые электродвигателями с регулируемым
числом оборотов, скорость вращения насоса изменяется в зависимости от уровня
пульпы в зумпфе. Насосы с переменным числом оборотов рекомендуются для
перекачки сгущенных продуктов из сгустителей, при этом удается стабилизиро-
вать плотность продукта [145, 148].
Приборы и системы автоматического контроля и регулирования совершен-
ствуются с каждым годом и в проектах автоматизации обогатительных фабрик
должны отражаться современные достижения в этой области. Уже сейчас вполне
можно осуществить централизованное управление процессом с центрального
операторского пульта. Роль рабочего персонала сводится к устранению непола-
док с механизмами.
Размещение контрольно-измерительных приборов на обогатитель-
ной фабрике определяется расположением точек контроля и приня-
той схемой организации управления фабрикой.
При децентрализованной схеме управления контрольно-измери-
тельные и регулирующие приборы размещаются на местных щитах.
При централизованной схеме управления показания контрольно-
измерительных приборов дублируются на щите диспетчерского
пункта, а в некоторых случаях (например, общецеховые измерения)
показания передаются только на диспетчерский пункт.
С ростом производительности обогатительных фабрик увеличи-
вается объем информации, передаваемой на диспетчерский пункт.
Потребность в обработке большого количества показателей заста-
вляет применять информационно-вычислительные машины. Эти ма-
шины должны внедряться постепенно, на первом этапе их следует
применить вместо громоздких щитов с регистрирующими приборами.
Потребные площади диспетчерских пунктов составляют от 50 м2
для обогатительных фабрик малой производительности до 120 м2
для фабрик большой производительности. Кроме общефабричных
диспетчерских пунктов, на фабриках большой производительности
предусматриваются операторные пункты для управления отдельными
производственными участками. Общая их площадь для фабрик раз-
личной производительности составляет от 150 до 600 м2.
Диспетчерский пункт обогатительной фабрики размещается, как
правило, вблизи административного центра, а операторные пункты —
по возможности в центре обслуживаемых ими производственных
участков.
Автоматический контроль и регулирование технологических процессов 459
Обслуживание и мелкий ремонт приборов автоматики произво-
дятся службой контрольно-измерительных приборов (КИП), штат
которой определяется из распета обслуживания одним работником
.30—40 сложных приборов.
Для оперативного руководства производственным процессом
операторные и диспетчерский пункты оснащаются центральным
управлением отдельными электроприводами и поточно-транспорт-
цыми системами и их блокировкой, комплексом систем связи и про-
мышленного телевидения.
Электрическая блокировка приводов отдельных машин и поточно-
транспортных систем предотвращает неправильный пуск и остановку
машин и завал их рудой при аварийных остановках. При блокировке
в случае остановки какой-либо машины немедленно останавливаются
предыдущие по цепи аппаратов машины. Последующие машины про-
должают работать до принудительной их остановки.
^Обычно блокируются, отдельные цепочки машин и аппаратов,
ограниченные буферными емкостями. Например, в цехах дробления
при отсутствии промежуточных емкостей блокируется цепь аппара-
тов, начиная от питателя сырой руды перед дробилками и кончая
конвейером, разгружающим руду в бункера цеха измельчения [33].
Централизованное управление поточно-транспортными системами
и электроприводами на фабрике ускоряет запуск оборудования
и позволяет сократить число обслуживающего персонала. Системы
централизованного управления, как правило, включают предупре-
дительную сигнализацию о запуске механизмов и контрольную сиг-
нализацию (мнемосхему) об их работе.
Централизованное управление с местных операторных пунктов
предусматривается для цехов дробления и измельчения, а также
поточно-транспортных систем выдачи готовой продукции. Флота-
ционные цехи обычно в систему централизованного управления не
включаются.
Для связи диспетчера с рабочими местами и рабочих мест между
собой предусматриваются диспетчерская телефонная связь и произ-
водственная громкоговорящая связь, а также аппаратура для раз-
говорной связи с находящимися в движении объектами [81].
Визуальный контроль за ходом технологического процесса и со-
стоянием оборудования осуществляется на диспетчерском пункте
с помощью установок промышленного телевидения.
Для сокращения времени, простоя оборудования, предотвраще-
ния аварий, несчастных случаев и различных производственных непо-
ладок применяется, ряд сигнализирующих, ,ц ДВДХЖШ^чесмиДЖШУг,
ющих' систем: защита дробилок „от по^адания^^дх^ДССХОроннепо
металла путёмГегб^йвтоматического обнаружения и удаления; защита
машин от перегрева подшипников путем сигнализации оператору
или диспетчеру фабрики; защита сгустителей от перегрузки путем
сигнализации или автоматического подъема граблин; автоматическое
460
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
переключение насосов с рабочего на резервный при переполнении
зумпфов; автоматическое отключение ресиверов от вакуум-трубопро-
водов; автоматическое перемещение разгрузочной тележки над бун-
керами в зависимости от уровня руды в них; контроль верхнего
и нижнего уровня материала в бункерах, водонапорных баках и т. д.
§ 13. Вспомогательные службы
Реагентное хозяйство
В состав реагентного хозяйства обогатительной фабрики входят:
склады сухих и жидких реагентов и масел; реагентное отделение,
предназначенное для приготовления растворов реагентов требуемой
концентрации; дозировочная площадка, размещаемая вблизи флота-
ционного цеха, с расходными бачками для растворов и питателями
реагентов.
Если реагентное отделение размещается в пристройке главного
корпуса обогатительной фабрики, то при нем обычно предусматри-
вается небольшой расходный склад реагентов на 3—10-суточный
запас. В расходный склад реагенты поступают с реагентного склада,
где запас реагентов составляет одно-трехмесячную потребность в за-
висимости от расхода их и условий снабжения.
Если реагентное отделение выносится в отдельное здание, то
целесообразно с этим зданием совместить и реагентный склад. В этом
случае в реагентном отделении достаточно иметь место для хранения
только 1—2-суточного запаса реагентов. При расчете необходимой
площади склада для хранения реагентов, поступающих в таре (меш-
ках, ящиках, бочках), высота укладки их в штабели принимается
до 2 м, а нагрузка на 1 м2 площади хранения 1,5—2 т. Определен-
ная по этим нормативам площадь хранения при штабельной укладке
составляет 70—75% общей площади склада. Высота складского
помещения должна быть не менее 3,5 м от пола до нижней поверх-
ности потолка.
Погрузочно-разгрузочные работы и транспорт внутри реагентного
склада механизируются автопогрузчиками и мостовыми кранами.
Для жидких реагентов, поступающих в цистернах, таких, как
флотационные масла, пиридин, крезол, жидкое мыло, аэрофлот,
кислоты и т. п., устраиваются пункты слива цистерн и склады
в виде горизонтальных или вертикальных резервуаров, подобно
тому, как устраиваются склады для нефтепродуктов. На дозировоч-
ную площадку или в реагентное отделение реагенты могут перека-
чиваться насосами с автоматическим управлением.
Для составления проекта реагентного отделения необходим®
знать по каждому реагенту нормы расхода на 1 т руды и требуемую
концентрацию растворов. Технические данные для наиболее рас-
пространенных реагентов по стандартам приведены в приложении 54.
461
р
Ф'г»
26ъ
51
.27
ЭД-
Еу
ля
га;
ш,
)й,
1ТЬ
ых
(ке
ах
-----1 -ся
рессорная ^0_
ойинидиоя
— if азяий
АИинчиаи и
;>яоэп — fS
нйоюбанэл
iimiiMaitxo
clogend Hint
ишАо — it
оя ВИЯОЭЬ
‘даяоэьиия
ЯОНВ1Э 0HH
101 — гиг
I ’£51 ’0И<1
Склад сернистого натрия и ксантогената
Реагентное отделение обогатительной фабрики большой производительности для медных руд:
авто-
олегс-
Заказ 1075
Л6
Фг?
Мельнищ
Электроремонтное втде '/ение
66000-------------------------
\Ругперо6очЯы1
\плиты\
37 TiepetpyviepoSKa WV
Рис. 153. Гемоптпо-мопта)кпая площадка в пролете измельчения главного корпуса магнитообогатптельяой фабрики большой произ-
водительности:
1 и 2 — тоцарно-випторезные станки; 3 — поперечно-строгальный станок; 4 — универсально-фрезерный станок; 5 — радиально-сверлиль-
ный станок! в — сверлильный станок; 7 — обдирочно-точильный станок; 8 — обрезной станок с ножовочной пилой; 9 — пресс гидра-
влический; 1о —- ванна для промывки деталей в керосине; 11 — плита разметочная; 12 — кранбалка Q ==> 2 т; 13 — молот пневмати-
ческий ковочный; 14 — горн кузнечный; 15 — вентилятор центробежный; 16 — шкаф для обдувки пыли с электродвигателей;
17 — сушильный шкаф; 18 — сверлильный станок; I» — кранбалка Q — 5 гп; го — стенд для испытаний электродвигателей; 21 — помост
для разборки электродвигателей; 22— шкаф для стенда; 23—стол для сборочных работ; 24—-компрессор 10 м‘/мин’, 25 — воздухо-
охладитель!; 26 —• маслоотделители; 27 — кранбалка Q = 2 т; 28 — воздухосборник; 20 — фильтры воздушные; 30 — ацетиленовые
генераторы; 31 — электросварочные аппараты; 32 — переносная установка для загрузки стержней; 33 — электрокары Q = 2 т;
34 — песксрый насос вертикальный; 35 — установка для классификации шаров; 36 и 38 — переносная установка для загрузки шаров
в мельницу; 37 — кран мостовой электрический магнитный Q = 20/5 т; 39—вагонетка-платформа на колею 700 мм; 40— стол свар-
щика; 41 —г стол для ваправки реторт; 42 — плита правйльная; 43 — наковальня; 44 — пресс-ножницы (не показаны); 45 — ножницы
комбинированные (не показаны); 46 а 47 — лари металлические; 48 — ванна для воды; 49 и so — весы рычажные; 51 — стеллажи;
52 — контейнеры для шаров; 53 — верстаки слесарные
&
ГПППППП OI СШ
—---------------Ifr
Монтажная площадка vyrniy
N°z 53
Сменные вараоаны
мельниц
|| lUIUIIIIILlh Ml'
(> и « ii'iiu III, II 'll! I il
H'I'illll I I.IMII, |
I || I И II li |O I Upl.i
I II | lil',|lll||ll Hill
I'lull I'll I Hili' III III'
' ' I II IIII о 'II.Ill'll ijll
lull II I pl'lllfl'll I
рн и и и nun,i'll i li
I I'll! Illlipl.l pl'll I J
и Hipiiiii'iiiHMMii (io
pin I............ Ill II H' I I
II' pill |H Hill 'll' l-l
Il«I II II'1<1.111 II, II
JI III р|1Г|1р1'Д1 I
M"I in II MX UMy.'fl.i
|l * llnil|pl1l(|l II I|I''II
I p (Iniil) рнННДПМ
llpll......... рог I Hup
(|i i iiitri'jil.in.iii p
0 II HI l in /I, Ill'll 11111.1
I III Jlllllllpllllll'lll
пн и НМ1ИИ i ii, c.n у
pi .11 Kil l nil. Эти n,'ll
।иu"ii>iii)ii ijiiiiipiiH
ши фнбiiикиx дл
i pi и ii и i pv/(.<'i*ii и ни
......I HI KH.IIIIIIII
i ii pi'iii'i'irriii.ix ни
il 'I Illi ti I'HTI. Tpyliil
lull II pllMOIlH I I. I ||
I lippllllliu.
I III IIMl'pillflllH I
Hili' II IITtll'I'JI It I I
НИМИ MHXIIIIIIllMllM
!|||Д|| pl'lll'l'll'l'llll I
>nii pu;iy.n i. rn run
I* n II г l< ft I II
iiiiiii и р111|:1111|Д11н
I
Вспомогательные службы
461
При проектировании реагентного отделения следует руковод-
ствоваться следующими положениями:
приготовление растворов желательно организовать в одну смену
для уменьшения числа рабочих;
при односменном приготовлении реагентов емкость чанов для
готовых растворов должна быть не менее суточного расхода реагента;
для каждого реагента необходимо минимум два чана — один,
оборудованный мешалкой, для растворения реагентов и другой,
расходный, для готового раствора;
с ядовитыми, а также горючими реагентами можно работать
только в изолированном помещении с соблюдением специальных
правил безопасности и правил противопожарной безопасности.
Реагентное отделение располагается обычно на верхней площадке
обогатительной фабрики, выше главного корпуса, а на фабриках
малой и средней производительности — размещается в пристройке,
примыкающей к бункерам главного корпуса.
t Растворы реагентов на дозировочную площадку перекачиваются
центробежными песковыми или кислотоупорными насосами. На неко-
торых обогатительных фабриках хорошо работают пневматические
камерные насосы — монжюсы, не имеющие механических движу-
щихся деталей, соприкасающихся с растворами.
Для распределения по точкам загрузки известкового молока,
масляных эмульсий и других растворов реагентов, расходуемых
на фабрике в больших количествах, их перекачивают по кольцевым
трубопроводам с. возвратом избытка раствора в исходную емкость.
При этом раствор циркулирует в объемах, в 8—КГраз превышающих
действительный расход. Расходные краны в местах загрузки упра-
вляются дистанционно электромагнитами.
На дозировочной площадке размещаются расходные бачки неболь-
шой ёмкости, служащие для автоматического наполнения питателей
реагентов. Эта площадка обычно находится в главном корпусе обога-
тительной фабрики между цехами измельчения и флотации. На боль-
ших фабриках для площадки выделяется место в пролете для элек-
трооборудования, а на малых фабриках площадка устраивается
вблизи колонн, разделяющих пролеты измельчения и флотации.
От реагентных питателей к точкам потребления протягивается само-
течная сеть трубок малого диаметра. Хорошо для разводки реаген-
тов применять трубы из пластмасс. Они легки и не подвергаются
коррозии.
На американских обогатительных фабриках применяют реагент-
ные питатели с кранами, управляемыми паузными электромагнит-
ными механизмами, допускающими дистанционную регулировку рас-
хода реагентов. На трубопроводах ставятся расходомеры с переда-
чей результатов на диспетчерский пункт.
Реагентное отделение обогатительной фабрики боль-
шой производительности для медных руд показано на рис. 150.
462
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
В качестве реагентов применяются известь, жидкое стекло, серни-
стый натрий, ксантогенат. Склад извести и силикат-глыбы находится
в одной стороне здания, а склад сернистого натрия иксантогената —
в другой. Известь поступает в контейнерах, а силикат — навалом.
Со склада известь краном в контейнерах доставляется в бункера
перед дробилкой. Силикат подается в воронку грейфером. Для дро-
бления извести и силиката установлены щековые дробилки 400 X
X 250 мм- Дробленая известь конвейерами подается в две шаровые
мельницы, работающие в замкнутом цикле с классификаторами.
Р1и. Г51. Реагентное отделение, размещенное в одном корпусе со складом реагентов:
1 — автопогрузчик; 2 — крап однобалочный с электроталью Q = 2 т; 3 — мешалки
в реагентных чанах; 4 — насосы; 5 — крап однобалочный с электроталью Q = 2 т
Дробленый силикат загружается в автоклав. Для известкового
молока и раствора жидкого стекла устроены прямоугольные железо-
бетонные резервуары с мешалками. В главный корпус обогатитель-
ной фабрики растворы перекачиваются насосами, расположенными
в насосной галерее. Сернистый натрий краном подается к раствор-
ным резервуарам, размещенным по другую сторону насосной галереи.
Склад и реагентное отделение обслуживаются мостовыми кранами
грузоподъемностью 5 т.
Реагентное отделение большой флотационной фаб-
рики, размещенное в одном корпусе со складом реагентов, показано
на рис. 151. Длинный склад, расположенный вдоль железнодорож-
ного пути, обслуживается мостовым однобалочным краном с элек-
троталью грузоподъемностью 2 т и автопогрузчиками. Реагентное
отделение примыкает к стене склада на всю ее длину уступом ниже.
Реагенты со склада через воронки загружаются в железобетонные
Вспомогательные службы
463
растворные чаны, размещенные вдоль подпорной стенки склада
и один ряд. Расходные и отстойные чаны помещаются с растворными
чипами в том же ряду. Растворы насосами передаются на обогати-
тельную фабрику. Для обслуживания механизмов чанов и насосов
имеется однобалочный кран с электроталью грузоподъемностью 2 т.
Механические мастерские *
На обогатительной фабрике создается механическая мастерская
в при производственных корпусах — ремонтные пункты с примыка-
ющими к ним монтажными площадками.
Фабричная механическая мастерская предназначается для выпол-
нения капитальных ремонтов оборудования, изготовления запасных
частей, реставрации старых запасных частей и ремонта отдельных
узлов и сменного оборудования.
Ремонтные пункты в производственных корпусах служат базой
и рабочим местом для работников фабричной мастерской при ремонте
оборудования в цехе, выполняют текущий ремонт оборудования,
псрефутеровку машин, изготовляют и подгоняют мелкие штучные
детали.
При расположении обогатительной фабрики вблизи рудника или
металлургического завода строится общая центральная ремонтная
мастерская или ремонтный завод. В зависимости от местных условий
распределение общего объема работ между фабричной и централь-
ной мастерскими может быть различным. Поэтому фабричная меха-
ническая мастерская должна проектироваться в увязке с проектом
центральной ремонтной мастерской.
В состав фабричной механической мастерской входят отделения:
демонтажное, слесарно-механическое, кузнечно-котельное с элек-
тросваркой, электроремонтное и КИП, вулканизационное, инстру-
ментальная мастерская, кладовая, контора, бытовые помещения.
Необходимая площадь для фабричной механической мастерской
зависит от годового объема ремонтных работ, который будет выпол-
няться в мастерской. Для ориентировочных расчетов площади мастер-
ской при составлении технического проекта обогатительной фабрики
можно применить ценностный способ, в основе которого лежит общая
среднегодовая стоимость ремонтных работ, определяемая в процен-
тах от стоимости устанавливаемого оборудования. Зная общегодо-
ную стоимость ремонтных работ, можно на основании среднего соот-
ношения между производственной заработной платой и общей стои-
мостью работ подсчитать годовой фонд заработной платы производ-
ственных рабочих мастерской. Далее принимается средняя часовая
ставка производственного рабочего и определяется потребное для
ремонта общее число человеко-часов. Полученное число часов раз-
бивают на слесарные и станочные работы, пользуясь выработанным
* См. сноску на стр. 440.
464
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
практикой средним соотношением. По количеству станко-часов
определяется потребное к установке число станков и подсчитывается
площадь слесарно-механического и других отделений мастерской.
Ниже приведены примерные площади фабричных механических
мастерских для различных обогатительных фабрик.
Фабрики
Производительность в год, млн. т
Площадь механической мастер-
ской, -и1 2...................
магиитообогати-
телыше
9—12 18—27
3000 4000
флотационные
0,5—1 3-6
1000 2500
Для расчетов к рабочему проекту механических мастерских
объем ремонтных работ определяется суммированием годовой за-
траты времени на ремонт по каждой позиции устанавливаемого
на обогатительной фабрике оборудования. Ремонтное время рассчи-
тывается или принимается по нормативам Ч Далее по количеству
станко-часов определяется потребное к установке число станков
и подсчитывается площадь слесарно-механического и других отделе-
ний мастерской. Следует пользоваться утвержденными типовыми
проектами механических мастерских.
Расположение механической мастерской зависит от объема работы.
Небольшую мастерскую можно разместить в главном корпусе обо-
гатительной фабрики, например в конце пролета измельчения возле
монтажной площадки. Для больших мастерских строятся отдельные
здания, расположенные вблизи фабрики.
Монтажные площадки и ремонтные пункты должны быть во всех
производственных корпусах обогатительной фабрики. Они разме-
щаются в пролетах, где установлено наиболее тяжелое оборудова-
ние, и обслуживаются мостовым краном. На монтажную площадку
предусматривается ввод железнодорожного пути или автоподъезд
к ней. Таким образом тяжелое оборудование с внешних путей по-
дается под кран. Для сокращения капитальных затрат не рекомен-
дуется возводить отдельные корпуса для ремонтных пунктов.
Монтажная площадка и ремонтный пункт в корпусе крупного
дробления железорудной обогатительной фабрики большой произво-
дительности (до 18 млн. т руды в год) показаны на рис. 152.
В корпусе установлены две конусные дробилки крупного дробле-
ния 1500/180 мм и четыре конусные дробилки поддрабливания
900/100 мм (размещение оборудования см. на рис. 84). На монтаж-
ной площадке размещены стенды для перефутеровки конусов дроби-
лок, места для хранения запасных деталей и узлов дробилок и футе-
ровки, электроплавильная печь для расплавления цинка и баббита
для заливки футеровки и вкладышей подшипников и эксцентриков.
1 По оборудованию углеобогатительных фабрик такие нормативы имеются
в специальной литературе [30], по дробилкам — см. литературу [22].
Вспомогательные службы
465
Предусмотрены места для сварочной аппаратуры. Оборудование
ремонтного пункта позволяет подгонять и изготовлять мелкие детали
и несложные приспособления.
Рис. 152. Монтажная площадка и ремонтный пункт к корпусе крупного дробления железоруд-
ной обогатительной фабрики большой производительности:
j — товарно-винторезный станок; 2 — поперечно-строгальный станок; 3 — сверлильный
(панок; t — обдирочно-точильный станок; 5 — ножницы с ручным приводом; 6 и 7 — вер-
стаки слесарные; 8 — сварочный трансформатор; 9 — стойка для храпения баллонов; 10 —
электропечь для плавки цинка; 11 — площадка для заливки конусов; 18 — копер для вы-
бивки брони; 13 —• ацетиленовый генератор; 14 — сварочный передвижной агрегат; 15 и
16 — тумбочки и шкаф для инструмента; 77 — цистерны для масла; 18 — насосы ротацион-
ные для масла; 19 — бочки для масла; го — стеллажи
Примечание. Позиции 8, 13 и 14 — не показаны.
Ремонтно-монтажная площадка в пролете измельчения главного
корпуса магнитообогатцтельнрй фабрики большой производитель-
ности показана на рис. 153. На фабрике установлено 6 стержневых
30 Заказ 1075
466
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
й 18 шаровых мельниц размером соответственно 3200 X 4500
и 3600 х 4000 мм, в дальнейшем число мельниц может быть удвоено.
На монтажной площадке расположены четыре стенда — два для
стержневых и два для шаровых мельниц. Для каждого типа мельниц
один стенд предназначен для разгрузки дробящих тел, а другой —
для перефутеровки и хранения резервной мельницы. Предусмотрены
стенды для ремонта спиралей классификаторов и места для хране-
ния запасных спиралей. Шары и стержни подаются на монтажную
площадку железнодорожными платформами и разгружаются при
помощи электромагнитного крана — шары в бункера, а стержни
на площа к г. Запас сте ж ей и ша ов в ко пусе предусмотрен из рас-
чета Г—2 месяцев ра? оты цеха измельчения, меется установка для
сортировки шаров, разгружаемых из мельниц. Ремонтный пункт
имеет станочно-слесарное, электроремонтное и сварочно-кузнечное
отделения. Кран в пролете грузоподъемностью Q = 250/30 т позво-
ляет заменять мельницы с полной загрузкой. Два крана грузоподъ-
емностью Q — 20/5 т снабжены электромагнитами и расположены
на нижних путях [111].
По нормам Механобра [76] размеры ремонтных площадок в отде-
лениях измельчения не должны превышать размеров, приведенных
в табл. 90.
Таблица 90
Максимальные размеры ремонтных площадок в пролетах измельчения
Размер пролета, ле Длина монтажной площадки (ле) при количестве мельниц одного типоразмера 1
ДО 3 4-8 9-16 17—30
12 6 Б
15 12 36 —. —-
18_ 12 — —
24 — 30 42 48
30 — — 36 42
36 —- 30 36
1 При установке в пролете измельчения мельниц двух типоразмеров длина, указан-
ная в таблице, увеличивается на 25%, а при установке мельниц трех типоразмеров—
на 50%.
Шаровое хозяйство
Прием, хранение и подача шаров и стержней в мельницы, а также
разгрузка мельниц и пересортировка шаров должны быть механизи-
рованы. Склад шаров устраивается вблизи главного корпуса обога-
тительной фабрики, но лучше разместить его на монтажной пло-
щадке пролета измельчения у тупика монтажного железнодорож-
ного пути, в корпусе. Емкость склада принимается не меньше месяч-
ной потребности шаров.
Вспомогательные службы
467
Разгрузка шаров с железнодорожных платформ, на которых они
обычно поступают на обогатительную фабрику, наиболее просто
механизируется при помощи мостового крана с магнитной шайбой.
Для хранения шаров устраиваются бункера или закрома. Из бун-
керов шары разгружаются через затворы, что обязательно требует
затраты ручного труда. Из зак-
ромов шары могут перегружаться
краном с магнитной шайбой.
К мельнице шары подаются
одним из следующих способов:
вдоль фронта загрузки мельниц
у кладывается узкоколейный путь и
шары в саморазгружакяцейся ваго-
нетке развозятся по мельницам
алектрокаром; краном или тельфе-
ром в специальных контейнерах —
опрокидных или с открывающимся
днищем.
Первый напольный способ тран-
спортирования шаров предпочти-
тельнее по своей простоте. В том
и другом случае перед загрузочной
горловиной мельницы устраи-
вается бункер или желоб, в кото-
рый подаются шары. Последний
может быть переносным, он краном
устанавливается перед мельницей
только на время загрузки шаров.
Шары загружаются в мельницу
единовременными порциями один
раз в сутки из расчета компенса-
ции их износа или по одному шару
специальными питателями через
определенные промежутки вре-
мени. В мельнице стремятся
всегда поддерживать постоянную
нагрузку шаров [110].
Загрузка шаров в мельницу при помощи опрокидного контейнера
показана на рис. 154.
Разгрузку мельниц и пересортировку шаров можно механизиро-
вать, например следующим образом (рис. 155). барабан мельницы
краном снимается с подшипников и устанавливается в стойках под-
шипников над ямой, размещенной на монтажной площадке пролета
измельчения. Шары в яме промываются водой. Промывные воды верти-
кальным насосом направляются в процесс измельчения. Из ямы шары
магнитной шайбой подаются на пересортировку в барабанный грохот.
30*
468
Размещение оборудования, на обогатительной фабрике
Запас стержней — около месячной потребности —- обычно также
размещают на монтажной площадке. Стержни к мельницам подаются
краном, связками по нескольку штук. Загружаются стержни в мель-
ницу при помощи стержнепогрузочных машин и приспособлений
различных конструкций. В конструкцию стержнепогрузочной ма-
шины входит рольганг на подвижной раме, по которому стержни
заталкиваются в мельницу.
Рис. 155. Механизированная пересортировка и подача шаров к мельницам в контейнерах;
1 — железнодорожная платформа с шарами; 2 — закром для шаров; з — контейнеры опро-
кидные; 4 — стенд для разгрузки мельницы; 5 — барабанный грохот для сортировки шаров;
6 — переносная воронка для загрузки шаров в мельницу; 7 — электромагнитная шайба
мостового крана; в — вертикальный песковый насос; 9 — шаровая мельница, снятая для пе-
регрузки
Разгрузку стержней из мельницы механизировать трудно
и потому часто она выполняется вручную. На некоторых обогати-
тельных фабриках снимают торцовую крышку мельницы и, опроки-
дывая барабан, освобождают его от стержней [86]. Но снятие крышки
трудоемкая операция, не всегда желательная, так как она может
вызвать разверку зубчатой передачи мельницы.
Фабричная лаборатория
Фабричная лаборатория предназначается для: предварительных
испытаний обогатимости отдельных разностей полезных .ископаемых,
перерабатываемых на обогатительной фабрике; исследования отдель-
ных операций и узлов фабричной технологической схемы для уста-
новления оптимальных режимов обработки; контроля технологиче-
ского процесса.
В фабричной лаборатории обычно имеются следующие отделения-
1) подготовки проб, имеющее лабораторное оборудование для
дробления, измельчения, истирания, грохочения, перемешивания,
сокращения, взвешивания и ситового анализа;
2) фильтрования и.сушки проб, оборудованное-мокрыми совра-
тителями, воронками для фильтрования под вакуумом или лабора-
Вспомогательные службы
469
горными фильтрпрессами, сушильными печами или шкафами, вибра-
ционными истирателями и столами для разделки проб;
3) отделение для испытаний обогатимости проб и исследований
процессов .обогащения! В лаборатории должно быть оборудование
для испытаний проб всеми процессами обогащения, применяемыми
па данной обогатительной фабрике или перспективными для иссле-
дуемого сырья. Наиболее разнообразное оборудование должно быть
н лабораториях обогатительных фабрик для полиметаллических
руд цветных и редких металлов. Здесь устанавливаются аппараты
для тонкого измельчения, мокрого грохочения, гидравлической
классификации, флотации, отсадки, концентрации на столах, сепа-
рации в тяжелых средах и магнитной сепарации с соответствующим
вспомогательным оборудованием. На больших обогатительных фабри-
ках (производительностью более 2000 т/сутки) следует иметь уста-
новку для испытаний обогатимости непрерывным процессом произво-
дительностью 10—50 кг/ч, включающую мельницу* классификатор,
флотационные машины, сгуститель, фильтр, контактный чан, пита-
тели реагентов и насосы. Можно также включить . в схему
цепи аппаратов отсадочную машину и лабораторный концентрам-
ii,ионный стол. Установки непрерывного процесса особенно необ-
ходимы. для получения, значительных количеств продуктов и даль-
нейших их исследований,, например для пиро- или гидрометал-
лургии; . • .
4) экспресс-лаборатория, оборудуемая для быстрых определений
важных показателей, характеризующих качество продуктов обога-
щения и режим технологического процесса, — содержание ценных
и вредных компонентов, щелочность и плотность пульпы, грануло-
метрический состав. Здесь, должны быть фотоэлектрические колори-
метры для титрования, потенциометры для определения концентра-
ции водородных ионов, турбидиметр, современные приборы и аппа-
раты для экспресс-онределений Химических элементов или их соеди-
нений. Кроме того, необходимы песочная баня,-муфель, вытяжной
и сушильный шкафы, рабочие столы; г-л '
5) весовое и минералогическое отделения, где должны нахо-
диться аналитические' весы, микроскоп, бинокулярная лупа, при-
бор для люминесцентного анализа (руд редких металлов) и рабочие
С ГОЛЫ. - -4
Фабричная лаборатория, размещается .в главном корпусе обога-
тительной фабрики или в помещении., центральной химической
лаборатории. При размещении лаборатории в главном корпусе ее
надо защитить от проникновения пыльного или влажного воздуха
из цехов, от шума и передачи сотрясений»
Для размещения фабричной лаборатории рудной обогатительной
фабрики нужны, примерно следующие площади: для фабрики произ-
водительностью до 5001п1сутки — 210 гэд2;,. 500—2000 т/суугки —
270 м2;.,более 2Q00 т! сутки— 540 .
470
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Вспомогательные здания и помещения
К вспомогательным зданиям и помещениям относятся админи-
стративно-конторские, помещения общественных организаций, быто-
вые помещения и устройства, пункты питания и здравпункты. Эти
здания и помещения проектируются в соответствии со строитель-
ными нормами и правилами (СНиП II-M, 3—62 [77, 118]) архитек-
турно-строительной организацией по заданиям технологов. Вспомо-
гательные помещения размещаются в пристройках к производствен-
ным зданиям или в отдельно стоящих зданиях административно-быто-
вых комбинатов. Если бытовые помещения, предназначенные для
обслуживания работающих в отапливаемых производственных кор-
пусах, размещены в отдельно стоящем здании, то это здание должно
соединяться с производственными корпусами отапливаемыми пере-
ходами. Высота этажей вспомогательных зданий должна быть не
ниже 3,3 ль При размещении в производственных зданиях высота
^должна быть не менее 2,5 м от пола до потолка и не менее 2,2 м
от пола до низа выступающих конструкций перекрытия. Площадь
административно-конторских помещений, помещений общественных
организаций, пунктов питания, здравпунктов и прачечных опре-
деляется по СНиП П-Л, 2—62. На одного работающего в конторе
следует принимать площадь 3,25 лб2, на один чертежный стол в кон-
структорскбм бюро — 5 м~. Для залов собраний до 100 человек
на одно место дается 1,2 м2. Для кабинетов в заводоуправлениях
берется от 15 до 20% площади рабочих комнат. Для учебных запя-
стий на одно место требуется 1,25 м2.
При количестве работающих в наиболее многочисленной смене
до 200 человек для красных уголков, для партийных, профсоюзных
и комсомольских организаций предназначаются помещения по 25 м2
и по 50 м2 при числе работающих в смене более 200 человек.
Кроме того, на фабрике должны быть помещения: библиотеки —
15 м2, штаба дружины по охране общественного порядка — 10 л/2,
кабинет по технике безопасности 15—20 м2 и кабинет учебных посо-
бий — 15 м2. Помещения для цеховых начальников смен, мастеров,
нормировщиков и т. п. располагаются непосредственно в цехах.
В состав бытовых помещений для обогатительных фабрик входят:
а) о( щие^^гардеро ные, умывальная, душевая, уборные, поме-
щения для личной гигиены женщин, для кормления грудных детей,
курительные, пункты питания и здравпункты;
б) специальные — помещение для сушки рабочей одежды (для
главных корпусов с мокрыми процессами обогащения) — 0 2 jt2 на
каждого пользующегося сушилкой в наиболее многочисленной смене;
помещение для обеспыливания рабочей одежды (для дробильных
отделений) —- не менее 12 м2; помещение для обезвреживания рабо-
чей одежды (для реагентных отделений); помещение для обогрева-
ния рабочих и сушки рабочей одежды (для рабочих погрузки, раз-
Промышленная санитария и правила безопасности
грузки, открытых складов) — не менее 8 лг2, по 0,1 лг2 на каж-
дого работающего в наиболее многочисленной смене; помещение
фотария, на фабриках расположенных за Полярным кругом; пра-
чечная.
Для обогатительных фабрик приблизительно можно считать,
ч го средняя площадь бытовых помещений народного человека в наи-
более многочисленной смене составляет 3 лт2. В этой норме не учиты-
ваются прачечная, буфет и здравпунктГПрачечная проектируется по
особым нормам (СНиП П-Л, 14—62). Для фабричной прачечной при-
близительно требуется около 100 at2 площади.
ГГушкты питания на обогатительный фабриках могут быть следую-
щих типов:
а) открытые столовые (без выхода на территорию фабрики);
б) закрытые столовые, размещенные на территории фабрики
в отдельных зданиях или в составе производственных и вспомога-
тельных зданий;
в) закрытые буфеты, размещаемые в изолированных помещениях
производственных или вспомогательных зданий.
Состав и площади помещений пунктов питания устанавливаются
нормами проектирования предприятий общественного питания.
На обогатительных фабриках со списочным числом работающих
<>т 300 до 800 должен быть общефабричный фельдшерский здрав-
ji ункт.а.сжоличеством работающих от 800 до 2000 человек — вра-
чебный здравпункт. Здравпункт размещают в первых этажах произ-
водственных зданий или в отдельных зданиях вблизи наиболее
многолюдных цехов. Помещение здравпункта должно иметь самостоя-
тельный выход наружу и автомобильный подъезд. Площадь помеще-
ний здравпункта при обогатительной фабрике составляет от 50 до
150 м2 в зависимости от списочного числа работающих.
§ 14. Промышленная санитария и правила безопасности
При проектировании обогатительных фабрик должны соблю-
даться следующие нормы и требования:
1) санитарные нормы проектирования (Н 245—63) [109];
2) противопожарные требования строительного проектирования
ИОО];
3) нормы и требования Гражданской обороны;
4) правила безопасности [97, 99].
«Правила охраны поверхностных вод от загрязнения сточными
подами» утверждены Министерством здравоохранения СССР 15 июля
1961 г.
Водоемы подразделяются на следующие виды:
1) водоемы питьевого и культурно-бытового водопользования:
а — источники питьевого водоснабжения, а также используемые
для водоснабжения предприятий пищевой промышленности;
472 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
б — используемые для купания, спорта и отдыха населения
и водоемы в черте .населенных мест;
2) водоемы, используемые для рыбохозяйственных целей:
в — для воспроизводства и сохранения ценных видов рыб;
г для всех других рыбохозяйственных целей.
Требования к составу и свойствам воды водоемов следую-
щие.
После спуска сточных i вод содержание взвешенных веществ
не должно увеличиваться больше чем на 0,25 мг!л для водоемов
вида а и в и 0,75 мг!л — для водоемов вида биг. Для водоемов,
содержащих в межень более 30 мг/л природных минеральных веществ,
допускается увеличение содержания взвешенных веществ в воде
в пределах 5%. Взвеси со скоростью выпадения более 0,4мм!сек
для проточных водоемов и > более 0,2 мм/сек для водохранилищ
к спуску запрещаются-
На поверхности водоема не должно быть плавающих пленок,
пятен минеральных масел и скопление других примесей.
Вода не должна приобретать посторонних запахов, привкусов
и окраски и сообщать их мясу рыб.
Температура воды в водоемах вида я и б в летний период не должна
повышаться более чем на 3° С по сравнению с максимальной темпе-
ратурой воды в летнее время. В водоемах вида в и г температура
воды не должна повышаться в летний период больше чем на 3° С,
а в зимний период — на 5° С.
Показатель pH воды не должен быть ниже 6,5 и выше 8,5.
Содержание растворенного кислорода для водоемов: вида я и б —
не ниже 4 мг!л в любой период года, вида в — не ниже 6 мг!л в любой
период года, вида г -т- не ниже 4 мг/л в зимний (подледный) период
и не ниже 6 мг/л в летний (открытый) период.
Ядовитые вещества не должны содержаться в концентрациях,
могущих оказать прямо или косвенно вредное действие на организм
и здоровье населения, а для водоемов вида в п г — на рыб и водные
организмы, служащие кормовой базой для рыб.
Правила выпуска газов и запыленного
воздуха. Загрязненные вредными примесями газы и запылен-
ный воздух перед выпуском их в атмосферу должны обязательно
очищаться [109].
Нормы естествен ног о [ и искусстве ни ого
освещения. Различают естественное освещение помещений
верхним светом — через фонари и проемы в местах высотных пере-
падов смежных пролетов здания', боковым светом — через окна
в наружных стенах, комбинированным светом — через окна
и фонари.
Норма освещенности помещения определяется коэффициентом
естественной освещенности, равным выраженному в процентах отно-
шению ^освещенности помещения к одновременной освещенности на-
Промышленная санитария и правила безопасности
473
ружной горизонтальной плоскости *. В помещениях, освещенных
верхним или комбинированным светом, нормируется среднее значе-
ние коэффициента освещенности еср. В помещениях, освещаемых
только боковым светом, нормируется наименьшее значение коэффи-
циента освещенности emin в точках, наиболее удаленных от окон.
Могут устраиваться две системы искусственного освещения — общее
освещение С равномерным или локализованным размещением све-
тильников и комбинированное освещение (общее + местное). При-
менение одного местного освещения не допускается. Различают два
вида освещения — рабочее и аварийное. Нормы рабочего освещения
для отдельных помещений обогатительных фабрик можно принимать
ио табл. 91. Аварийное освещение должно обеспечивать освещен-
ность, не менее 10% рабочего освещения.
Н ормы предельно допустимых концентра-
ций ядовитых газов, токсической и нетокси-
ческой пыли. Во всех производственных, административно-
конторских и бытовых помещениях должна быть предусмотрена
вентиляция — естественная, механическая или смешанная. Посту-
пление вредных выделений в воздух рабочих помещений и их рас-
пространение должны предотвращаться в первую очередь мероприя-
тиями технологическими и строительными, например: процессы со
значительным выделением пыли должны быть изолированы; обору-
дование (или части его), выделяющее пыль, должно быть укрыто
и максимально герметизировано; при дроблении и транспорте пыля-
щих руд необходимо обрызгивать их водой; производственные про-
цессы, сопровождающиеся выделением ядовитых газов и пыли,
следует максимально механизировать и выполнять в герметически
замкнутой аппаратуре, как правило, под разрежением.
Стены дробильных отделений следует очищать от пыли промыш-
ленными пылесосами и обмывая водой.
Содержание вредных веществ в рабочей зоне производственных
помещений не должно быть выше указанных в табл. 92.
Борьба с шумом. В последние годы на обогатительных
фабриках проводятся некоторые мероприятия по снижению шума
в рабочих помещениях.
В отделениях среднего и мелкого дробления особенно много шуму
вызывают длинные желоба при больших высотных перепадах. Для
уменьшения грохота падающей руды под футеровку желобов под-
кладывают старые резиновые ленты и устраивают рудные карманы
па перепадах и поворотах желобов. Некоторые желоба обкладывают
снаружи пенопластом для звукоизоляции. Резиновые ленты, проло-
женные между корпусом барабана шаровых и стержневых мельниц,
заметно снижают шум в пролете измельчения и, кроме того, умень-
шают износ футеровки.
* Освещённость в помещении и вне его измеряют на горизонтальной пло-
скости на расстоянии 1 м от пола.
474 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Таблица 91
Нормы естественной и искусственной освещенности в рабочих
помещениях обогатительных фабрик для руд цветных металлов
Естественное освещение
Помещение 2 о д й н » g ь a
о О в И
s W й S И © Я
tfSsK
Я О © OJ
’Эо 'S <» в® « а
С ф ftc
Иокко К О К о
Шатер приемного устройства, под бункерное отделе- ние, галереи лен- точных конвейеров, цех дробления, от-
деление упаковки концентратов, цехи сгущения и сушки 0,5 2
Отделение грохоче- ния, цехи измель- чения, магнитного обогащения и фло- тации, перегрузоч- ные узлы конвейе- ров, пробоподгото- вительное отделе- ние, отделение при- готовления жидко- го стекла .... 0,5 2
Отделение ручной вы- борки породы, цехи флотации и грави- тационного обога- щения 1,0 3
Отделение растворе- ния реагентов . . 1,0 3
Склад дробленой ру- ды 0,5 1
Склад концентратов и реагентов . . . 0,25 1
Искусственное освещение
наименьшая освещенность лк
комбини- рованное освещение О мФ иВдй Ню о » о о о и комбини- рованное освеще- ние s Ий g КС О И ООО й
при лампах накаливания при люминесцентных лампах
—- 10 — 75
— 20 __ 75
100 50 — 150
— 20 — 75
— 5 — —
— 5 — —
Эвакуация пз помещений*. На случай возникнове-
ния пожара предусматривают безопасный вывод людей из зданий
* Например, эвакуационным считается выход из помещений первого этажа
непосредственно наружу или из помещения в лестничную клетку с выходом
наружу.
Промышленная санитария и правила безопасности
475
Таблица 92
Предельно допустимые концентрации некоторых вредных веществ
в воздухе рабочей зоны производственных помещений [109]
Вещества
Предельно
допустимая
концентра-
ция, мг/ма
Пыль, содержащая более 70% свободной SiO2 в ее кристалли-
ческой модификации (кварц, кристабилит, тридимит) .....
Пыль, содержащая больше 10% и до 70% свободной Si02 . . .
Пыль силикатов (тальк, оливин и др.), содержащая менее 10%
свободной SiOa...........................................
Пыль апатита, барита, фосфорита, содержащая менее 10% SiO2
Пыль цемента, глин, минералов и их смесей, не содержащих
свободной SiO2 .........................................
11ыль искусственных абразивов (корунда и карборунда) . . .
Пыль угольная и угольно-породная, содержащая более 10% сво-
бодной Si О 2 ...........................................
Пыль угольная, содержащая до 10% свободной SiO2 ....
'Го же, не содержащая свободной SiOg.....................
Марганец и его соединения в пересчете на МпО2........- -
Свинец и его неорганические соединения .................
Скипидар.................................................
Вензин, керосин, углеводороды в пересчете на С . .......
Спирт амиловый................................... ......
Толуол, ксилол...........................................
Фенол, пиридин ............... ..........................
Сероводород .............................................
Цианистый водород и соли штильной кислоты в пересчете на
HCN.............................................
1
2
4
5
6
5
2
4
10
0,3
0,01
0,3
300
100
50
5
10
0,3
и помещений обогатительной фабрики через эвакуационные выходы.
Из каждого производственного здания должно быть не мепее двух
эвакуационных выходов.
Расстояние от наиболее удаленного рабочего места до эвакуа-
ционного выхода принимается в зависимости от категории пожарной
опасности производства и степени огнестойкости здания по нормам
180]. Для многоэтажных главных корпусов углеобогатительных
фабрик это расстояние должно быть не более 50 м. Для несгораемых
зданий рудных обогатительных фабрик (без сушки) это расстояние
не ограничивается, а при сгораемых зданиях должно быть не более
50 м для одноэтажных и 40 л» для многоэтажных зданий.
Основные требования правил безопас-
но с т и: ограждение движущихся частей механизмов; ограждение
перилами мест, опасных при падении; соблюдение установленных
норм размеров рабочих площадок, ширины и угла наклона проходов,
галерей и лестниц; соблюдение норм высоты рабочих помещений,
проходов и галерей; соблюдение требований, предъявляемых к полам
476
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
рабочих помещений; выполнение правил установки и эксплуатации
производственного оборудования; выполнение правил устройства
и эксплуатации электроустановок, силовых проводок И осветитель-
ных сетей; выполнение правил устройства и эксплуатации кранов,
подъемных механизмов и электрических подъемников; выполнение
правил хранения и применения химических веществ.
Оборудование следует размещать так, чтобы обеспечить безопас-
ность и удобство работ при его монтаже, эксплуатации и ремонте.
В проекте обогатительной фабрики предусматриваются: дороги
и подъезды к месту монтажа и складу, по ширине соответствующие
размерам оборудования; ворота или проемы, размеры которых пре-
вышают на 0,4—0,5 м габариты монтируемых машин; соответству-
ющее расположение, размеры и прочность строительных конструк-
ций для возможности использования их для крепления монтажных
приспособлений; необходимая площадь для установки временных
подъемных устройств (если в цехе нет постоянных подъемно-транс-
портных устройств).
Для безопасности и удобства ремонтных и демонтажных работ
в проекте принимаются следующие условия: основное и вспомога-
тельное оборудование должно обслуживаться подъемно-транспорт-
ными средствами для монтажа и перемещения узлов й деталей па ре-
монтно-монтажные площадки; размеры ремонтно-монтажной площадки
должны позволять размещать на ней самые крупные агрегаты, узлы
и детали, а также приспособления, и материалы, необходимые при
ремонте; площадки и проходы должны быть достаточны для размеще-
ния снятых при ремонте деталей, удобной подноски новых деталей
и материалов и проведения ремонта без стеснения эксплуатационных
работ; грузоподъемное устройство следует расположить так, чтобы
было возможно горизонтальное перемещение наибольшего агрегата
над установленными в помещении машинами при свободном зазоре
между ними не менее 0,5 л; при отсутствии в производственных
цехах подъемно-транспортного устройства входы и выходы и рас-
положение аппаратуры в цехе должны быть запроектированы таким
образом, чтобы демонтаж и выноска из цеха агрегата или наиболь-
шей его детали не требовали разборки других агрегатов, рабочих
площадок и лестниц; в многоэтажных зданиях для доставки на от-
дельные этажи оборудования, деталей и материалов необходимо
предусматривать в междуэтажных перекрытиях достаточные по раз-
мерам монтажные проемы с установленным вверху электрическим
подъемником или установку наружного электрического подъемника,
примыкающего к стене здания (в последнем случае в стенах здания
против шахты подъемника должны быть сделаны достаточных разме-
ров проемы); рабочие площадки проектируются с расчетом принять
нагрузки от людей, установленных приборов и от веса частей или
узлов машины, которые могут быть поставлены на площадку при
ремонте.
Промышленная санитария и правила безопасности
477
Для безопасности и удобства работ при эксплуатации фабрики
в проекте должны быть предусмотрены следующие мероприятия.
1. Ограждение механизмов. Все движущиеся, острые и предста-
вляющие опасность части механизмов должны иметь ограждения.
Для наиболее распространенного на обогатительных фабриках оборудова-
ния требуются ограждения: дробилки — ограждаются привод, передача,
приемная пасть, разгрузочное отверстие; мельницы — ограждаются вра-
щающийся барабан, большая и малая шестерни, место для смазчика при смазке
коренных подшипников, питающая улитка, разгрузочная горловина, вал контр-
привода, соединительные муфты, двигатель; классификаторы рееч-
п ы е — ограждаются привод и передача, шестерни приводного и кулачкового
вала, привод и спираль шнека для оборотных песков, гребли со стороны раз-
грузки песков, при ширине классификатора больше 1,8 м над ними устанавли-
вается огражденный перилами мостик для смазки; классификаторы
спиральные — ограждаются передача, привод с приводным валом, кони-
ческие шестерни, спирали в тех местах, где они недостаточно защищены бортами
классификатора; промывочные машины барабанного типа — огра-
ждаются привод с передачей, приводной вал, соединительные муфты, шестерни,
вращающийся барабан (у шнековых машин ограждения аналогичны огражде-
ниям спиральных классификаторов); отсадочные машины — огра-
ждаются привод, кулисные, коленчатые и кулачковые механизмы, маховики,
шкивы; флотационные машины — ограждаются приводы к верти-
кальным валам п привод к пеноснимателю; сгустители — ограждаются
привод с передачей, червяк, червячное колесо; ферма сгустителя и лестница
должны иметь перила, у сгустителей с периферическим приводом должна быть
входная пощадка на движущуюся ферму; фильтры — ограждаются привод,
червячная передача, соединительная муфта; сушилки — ограждаются
вращающийся барабан, большая и малая шестерня, ременный пли клипоремен-
пый привод, соединительные муфты, опорные ролики; конвейеры и эле-
ваторы — ограждаются головные и хвостовые барабаны, привод с переда-
чей, шестерни, соединительные муфты (конвейеры и питатели должны быть
дополнительно ограждены с боков по всей длине, грузовая и холостая ветви
элеваторов должны быть в кожухе); шнековые конвейеры должны
быть закрыты.
2. Окраска машин и механизмов в соответствующие цвета, что
способствует предотвращению несчастных случаев. Например, краны
и крюки обычно окрашивают в ярко-желтый цвет.
3. Ограждающие перила. Все расположенные выше чем на 0,3 м
над уровнем пола рабочие площадки, имеющие больше трех ступе-
ней лестницы, переходные или рабочие площадки над машинами,
траншеями и зумпфами, зумпфы, трапшеи, уступы, бункерные ямы,
водные бассейны и все прочие места, представляющие опасность
при падении, должны иметь ограждающие перила высотой не менее
1 ль В нижней части перила должны иметь сплошную стенку высотой
не менее 150 мм. К площадкам высотой менее 0,3 м устраиваются
пандусы с уклоном не круче 1 : 10.
4. Рабочие площадки и проходы. У каждой машины и у отдельных
ее узлов, требующих в процессе эксплуатации механической или тех-
нологической регулировки, смазки, осмотра и ремонта, должны быть
устроены безопасные и удобные для работы проходы и пло-
щадки.
478 Размещение оборудования на обогатительной фабрике
Рабочие площадки в цехах крупного дробления устраи-
ваются у бункерных питателей, вдоль ленточных и пластинчатых
конвейеров, у хвостовых и приводных барабанов. У дробилок устраи-
ваются площадки на уровне загрузочной пасти для подхода к ней
во время остановки для пропуска отдельных кусков или разгрузки
забившейся пасти дробилки. При конусных дробилках с такой пло-
щадки можно разбирать дробилку и регулировать разгрузочную
щель. Для наблюдения за загрузкой предусматривается специальная
площадка или кабина над дробилкой, часто на уровне привода пла-
стинчатого питателя. Площадка должна быть также на уровне при-
вода дробилки для доступа к подшипникам и электродвигателю,
а также к смазочному устройству. При опускании эксцентрика вниз
в дробилках крупного дробления площадка устраивается на уровне
рельсов для выкатывания тележки с эксцентриком.
В цехах среднего и мелкого дробления рабочие площадки соору-
жаются на уровне верхнего фланца станины конусных дробилок.
Другая площадка должна быть на уровне приводной части. Удобные
подходы проектируются к масляному хозяйству дробилок, располо-
женному ниже верхнего обреза фундамента. Площадки у грохотов
должны быть приблизительно на уровне нижней кромки их короба,
чтобы с них было удобно заменять сита. Площадки у грохотов на
уровне загрузки используются для регулировки питателей.
В цехах измельчения рабочие площадки устраиваются у подбун-
керных питателей, вдоль сборных и наклонных конвейеров, у загру-
зочных и разгрузочных цапф мельниц, у редукторов и электродвига-
телей.
Рабочие площадки должны быть у песковых желобов классифи-
каторов и вдоль их внешних боковых стенок, у торцовых стенок
флотационных машин, у двигателей контактных чанов, питателей
реагентов. Высота ванны флотационных машин над рабочей площад-
кой должна быть не менее 0,7 jt. Над широкими реечйыми классифи-
каторамй устраиваются мостки для подхода к смазываемым узлам.
Главные магистральные проходы в цехах слу-
жат для сообщения между отдельными производственными участ-
ками, ими пользуется весь персонал обогатительной фабрики.
Ширина главных п охо ов 1 5—2 .
’ 1 лавныпГ проход в цехах измельчения идет обычно вдоль фронта
сливных порогов классификаторов, второй проход по всей длине
мельничного зала устраивается с другой стороны мельниц, парал-
лельно сборным подбункерным конвейерам.
В цехах флотации проходы предусматриваются вдоль флотацион-
ных машин со стороны пенных желобов и со стороны электродвига-
телей.
Рабочие или обслуживающие проходы обеспечи-
вают доступ к каждой машине и ее удобное обслуживание. Ширина
проходов после установки ограждений у крупного и требующего
Промышленная санитария и правила безопасности
479
внимательного наблюдения оборудования (дробилок, мельниц, клас-
сификаторов со стороны сливного порога, больших отсадочных
машин, промывочных машин, сушильных барабанов и пр.) должна
быть не меньше 1,2—1,5 м. Ширина проходов у легкого оборудова-
ния, требующего внимательного наблюдения за ним (флотационных
машин, концентрационных столов, небольших и средних размеров
отсадочных машин, центробежных насосов малых и средних разме-
ров и пр.), должна быть не меньше 1 м. Ширина проходов у непо-
движных частей оборудования может быть уменьшена до 0,8 м.
Рие. 156. Габариты оборудования и проходы в галереях ленточных конвейеров:
а — галереи шириной 2500—3000 м; б — галерей шириной 3500—5000 мм;
/ — трубопроводы гидравлического транспорта; г—приборы отопления; з — алек-
трокабели.
Ширина проходов вдоль ленточных конвейеров указана
на рис. 156 и в табл. 93. Проходами шириной меньше 700 мм можно
пользоваться только во время остановки конвейера.
Приводные станции и концевые части конвейеров должны иметь
доступ с трех сторон, шириной не менее 1 л в свету с каждой стороны.
Если проход служит одновременно и рабочим местом, требующим
постоянного пребывания на нем обслуживающего персонала, то
ширина его должна быть не менее 1 м при одном рабочем и не менее
1,3 м при двух или нескольких рабочих.
Желоба и трубы нужно располагать так, чтобы не стеснять обслу-
живания агрегатов и не уменьшать ширины проходов. Высота труб
и желобов над уровнем пола обслуживающих проходов должна быть
не менее 2 м. Трубы и желоба, пересекающие магистральные про-
ходы, должны быть расположены на высоте не менее 2,2 м над уров-
нем пола.
5. Лестницы и наклонные проходы. Лестницы к рабочим площад-
кам, на которых находится один рабочий, должны иметь ширину
не менее 0,7 м, для двух рабочих ширина лестницы не менее 0,9 м,
480
Размещение оборудования на обогатительной фабрик?
Таблица 93
Размеры проходов в галереях конвейеров (в миллиметрах) (см. рис. 156)
Ширина ленты конвейера В Ширина галереи и привязки конвейера . Ширина средней части конвейера Д Ширина нроходов
А Б Г Е Ж
500 2500 1500 1000 780 850 610
650 3000 1750 1260 930 1035 785
800 3500 1900 .1600 1270 1015 815
1000 4000 2200 1800 1480 1210 910
1200 4000 2150 1850 1770 1015 815
1400 4500 2500 2000 1970 1265 865
1600 5000 2800 2200 2200 1450 950
а для трех и более рабочих должно быть установлено не меньше
двух лестниц шириной каждая не менее 1 м. Ширина лестниц на глав-
ных проходах, а также лестниц между отдельными этажами обога-
тительной фабрики устанавливается по максимальному числу людей
в смене, но не менее 1,2 м.
Угол наклона Лестниц к рабочим площадкам должен быть не бо-
лее 50°. Устройство вертикальных трапов не разрешается, за исклю-
чением трапов к зумпфам и ямам при глубине их не свыше 3 м и в том
случае, если они не ведут к месту, где требуется постоянное пребыва-
ние рабочих. Лестницы к площадкам и переходам, служащие одно-
временно и проходами, не должны иметь угол наклона более 45°;
ширина таких лестниц должна быть не менее 1,2 м.
В наклонных галереях и проходах, имеющих угол наклона
более 10°, но менее 15°, должны быть предусмотрены на полу набив-
ные рейки, а при углах наклона более 15° — ступеньки. В наклон-
ных галереях, где проектируется рудоразборка, рабочее место
должно быть горизонтальным, т. е. галерея должна иметь уступы,
соединенные ступеньками. Размеры уступов должны быть не менее
чем 1x1 м.
Над желобами и трубами необходимо устраивать переходы,
огражденные перилами. Уклон переходов не должен быть больше
15°, в противном случае он должен иметь ступеньки.
6. Прочность конструкций. При расчете на прочность площадок,
переходов и лестниц необходимо учитывать: количество одновременно
находящихся на них людей, вес устанавливаемых на площадках
приборов и оборудования, вес деталей и материалов, которые
будут здесь перемещаться или находиться во время ремонта.
7. Высота производственных помещений, галерей и проходов.
Высота производственных помещений должна быть не менее 3,2 .н
от пола до потолкаа помещений энергетического и транспортно-
ТкЛадского хозяйства — не менее 3 м, при этом расстояние от пола
до низа выступающих конструктивных элементов здания должна
Промышленная санитария и правила безопасности
481
быть не менее 2,6 м. Свободная высота от пола галерей или площадок
до выступающих конструктивных элементов при временном пребы-
вании здесь рабочих должна быть не менее 1,9 м, а при регулярном
пребывании — не менее 2 м.
8. Полы производственных помещений не должны быть скольз-
кими. В помещениях мокрых цехов полы должны быть асфальтиро-
ваны и иметь уклон в сторону дренажной или аварийной канавы. Ук-
лон полов в мокрых цехах принимается не менее 2—4°. Если рабочие
площадки расположены выше основного пола цеха, то пол рабочих
площадок в мокрых цехах должен выполняться из решетчатого
железа или из деревянных реек и досок со щелями и отверстиями
достаточных размеров для стока воды. Полы сушильных цехов необ-
ходимо цементировать. Перед топками должны быть заделаны в пол
железные листы. Устройство полов с углом наклона более 10° без
накладок или ступенек не разрешается.
9. Расположение устройств для пуска и остановки машин. Пуско-
вые устройства должны быть расположены в таком месте, чтобы
в поле зрения пускающего были все рабочие площадки и проходы
вблизи пускаемой машины. При централизованном расположении
пусковых устройств пуск может производиться только по сигналу,
даваемому с места установки машины. Местоположение сигнального
устройства должно удовлетворять указанному выше требованию.
Выключатели для установки машин должны всегда располагаться
вблизи них. Для конвейеров необходимо устанавливать несколько
выключателей на расстоянии не больше 30 м один от другого^ При
расположении рабочих площадок на разных этажах выключатели
устанавливаются на каждой площадке. Если лицо, пускающее
машины, не может видеть все рабочие площадки и проходы у пускае-
мого агрегата (например, у ленточных конвейеров большой длины,
дробилок или элеваторов, располагаемых на нескольких этажах),
то должна быть предусмотрена система прямой и обратной сигнали-
зации (прямая — от места пуска на рабочие места, обратная — от
рабочих мест к месту пуска). Пускать машину в ход в этом случае
можно только после подачи прямого сигнала и получения разре-
шающего обратного сигнала с рабочего места. Кроме приборов сигна-
лизации, на рабочих местах должны быть кнопки или другие
устройства, дающие возможность с рабочего места предотвратить
пуск машины или остановить работающую машину.
Трос, протянутый вдоль конвейера, позволяет выключить электро-
двигатель привода из любой точки по длине конвейера.
На верхних рабочих площадках бункеров должны устанавли-
ваться устройства, позволяющие остановить работающие питатели
и предотвратить возможность пуска их в ход. Этими устройствами
следует пользоваться при нахождении в бункере людей и при слу-
чайном попадании в бункер громоздких предметов.
Цепи аппаратов, в которых пуск и остановка отдельных машин
31 Заказ 1075
482
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
могут производиться только в определенной последовательности,
должны иметь автоблокировку, предотвращающую возможность
неправильного пуска машин и их остановку.
Правила установки электросилового и ос-
ветительного оборудования. К электротехническим
установкам на обогатительных фабриках предъявляются требования
действующих «Правил устройства электроустановок», «Правил без-
опасности при эксплуатации электроустановок станций и подстанций»
и «Правил безопасности при эксплуатации электротехнических уста-
новок промышленных предприятий».
Правила установки подъемно-транспорт-
ных устройств. Установка мостовых кранов, тельферов
и других подъемно-транспортных устройств должна быть запроекти-
рована в соответствии с действующими «Правилами устройства, осви-
детельствования и эксплуатации кранов, подъемных механизмов
и вспомогательных при них приспособлений».
Установка электрических подъемников грузовых и пассажирских
должна быть запроектирована в соответствии с действующими «Пра-
вилами устройства, освидетельствования и эксплуатации электриче-
ских подъемников (лифтов)».
Правила хранения и применения реаген-
тов [97]. Фабричные склады реагентов располагаются на охраняе-
мой территории. Для хранения реагентов предусматриваются поме-
щения закрытого типа. Под навесами, защищающими от солнечных
лучей и осадков, расположенными на территории реагентного склада,
допускается хранение в металлических резервуарах и цистернах
фенольных аэрофлотов, флотационных масел, сульфида натрия,
соляной кислоты (в бутылях). Ядовитые реагенты, например циа-
ниды, должны храниться в особом помещении. Гашеную известь
молено хранить в закрытых бункерах или ларях вне общего склада
реагентов, вблизи помещений для приготовления известкового
молока. Для негашеной извести отводится специальное несгораемое
помещение, хранить ее вместе с другими реагентами запрещается.
Сухие и жидкие реагенты должны храниться отдельно.
В складских помещениях должна быть предусмотрена естествен-
ная и искусственная вентиляция с таким расчетом, чтобы содержа-
ние вредных газов и паров в воздухе помещения не превышало
предельно допустимых концентраций. Над местами выгрузки и вскры-
тия тары и посуды устраивается местная отсасывающая венти-
ляция.
Полы реагентного склада должны иметь уклоны и сточные ка-
навки для быстрого смыва реагентов и решетчатые настилы.
В помещениях для хранения реагентов, растворимых в воде (не-
органические реагенты, ксантогенаты, сухие аэрофлоты), полы
должны быть асфальтированы, а в помещениях для жидких масля-
нистых реагентов полы делаются из рифленых керамических плиток.
Промышленная санитария и правила безопасности
483
Склады реагентов должны удовлетворять строительным, сани-
тарным и противопожарным нормам проектирования промышленных
предприятий. Склады ядовитых реагентов, кроме того, должны
удовлетворять действующим правилам для складов сильнодействую-
щих ядовитых веществ.
Реагентные отделения, где приготовляются растворы реагентов,
должны быть изолированы от всех других отделений обогатительной
фабрики. Все операции по подготовке и растворению реагентов
(транспортирование, подъем, загрузка в чаны, подача в расходные
бачки) надлежит механизировать. В рабочих помещениях реагент-
ного отделения устраивается искусственная вентиляция с таким
расчетом, чтобы содержание вредных газов и паров в воздухе поме-
щений не превышало предельно допустимых концентраций. Помимо
общей вентиляции помещения, растворные чаны и отстойники для
цианидов, ксантогенатов, сернистого натрия, чаны с аэрофлотами
оборудуются местными укрытиями с отсосами воздуха. Растворные
чаны и отстойники должны иметь конические днища и размещаться
таким образом, чтобы при надобности можно было полностью удалять
содержащиеся в них реагенты. Сверху чаны закрываются. Крышки
чанов с растворами ядовитых реагентов закрываются на замок.
Автоматические питатели ядовитых реагентов помещаются в кожухе
под замком. Разводящие трубопроводы для ядовитых реагентон
по всей длине устраиваются глухими и окрашиваются в яркие цвета..
Места ввода реагента в пульпу следует ограждать. У аппаратов для
подачи и размола сухих реагентов должно быть предусмотрено мест-
ное пылеотсасывание, приспособление для обмыва стен и полон
струей воды, а также устройство стоков и кранов со шлан-
гами.
Известь и другие твердые реагенты должны дробиться в изолиро-
ванном помещении в закрытых дробильных аппаратах при достаточ-
ной вентиляции.
По каждому виду реагентов предусматриваются механизирован-
ные устройства для очистки, промывки и обезвреживания тары..
В реагентных отделениях должна предусматриваться звуковая
и световая сигнализация о неисправности или отключении аппара-
туры и всех точек общеобменной и местной вентиляции.
Телефоном или громкоговорящей связью реагентное отделение-
должно быть соединено с руководством обогатительной фабрики,,
пожарной охраной и здравпунктом.
На реагентных площадках, над расходными бачками и питате-
лями с жидким аэрофлотом, растворами цианидов и сёрнйстогсь
натрия п е шгцштся вытяжная искусственная вентиляция,
рбеспечившощая.допустимую концентрацию вредных~вёщёств~в воз--
духе. "Реагентные бачки должны^БытГПоборудовгпгы сигнализацией
о заполнении их реагентами и автоматическим выключением насосощ
во избежание переполнения бачков.
31*
484
Размещение оборудования на обогатительной фабрике
§ 15. Проектирование фабрик с применением моделей и макетов
Развитие капитального строительства определяет большой объем
проектных и изыскательских работ. Чтобы справиться с ними, необ-
ходимы прогрессивные методы проектирования, способствующие
повышению производительности труда проектировщиков, улучшению
качества и сокращению объема проектных материалов, а также сокра-
щению сроков проектирования и снижению стоимости проектных
и изыскательских работ. Проектные институты должны рационально
организовать проектирование и изыскания, широко использовать
типовые проекты, применять передовую технику выполнения графи-
ческих работ, механизацию расчетов и вычислений и работ по раз-
множению и оформлению проектной документации, проектировать
при помощи макетов и моделей.
Сущность макетно-модельного проектирования состоит в следую-
щем [51]. После разработки схемы цепи аппаратов и спецификаций
оборудования в моделетеке подбираются или изготовляются (обычно
в масштабе 1 : 50) модели оборудования, аппаратуры, трубопрово-
дов, стандартизированные элементы строительных сборных кон-
струкций и из них на специальном столе — стенде компонуется цех
или корпус фабрики.
В компоновке цеха на стенде одновременно могут участвовать
технологи, механики, строители, электрики и сантехники. После
того как будет найдено рациональное архитектурно-компоновочное
решение, раскладываются трубопроводы и коммуникации, а затем
на макете проставляются необходимые размеры и отметки (маркп).
После этого с макета изготовляются фоточертежи масштабные
и безмасштабные, которые заменяют обычные сборные чертежи.
В дополнение к фоточертежам обычным способом выполняются
схемы технологические, электротехнические, автоматизации и т. д.
На стадии проектного задания никаких других чертежей и не тре-
буется. При рабочем проектировании объем работы снижается
на 50% и более. Макет позволяет не выпускать многие общие сбор-
ные чертежи и значительно упростить детальные чертежи, особенно
по трубопроводам и коммуникациям. Объем проектных материалов
сокращается, а проект получается наглядным и доступным для быст-
рого ознакомления. При строительстве и монтаже с проектом быстро
осваиваются работники всех квалификаций и специальностей.
При макетно-модельном проектировании сокращается время
на переработку вариантов компоновки цеха, отпадает необходимость
выдачи графических заданий для специальных частей проекта. Над
макетом одновременно работают проектировщики всех специаль-
ностей, что сокращает сроки проектирования и повышает качество
проекта. Многих ошибок, часто допускаемых при обычном проектиро-
вании, особенно в части трубопроводов, коммуникаций и другого,
здесь легко можно избежать. Опыт макетного проектирования пока-
Проектирование фабрик с применением моделей и макетов
485
зал, что трудоемкость разработки проектного задания снижается
по сравнению с обычным способом проектирования на 25—30%.
Замечено, что при макетном проектировании объем сооружений
снижается приблизительно на 5—10%, несколько уменьшается
и стоимость строительства по сравнению с проектами, выполненными
обычным способом.
Рис. 157. Макет первого этажа главного корпуса флотационной фабрики (по Гос-
горхиашроекту)
Особые преимущества макетно-модельное проектирование имеет
при проектировании многоэтажных корпусов со сложными коммуни-
кациями.
На рис. 157 показан макет первого этажа главного корпуса фло-
тационной обогатительной фабрики (по Госгорхимпроекту). Левый
пролет здания — подбункерное помещение, занятое электрообору-
дованием. Во втором 18-метровом пролете установлены шаровые
мельницы в замкнутом цикле со спиральными классификаторами,
в следующем пролете размещена насосная галерея, имеющая уровень
пола —3,6 м. Насосы обслуживаются мостовым краном. На втором
этаже в этом пролете установлены флотационные машины. Послед-
ний пролет использован для трансформаторной подстанции и электро-
распределительных щитов.
ГЛАВА VIII
ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ
ПО РАЗРАБОТКЕ СМЕТНОЙ
И ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЙ
ЧАСТЕЙ ПРОЕКТА
§ 1. Объем и содержание сметной части проекта
На стадии технического проекта сметная
стоимость строительства обогатительной фабрики
определяется на основе принятых проектных решений в следующем
порядке:
а) стоимость зданий и сооружений, подлежащих осуществлению
по типовым проектам, определяется по прейскурантным ценам или,
если нет утвержденных прейскурантных цен, по сметам к этим типо-
вым проектам;
б) стоимость зданий и сооружений, по которым нет типовых
проектов, определяется сметами, составленными по укрупненным
показателям, а при отсутствии последних по объемам работ
и единичным расценкам;
в) стоимость оборудования определяется применительно к сме-
там аналогичных объектов или по оптовым ценам на оборудование
с учетом транспортных и заготовительно-складских расходов, взя-
тых в процентах от отпускной цены оборудования, либо по показа-
телям на 1 пг веса оборудования;
г) стоимость монтажа оборудования, технологических конструк-
ций и трубопроводов определяется на основе смет аналогичных объек-
тов по укрупненным нормативам (в процентах от отпускной стои-
мости оборудования, на единицу веса оборудования, на единицу
установленной мощности и т. п.).
Для приблизительных подсчетов стоимость монтажных работ можно при-
нять: для обогатительного оборудования 8%, для подъемно-транспортного 10%,
для станочного и лабораторного 3—4% стоимости оборудования, включая сюда
и накладные расходы на монтажные работы. Транспортные расходы в зависи-
мости от расстояний перевозки оборудования составляют 3—8% стоимости
оборудования по прейскуранту, а наценки сбытовых организаций — около 1%
той же стоимости;
д) стоимость общеплощадочных работ и общих затрат по строи-
тельству определяется объемом работ;
е) стоимость проектных и изыскательских работ определяется
по сборнику цен на проектные и изыскательские работы для строи-
тельства;
ж) стоимость научно-исследовательских работ определяется рас-
четом.
Объем и содержание сметной части проекта
487
Сводная смета составляется по форме, приведенной в табл. 94.
Таблица 94
Форма для сводном сметы
№ п/п м смет Наименова- ние частей, глав, объектов, работ и затрат Сметная стоимость Общая сметная стоимость, тыс. руб. Показатели стоимости
строи- тельных работ монтаж- ных работ оборудо- вания, приспосо- блений и производ- ственного инвен- таря про- чих зат- рат
1 2 3 4 5 6 7 8 »
Этот распет содержит следующие части и главы:
Часть I. Глава 1. Подготовка территории строительства. Глава 2.
Объекты основного производственного назначения. Глава 3. Объекты
подсобного производственного и обслуживающего назначения. Гла-
ва 4. Объекты энергетического хозяйства. Глава 5. Объекты транс-
портного хозяйства и связи. Глава 6. Внешние сети и сооружения
водоснабжения, канализации, теплофикации и газификации. Глава 7.
Благоустройство промышленной площадки. Глава 8. Временные зда-
ния и сооружения. Глава 9. Прочие работы и затраты (научно-иссле-
довательские работы, удорожание работ в зимнее время).
Часть II. Глава 10. Содержание дирекции строящегося предприя-
тия. Глава 11. Подготовка эксплуатационных кадров. Глава 12.
Проектные и изыскательские работы.
В конце сводной сметы расчета отдельной строкой предусматри-
вается сумма на непредвиденные работы и затраты в установ-
ленном размере.
Пояснительная записка к сводной смете должна содержать ука-
зания о применяемых показателях стоимости, сметах к типовым
и повторно применяемым проектам, о методах исчисления попра-
вок и сведения об основных условиях определения сметной сто-
имости строительства.
Сметы к рабочим чертежам составляются для уточ-
нения установленной сметно-финансовыми расчетами стоимости
строительства отдельных зданий и сооружений обогатительной фаб-
рики и служат основой производственного планирования и расчетов
за выполняемые работы.
488 Основные положения по~ разработке проекта
§ 2. Классификация производственных затрат, методика их
исчисления, распределение затрат по статьям сметной калькуляции
При составлении и анализе сметной калькуляции производствен-
ные расходы классифицируются по отдельным элементам затрат
(исходное сырье, электроэнергия, вода, топливо, материалы и т. д.)
и по отдельным статьям сметной калькуляции.
Все расходы принято подразделять на следующие группы: основ-
ные расходы производства, накладные расходы производства, обще-
заводские расходы. В собственно фабричные расходы входят только
расходы по первым двум группам (табл. 95).
Группы основных и накладных расходов производства включают
расходы по следующим 13 статьям:
А -|- Б. Основные расходы:!) исходное сырье; 2) вспо-
могательные материалы основного производства; 3) топливо для
производственных, целей; 4) силовая электроэнергия; 5) производ-
ственная вода; 6) заработная плата производственных рабочих;
7) начисления на заработную плату производственных рабочих;
8) амортизация основных средств; 9) сменные части оборудования
и быстроизнашиваюгцееся оборудование.
В. Накладные расходы: 10) текущий ремонт основ-
ных средств; 1.1) содержание основных средств; 12) охрана труда;
13) разные накладные расходы.
Порядок составления сметной калькуляции следующий:
1. Подсчитываются производственные расходы по элементам
затрат: а) исходное сырье; б) вспомогательные материалы основного
производства; в) топливо для производственных целей и отопления;
г) электроэнергия силовая и осветительная; д) вода производствен-
ная и хозяйственно-бытовая; е) заработная плата и начисления на
нее; ж) амортизационные отчисления; з) сменные части оборудова-
ния и быстроизнашивающееся оборудование; и) текущий ремонт
основных средств; к) охрана труда; л) содержание основных средств;
м) разные накладные расходы.
2. Каждый вид затрат распределяется по отдельным статьям
сметной калькуляции.
3. Составляется калькуляционная таблица и подводятся итоги.
Распределение затрат по статьям сметной калькуляции и методы
исчисления этих затрат указаны в табл. 95 и 96.
Цены на вспомогательные материалы, топливо, электроэнергию
и воду принимаются по действующим прейскурантам и тарифам
в зависимости от района строительства фабрики.
В приложении 55 даны технико-экономические показатели по фло-
тационным и магнитообогатительным фабрикам большой производи-
тельности. В приложениях 56 и 57 собраны усредненные удельные
показатели и даны указания для определения ориентировочных капи-
тальных затрат и эксплуатационных расходов по флотационным
и магнитообогатительным фабрикам.
Классификации, производственных затрат
489
Таблица 95
Форма сметной калькуляции
№ статьи расхода Наименование статьи расхода Еди- ница измере- ния Стой- - месть еди- ницы Коли- чество Сумма, руб. Рублей на 1 т руды
1 2 3 9 А. Исходное сырье .—. -. . Б. Основные расходы про- изводства: вспомогательные мате- риалы топливо для производ- ственных целей . . сменные части обору- дования и быстр оизна- шпвающееся оборудо- вание
2-9 Итого основных расходов
10 13 В. Накладные расходы про- изводства: текущий ремонт основ- ных средств .... Разные накладные расходы
10—13 Итого накладных расхо- дов
1—13 2—13 Итого фабричных расхо- дов В том числе по фабричному переделу (Б + В) .... ’ -
490
Основные положения по разработке проекта
Таблица 96
Элементы эксплуатационных затрат, методы их исчисления
и распределение их по статьям сметной калькуляции
№ п/п Элементы затрат К какой статье калькуляции ОТНОСЯТСЯ расходы Методы исчисления расходов или исходные данные
1 2 3 4
1 а) Исходное сырье 1 По данным горной части проекта
2 б) Вспомогательные материа- лы (футеровка, шары, реа- генты, ткань и др.) в) Топливо: 2 Нормы расхода по данным технологической части, проекта
3 технологическое (сушка руды, подогрев пульпы) 3 По данным санитарно-тех- нической части проекта
4 для отопления г) Электроэнергия: И По данным электротехни- ческой части проекта
5 силовая для основного оборудования 4
6 силовая в ремонтных ма- стерских 10
Г силовая в лаборатории и потери в сети 13
8 осветительная д) Вода: 11 1
9 технологическая 5 По данным технологической
10 для смыва полов н хозяй- ственно- питьевая е) Заработная плата с начис- лениями: И и санитарно-технической частей проекта
И основных производствен- ных рабочих 6, 7 Заработная плата по расче- ту, исходя из численно-
12 ремонтной мастерской 10 сти трудящихся и средне-
13 дежурной бригады сле- сарей лаборатории, 11 годовой зарплаты, начи- сления на заработную
14 ОТКу ИТР и прочих трудящихся ж) Амортизационные отчисле- ния: 13 плату 8—9% фонда зара- ботной платы
15 по объектам основного производственного наз- начения 8 По действующим нормам
16 прочие помещения и сети 13 3% в год от стоимости обо- рудования
17 з) Сменные части и быстропз- нашивающееся оборудование 9
18 и) Текущий ремонт основных средств к) Охрана труда: 10; 13 3—4% в год от стоимости основных средств
19 производственных рабочих 12 3—5% в год от годового
20 остальных трудящихся1 фонда заработной платы
1 По тем статьям, где проходит' заработная плата.
Классификация производственных затрат
491
Продолжение табл. 96
№ и/п Элементы затрат К какой статье калькуляции относятся расходы Методы исчисления расходов или исходные данные
1 2 3 4
21 л) Содержание основных средств: расходы по пунктам 4, 8, и
10, 13, 20 смазочные и обтирочные и 0,5—1% в год от стоимости
22 м) Разные накладные расходы: оборудования
23 24 расходы по пунктам 7, 14, 16, 18 содержание лабораторий 13 13 Отдельным расчетом
25 командировки 13 5 — 10% заработной платы ИТР
26 прочие расходы 13 5—10% суммы расходов по
этому разделу
492
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЯ
ТЕХНИЧЕСКИЕ ХАРАКТЕРИСТИКИ ОСНОВНОГО !
ОБОГАТИТЕЛЬНОГО ОБОРУДОВАНИЯ
В приложениях 1—52 в графе «Завод-изготовитель» поставлен
№ завода по приложению 53, в котором даны наименования заводов.
Указанные в приложениях цены машин не включают стоимости
электрооборудования, в противных случаях сделаны оговорки в при-
мечаниях
При отсутствии в приложениях 1—52 цены, последняя может
быть приблизительно определена по весу машины и цене за единицу
веса. Цена за единицу веса находится интерполяцией на основании
цен и весов для машин ближайших типоразмеров.
Приложения
493
И
К
и
К
с
О
Е:
Техническая характеристика щековых дробилок
и oigxosT-ffnhi °Г О
оо о °? оо о to ’чч со Д "7 ~ § -н О О Ю «• О'* 2 £
г, тип П овгхогг-Пнйт 1200 1500 1000 .59-256 со * 7 С ! «= О 1— 2 § g
к
С простым качанием ще osixoe-iftrin О1 о§ о » s * То о о “1 * J. 2 2 2”°° 2 £?
06Х09-ПнЬГ 600 900 510 80-160 М - О * 1 о 2 те 1 CS1 Ед Г- — см те ci те те
09Х0?-ПмШ 400 600 340 40-100 <М со 1 О S СО lO^xF ,2, те © те j
Со сложным качанием щеки, тип ЩС osrxoei-cta 1Q £? „ оо о ? 7 1 О О О СЧ озй о 1 1 1 R, 2°°^ -чН О О О Ю Ю ч-ч СО
I 06Х0Й-Э1П о о 22 СО л-> SS 2 7 S К 7-с-Л ОО LO 1 1 С! ОЭ LQ Ю 1"- СО
0GX0i-3ta о 00 о ОО оо О I ю Ю S S2 ОО xF I Лс» S CO-tt4 \FO со 1 со о со °
oexszcta SS-2 “ 7$ Й °О 00NO тего я Д l :i с| го те 50
o?xs?-3in ° 55 ОО О °? 1 О п Ш 2 м ° те те ci? 01 тет- те со
Показатели Типоразмер дробилки Размеры пасти, мм: ширина длина Наибольший размер кусков в питании, мм Ширина разгрузочной щели, мм * . ... . Производительность, Ms/4** ....... Ход щеки, мм Число ходов щеки в ми- нуту Мощность электродвига- теля, кет Вес дробилки без элект- рооборудования, т Завод-изготовитель . . Цена, тыс. руб
' * Пределы регулирования.
** Для руды средней твердости по насыпному объему при наименьшей и наибольшей ширине выпускной щели.
«** Включая стоимость алектрооборудования.
В шифрах: Щ—щековая, С—со сложным качанием щеки, К—крупного, Д—дробления.
494
Примжения
Техническая характеристика конусных
с механическим регулированием щели
Показатели : ККД-500 В н и к : ККД-15 00Б ККД-1500А
Диаметр основания дробящего
конуса, мм ......... 1220 1900 2520 3250
Ширина приемной щели, мм . . 500 1200 1500 1500
Ширина разгрузочной щели при раскрытии, мм *: наименьшая . . ... 60 140 16'0 270
номинальная . . . 75 150 180 300
наибольшая 90 180 220 330
Наибольший размер кусков в питании, мм . 400 1000 1200 1200
Число качаний конуса в минуту 160 100 80 82
Производительность, м^/ч** . . 140 560 1150 2300
Мощность электродвигателя, кет 125 2X200 2X320 2X400
Вес Дробилки без электрообору- дования, т 38,5 229 393 611,9
Завод-изготовитель 5 5 5 5
Цена, тыс. руб 31,21 136,02 240,87 *** 425 ***
* Пределы регулирования щели по ГОСТ 6937—62.
** Для руды средней твердости ио насыпному объему при номинальной ширине раз
**» включая стоимость электрооборудования.
В шифрах: К—конусная, К—крупного, Д—дробления, Д—дробилка, ГРЩ—с гидра
Приложения
495
ПРИЛОЖЕНИЕ 2
дробилок для крупного дробления
Тип дробилки
- с гидравлическим регулированием щели для вторичного крупного дробления (редукционные)
4—1 О О ©
С1 игэ о о
tn т—’ -г—* 1Л) S’ O“-
й й ‘ И йг ЁГ Й
ft ft ft ft ft ft ft
ч и Сч ч и й и кдг ft ft РДГ РДГ.
к к и и и и и
1600 2000 2500
500 900 1200 1500 500 700 900
60 120 140 160 50 60 90
75 130 150 180 60 75 100
90 150 180 220 70 90 110
400 750 1000 1200 400 550 750
160—180 140 100 80 145 135 no
140 340 560 1150 200 400 550
125 320 2X200 400 200 250 400
.45 142 238 407 92 131 278,3
5 5 5 5 5 5 5
39 *** 121 *** 168 *** 325 *** 75 *** 118 *** 169,86 ***
грувочной щели, при другой ширине щели находится интерполяцией.
плическим регулированием щели, Р —^редукционная.
ПРИЛОЖЕНИЕ 3
Техническая ^характеристика конусных дробилок для среднего дробления
Показатели Тип дробилки
\.' о s и к КСД-600Б , КСД-900А * КСД-900 Б КСД-1200А КСД-1200Б КСД-1750А * КСД-1750Б
Диаметр основания дробящего конуса, мм . . . \ / / 600 600 900 1200 1200 /1750 1750
Ширина приемной щели, мм ......... 40, 75 7!э; 115 115 170 215/ 250
Ширина разгрузочной щели, .и4!; Ч'Х Слэ о Д. ..12-25 '5-/20' 15-50 8-25 20-50 10-30 25—60
Наибольший размер кусков в питании, мм 60 /60 / 100 100 145 190 215
Число качаний конуса в минуту не менее . . . 350 ' 350 /323 325 260 260 245 245
Производительность, мЗ/ч.*** ........ з/1’з •12—25 8-40 30—55 30-85 70-105 60-180 160—300
Мощность электродвигателя, кет Абу 28 55 55 . 75 75 160 160
Вес дробилки без электрооборудования, т . . // •3,7 Л1 у. 9,8 23,2 23,18 47 . 46,9
Завод-изготовитель . 2 / -X \ 2 6 6 5
Цена, тыс. руб т- 5,31 — 10,18 26,3 26,3 , —- 33,4
/\
* Дробилки не изготовляются, характеристики даны по ГОСТ 6937—62.
“ Пределы регулирования.
*** Для руды средней твердости по насыпному • объему при наименьшей и наибольшей ширине разгрузочной щели и работе
в открытом цикле.
В шифрах;. К—конусная,. С—среднего, Д—дробления, А, Б—конструктивные разновидности.
32 Запав 1075
Продолжение при л о ж. 3
Тип дробилки
Показатели КСД-2200А КСД-2200Б • КСДГРЩ-2200 КСД-2500А * КСД-2500Б * КСД-3000А * КСД-3000Б *
Диаметр основания дробящего конуса, мм . . 2200 2200 2200 2500 2500 3000 3000
Ширина приемной щели, мм 275 350 350 335 450 475 600
Ширина разгрузочной щели, мм** 10-30 30-60 30-60 12—35 45-70 15—40 50—80
Наибольший размер кусков в питании, мм . . 250 300 300 290 380 400' 550
Число качаний конуса в минуту не менее . . . 224 220 217 — -\ —
Производительность, м^/ч*** 120-340 340-580 340-580 170—480 620—810 275-700' 850-1200
Мощность электродвигателя, кет 250-280 250 250 — \ — — —
Вес дробилки без электрооборудования, т . . . 80,1 79,6 75 — — — —
Завод-изготовитель 5 5 5 — — — —
Цена, тыс. руб 55,05 55,05 68,5**** — — —
496 Приложения Приложения
* Дробилки не изготовляются, характеристики даны по ГОСТ 6937—62.
*.* Пределы регулирования.
*** Для руды средней твердости по насыпному объему при наименьшей и наибольшей ширине разгрузочной щели и работе
в открытом цикле. г
*«*« включая стоимость электрооборудования.
В .шифрах; К—конусная, С—среднего, Д—дпобчения, ГРЩ—<о гидравлическим регулированием щели, А, Б—конструктивные
разновидности. г
1
ПРИЛОЖЕНИЕ 4
Техническая характеристика конусных дробилок для мелкого дробления
Тип дробилки
Показатели 1750 О О о «0 О о СЧ \° \ /
КМД-1200 КМД-1750 КМДГРЩ-1 НМД-2200- КМД-2200- КМДГРЩ-2 А й § о\ ;со X /|\ и \
Диаметр основания дробящего ко- нуса, мм Ширина приемной щели, мм . . . Ширина разгрузочной щели, мм** Наибольший размер кусков в пита- нии, л» Число качаний конуса в минуту . . Производительность при наимень- шей и наибольшей ширине раз- грузочной щели, мЗ/ч*** .... Мощность электродвигателя, кет Сила прижатия пружин, т, . . . . Вес дробилки без электрооборудо- вания, т, Завод-изготовитель Цена, тыс. руб 1200 45 3-13 35 260 12-55 75 110 22,8 6 26,3 1750 100 5-15 85 245 40—120 160 300 47 5 33,4 1750 100 5-15 85 245 40-120 160 47,2 5 33,98 **** 2200 130 5-15 100 224 75—220 250-280 400 82,1 5 55,05 2200 130 5-15 100 220 78—232 310-320 600 97,8 5 55,05 2200 130 5—15 100 217 75-220 250 73 5 68,5**** \2500 180 5-15 150 200 95—280 250 139,7 5 3000 200 6-20 170 “180—600
* Дробилка не изготовляется, характеристика дана по ГОСТ 6937—62.
** Пределы регулирования.
*** Для руды средней твердости по насыпному объему оригинального питания и работе в замкнутом цикле с грохотом с цир-
кулирующей нагрузкой 100%.
**** включая стоимость электрооборудования.
В шифрах: К—конусная, М—мелкого, Д—дробления, ГРЩ—с гидравлическим регулированием щели; 400 и 60 0—сила нажатия
ПРИЛОЖЕНИЕ '
Техническая характеристика зубчатых дробилок
* Показатели Тип дробилки
двухвалковая одновалковая
ДДЗ-Ш ДДЗ-2М ДДЗ-ЗМ ДДЗ-4М ДДЗЭ-9Х9 ДДЗЭ-15Х12 ДОЗ
Размеры валков, диа- 1500x1200 950X900
метр х длина, льи . , Скорость вращения вал- 450x500 600X750 900X900 900X1200 900x900
ков, об/мин Наибольший размер 64 50 36 36 42 40 36
кусков в питании, мм Максимальная круп- ность кусков в дроб- 100-200 400X500X Х600 400X600х Х800 400X600X XI000 250—360 100-900 800
леном продукте, мм Производительность (для 25; 50: 75; 100 50; 75; 100; 125 100; 125; 150 125; 150 40; 75 15; 100; 150 100
угля), т/ч* .... Мощность электродви- 20; 35; 45; 55 60; 80; 100; 125 125; 150; 180 200; 240 65; 120 До 150 60—80
гателя, кет Вес дробилки без элект- И 20 25 35 40 75 20
рооборудования, т 3,1 5,2 10,4 11,2 13,4 32,1 6,28
Завод-изготовитель . . 7 7 7 7 8 8 8
Цена, тыс. руб ,v"“' $ . '•* 1,65 3,08 4,66 5,08 26,4 31,7 3,06
£
Sf
S
с
И
СЪ
5
S
&
* Производительность для других полезных ископаемых рекомендуется определять по формуле (117).
В шифрах: Д—дробилка, Д—двухвалковая, О—одновалковая, 3—зубчатая, М — модернизированная,
Электросталь.
Э —конструкции завода
500
Приложения
Техническая характеристика
Тип и условное
Показатели нереверсив
М8-6 СМ431 Ml 0-8 МС19-А М13-16 СМ170Б —
Размеры ротора, мм:
диаметр 800 1000 1300 2000
длина 600 800 1600 2100
Скорость вращения ротора, об /мин 985 980 735 490
Размер наибольших кусков в питании, мм 200 300 400 400
Щель колосниковой решет- ки или отбойной плиты, мм 13; 25 45 — —
Максимальная крупность дробленого продукта, мм] . . . 25 10 15
Производительность ♦:
уголь, т/ч 36; 48 67—105 150—200 До 600
известняк, м$/ч . . . 6,2; 8,7 21-34 — —
боксит, т/ч — — — —
Мощность электродвига- теля главного привода, кет ** 55 125 150; 200 1000
Мощность электродвига- телей приводной плиты, к вт — — — —
Вес дробилки без электро- оборудования, т ... . 2,31 5,05 10,2 45,7
Завод-изготовитель .... 4 4 2 9
Цена, тыс. руб 1,9 3,43 9,76 35
* Производительность изменяется в зависимости от ширины щелиРешетки и скорости
** Мощность электродвигателя меняется в зависимости от скорости вращения ротора.
В шифрах: м — молотковая, Д —дробилка, Р — реверсивная, С, Б, и, Э —конструк
Приложения
501
ПРИЛОЖЕНИЕ 6
однороториых молотковых дробилок
обозначение дробилки
пая реверсивная само очищающаяся
М20-30 ДМРЭ-10Х10 ДМРИЭ-14.5Х13 15x15 ДМЭ-17Х14.5 ДМИ-21Х18.5
2000 1000 1450 1500 1700 2100
3000 1000 1300 1500 1450 1850
500 735; 985; 1480 735; 985 1000; 1500 590 492
400 80 80 120 600 350
— — — 23—183 —
15 5; 3; 2 3; 5 3 — 20
850-1000 100; 90; 80 До 300 До 550 •—'я —М
— — 110; 185 — До 310 До 370
— — — — До 500 •—
1250 200; 200; 250 500; 700 800; 1000 400 900
— — — — 8 14—10
54 8,9—9,1 ' 19,8 27,1 67,5 65,6
9 8 8 10 10 8
51,5 7,1 24,3 31,4 59,6 80,23
вращения ротора.
тивные разновидности.
ПРИЛОЖЕНИЕ 7 g N3 Техническая характеристика роторных дробилок (с закрепленными билами)
Показатели Тип дробилки
однороторная двухроторная
СМ-624 С-643 С-687 С-790 СМ-691 С-789
Ширина загрузочного окна, мм . . Диаметр ротора, мм .... Скорость вращения ротора, об/мин Окружная скорость, м/сек Максимальный размер загружаемых кусков, мм . . . Зазор между колосниками решетки, мм . Производительность по насыпному объему, м3/ч ... Мощность электродвигателя, кет Вес дробилки без электрооборудования, т Завод-изготовитель Цена, тыс. руб ... 500 850 675 30 400 15; 30; 50 До 50 40 5 2 5,54 700 980 585 30 До 400 50; 75; 100 До 100 70 15,35 2 11,42 1000 1100 470 30 До 800 75; 100; 150 До 200 125 30 2 20,9 1400 1220 470 30 До 1100 100; 150; 220 До 350 320 40,6 2 30,3 750 980 30 (I); 50(11) До 560 30; 50; 75; 100; 150 75—100 2 по 75 25,5 2 23,15 1400 1220 30; 45(1); ч? 45; £ 50 (II) | До 1100 s 30;70;220 s До 350 320 (I); 400(11) 59 2 *
* Серийно не выпускается.
В шифрах: С, М — конструктивные разновидности.
Техническая характеристика валковых грохотов
ПРИЛОЖЕНИЕ 8
Показатели Тип грохота'
ГВП-75 ГВП-100 ГВП-125
Рабочая ширина грохота, мм , .......... 1500 1500 1250
Площадь грохочения, м3 3,9 3,75 2,35
Размер отверстий между валками, л:.и 75 100 125
Число валков 14 ' И 7
Окружная скорость (максимальная), м/сек 0,91 1,19 1,45
Производительность, т/ч До 600 До 600 До 350
Мощность электродвигателя, кет 8 8 8
Вес грохота без электрооборудования, т 5,83 5,93 4,26
Завод-изготовитель И И И
Цена, тыс. руб 3,2 3,1 —
В шифрах: Г — грохот, В —валковой.
504
Приложения
Техническая характеристика вибрационных
Показатели Тип грохота (условные обозначения по инерционный тяжелого типа (ГИТ) для
ГИТ-11 ГЖ-2 ГИТ-12 ГЖД-2 ГИТ-32 171-Гр ГИТ-42 172-Гр
Число сит 1 2 2 2
Размеры сита (решета), мм ширина 800 800 1250 1500
длина 1600 1600 2500 3000
Площадь одного сита, м2 1,28 1,28 3,12 4,5
Размер отверстий сит (решет), мм: верхнего 4; 6; 14; 3,5 X 3,5 25X25 80X80
нижнего 18; 24; 30 1,6X1,6 12X12 12x12
Наибольший размер кусков в пита- нии, мм .............. — — До 175 До 200
Угол наклона короба, град До 25 До 25 25 ±2,5 25 ±2,5
Амплитуда (полуразмах) колебаний короба, мм 3 3 3 4
Скорость вращения вала, об]мин . . . — — 1000 750
Мощность электродвигателя, кет . . 1,7 2,8 4,5 7
Производительность, м?‘/ч * До 35 — До 120 До 160
Вес без электрооборудования, т . . . 0,54 0,53 3,91 4,71
Завод-изготовитель 12 12 13 13
Цена, тыс. руб 0,382 0,44 4 4,22
* Ориентировочная по насыпному объему.
** В зависимости от типа просеивающей поверхности: колосниковая решетка, штамгк
В шифрах: Г — грохот, Г — гирационный, Ж — жирационный, И — инерционный
буквы — условные обозначения конструкции или серии.
Приложения
505
ПРИЛОЖЕНИЕ 9
грохотов тяжелого и среднего типа
ГОСТам, условные обозначения завода-изготовителя)
материалов насыпным весом до 2,5 т/м* инерционный среднего типа (ГИС) для материалов с насыпным весом до 1,6 т/м3
ГИТ-51 173-Гр ГИТ-51 ГИТ-51 ГИТ-52 ГИТ-52 ГИТ-61 185Б-ГР ГИТ-71 ГИТ-71 ГИС-32 С-740 ГИС-42 С-784 ГИС-52 С-785
1 1 2 1 1 2 2 2
1750 1750 1750 2000 2500 1250 1500 1750
3500 3500 3500 4000 5000 3000 3750 4500
6,12 6,12 6,12 8 12,5 3,75 5,62 7,87
20 50; 75; 100; 125; 150 100 50 100 __ — —
— — 20X20 — — — —
До 350 До 400 До 350 До 250 До 800 До 100 До 100 До 100
25 ±2,5 10—18 25—30 30 30 8—32 До 25 До 25
4 4—6 7 8 6 3 3 3
750 720; 645; 600 735 800 650 1200 1200 1200
10 20 28 28 21,5 7 20 20
До 240, 300—700 До 400 До 250 До 800 — 125—250 —
6,76 8,90 14,48 7,26 12,3; 11,1; 9,8** 2,47 2,62 3,95
13 11 13 13 13 4 4 4
6,5 — 8,5 — 8,4 •— ~3
чайное решето, сито.
Т — тяжелого типа, С — среднего типа, С — самобалансный, Д — двухдечный, остальные
506 Приложения
Г
Тип грохота (условные обозначения по
Показатели самобалансный тяжелого (ГСТ) и среднего
рации суспензии п
ГСТ-31 ГСТ-42 ГСТ-51
186-Гр 166-Гр ГС Т-51
Число сит 1 2 1
Размеры сита, (решета), мм: ширина 1250 1500 1750
длина 4000 3000 4000
Площадь одного сита, м2 5,0 4,5 7,0
Размер отверстий сит (решет), мм: верхнего 2 10X10 0,2—8
нижнего -— 4X4 —
Наибольший размер кусков в пита- нии, мм — До 40 До 200
Угол наклона короба, град 0 0 0
Амплитуда (полуразмах) колебании короба, мм 4 4 5
Скорость вращения вала, об/мин . . . 1000 1000 970
Мощность электродвигателя, кет . . 10 10 2X7
Производительность, мР/ч * 16 25 12-70
Пес без электрооборудования, т . . . 2,40 2,60 8,65
Завод-изготовитель 13 13 13
Цепа, тыс. руб • 2,84
Ориентировочная по насыпному объему.
Приложения
507
Продолжение при л о ж. 9
ГОСТам, условные обовначения завода-ивготовителя)
(ГСС) типов для регене- грохочения руд гирационный среднего (ГГС) и тяжелого (ГГТ) типов для руд
ГСС-32 СМ-742 ГСС-42 СМ-570 СМ-571 ГГС-42 СМ-65 2А ГГС-52 СМ-652А ГГТ-42 СМ-572
2 2 2 2 2 2 2
1250 1500 1000 1250 1500 1750 1500
3000 3750 2500 3000 3750 4250 3750
3,75 5,62 2,5 3,75 7,44 5,62
11X11; 26x26 — 22X22 22X22 22X22 — 250X 250
5X20 — 5X20 5X20 5X20 — 120X120
— До 100 До 150 До 150 До 150 До 150 До 400
0 0 До 30 До 30 До 30 До 30 До 30
10 8,2 2,5 2,75 4 4 4
740 750 1400 1300 875 800 875
4,5 7,0 4,5 7,0 10 10 14
50 200 До 50 До 80 До 140 До 200 До 250
2,07 2,67 1,87 2,84 3,10 3,64 7,60
2 2 1 15 2 2 1 1
— 2,53 — — 2,53 2,78 1 . 4 13
J -С * •
508
Приложения
Техническая характеристика виб
Показатели Тип грохота (условные обозначе
инерционный легкого типа (ГИЛ) для материалов насыпным весом до 1 т/м* (уголь)
ГИЛ-3 2А ГВП-1-Е ГИЛ-32А ГВР-1-Б ГИЛ-32 ГУП-ПК ГИЛ-42А ГВР-П-Б ГИЛ-42 ГИЛ-52 ГИ-2СА
Число сит Размеры сита (реше- та), мм: 2 2 2 2 2 2
ширина .... 4250 1250 1250 1500 1500 1750
длина Площадь одного 2500 2500 4000 3000 3750 4500
сита, .и2 Размер отверстий сит (решет), мм: 3,12 3,12 5 4,5 5,62 7,87
верхнего , . . 25x25 25X25 50X50 25X25 От 100
нижнего .... Наибольший размер кусков в питании, 13x13 13X13 25X25 13X13 До 6
ММ Угол наклона коро- До 100 До 100 До 150 До 100 До 300 До 300
ба, град (полу- размах) колебаний 10—25 10—25 5—15 5—25 10—25 15—25
короба, мм . . . Скорость вращения 2,5 2,5 До 3 2,5 1,5—3 3
вала, об/мин . . Мощность электро- 1200 1200 900 1000 900; 950; 1000 900
двигателя, кет Производительность, 4,5 3,8 8 3,8 8 8
МР/ч ** Вес без электрообо- До 70 До 70 До 90 До 90 — До 300
рудования, т . . 1,40 1,58 2,18 1,69 2,97 3,11
Завод-изготовитель 11; 14 И; 14 И; 14 И; 14 11; 14 4
Цена, тыс. руб. . . 1,3 1,8 1,8 3,3 2,7
* Грохоты типа ГСЛ предназначаются для обезвоживания продуктов обогащения
желителя.
** Ориентировочная по насыпному объему.
а — штампованные, размеры отверстий круглых 7 или 12 мм, квадратных — 10 мм.
б — щелевидные, ширина щели 0,5; 0,8; 1; 1,6; 2 лыи.
в — проволочных — 6; 8; 12; 16; 25; 40; штампованных квадратных— 10; 13; 20; 25;
В шифрах: Г— грохот, И—инерционный, Л —легкого типа, С — самобалансный, Р -
П — подвесной.
Приложения
509
ПРИЛОЖЕНИЕ 10
рационных грохотов легкого типа
ния по ГОСТам условные обозначения завода-изготовителя)
самобалансный легкого типа -ГСЛ * резонансный легкого типа (ГРЛ) для сухого и мокрого грохочения углей
ГСЛ-42 ГС Л-6 2 ГР Л-61 ГРЛ-62 ГР Л-7 2 ГР Л-9 2 ГРД-62 ГРД-72
2 2 1 2 2 2 2 2
1500 2000 2000 2000 2500 2500 2000 2500
5000 5000 5000 5000 6000 8000 5000 6000
7,5 10 10 10 15 20 10 15
а а От 6X6 до 50x50 в в е в в
б б — в в в в в
До 300 До 300 До 300 До 300 До 300 До 300x300x600 До 600 До 600
0 0 — — — — — —
5 4,5 10—12 До 10 До 10 До 20 8—10 8—10
820 820 600—700 550-585 550—585 550 550—600 550—600
20 20 И 11 15 15 15 15
— — 120—340 — — — —
8,46 9,06 11,4 22,4 27,1 — 14 15,8
И 11 И И 11 11 11 11
8,67 9,44 8,3 11,07 13,17 — 11,4 12,4
угля крупностью до 300 мм, для обесшламливания, отделения суспензии и отмывки утя-
32; 50; 75; 80; 100; штампованных круглых —7; 12; 18; 26; 30; 50; 75; 95 ли.
резонансный, Р — рессорный, Д — двухкоробный, В — вибрационный, У — универсальный.
ПРИЛОЖЕНИЕ 11 S
Техническая характеристика специальных грохотов
Показатели Тип грохота и условное обозначение
инерционный полупро- мышленный с электроподогревом нижнего сита цилиндрический спиральный
ГЖ-1 ГЖД-1 ГУП пк-эп ГГТ-92-ЭП ГЦЛ
Число сит 1 2 2 2 1
Размеры сита (решета), лм»: ширина (для ГЦЛ —диаметр ци- линдра) 400 400 1250 1750 1650
длина (для ГЦЛ —длина цилиндра) 800 800 4000 3500 2300
Площадь одного сита, м2 Размер отверстий сит (решет), жж: верхнего 0,32 0,32 5 6,12 11,92
2; 4; 6; 12; 16 3,5X3,5 12X12 50x50 50; 75; 100; 200
нижнего Ц6Х1,6 6X6 12X12 —
Наибольший размер кусков в питании, жж До 150 До 100 *
Угол наклона короба, град До 25 До 25 5-15 15-30 8
Амплитуда (полуразмах) колебаний ко- роба, мм 3 3 — 3 —
Скорость вращения вала, об/мин . . . — 1800 900 1000—1100 11
Мощность электродвигателя, кет . . . 0,6 0,6 8+ (80 на подо- грев) До 50 14 4,5
Производительность, м2/ч** До 8 — До 75 До 400 ***
Вес без электрооборудования, т . . . 0,125 0,139 3,70 5,37 3,0
Завод-изготовитель 12 12 11 1 11
Цена, тыс. руб 0,165 0,21 3,05 — 1,90
* грохот предназначен для первичного грохочения углей.
** Ориентировочная по насыпному объему.
*** При грохочении угля. ш/ч. _
В шифрах: Г —грохот, Ж — жирационный, Д — двухситный, У — универсальный, П — подвесной, ЭП —с электроподогревом,
Ц — цилиндрический.
ПРИЛОЖЕНИЕ 12
Техническая характеристика стержневых мельниц мокрого измельчения
Показатели Тип мельницы
00 е» £ и а о] eg и g СО ю Е-Г о а ер о S МСО-21-30 МСЦ-27-36 ю сч и § МСЦ-36-55 МСЦ-40-55 09-ВУ-ПЭИ
Размеры барабана, мм\ диаметр 900 1200 1500 2100 2100 2700 3200 3600 4000 4500
длина 1800 2400 3090 3000 3000 3600 4520 5500 5500 6000
Рабочий объем, л«з* 0,9 2,2 4,4 8,6 8,6 17,7 32 49 61 85
Радиус улиткового питателя, мм 875 1140 1400 1500 1500 1800 — 2400 3000 —
Скорость вращения барабана, об/мин ............ 33 27 25 19 19 15,6 14,46 13,95 12,9 12,5
Мощность электродвигателя, кет 20 40 100 200; 230 200; 230 380 900 1100 2000 2500
Вес мельницы с футеровкой, но без стержней и электродвига- теля, т 3,85 13,8 20,2 46 50,7 ’ 81,2 136,9 167 229 259,4
Вес стержневой загрузки, т . . 1,6 5,5 11,9 24 24 44 75 142 162 230
Завод-изготовитель 16 17 16 5 5 5 18 18 18 18
Цена, тыс. руб 10 7,66 —— 39,67 — 60,09 * 64,29 ... — 85 180
* Рабочий объем мельницы указан при новой футеровке.
шифрах: М — мельница, С — стержневая, ц — с центральной разгрузкой, О — с открытым концом.
Приложения Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 13 S
to
Техническая характеристика шаровых мельниц с разгрузкой через решетку и бесшаровой мельницы «Каскад»
Тип мельницы Размеры барабана, мм Рабочий объем, м‘ * Радиус питателя, мм Скорость враще- ния, об J мин Мощность электро- двига- теля, кет Вес мельницы без шаров и электро- двигателя, т Вес шаровой нагрузки, т Завод- изгото- витель Цена, тыс. руб.
диаметр длина
МШР-9-9 900 900 0,45 715 41 14 5,29 0,672 17 4,13
МШР-12-12 1200 1200 1,15 1140 36 28 10,31 1,00 17 5,99
МШР-15-16 1500 1600 2,24 1400 30 55 16,8 3,00 16 —
МШР-21-45 2100 1500 4,3 1500 24,6 125 34,5 12,0 5 30,53 ь.
Mill Р-21-22 2100 2200 6,3 1500 24,6 185 41,1 16,0 5 34,90 g
МШР-21-30 2100 3000 8,6 1500 24,6 230 46,1 20 5 39,58 §
МШР-27-21 2700 2100 10,2 1800 21 300 65,1 22,0 5 49,96 |
МШР-27-27 ** 2700 2700 13,0 1800 21 320 71,0 31,0 —
МШР-27-36 2700 3600 17,7 1800 21 380 75,3 37,0 5 55,15
МШР-32-31 3200 3100 22,0 2000 19,8 600 95,1 47,0 5 62,94
МШР-36-40 3600 4000 36,0 2400 18,1 1100 150,4 60,0 18
МШР-36-50 3600 5000 45 2400 18,12 1250 160,1 96,5 18 65,44
МШР-40-50 4000 5000 56 3000 17,4 2000 237,5 128 18 142,32
МШР-45-50 4500 5000 71 3000 16,5 2500 263,4 158 18 —
«Каскад-70-23» 7000 2300 88 — 13 1600 397,0 8 478,86 ***
* Рабочий объем мельниц указан при новой футеровке.
** По проекту ГОСТ 10141—67 и ГОСТ 10141—62.
*** Включая электрооборудование и запасные части, цена самой мельницы около 370 тыс. руб.
В шифрах: М — мельница, Ш — шаровая, Р — с решеткой.
33 заказ 1075
ПРИЛОЖЕНИЕ 14
Техническая характеристика шаровых мельниц мокрого измельчения с центральной разгрузкой
Тип мельницы
Показатели ОО !-24 ** со 1 О СО 1 СО со 1 1 1Г5 1 ю О со 1
М1ПЦ-9- М1ПЦ-12 М1ПЦ-1Е МШЦ-21 МШЦ-27 МШЦ-32 мшц-зе й 0/ МШЦ-45
Размеры барабана, мм:
диаметр 900 1200 1500 2100 2700 3200 3600 4000 4500
длина 1800 2400 3090 3000 3600 4520 5500 5500 6000
Рабочий объем, л«3 * ... 0,9 2 4 8,6 17,7 32 49 61 85
Радиус улиткового нита- теля, мм 875 1140 1400 1600 1800 2000 2400 2400 2600
Скорость вращения бара- бана, об/мин ...... 42 35 30 24,6 21 19,8 18,12 17,2 16,25
Мощность электродвига- теля, кет 20 40 100 200; 230 370 900 1250 2000 2500
Вес мельницы с футеров- кой, но без шаров и электрооборудования, т 3,80 14 20,84 48,1 72 . 132,5 157,68 228,4 261,5
Вес шаровой нагрузки, т 1,6 3,8 8 20 37 73,5 102 141 186
Завод-изготовитель .... 16 — 16 5 5 18 18 18 18
Цена, тыс. руб — — 25 36,17 54,12 — — 133,2 —
$
С
о
£
й
* Рабочий объем мельниц указан при новой футеровке.
** По проекту ГОСТ 10141—67 и ГОСТ 10141—62.
В шифрах: М — мельница, Ш —шаровая, Ц — с центральной разгрузкой-
ПРИЛОЖЕНИЕ 15 2
Техническая характеристика спиральных классификаторов
Тип класси- фикатора Число спи- ралей Диаметр спипалей. 1 Размеры ко- рыта, мм Скорость вращения спиралей, об/мин Мощность электродвигате- лей, кет Наклон корыта, град Вес без элек- трообо- рудова- ния, т Завод- изгото- витель Цена, тыс. руб.
длина ши- рина привода спирали подъема спирали
1 300 3 000 350 5,4—25 1,0 Нет 14—18 0,8* 19 0,94
1 500 4 500 560 3,2—12 1,0 » 14—18 1,47* 19 1,22
1 750 5 500 830 2,4—10 2,8 » 14-18 2,90* 19 1,76
2 л ч aS 1 1000 6 500 1100 1,6—7,6 7,0 1,7 14—18 3,87* 19 2,5
& К Й О 1 1200 6 500 1384 4,1; 8,3 3,0; 5,0 1,7 12—15 .6,43 20 3,96
э я D Й Я . 1 1500 8 200 1670 2,9; 3,9; 5,8 4,5; 7,0; 10 1,7 15—18,5 12,49 20 6,07
э $ 1 1700 8 400 — 2,5; 5 10 — 15-18,5 17,0 20 ** —
%
5 Л 1 2000 8400 2200 3,1; 4,1; 6,1 7; 10; 14 2,8 17 17,8 20 8,17
С я 1 2400 9 200 2600 2,6; 3,5; 5,2 7; 10; 14 2,8 17 21,4 20 8,88
1 3000 12 500 3200 1,5; 3 20; 28 2,8 18,5 34,5 20 —
2 2400 9 200 5050 2,6; 3,5; 5,2 14; 20; 28 2,8 17 37,0 21 15,19
———— — ....
2 3000 12 500 6300 1,5; 3 28; 40 2,8 18,5 70,3 21 30,24
Продолжение приложения 15
Тип класси- фикации Число спи- ралей Диаметр спиралей, лш Размеры ко- рыта, мм Скорость вращения спиралей, об/мин Мощность электродвигате- лей, кет Наклов корыта, град Вес без Элек- тр ообо- рудова- ния, т Завод- изгото- витель Цена, тыс. руб.
длина ши- рина привода спирали подъема спирали
1 1200 8400 1370 4,1; 8,3 3,5 1,7 15—18 9,0 20 4,73
1 1500 10100 3,5; 7 4,5; 7 2,8 15-18 17,6 20 8,57
• 1 1700 10100 — 2,5 — — — 25,0 20** —
и о 1 2000 13 000 2,5; 5 6,5; 10 4,5 15 30,9 20 15,16
и s 1 2400 14 000 *** 1,9; 3.9 9; 14 2,8 15 32,7 20 —
й £ >> 1 3000 15 500 *** 1,0; 1,5; 2,3 17; 20; 25 4,5 15 59,5 20
а о й 2 1200 8400 2600 4,1; 8,3 3; 5 1,7 15 16,0 20 8,89
о 2 1500 10100 3,4; 6,8 6,5; 10 2,8 15 30,9 20 13,86
2 2000 13 000 2,5; 5 12,5; 20 4,5 15-18 55,2 20 24,41
2 2400 14 000 5020 2,0; 4 18; 28 4,5 15 65,0 20 27,13
* Вес с электродвигателем.
**.Характеристика по ГОСТ 10323—62.
*'М" Корыто трапецеидальной формы.
Приложения Приложения
516
Приложения
Техническая характеристика одиноч
Показатели ГЦ-5 ГЦ-7,5 ГЦ-15 Тип оди ГЦ-25
Диаметр гидроциклона, мм:
первой стадии классификации . . 50 75 150 250
второй стадии классификации . . — — — —
Число циклонов в батарее:
для первой стадии классификации — — — —
для второй стадии классификации — — — —
Угол конусности циклонов, град:
первой стадии классификации . . 20 20 20 20
второй стадии классификации . . — — — —
Диаметры отверстий, мм:
питающего (эквивалентный) . . . 10—20 * 20; 24 24; 34 41; 50
шламового 10—25 * 28 40 56
пескового Производительность по питанию, 6—12* 8; 12; 17 12; 17; 24 17; 24; 34
лА/ч** ............. . . Мощность электродвигателя насоса, — 4,6—8,6 7,8—21 18-58
кет — — — •—
Вес гидроциклона (батареи), кг ... . — 37 115 251
Завод-изготовитель . . 22 22 22 22
Цена, тыс. руб 0,039 0,049 0,08 0,113
* П6 типовому ряду гидроциклонов.
“ При давлении на входе для одиночных гидроциклонов 1 «г/елН, для батарейных
Б шифрах: ГЦ — гидроциклон, Г— гидроциклон, Б — батарейный.
Пр иложения
517
ПРИЛОЖЕНИЕ 16
ных и батарейных гидроциклонов
гидроциклона
ионный батарейный
ГЦ-35) ГЦ-50 ГЦ-75 ГЦ-100 ГВ-1 ГБ-2 ГБ-3 ГБ-4 ГВ-5
350 500 750 1000 350 350 350 350 350
— ’—. — — Нет 250 Нет 250 Нет
— •— — — 5 5 3 3 8
— — — — Нет 10 Нет 6 Нет
20 20 20 20 10 20 10 20 10
— — — — — 10 — 10 —
50; 68 60; 85 155; 175* 175—320 * 50; 68
78 110 150; 200; 250 200—400* 78
24; 34; 48 24; 34; 75 50; 75; 100 60—150 * 24 34; 41 3
30—91 60—170 — — До 500 До 500 До 300 До 300 До 800
— — — — 100 100 75 75 100
424 772 __ — 2950 4920 1921 2937 4535
22 22 21 21 14 14 14 14 14
0,191 0,31 0,6 — 5,38 7,98 5,03 5,96 7,31
— 2 тсГ/слс2.
518
Приложения
Техническая характеристика диафрагме
Показатели Тип
с диафрагмой в между
20ВМ-1 МО-0,6 (МОД-1)
Сечение камеры, ж 0,3 X 0,3 0,6х0,6
Число камер 2 2
Полезная площадь отсадочного решета одной камеры, ж2 0,09 0,36
Наибольшая крупность кусков в пита- нии, мм 8 8
Производительность, т/ч До 4 До 12
Величина хода диафрагмы (днщца), мм . . . 0—16 0—16
Число пульсаций воды в минуту 400—850 475—825 '
Давление подрешетной воды, кГ/см2 . . . 0,6-2,0 0,6-2,0
Мощность электродвигателя, кет 0,6 2,8
Вес без электрооборудования, т 0,24 0,645
Завод-изготовитель 23 23
Цена, тыс. руб 0,294 0,7
* При извлечении золота из россыпей.
Б шифрах» М —машина, О — отсадочная, Б — беспоршневая, Д — диафрагмовая,
Приложения
549
ПРИЛОЖЕНИЕ 17
вых отсадочных машин
машины
камерной перегородке с подвижным конусным днищем
ОБМ-5 ОМСД-2 (МОД-4) 47Б-ОТ (МОД-2) 48Б-ОТ (МОД-3)
1X1 1X1 1X1 1X1
2 4 2 3
1 1 0,9 0,9
12 16 15 15
До 30* До 40 * До 25* До 30*
0—30 0-50 2—18 2—18
300—500 131; 165 250; 300; 350
— —- 0,6—2 0,6-2
2,8 2,8 1,7 2x1,7
1,91 2,23 1,36 2,12
23 23. , 23 23
— 1,4 0,78 1,2
остальные буквы — условные обозначения разновидности конструкции.
520
Приложения
Техническая характеристика бес
Показатели Машина для угля и сланцев
ОМ-8 ОМ-12 ОМ-18 ОМ-12К ОМ-18К
Число секций 4 6 6 6 6
Число отделений 2 3 3 3 3
Площадь отсадочных ре- шет, .«2 8 12 18 12 18
Наибольшая крупность пи- тания, ММ ....... 125 125 125 13 13
Ширина щелей в решетах, мм 4; 6 4; 6; 20 4; 6; 20 6; 12 6; 12
Производительность, т/ч:
по питанию До 200 До 300 До 500 До 200 До~300
по породе До 50 До 75 До 125 До 50 До 75
Частота пульсаций в ми- нуту 36 43 51 57 67
Рабочее давление воздуха, кГ/сл»2 ‘ До 0,24 До 0,24 До 0,24 До 0,24 До 0,24
Расход воздуха, м^/мин 27* 42* 63* До 35 До 50
Расход подрешетной воды, м^/ч До 600 До 700 До 1300 До 500 До 750
Мощность электродвига- теля, кет:
привода пульсаторов 2,8 2,8 2,8 2,8 2,8
привода разгрузочных устройств 2X1,6 3X1,6 3X1,6 3X1,6 3X1,6 |
привода задвижки . . 0,6 0,6 0,6 0,6 0,6 J
Вес без электрооборудова- ния, т 15,5 23,0 27,9 23,0 27,9
Завод-изготовитель .... И 11 И И И
Цена, тыс. руб 19,37 27,63 33,17 — 17 — 21
* Средний расход воздуха.
В шифрах: М — машина, М — для мелкого материала, О — отсадочная, Б — беспоршне
ния сланцев.
Пр иложения
521
ПРИЛОЖЕНИЕ 18
поршневых отсадочных машин
Машина для руд
БОМС-Ю МОВМ-4 МОБМ-6 МОБМ-8 МОБМ-Ю МОБМ-12 МОБК-6 МОВК-8
2 3 4 5 6 3 4
2 2 3 4 5 6 3 4
11,2 4 6 8 10 12 6 8
125 8 8 8 8 8 25 60
— — — — — — —
До 180 До 30 До 45 До 60 До 75 До 90 До 80 До 120
— 1 29 220 30—80 61—126
0,19 0,3 0,3 0,3 0,3 0,3 0,3 0,4
45 До 25 До 40 До 50 До 60 До 70 До 70 До 90
— 100 150 200 250 300 330 390
2,8 — — — — — — —
4X1,4 3 3 3 3 3 3 3
27,6 6,6 8,9 11,2 13,5 15,8 21,4 —
24 23 23 23 23 23 23 23
5,9 6,12 — — —
вая, К — с комбинированной разгрузкой, К —для нрувногО материала, С — для обогаще-
ПРИЛОЖЕНИЕ 19 й
Техническая характеристика суспензионных колесных сепараторов
Показатели Тип сепаратора
СК-12 СК-20 СК-32 СК-40 СКБ-20 СТ-20
Ширина ванны, мм Объем ванны, м3 1200 2000 3200 4000 2000 2000/1050 *
4,5 8,0 18 32 8 8
Площадь зеркала ванны, м2 Крупность обогащаемого угля, мм 2,18 4,5 9,9 13,8 4,5 3,36/1,05 *
13—300 13—300 13—300 13—300 6—300 13—150
Максимальный размер отдельных кусков, мм .... Максимальная производительность по питанию, т/ч: — 600 600 600 600 —
при крупности угля 13—150 мм 90 160 250 300 —. 200
» » » 13—300 мм 105 180 285 350 190 —
» » » 25—300 мм Максимальная производительность, т/ч: 120 200 320 400 240 —
по потонувшим фракциям 90 150 240 250 — 180
по всплывшим фракциям 90 150 240 300 •—• —
Диаметр элеваторного колеса, мм Мощность электродвигателей, кет: 3200 3800 5350 6400 — 3250/2750
элеваторного колеса .... 4,5 4,5 7 7 1,7 4,5
гребкового устройства 1,7 1,7 2,8 2,8 1,7 1,7
Вес, т 12,8 18,6 26,8 35,2 15,7 18,33
Завод-изготовитель И И 11 И 11 14
Цена, тыс. руб 9,52 11,12 17,18 — 22 — 10 — 12
$
S2
о
И
3
5=
5о
* Числитель—в зоне нисходящего потока, знаменатель—в зоне восходящего потока.
В шифрах; С—-сепаратор, К—колесный, В—вертикальный, Т—трехпродуктный.
ПРИЛОЖЕНИЕ 20
Техническая характеристика суспензионных барабанных сепараторов *
Тин сепаратора
Показатели барабанный спиральный барабанный элеваторный
СБС-1.8 СБС-2,5 СБС-3 СБЭ-1,8 СБЭ-2,5 СБЭ-3
Барабан, мм: диаметр 1800 2500 3000 1800 2500 3000 $ 52
длина 3600 5000 6000 1800 2500 3000 о и сь
Скорость вращения барабана, об /мин 3; 4; 6 3; 4; 6 3; 4; 6 3; 4; 6 3; 4; 6 3; 4; 6 52 &
Производительность, т/ч 18—90 32—160 50—250 18—90 32—160 50—250
Мощность электродвигателя, кет . . . 7 10 14 7 10 14
Вес сепаратора, т 14,66 22,29 29,14 10,0 16,75 21,13
Завод-изготовитель 25 25 25 25 25 25
Цена, тыс. руб ** ** ** ** ** **
* Серийно не выпускаются. * * Цены не установлены. Б шифрах: С—сепаратор, Б—барабанный, С—спиральный, Э —элеваторный. Си Ю
524
Приложения
* Производительность дана для давления пульпы на входе 1 кг/ам2.
*» Ббпыпий вес — для металлических циклонов, меньший — для шлакоситаллитовых.
*** Серийно не изготовляются, ориентировочная стоимость металлических циклонов 750 руб. за 1 т веса.
В шифрах: Г — гидроциклон, Ц — циклон, О — обогатительный.
Приложения
525
ПРИЛОЖЕНИЕ 22
Нормативные показатели и удельные нагрузки при обогащении
каменных углей в магнетитовых суспензиях [14J
Показатели Суспензион- ные сепара- торы СК Суспензион- ные циклоны
Обогащение угля и отмыека суспензий Количество циркулирующей суспензии, м$/ч: на 1 м ширины ванны сепаратора 80*1
на 1 т/ч обогащаемого класса — 2—2,5 *2
Количество уходящей из сепаратора суспензии, %: через дренажное сито сепаратора 30—35 —
с легкой фракцией . 60—65 88—92
с тяжелой фракцией 5—10 8—12
Количество магнетита, переходящего в некондици- онную суспензию, q (кг/т) продукта при плот- ности рабочей суспензии, г/сма: 1,5 400*3 q d 90—100
1,75 700*з q~ d 140—160
Расход воды на отмывку суспензии, ополас- киваемого продукта 0,4—1,5 *4 1,5—3 *5
Потери магнетита, кг/т угля 0,3-0,5 0,5—0,8
Размер отверстий щелевидных сит при сбросе сус- пензии и обезвоживании (.ч.ч) при плотности ра- бочей суспензии, г/см?-. до 1,5 0,5-0,75
>1,5 0,75—1,5 —
Нагрузки на грохоты для сброса и отмывки сус- пензии, т/ч на 1 м ширины сита грохота . . . Содержание шламов в продуктах обогащения, % 35—90 *e 20—28 *’
2—3,5 *8 1—4
Регенерация суспензии Количество рабочей суспензии, отводимой на реге- нерацию, % —10 —10
Количество некондиционной суспензии, поступаю- щей на регенерацию, определяется расчетом:
** г/а — в восходящий поток, */а—для транспортирования.
*2 При размокающей породе 4—4.5 м3/т.
** d — средняя крупность ополаскиваемого продукта, ли. Если размер наибольших
кусков угля превышает 100 мм, то вычисленное по формуле значение q следует увеличить
на 2 кг/т.
*4 Меньший расход при Крупности угля 25—200 мм, наибольший — при крупности
0—13 ля.
*5 Меньший расход при крупности угля 0,5—20 лш, ббльший — при крупности
0,5—6 лии.
*“ Меньшая нагрузка — для класса 6—25 мм, бблыпая — для класса 25—300 мм, для
классов промежуточной крупности нагрузки пропорциональны средней крупности класса.
*’ Меньшая нагрузка для класса 0,5—6 мм, бблыпая - .для класса 0,5—20 мм.
*• В том числе 1,5—2,5% от неполноты классификации и ОЗ—1,0% от истирания про-
дуктов обработки при обогащении и обезвоживаний.
526
Приложения
Продолжение приложения 22
Режим работы магнитных сепараторов Первого сепаратора Второго сепаратора Общее
Питание первого магнитного сепаратора: До 210—260
содержание твердого, кг/л? — —
в том числе:
магнетита До 150—180 — —
шламов До 60—80 — —
Магнетитовый концентрат:
плотность, г [см? 2,2-2,4 1.6—1,8 2,1—2,3
содержание магнетита в твердой фазе 91—95 85-93 90—94
Хвосты магнитной сепарации, кг/м%: содержание твердого 80—100 100—150 —
в том числе магнетита 3—4 1—1,5 —
Слив магнитных сепараторов, кг/лгЗ;
содержание твердого 50—70 50—60 —
в том числе магнетита 2—3 0,8—1 —
ПРИЛОЖЕНИЕ 23
Техническая характеристика концентрационных столов
и автоматических шлюзов
Показатели Тип стола Тип шлюза
одноярусный трехъ- ярусный шести- дечный 1ПА-1 34-КЦ
СК-1 СКМ-1А ЯСК-1Б СКПМ-6
Число дек 1 1 6 6 5 5
Ширина деки, мм . . . Длина деки, мм: 1000 1800 800 1800 900 1800
верхней 2100 4500 2120 3400 1800 1800
средней — •— 3160 Каждой деки
нижней — — 4200
Длина хода деки, мм 12—25 8-30 12—26 10-25 •— —
Число ходов в минуту Угол поперечного на- 230—300 230—300 300 270—350 ** **
клона, град Производительность, 0—10 2-8 0—10 0-10 -I- -j-'S- ***
т/ч Мощность электродвига- 0,2—1,0 0,6—5 1-8 1,7 35—40 * До 5 1,8 До 10 1,0
теля, кет 0,6 1,7 3,7
Вес без электрооборудо-
вания, т • . 0,48 1,30 1,70 3,30 2,44 2,28
Завод-изготовитель . . 23 23 23 — 17 17
Цена, тыс. руб 0,663 0,95 2,147 — — 3,17
* При обогащении каменного угля.
** Продолжительность одного цикла 6 мин.
*** При шлюзовании 9°, при сполоске 45°.
В шифрах: С—стол, К — концентрационный. Я—ярусный, П—подвесной, III —шлюз,
А — автоматический.
Приложения
527
ПРИЛОЖЕНИЕ 24
Техническая характеристика винтовых сепараторов
Покаватели Тип сепаратора
СВМ-750А СВМ-1200
Диаметр желоба, мм: внутренний 750 1200
наружный ~800 1218
Шаг витка, мм 450-550 650—750
Число витков 4 4
Занимаемая площадь, ма — 2,25
Высота, ш 4000 4295
Крупность зерен пустой породы, мм До 12 До 16
Пределы крупности зерен полезных минералов, мм 0,05—2 0,05— 4
Производительность, т/ч 3-8 8—20
Вес сепаратора, т 0,413 0,710
Завод-изготовитель 25 25
Цена, тыс. руб 1,45 1,49
В шифрах: С —сепаратор, Б—винтовой. А, М — разновидность конструкции.
ПРИЛОЖЕНИЕ 25
Результаты сравнительных промышленных испытаний
конусных сепараторов, винтовых сепараторов
и концентрационных столов на россыпных рудах [12]
Показатели Конусные сепараторы Винтовые сепараторы Концентра- ционные столы
Содержание тяжелой фракции в кон- центрате, % 45,7-51,5 37,1 56,3
Извлечение тяжелой фракции в кон- центрат, % Эффективность обогащения, % . . . . 89,5—92 92,3 80,4
74,6—80,4 72,0 70,6
Производительность по пескам на еди- ницу рабочей площади машины, т/м^-ч .............. 1,86 0,37 0,111
Производительность на единицу произ- водственной площади, т/м'^-ч . . . 1,49 0,65 0,137
Расход электроэнергии на 1 т песков, кет -ч ........ 0 0 0,83
Расход воды на 1 т песков, м3 . . . . 1,5 6 4
Стоимость оборудования на 1 т часо- вой производительности, руб. . . . 170 1420 1910
Примечание. Исходным сырьем служили отмытые от глины пески крупностью
0,3—0,05 мм, содержание тяжелой фракции составляло 41,3—12,3%. глины—до 1%; тя-
желая фракция состояла из минералов: циркона, рутила, ильменита, дистсна, ставролита
и турмалина, легкая фракция —из минералов с плотностью <2,9 г/см3.
528
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 26
Результаты сравнительных промышленных испытаний
струйного концентратора Гиредмета СКГ-2
и шестидечного концентрационного стола ЯСК-1
на оловянных коренных рудах*
(Исходное питание—продукты спиготов гидравлического классификатора)
Крупность питания Показатели Концен- тратор СКГ-2 Концентра- тор СКГ-2, перечистка концен- трата на столе Стол ЯСК-1
+0,9 мм—40%, Производительность, т/ч 6,75 6,75 2,63
—0,074 мм—10% Выход концентрата, % 25,8 1,37 1,99
Содержание Sn в концентрате, % 0,77 12,57 6,35
Извлечение Sn в концентрате, % 77,8 67,1 60,4
У дельная производительность, т/м2ч 1,93 0,38 0,19
+0,5 мм —14%, Производительность, т,ч Выход концентрата, % 5,1 5,1 1,5
22,7 4,2 2.78
—0,074 мм—20% Содержание Sn в концентрате, % 0,64 3,11 4.63
Извлечение Sn в концентрате, % 70,5 63,7 64,6
Удельная производительность, т/м2 ч 1,47 0,29 0,11
Результаты промышленных испытаний конусных сепараторов СК-1
и концентрационного стола ЯСК-1 на продуктах гидравлической
классификации оловянной руды (установка КС-1 включала три сепаратора,
из которых два использовались для перечистки концентрата
и хвостов головного сепаратора)
Исходный продукт Показатели КС-1 ЯСК-1
Смесь продуктов, 1-го, 2-го, 3-го и 4-го спиготов Производительность, т/ч Выход концентрата, % Содержание Sn в питании, % Содержание Sn р концентрате, % Извлечение, % Удельная производительность, т/м2 ч 17,44 26,4 0,176 0,482 72,1 1,90 2,69 26,4 0,176 0,463 70,0 0,18
А. Д, Богатов и др. «Цветная металлургия», 1968. стр. 34.
Приложения
529
34 заказ 1075
* На россыпных рудах при крупности песков—о,2S (0,25) мм. при каскадных сепараторах исходное питание подается на верх-
ний каскад, нижний каскад используется для перечисток концентрата и хвостов.
** Числитель—при чугунных конусах, знаменатель—при дюралевых конусах.
*** Серийно не изготовляется.
В шифрах; С—сепаратор, К — конусный, М—модернизированный.
530
Приложения
Продолжение приложения
27
Рис. 158. Сепаратор конусный CK-2MS
1 — рабочий конус; г — рама; 3 — болты для установки сепараторов; 4 — ограждающий
кожух; 5 — распределительное конусное кольцо; 6 — перфорированная кольцевая перего-
родка; 7ч— 10 — питатель типа сегнерова колеса; 11 — клинья, разделяющие поток на от-
дельные струи; 1г —отклоняющее кольцо; 13 — болты крепления клиньев; 14 — 19 — узел
регулировки выхода и качества продуктов; 14 — направляющий цилиндр, 15 — гайка, 16 —
коллектор, 11 и 18 — отсекатели, 19 — штуровал; го — сборный кольцевой желоб для про-
' дуктов обогащения;1 21—23—патрубки для разгрузки продуктов обогащения; 24—узел
регулировки выхода промежуточного продукта
Приложения
531
ПРИЛОЖЕНИЕ 2S
Техническая характеристика пневматических сепараторов
и пневматической отсадочной машины
Показатели Тип сепаратора Тип отладоч- ной маргины
ОСП-75 СП-12 (ОСП-100М) СПК-40 А i 1 ПОМЙА
Производительность по исход- ному питанию, т/ч .... 75 100 40—50 100
Крупность обогащаемого угля, мм 0—75 0-75; 6-75; 13—75 0-50 0—13; 0—25.
Рабочая площадь дек (сит), ле3 8 12 6,7 4,5
Размер отверстий сит, мм . . 4,5 45 4,5 —•
Число пульсаций воздуха в минуту — 83—130 83—130 126-266
Расход воздуха, м^/сек . . . — * 20,8 6,6
Давление воздуха, мм еод. ст. — * 300 350
Производительность вентиля- тора для дополнительного отсоса воздуха, м?/сек . . . * 4,17 7,5
Напор вентилятора дополни- тельного отсоса воздуха, мм еод. ст * 180 ; 250
Мощность электродвигателя вентилятора, кет ..... — * 100 55
Мощность электродвигателя отсасывающего вентиля- тора, кет * 15 48
Мощность электродвигателей привода машины, кет . . . и 17 7,5 4
Вес, т ........... 12,13 13,27 8. 6.4
Завод-изготовитель 14 14 14 14
Цена, тыс. руб 14,86 — 17,5 11$ 11,2
т>тг л ?омплектуюп1ее оборудование для сепаратора ОСП-100 М: вентилятор'нагнетающий
ВД-18, вентилятор отсасывающий ВД-12, батарейные пылеуловители ДП-50 и Ы1-35,
водяной пенный пылеуловитель ВГШ-35. № ‘
В шифрах: ОС—однодечный сепаратор. С—сепаратор, П—пневматический, О—отеа«
дочная, М—машина, М в конце шифра—модернизированный, К—для крупного угля.
34*
ПРИЛОЖЕНИЕ 29 g
Техническая характеристика бутар, скруббер-бутар и скрубберов w
Показатели Тип машины
Бутара 0-8 9 А скруббер-бутары скрубберы
СБ-1,3 С-85-АБ С-86 С-1,3 452-2 * Б7
Диаметр барабана, мм . ...... 1328 1300 1000 1300 1300 2185 2605 3200
Длина барабана скруббера, мм . — 3000 7260 2800 2800 4100 4100
Длина барабана бутары, ли: 8300 2200 7260 2200 — — —
Производительность при наклоне бара- бана, 3,5° т/ч . 75 50 — 60 60 До 120 250 250
Максимальная крупность питания, мм 100 150 — 150 150
Диаметр отверстий, мм . 20 16 — — — —
Угол наклона барабана, град ..... 3-6 3,5-6 — 3,5-6 3,5—6 —
Число оборотов барабана в минуту . . 16 20 24 23 20 18 16,5 —
Мощность электродвигателя, кет . . . 28 7 14 8,1 7 100 185 500
Вес без электрооборудования, т . . 14,25 5,57 8,83 7,6 5,82 43,2 40,4 82
Завод-изготовитель 25 23 23 23 23 5 3 3
Цена, тыс руб.** —5 3,44 — — 3,06 —’
* Конструкция Магнитогорского завода.
** Цена за 1 т веса машины приблизительно равна: при весе машины от 3 яо 6 т—450 тб/m, от 6 по
от 20 т и более —320 руб/тте.
В шифрах: С — скруббер, Б — бутара.
12 т— 395 руб/т.
ПРИЛОЖЕНИЕ 30
Техническая характеристика наклонных корытных и горизонтальных (бичевых) моек
Показатели Тип машины
наклонная корытная горизонтальная
К-7 24МО-1 * МК-200Б
Ширина корыта, мм 1600 1880 2708 7180**
Длина корыта, мм 7630 7000 7650 9665 **
Число оборотов валов в минуту 24 15,2 20
Угол наклона лопастей, град 65 40 50 —
Шаг лопастей, мм 250 560 — —
Производительность, т/ч до 70 125 200 120
Максимальная крупность питания, мм 75 75 150 —
Мощность электродвигателя, кет 40 40 55 20
Вес без электрооборудования, т 12,60 17,38 47,59 61,00
Завод-изготовитель 23 .— 31 —
Цена, тыс. руб 5,20 6,18 —36,0
* Конструкция института Механобр.
** Габаритные размеры.
*** Бичевых валов —8,4» ковшового вала —3,2.
В шифрах: условные обозначения типа конструкций.
Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 31 Ц
Техническая характеристика флотационных машин
Тип машины и условное обозначение
Показатели механическая «Мехавобр» для руд механическая для угля
ФРМ-2 М-1 ФМР-4 М-3 ' 1 ФМР-10 М-5 ФМР-25 М-6 ФМР-63 М-7 ФМУ-40 ФМУ-50М*6 ФМУ-63 ФЛ-7
Размер камеры, м . . . . 0,5X0,5 0,7 X 0,7 1,IX 1,1 1,75X1,6 2,2x2,2 1,8X1,8 2,2X2,2 2,2x2,2 2,2 X 2,2
Глубина камеры, м . . . . 0,55 0,70 1,00 1,10 1,20 1,2 1,0 1,2 1,35
Объем камер, м9 Производительность по по- току пульпы, м^/мин . . 0,14 0,38 1,35 3,26 6,25 4,0 5 5,6 7,0
До 0,25 До 0,25 1,5—2,5 3,5—6,0 7—12 До 3-4 До 7,5 7—12
Диаметр импеллера, мм . . 200 300 500 600 750 600 . 500 400 750
Число оборотов импеллера в минуту 700 460 300 280 240 270 730 575 230
Окружная скорость импел- лера, м/сек 7,3 7,2 7,8 8,8 9,4 8,5 19 12 9,0
Мощность двигателя импел- лера , кет 1,7 *2 1,7 4,5 10 20 11,0 20 30 *в 20
Мощность двигателя пеко- гона, кет 0,6 0,6 1,0 1,0 1,0 2X1,7 2,2
Количество засасываемого воздуха на 1 .м3 объема камеры, м^/мин .... 1—1,2 1—1,2 1—1,2 1-1,2 1—1,2 0,3—0,35
Число камер в машине 4—18 4—18 4—20 4—20 4—16 5 6 4,6, 8,10 6
Вес машины, га*4 .... 1,1—4,9 1,72—7,5 5,1—26,2 9,4—44,8 8,4—65 18,76 22,45 *7 25,5
Завод-изготовитель .... Цена, тыс. руб 17 0,142 *8 17 0,204*8 23 - 0,90 *8 25 1,013 *8 25 1,674 *8 7 10,70 7 10,77 7 *9 7
*2 На две камеры.
*4 При наименьшем и наибольшем числе камер в машине.
** Машины ФМУ-40 и ФМУ-50 предполагается снять с производства и заменить ФМУ-63.
*• По данным нромышленных испытаний установочная мощность требуется не более 20 кет.
*’ Вес в зависимости от числа камер: 16,5: 23.54; 30,9; 38,13 m.
*8 Цена за каждую камеру.
*» Цена шестикамерной машины около 20 тыс. руб., остальных — пропорциональна весу.
В шифрах: Ф — флотационная, М — механическая, Р — рудная, У — угольная.
Продолжение приложения 31
Показатели Тип машины и условное обозначение
пневмомеханическая для руд аэролифтная
ФПР-40 ФПР-63 МНГ-1100 МНГ-1600 «Аджитейр» АФ-2,5
Размер камеры, м .... 1,66X1,75 2,2 х 2,2 1,1 Х1,1 f с 1,75x1,6 1,22X1,22 1,52X1,52 1,5 ХЗ1*
Глубина камеры, м . . . . 1,1 1,2 0,76 0,76 0,762 0,762 2,0
Объем камер (секций), мв 3,26 6,3 0,85 2,0 1,13 1,70 4,5
Производительность по по- току пульпы, мэ/мин . . — — До 2,5 До 6 — — 5—10
Диаметр импеллера, мм . . 500—600 750—900 550 680 685 685 —
Число оборотов импеллера в минуту — — 220—250 170—180 170—200 170—180 —
Окружная скорость импел- лера, м/сек Мощность двигателя импел- лера, кет — — 6,3—7,3 6,0-6,3 6—7,3 6—6,35 —
7,5—10 12—22 6*2 Ю*2 11 15—18
Мощность двигателя пеко- гона, кет —
Количество засасываемого воздуха на 1 л? объема камеры, м?/мин .... 1,0 1,0 До 1,8 До 1,8 1,9 1,7 5—7 *8
Число камер (секций) в ма- шине 4-20 4—16 4—20 4—20 —. 1—10
Вес машины, га*4 .... — — — — — — 3,4—34
Давление воздуха, ати . . 0,13-0,15 0,15—0,18 0,1 0,1 . 0,1 0,1 0,25—0,3
Завод-изготовитель .... 25 25 *10 *11 *11 .—.
Цена, тыс. руб 1,09 *8 2*8 0,7 *8 1,09*8 — — —.
** Ширина машины (секции) 1,5 м, длина одной секции машины, 3 м.
*2 На две камеры.
*s Количество нагнетаемого воздуха, и’ /мин на 1 м машины.
** При наименьшем и наибольшем числе секций в машине.
*’ Цена за каждую камеру.
_ НРБ.
*и _ США.
*5 В шифрах: Ф — флотационная, П — пневмомеханическая; Р —рудная, МНР — см. стр. 267.
Приложения Приложения
536
II риложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 32
Техническая характеристика контактных чанов
Показатели Тип чана
КЧ-1 КЧ-1,6 КЧ-2 КЧ-2,5 КЧ-3.15 КЧ-4
Диаметр чана, мм 1000 1600 2000 2500 3150 4000
Высота чана, мм 1000 1600 2000 2500 3150 4000
Объем чана, .и3 0,71 2,9 5,7 11 22 45
Диаметр пропеллера, мм . . 250 320 500 500 630 900
Скорость вращения пропел-
лера, об/мин ....... 500 400 250 250 200 140
Мощность электродвигателя,
кет 1,1 2,2 5,5 5,5 5,5 — 10
Бес чана с злектродвигате-
лем, т 0,502 1,0 0,972 1,12 1,56 4,42
Завод-изготовитель 25 25 25 25 25 25
Цена, тыс. руб ОДО 1,0 1,18 1,33 1,57 3,38
В шифрах: К — контактный, Ч — чан.
П риложения
537
ПРИЛОЖЕНИЕ 33
Техническая характеристика агрегата «Каскад»
для подготовки пульпы перед флотацией угля
Производительность по пульпе, л^з/ч.............................До 800
Количество сливных коробок, соответствующее числу флотационных
машин, шт.......................................................4, 6, 8
Пропускная способность сливной коробки, м&/ч ...................До 200
Мощность электродвигателя, кет...................................... 4,5
Число оборотов вентилятора, об/мин................................. 2880
Число оборотов электродвигателя, об/мин ........................... 1440
Габаритные размеры и вес агрегата в зависимости от количества сливных
коробок:
. количество сливных коробок высота, мм ширина, луи длина, мм вес, кг
4 2330 2130 2090 3148
6 2330 2130 2395 3668
8 2330 2130 2395 4189
Завод-изготовитель.....................Экспериментальная база института
УкрНИИуглеобогащение, г. Луганск
Цена, тыс. руб.........-........................... 2,8
Агрегат «Каскад» (рис. 159) смешивает все потоки шлама и воды,
подаваемые на флотацию, дозирует реагенты и подает их в пульпу в виде
аэрозоля, что улучшает контакт реагентов с пульпой. Устанавливается вместо
контактных чанов, воронок и скиповых реагентных питателей.
Рис. 159. Агрегат «Каскад» для подготовки пульпы перед флотацией угля:
у — труба для подачи исходной пульпы; 2 — смеситель; 3 — распределительный конус;
4 — смесительная колонка с решетками; 5 и 6 — решетки; 7 — пульпораспределитель; а —
отводные патрубки (к флотационным машинам); 9 — вентилятор для приготовления аэрозоля
реагентов; 10 — подвод реагентов; 11 — дозатор реагентов; 12 — труба по которой* аэрозоль
реагентов вдувается в смесительную колонку 4', 13 — дефлектор для распределения: аэро-
золя; 14 электродвигатель для привода вентилятора ' •>-«
ПРИЛОЖЕНИЕ 34
Техническая характеристика барабанных сепараторов для сильномагнитных руд и очистки абразивного зерна
Показатели Тип и условные обозначения сепаратора
для сухого обогащения для мокрого обогащения
ЭБС-1 ЭБС-2 171А-СЭ ЭБС-3 168А-СЭ ПБС-1 189А-СЭ ПБМ-1 ПБМ-2 167М-СЭ 167А-СЭ 26-СБ ПБМ-З 209 В-СЭ
Размеры барабанов, ашз диаметр 600 900 900 900 600 600 600 900
длина 1000 1000 1000 [20 00 1000 1500 2500 2500
Число барабанов (основных/перечи- стных) 1/0 1/0 2/1 2/2 1/0 1/0 *» 1/0 *» 1/0
Число полюсов в одном барабане (ос- новном/иеречистном) 6 6/6 5/3 3—4 *2 6
Число продуктов обогащения . , . . . 2 2 3 3 2 2 2 2
Напряженность ноля на барабанах (верхнего/нижнего), э 1250 1350 800/1400 1000/1400 750 1100 1100 1300—1200
Крупность исходного питания, ям . До 2 До 50 До 50 До 50 До 2 *8 *3 *3
Производительность по питанию, т/ч Скорость вращения барабанов (верх- него/нижнего), об/мин ДО 6 До 60 До 140 До 500 6 До 50 До 70 До 180
25 43/25 50—100/30—40 39 26
Мощность на обмотку электромагни- тов, кет, 5,5 8,3 ___
Мощность электродвигателей, кет, . . — 1,0 3,6 9 1,0 3,0
Назначение сепаратора *4 *5 *5 *5 *4 *Б *Б
Вес сепаратора, т — 4,76 12,36 9,2 — 1,2 1,15 2,9
Завод-изготовитель *в 13 13 13 *в 13 *6 13
Цена, тыс. руб — 7,5 16,5 50,31 — 5,75 — 19,8/13,8 *’
* Сепараторы ПБМ-2 и ПБМ-З выпускаются с прямоточной, противоточной и полупротивоточной ваннами. Эти сепараторы могут
сопрягаться в агрегаты по вариантам: сдваивание вдоль оси барабанов; три барабана устанавливаются рядом на одной высоте (рас-
стояние между осями 800 лии): концентрат первого барабана перечищается на втором, а концентрат второго — на третьем барабане; два
барабана устанавливаются рядом на одной высоте и один ниже на 1 м, концентрат первого барабана перечищается на втором барабане,
хвосты (или концентрат) верхних барабанов перечищаются на нижнем: барабане.
* 2 Сепараторы 16 7М-СЭ и 26-СБ четырехполюспые, 16 7А-СЭ — трехнолюсный.
* 3 Крупность питания прямоточных до 6 лип, противоточных — до 1,5—3 жм. полупротивоточных — до 0,2 мм.
* 4 Для абразивного зерна.
* s Для сильномагнитных руд.
Серийно не изготовляется, характеристика по ГОСТ 10512—63.
’* Числитель — с кобальтовым магнитом, знаменатель — с ферритобариевым магнитом.
К шифрах: Э — электромагнитный, П —с постоянными магнитами, Б — барабанный, С — сухой,' М—мокрый.
ПРИЛОЖЕНИЕ 35
Техническая характеристика сепараторов для регенерации ферромагнитных суспензий
Показатели Тип сепаратора
ЭБМ-3 * ЭБМ1/2
Максимальная производительность по суспензии, мР/ч ........... 210 180
Максимальная производительность по магнетиту, т/ч 60 35
Крупность кусков питания, мм, не более 0,1 0,1
Число барабанов, шт 1 1
Диаметр рабочей части барабана, мм 800 600
Длина барабана, мм 1800
Число оборотов барабана, об/мин .... 10 5
Число продуктов обогащения 3 3
Напряженность магнитного поля на поверхности барабана, э, не менее . . 1500 1400
Напряженность, постоянного тока, обмотки, в . 220 220
Мощность электродвигателя привода, кет . 2,2 1,7
Вес, т ................ 4,6 3,2
Завод-изготовитель - . . . . . . . ..... И 11
Цена, тыс. руб —8,6 7,74
питании твердого до 250 г/л, в том
в
Приложения I Приложение
* Показатели регенерации при производительности ио суспензии 180 м*/ч, содержании ... .. — . .
числе: магнетита до 200 г/л и шлама до 30 г/л\ извлечение магнетита 99,70—99,97%; потери магнетита с хвостами не более 0,3 г/л;
плотность магнетитового концентрата не менее 2,2 г/см*.
В шифрах; э — электромагнитный, Б — барабанный, М — мокрый.
• со
ПРИЛОЖЕНИЕ 36 g
Техническая характеристика сепараторов для слабомагнитных руд
Показатели Тип сепаратора и условное обозначение
для сухого обогащения для мокрого обогащения
ЭРС-1 164-СЭ ЭРС-2 РССА-Н2 ЭРС-3 РССА-В1 ЭРС-4 РССА-Н1 ЭРС-5 2ВК-5В ЭРС-6 20-СВ 85—Э ЭДС-1 МС-2 ЭРМ-1 2ВК-5В-1 ЭРМ-2 20-СВ ЭРМ-3 18-СВ
Число роликов (валков), дисков (основных пере- чистных) 2/2/2* 2/0 1/0 1/0 2/0 2/2 1/1 2 2/0 2/2 2/0
Ширина питания основных роликов, мм 1600 1600 800 800 2000 2000 1200 400 2000 2000 4800
Диаметр роликов (валков), дисков, мм 100 100 150 150 270 300 270 576 270 300 370
Длина роликов (валков), мм 800 800 800 800 1000 1000 1200 —- 1000 1000 2400
Скорость вращения роли- ков (дисков), об /мин . . 58 — — — До 120 До 120 60—90 39 50—90 25—50 40
Наибольшая крупность питания, мм 1—2 2,0 2,0 2.0 3,0 3,0 3,0 3,0 3,0 з.о' 3,0
Напряженность магнитного поля, тыс. э Производительность, т/ч Мощность на обмотку электромагнитов, кет 16 До 4 16 14 12 До 16 До 18 До 16 12 До 16 До 18
До 2 4 2 До 2 До 4 До 6 До 2 До 0,5 До 4 До 6 До 15
2 — — — 3,0 4,8 4,8 1,3 3,0 6,5 9,0
Мощность электродвигате- лей, кет 4,5 4,4 3 3 4,5 7,2 2,8 2,6 4,5 9,0 14,0
Назначение сепаратора . . а Для абразивов б, в б, в б 6 в в в
Вес сепаратора, т .... 8.6 3,1 5,1 5,3 4,0 9,8 9,4 1,7 4,0 12,1 18,4
Завод-изготовитель .... 17 17 17 13 17 17 17 17 17 17 17
Цена, тыс. руб 14,02 9,48 — — 7,84 16,20 —16,0 2,63 — 23,0 33,56
* Верхние два ролика для извлечения сильномагнитных минералов.
а — для обогащения керамического сырья (иегматиты, стекольные пески и др.).
б — для редких металлов.
в — для слабомагнитных руд черных металлов.
В шифрах: Э — электромагнитный. Р— роликовый (валковый). С—сухой, М — мокрый, Д — дисковый.
ПРИЛОЖЕНИЕ 37
Техническая характеристика размагничивающих аппаратов
Показатели Тип аппарата
178-СЭ 158-СЭ 177-СЭ 165А-СЭ 178-СЭ
Диаметр трубы, мм 50 75 100 150 200
Производительность по пульпе, мЛ/ч 25 54 85 180 300
Максимальная скорость пульпы, м/сек ..... 3.5 3,4 3,0 2,8 2,6
Номинальный ток при частоте 50 гц и отсутствии пульпы, а 5,5 7,4 13,4 16,6 28,0
Мощность переменного тока:
активная, ет 105 107 127 146 230
полная, кеа 2,1 2,8 5.1 6,3 10,0
Габаритные размеры, мм:
ширина 458 506 574 635 635
длина 930 970 1050 1080 1440
высота 492 543 608 670 670
Вес, т 0,124 0,172 0,266 0,309 0,346
Завод-изготовитель 13 13 13 13 13
Цена, тыс. руб — — 1,56 1,56 1,68
Б шифрах—условные обозначения типоразмеров.
Приложения 1 Приложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 38 g
Техническая характеристика вибрационных и шнековых фильтрующих центрифуг
Показатели Тип центрифуги
вибрационная вертикальная вибрационная горизонтальная шнековая
НВВ-1000 ВГ-1 ВГ-2 ВПШ-92 НВШ-92 НВШ-1000 «Наэль-3»
Производительность (по углю), т/ч До 100 До 120 До 150 До 100 До 100 До 100 До 100
Крупность исходного угля, мм .... 0—13 0-13 0—13 (25) 0,5-13 0,5-13 0—13 0—13
Влажность исходного угля, % . . . . До 25 До 25 До 35 18—25 18—25 От20до25 18—30
Выход твердого, % 96—97 —— — 96-98 96—98 96—98 —
Содержание твердого в фильтрате, г/л — 60—150 До 180 — — — —
Влажность обезвоженного осадка, % * 8—10 До 9 До 8 7—9 7-9 7,5—8,5 5-8 tl *73
Диаметр (большой) ротора, мм . . . 1000 1000 1100 925 940 940. 920
Высота ротора, мм 500 525 770 500 485 485 485 К
Фильтрующая поверхность ротора, л2 1,45 1,35 1,57 1,05 1,05 1,05 1,1
Скорость вращения ротора, об/мин 420 440 550 600 563 594 558
Скорость вращения шнека, об/мин . . —— .—. — 588 571 582 551 £
Число вибраций ротора в минуту . . 1600—1800 1440—1700 1600—1.800 — — .— — &
Амплитуда вибраций, мм 4-6 До 6 До 6 — — —. —
Размер отверстий сит, мм ...... Мощность электродвигателя главного 0,25 0,25 0,2—0,5 0,25 0,5 0,5 0,35—0,5
привода, кет ........... Суммарная мощность вспомогательных 20 20 40 32 32 40 40
электродвигателей, кет 3,4 3,67 4,67 0,27 0,27 0,27 —
Вес, т 3,8 2,75 3,0 3,68 3,38 3,29 6,60
Завод-изготовитель 26 34 34 И 11 И
Цена, тыс. руб 12,38 6,99 — 11,645 11,636 — —
* При содержании класса 1—0 мм в питании не более 25%.
** Польская Народная Республика.
В шифрах; Н — непрерывно действующая, В — вертикальная, В — вибрационная, Г — горизонтальная, Ш — шнековая.
544
Приложения
Техническая характеристика
Показатели Тип сгу
с центральным
Диаметр чана, м Глубина чана в центре, м Площадь сгущения, , . Скорость вращения граб- ЛИН, об 1 мин Е сота подъема граблин, ММ .... Мощность электродвигате- ля, кет ........ Вес сгустителя без чана, т Завод-изготовитель . . . Цена, тыс. руб 2,0 1,5 3,1 0,48 280 0,6 0,42 23 1,4ч 2,5 1,5 4,9 0,48 250 0,6 23 1,5ч 4,8кч 4,0 2,5 12,5 0,36 350 1,0 2,47 23 3,0ч 6,5кч 6,0 2,5 28,3 0,26 300 1,0 2,62 23 5,15ч 9,0 3,0 63,5 0,21 300 1,о 4,43 23 7,50ч 12,0 —з;о 113,0 0,17 400 2,8 7,61 23 3,35б/ч 15,0 3,0 Д77 0,12 400 2,8 8,78 23 3,636/я
Примечание.
ч — цена включает стоимость чана.
кч — цена в кислотостойком исполнении, включающая стоимость чана.
б/ч — цена металлических конструкций, не включающая стоимости чана.
кб/ч — цена в кислотостойком исполнении, не включающая стоимости чана.
Техническая характеристика
Показатели Тип
с внешней фильтрующей
БОКЗ-1,75 БТЦРЗ-1,75 Б ОУ 5-1,75 БОУ10-2.6 |
Поверхность фильтрования, М2 3 3 5 10
Барабан, мм: диаметр 1750 1750 1762 2612
длина 630 735 960 1350
Скорость вращения бара- бана (регулирование сту- пенчатое), об/мин . . . 0,11—2,0 0,12—2,0 0,10-1,8 0,13-2,0
Мощность электродвигате- ля привода барабана, кет 1,0 1,0 1,0 1,7
Мощность электродвигате- ля привода мешалки (кон- вейра), кет 1,0 1,0 1,0 1,7
Вес с редукторами и элек- тродвигателем, т ... 2,18 2,70 4,62 8,37
Завод-изготовитель .... 29 29 29 29
Цена, тыс. руб. 8,42* 8,68* 3,55** 4,82 **
* Цена включает стоимость комплектующего оборудования (ловушка, ресивер, вакуум-
** Цена ие включает стоимости комплектующего оборудования.
Б шифрах! Б — барабанный, О — общего назначения, К—кислотостойкий, Ш— шатровое
Приложения
545
ПРИЛОЖЕНИЕ 40
одноярусных сгустителей
стителя
валом 1 1 с периферическим приводом
17,5 3,6 240 18,0 3,6 255 < 255 V 24,0 3,6 450 30,0 3,6 700 V 50,0 4,5 1960 75,0 6,0 4420 100 7,0 7850
0,12 0,12 0,10 0,083 0,062 0,038 0,017— 0,05 0,0126— 0,038
400 400 — — — — — —
2,8 14,1 23 15,69кб/я 2,8 23 12,2б/ч 2,8 13,4 20 9,52б/ч 4,5 26,2 20 16,16б/ч 4,5 29,5 20; 28 15,656/ч 8,5; 11; 14; 18 64,5 20; 28 34,27б/ч 8,5; 10; 12,5 120,0 20 И; 14; 18 178,5 20
ПРИЛОЖЕНИЕ 41
барабанных вакуум-фильтров
фильтра
поверхностью с внутренней фильтрующей поверхностью
БОУ 20-2,6 БОУ40-3 Б10-2^6 Б25-2,6/3,3 БУ40-2.5
20 40 10 25 40
2612 3000 2700 2700 2680
2700 4400 1240 3300 5100
0,13—2,0 0,43—3,43 0,35-1,43 0,26—1,04 0,33—0,65
2,8 3,2-4,2 10 2,8 2,3; 3.5; 4,8
2,8 4,5 1,7 2,8 3,2
13,05 17,72 7,57 11,92 20,6
29 26 29 29 29
7,69 ** 21,24* —9,5 * —12,0 * —23,0 *
насос, вовдуходувка).
укрытие, Р — гуммированный резиной, У — из углеродистой стали (некислотостойкий).
35 Заказ 1075 ,,
Техническая характеристика дисковых вакуум-^ильтпон П Р И Л 0 ® Е Н И Е 42
Си
О
Показатели
Поверхность фильтрования, .«2
Диаметр дисков, л ......................
Число дисков............................
Число распределительных головок.........
Скорость вращения дисков, об/мин i '
Мощность электродвигателя привода, кет-
дисков .....................
мешалки
Комплектующее оборудование:
воздуходувка *1...............
вакуум-насос *2........' .........
ловушка, л«з ’........
вакуум-ресивер, м3 . ...........
ресивер отдувки, м3 ’ ’ ; ’ ’ ’ ' ' ' '
Вес с вспомогательным оборудованием, т
Завод-изготовитель ....
Цена, тыс руб. *з ........................
Тип фильтре
00 ОС 77 CDO5 1 ЗД ДУ 13-1,8 Дк18-1,8 Ду27-1,8 Дк27-1,8 1Л WD ечо5 со со >»« ад Ду51-2,5 Дк51-2,5 1Л 1Л с\1 7\} оо °® >» к чч Ду80-2,7 «Украина» *» ДУ102-2.5
9 2 1 рм1 РМ] 0,5 I 1,0 5,52 | 4,37 18 1,8 i 1,7 1,7 К-2 К-2 I 0,5 | 1,5 7,59 ) 5,03 9,09 27 6 2 0 1,0 11,05 5,37 11,45 34 f 15-0,с . 1 2,5 | 12,78 I 5,54 11,40 51 2,5 6 2,8 2,8 ЗВН-12 - РМК-4 - 1,5 4, 14,50 | 30 6,59*4 1 13,88 *5 68 8 9 15,31 7,21 *> 16,30 *5 80 2,7 8 2 0,2-1,2 В13Н-50 2ХВВН-50 2X4 2X0,7 13,3 102 2,5 12 0,10—0,25 7 8
§
я
Ь>
О
и
S
Я
Sc
,-б.^Э й ?
Давление отдувки 0,5—1,2. кг/см'-.
Ве&чис^ MeSofeT <<у«Р®ина»-б0 0 мм
Вез стоимости комплскт^ш^ ™ р^т?вТи^ИСТ°Й ™’ нижнее
*• Фильтр^тоаинаГпредназначен дляУфиВпьтпом электро;’ЕИгателя'
ратньт^каналов“у&Ж™ И нР°°Ушки* обоЬудованПИиР1?сХНблоние“для »н»ХГОо?дЖТадкаНЦеЯТРаТ°В- °П имеет вз°-
В «ах: Д-дисковк у-в и„к.из углеродистой ^т-
*1
*2
*3
*4
*«
И »
s
• ' В • S’”
ч й s . о 2
0*0 и о я
2 о о я н я
1|§|0
5 ”5§о
5 я
° о
.К ф со 53 о ох
на, тыс. се я Я 1= § § 1
со О н Я М § 8 8 §= § g S
яз % S я н § № t « i ю S 2э ffl ~ § 5 • s H g p5 Я5 ‘ Й К
£ 3 -g Ф . 1 . Й о 23 23 ' Я
епия m .
рт. ст.
—в кислотостойком исполнении.
Н Ul’Q *” И 2
» u Я >- ф
± S я
□ (р й
U'TU’Q’O
аа»
S 2 3
Гй
E §
К и
Я CD
CD >rt
йй'йв
я я
A S? Г g
а
3
я
Й
Я
и
Я
й
§
и
ел
СЛ
ГС
00
£
to
£
я
се
О
ел
и to Е я со л
1 a о s к л 3 55 В s я e\ г? о Й to g 0 Ф . Ф Я5 . jo O\ • i Ф ' ЗЯ 25 ’ td • § • § Ф ё я я 23 >©< м Н тз 8 та £ К gt й ю и « & я я я я я 9< Я Й та я о я 25 Ы та « §< 1-3 Я ю § о ф о н W © Я в 25 со © й S н а о н Ф и м 8 й g н ЙЗ S i S Sd to
>
• • * s t- i-3 я 3 23 я
Я я
od сс се сс
СП о О СП
« § £ g g 8
Показатели ПРИЛОЖЕНИЕ 4: Техническая характеристика автоматических камерных фильтрпрессов
ФПАК 25-30 Тип фильтра
ФПАК 50-30
£
С)
И
съ
I
ПРИЛОЖЕНИЕ 45
Техническая характеристика циклонов НИИОГаз треста Газоочистка
А. Общие требования и показатели: начальная запыленность газа не более 400 г/нл»; вакуум или изоыточное давление не более 250 мм вод. ст.; температура входящих газов должна быть вытпе точки росы, циклоны могут устанавливаться одиночными или в группы из 2, 3, 4, 6 и 8 циклонов. Б. Техническая характеристика одиночных и групповых циклонов. ,
Диаметр циклона D, мм 400 450 500 550 600 /22? 510(?— 580°0— Производительность по газу, м^/ч 1450- 1800- 2300- 2700- 3300q 380^ 4400q 5^ 5800q
Вес и стоимость циклонов:
т 0,385 0,409 0,448 0,569 0,615 0,672 0,733 0.783 0Д40 £ одиночного, -Ogg- 310 340 430 470 510 550 570 600 §
т 0,805 0,938 1,04 1,19 1,32 1,52 1,78 | группы из двух циклонов, — — 470 559 ею 700 780 800 900 S
2,22 2,45 2,79 3,12
» » трех » » — — ~ ~ ~ 950 1020 1160 1300
1,07 1,23 1,47 1,71 1,98 2,30 2,60 2,92 3,11 » » четырех » » -gog 72O 730 740 850 990 1080 1210 1290
2,23 2,71 3,09 3,75 4,20 4,44 5,61
» » шести » » — — 'fjgo 1120 1280 1550 1600 1620 2048
7,05 7,80
» восьми » » — — — — — 2290 2540 с
$50
П риложения
ПРИЛОЖЕНИЕ 46
Батарейные циклоны для улавливания угольной пыли1
Показатели Тип циклона
БПР-15 В ПР-35 В ПР-50 БПР-75 БПР-100
Диаметр циклонных элемен- тов, мм Число элементов в циклоне 450 800 800 800 800
4 6 8 12 16
Производительность по газу, м$/ч ............ 15 35 50 75 100
Гидравлическое сопротивле- ние, мм вод. ст Габариты, мм; высота 65—70 65—70 60-70 60—70 60—70
7195 9300 10 527 9300 10480
длина 1840 3500 4465 5600 6470
ширина 1590 1920 1920 4120 4120
Вес, т ........... 2,58 5,14 6,86 11,34 15,22
Завод-изготовитель 14 14 14 14 14
Цена, тыс. руб 1,45 2,08 2,65 3,96 . 4,77
1 При высокой запыленности газа перед батарейным
^осадительная (разгрузочная) камера.
В шифрах: Б — батарейный. П—пылеуловитель.
циклоном устанавливается пыле-
ПРИЛОЖЕНИЕ 47
Техническая характеристика батарейных циклонов треста Газоочистка
<А. Общие требования и показатели: температура входящих газов не выше 400° С
и не ниже точки росы; вакуум или избыточное давление газов не более
250 мм вод. ст.; начальная запыленность газа не выше 50—100 г/нм?.
Б. Характеристика элементов.
Показатели Значения показателей
Диаметр, мм 100 150 150 254 254 254
Тип направляющего аппарата . . . Винт Розетка Винт Розетка
Угол наклона направляющего аппа- рата, град .... 25 25 30 25 25 30
Коэффициент гидравлического сопро- тивления ..... 85 90 65 85 90 65
Производительность, м&/ч 112 256 256 760 760 760
35*
П риложения
55f
Продолжение пр и лож. 47
В. Характеристика типовых прямоугольных секций, из которых комплекту-
ются батарейные циклоны с элементами диаметром 254 мм.
Условное обозначение секции Внутренние размеры секции, ж Ориентировоч- ный вес, Ориентировоч- ная цена, тыс. руб.
длина ширина
ПС5-7-35 1968 1408 6,5 2,1
ПС5-8-40 2248 1408 7,5 2,5
ПС5-9-45 2528 1408 8,0 2,6
ПС6-6-36 1688 1688 6,5 2,1
ПС6-7-42 1968 1688 7,5 2,5
ПС6-8-48 2248 1688 8,5 2,8
ПС6-9-54 2528 1688 9,5 3,1
ПС6-10-60 2808 1688 10,0 3,3
ПС8-8-64 2248 2248 11,0 3,6
ПС8-9-72 2528 2248 12,0 3,9
ПС8-10-80 2808 2248 13,5 4,1
ПС8-11-88 3088 2248 14,5 4,4
ПС8-12-96 3368 2248 16,0 4,8
ПС8-13-1О4 3648 2248 17,0 5,1
ПС8-14-112 3928 2248 18,5 5,6
ПС10-10-100 2808 2808 16,5 5,0
ПСЮтН-НО 3088 2808 18,0 5,4
ПС10-12-120 3368 2808 19,0 5,7
ПС10-13-130 3648 2808 21,0 6,0
ПС10-14-140 3928 2808 22,5 6,4
ПС10-15-150 4208 2808 24,0 6,9
ПС10-16-160 4488 2808 26,0 7,4
Примечание. Высота батарейных циклов с элементами диаметром 254 мм зависит
от числа элементов и изменяется в пределах 5—7 м. Внешние размеры Секций на^200—
300 мм больше внутренних. Выпускаются также секции типа ПС с элементами 100 и 150 мм.
В шифрах: ПС—прямоугольная секция; первая цифра—число рядов в глубину/вто-
рая—число элементов в ряду, третья—общее число элементов в секции.
ПРИЛОЖЕНИЕ 48 g
Техническая характеристика мокрых пылеуловителей
Тип пылеуловителя
Показатели пылеуловители мокрые аппараты мокрого пылеулавливания мокрые промыватели Всесоюзного теплотехнического института
ПМ-10 ПМ-25 ПМ-35 АМП-75 АМП-100 АМП-150 МП-70 МП-80 МП-100 МП-125 МП-150
Внутренний диаметр пылеуловите-
ля, мм 1800 1610 1800 2660 3160 4040 2300 2500 2750 3000 3300
Диаметр колеса вентилятора, мм 1000 1000 1600 — —
Размер дымососа — — — Д15 1/2 Д15 1/2 Д18
Размер входного патрубка, м . . . 0,500 * 0,725 * 0,825 * 1,085 * 1,085* 1,400* 1,7 X 1,9Х 2,15 X 2,36 X 2,58 X
Производительность, тыс. мз/ч 10 25 35 75 100 150 0,87 70 0,92 80 1,08 100 1,17 125 1,29 150
Степень очистки газа, % 98—99 До 96 До 98 До 92
Расход воды, г/л«з газа ... 100 99,6 140 130 120 НО 100
Мощность электродвигателя, кет 32 75 125 185 185 260
Вес, т .............. Изготовитель 2,65 4,01 5,82 9,78 38 13,00 17,90 20,76 24,25 Греет 28,74 Газооч 33,44 истка 38,94
Цена, тыс. руб 4,60 6,00 — —
* Диаметр.
равен 2,45 т, дымососа Д18—4,34 т. Цена дымососа Д18 составляет 1900 руб.
иромыватели Всесоюзного теплотехнического института предназначаются для очистки дымовых газов котельных.
ПРИЛОЖЕНИЕ 49
Техническая характеристика электрофильтров треста Газоочистка
Тип фильтра Площадь сече- ния активной зоны, м2 Число полей или секций Производитель- ность по газу, тыс. м2/ч Рабочий ток короны, ма Потребляемая мощность, кет Основные размеры фильтра, м Вес, т Пена, тыс. руб.
элект- ро- дами при- водом общая длина ширина высота
УВП-8СК 8 1 14 31 4,0* 6,2 4,9 19,63 12,42 5,54
УВП-10СК 10 1 18 39 — — 4,7* 7,0 4,9 19,6 15,52 6,84
УВП-12СК 12 1 22 48 — 5,4* 7,8 4,9 19,6 16,94 / ,93
УВП-16СК 16 1 32 —— — — — 8,3 6,3 19,7 24,32 10,92
ДВПН-2Х10 20 2 106 175 — — 15 6,08 4,72 17,02 37,66 14,54
ДВПН-2Х16,5 33 2 — — — — — 8,85 5,30 21,67 53,02 20,37
ДВН-2Х16.5-БЦ 33 2 — — — — — 8,61 5,22 22,09 78,96 30,34
ДВП-2Х20 40 2 .— — — — — 8,80 6,51 19,97 62,30 23,94
ДВПН-2Х25 50 2 — — — — 8,80 7,91 19,77 76,71 22,47
ДВПН-ЗХ10 30 3 160 270 —. — 24 9,03 4,72 17,02 56,49 21,70
ДВПН-ЗХ20-БЦ 60 3 — — — .— г— 12,90 6,10 23,00 142,67 Ь3,38
ДВПН-4Х10 40 4 215 370 — — 32 12,20 4,72 17,02 75,40 28,97
Ц-4Х2СК 4 2 — — ,—. — — 10,8 2,9 8,45 6,11 4,66
Ц-8-2СК 8 2 27 67 5,0 1,7 6,7 11,2 4,01 9,45 8,40 6,48
Ц-11.5-2СК 11,5 2 41,4 97 7,3 1,7 9,0 11,2 5,3 9,47 10,66 7,92
Ц-23-2СК 23 2 82,8 194 14,6 2,5 17,1 11,2 10,4 9,47 21,40 15,84
Ц-8-3-СК 8 3 27 101 7,6 2,5 10,1 15,23 4,01 9,47 12,57 9,63
Ц-11.5-ЗСК 11,5 3 41,4 146 11,0 2,5 13,5 15,23 5,3 9,47 16,15 12,08
Ц-23-ЗСК 23 3 82,8 292 22 5 27 15,23 10,4 9,47 32,30 24,13
* Установленная мощность.
В шифрах: В—вертикальный, Г—горизонтальный, Д—дымовой, П—пластинчатый, у-угольный (взрывобезопасный!, Ц—цемент-
ный, СК—стальной корпус. я
Общие показатели: максимальная температура газа на входе для фильтров типа ДВП-175 и Ц 150 С; разрежение газа—не более
200 мм еод. ст.; концентрация пыли в поступающем газе для фильтров тина УВП не более 25 е/зв’ и для других фильтров—не бо-
лее 50 г/ма; рабочая разность потенциалов 60 кв; гидравлическое сопротивление 15—20 мм еод. ст.; расход анергии на 1000 м
газа 0,15—0,35 квт-ч; степень очистки пыли для фильтров типа ДВП равна 90%, для других типов 97—99%.
Изготовитель: Трест Газоочистка. w
Приложения Приложения
. . ЙРЙЛОЖЁЙЙЁ50
Техническая характеристика пробоотбирателей для руд и углей
Показатели Тип пробоотбирателя
винтовой АП-1 цепной секторный 35-АОП
46-ОП-1 47-ОП-1 1-ОП-1 2-ОП-1 С ковшом 26-ОП
Ширина между стенками отсекателя, мм 2-12; 50 3—8 3-8 120; 180 120; 180; 250 250 Перемеппая
Наибольшая крупность кусков в опро- буемом материале, мм 0,7—4; 12 1—3 1—3 40; 60 40—100 100 15-30
Число отсечек порций пробы за 1 ч . Максимальный рабочий ход отсекате- ЛЯд 1—12 650 900 1,5 1200 и более 1050—1850 1050—2050 1—12 1800—2400 Угол 189
Скорость движения отсекателя, м/сек 0,45 0,305 0,305 0,33 0,33 0,60 30 об/мин
Высота опробуемого потока мате- риала, мм — До 250 До 250 —
Максимальная скорость движения по- тока материала, м/сек . . . . — 2 2 — —
Мощность электродвигателя, квт . . 0,27 0,6 0,6 1,7 1,7 2,8 0,6
Вес пробоотбирателя, кг 101 203 216 От 358 От 465 1480 167
Завод-изготовитель 17 33 33 до 429 33 До 574 33 33 33 ..
Цена, тыс. руб. 0,214 0,666 0,695 0,878 1,45 1,61 0,30
ПРИЛОЖЕНИЕ 51
Техническая характеристика пробоотбирателей для углей!
Тип и условное обозначение
Показатели скреперный КОВШОВЫЙ винтовой
ПС-1 ПС-2 ПС-3 ПС-4 ПКГ-1 ПКГ-2 ПКГ-З пкзм пвп
Производительность потока опро- буемого материала, т/ч Ширина транспортной лепты, .ил; Ширина между стенками отсека- теля, мм Наибольшая крупность опробуемого материала, мм Влажность опробуемого материа- ла, % Число отсечек порций пробы за 1 ч Рабочий ход отсекателя, м .... Диаметр струи потока, мм .... Скорость движения отсекателя,' м/сек Мощность электродвигателя, квт Вес, т ** Завод-изготовитель Цена, тыс. руб.** 420 800 125; * 1,32 2,08 660 1000 50; 50 _ д * От 1 1,32 2,08 950 1200 3; 750 о 14 8 до 3 7 1,39 35 2,09 1290 1400 250; 3< * ,5 1,42 2,09 525 375; 500; 30 1,53—2,07 2,6—2,9 Не 1030 750 До_15 * 1,53; 2, 6 2,7—3,0 установлс 1350 * 37; 3,06 2,7—3,0 36 >ны 200—450 150 4—15 1; 2; 5; 3 1-2,15 4 0,62—0,69 0,93—0,99 0-6 3 Пульпа 2—5 120—320 0,6 0,22—0,29 0,48—0,51
1 Для мелкого сухого угля и пульпы применяется также пробоотбиратель АП-1, см. приложение 50.
* Расстояние между центрами звездочек для пробоотбирателей типа ПС 1,25—2,85 м, для типа ПКГ—1,82; 2,43; 3,04 м.
** Вес и цена изменяются в зависимости от длины рабочего хода отсекателя.
В шифрах; П—нробоотбиратель, Ц—пульповый. С—скреперный, К—ковшовый, г—горизонтальный, В—вертикальный, М—мо-
дернизированный. '
554 Приложения, Приложения 55’5»
556
П риложения
КЕНИЕ 52 ПЛ1 1,3-2,0 150 До 18 ч-ч СО О ХгЧ 1,78 36 4,33
О S Рч и для угля и сланца S И И В 2М150А * 1 До 25 *» 150 До 18 ЧгЧ cq ю о о ю йххх^"г' ЧГЧ (М чн О ч-ч
Тип м МП-20 0 1,3—2,3 1 200 До 18*** 2-3 со 0,5-1,0 20,6 1X20 1X0.6 2,11 37 5,50
яых машин АР-2 ДО 12 1 300 До 15 eq со 1 °-ю 1' ЧЧ СЧ
Техническая характеристика проборазделоч! 5 » ч 3 б с □ ч Производительность, т/ч Время разделки пробы, мин Исходный материал: максимальная крупность, мм влажность, % Выдаваемые ппобы: число проб максимальная крупность, мм вес каждой пробы, кг Мощность электродвигателей, кет В том числе Вес, т **** Завод-изготовитель Цена, тыс. руб
ВЫМ НИХ
g Е W и
Н ft
и й
, и
о
1 «
R 5
§ и К Сб
R ft
и
Й И
р R
.« w
Е 1
и к
g R
s
& S
Я & 1
о Сб О
Е-< н я
сб Л ф
Я R И
о т & а
а со ®
о <о
Я ю о
1 1 &
<3 I
S о & о и S е § 2 03 Ё
Еч « 0
О О № К & И Я
s6 сб R i ё
И «
о S «
о сб R
Ей
О>
W 9
&
О в °
Я к -й g °S ё1
о fS &
5 Я ф . га *g gb. &
ft«) Сб и ы
g«gra §
И сз ₽S
Ко К 5 S °*4 gg 4 И
1О и о _
R R spl 1 E
ОЙ 1 сб
Ной н о * sgf°l| ^© Я о »0 О Л
m ф р<Рч я 1 о
И CD !>*<: ss>° s?g.
* * « * Й § °
j « §Еи * ЙМЮ
й в и в
Приложения
557
ПРИЛОЖЕНИЕ 53
Заводы, изготавливающие основное обогатительное оборудование
Ki И/П
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
20
21
23
24
25
26
27
28
29
30
31
32
33
34
35
36
37
38
Наименование завода
Нязепетровский Строймаш
Выксунский завод дробильно-размольного оборудования
Волгоцемтяжмаш, г. Тольятти
Костромской завод «Строммашина»
Уральский завод тяжелого машиностроения, г. Свердловск
Южуралмашзавод, г. Орск Чкаловской области
Ясиноватский машиностроительный завод
Сызранский завод тяжелого машиностроения
Брянский эавод ирригационных машин
Электростальский завод тяжелого машиностроения
Луганский завод им. Пархоменко
Верхне-Уфалейский металлургический завод
Воронежский завод горнообогатительного оборудования
Карагандинский машиностроительный завод им. Пархоменко
Руставский краностроительный завод
Куйбышевский завод «Строммашина»
Ленинградский машиностроительный завод им. Котлякова
Ново-Краматорский машиностроительный завод
Иркутский завод тяжелого машиностроения
Днепропетровский завод горношахтного оборудования
Уфимский завод горного оборудования
Новосибирский машиностроительный завод «Труд»
Таллинский машиностроительный завод
Усольский завод горного оборудования
Пензенский завод химического машиностроения
Калининский машиностроительный и сталелитейный завод
Усть-Каменогорский завод «Востокмаш»
Уральский завод химического машиностроения, г. Свердловск
Бердичевский машиностроительный завод «Прогресс»
Дебальцевский машиностроительный завод
Экспериментальный завод УкрНИИУглеобогащение, г. Луганск
Магнитогорский завод горного оборудования
Киселевский машиностроительный завод им. И. С. Черных
Ново-Горловский машиностроительный завод, г. Горловка
Краснолучский машиностроительный завод, г. Красный Луч
Луганской об л.
Тульский машиностроительный завод
Артемовский машиностроительный завод, г. Артемовский Сверд-
ловской об л.
558 П риложения
Технические данные о реагентах, цены и концентрации
Реагенты ГОСТ. ТУ Технические
формула, состав
I. Модификаторы fрегуляторы среды, депрес
Известь пушонка (отход) СТУ 9531—64
К арб оксимети лце ллю лоза МРТУ 6-05-989—66 СТУ 110-21-794-64 Натриевая соль простого эфира целлюлозы и гликолевой кислоты
Кислота серная башенная техническая ГОСТ 2184-67 H2SO4
Купорос железный техни- ческий ГОСТ 6981—54 FeSO4-7H2O
Купорос медный техниче- ский ГОСТ 2142—67 CuSO4-5H2O
Купорос цинковый техни- ческий ГОСТ 8723—58 ЦМТУ 4524—54 ZnSO4-7H2O
Натр едкий технический (сода каустическая) ГОСТ 2263—59 NaOH
Натрий кремнефтористый технический ГОСТ 87—66 Na2SiFe
Натрий цианистый техниче- ский ГОСТ 8464-57 NaCN
Полиакриламид техниче- ский СТУ 43-329—62 СТУ 12-02-21—64 ТУ 7-04-01—66 Сополимер акриламида, акрилнитрида и акри- ловой кислоты
Сернистый натрий плавле- ный технический ГОСТ 596—56 Na2S
Силикат натрия раствори- мый (силикат-глыб а) ГОСТ 11810—66 (Na2O)m(SiO2),I
Сода кальцинированная природная ТУ 1240—45 NagCOs
Сода кристаллическая тех- ническая ТУ 1642—47 Na2COs • ЮН20
Сода синтетическая каль- цинированная, техниче- ская ГОСТ 5100-64 Na2COg
Стекло жидкое натровое ТУМ XII 1662—47 СТУ 43-731—65 (Na2O)nSiO2
**—Железнодорожные цистерны.
*2—Железнодорожные вагоны навалом или контейнеры.
*•—Стальные барабаны или деревянные бочки по 56—200 кг.
*—Мешки бумажные до 50 кг.
*в—Бидоны, бутыли, банки.
*’—В расчете на 100%-ную активность.
Приложения
559
ПРИЛОЖЕНИЕ 54 растворов, применяемых на обогатительных фабриках
условия Упаковка Концентрация раствора, г/л Оптовая
активность, % цена за 1 т, РУб-
соры, активаторы, диспергаторы, коагулянты)
62 *2 100 15
Не менее 40 *2 Меньше 50 1485 *7— 1765
73—75 *1 Непосредственно или вод- ный раствор 21
Не менее 52,5 *2* 3 50—100 10—11
94—98 ¥2> з 100 285—350
95—97 *3» Б 100 110—155
92—96 *3 50—100 120—140
93—98 *3 5%, водный раствор или суспензия 82—115
83—89 №3 50—100 500—540
8 *3, в $ civs' %? 5 %,' 'в одный раств ор и меньше 250
63—65 *3 100—150 182—201
70—73 *2, 3 100 54
72—80 *2 100 24,0—28,7
Не менее 50 по NajCOg *3» Б 100 14,5
99 *Б 100 40,0
Модуль 2,45 »3 100 28
560 П риложения
Реагенты ГОСТ, ТУ Технические
формула, состав
Сульфит натрия безводный: технический кристаллический Тринатрийфосфат техниче- ский Хромпик натриевый техни- ческий Цианплав (черный цианид) ГОСТ 5644—66 ГОСТ 903—66 ГОСТ 201—58 ГОСТ 2651—67 ГОСТ 452—66 1 Na2SOs 1 Na2SOb-7H2O Na3PO4 • 12Н2О Na2Cr2O7 NaCN 1
Амины алифатические С-16, С-20 Асидол Аэрофлот бутиловый СК Аэрофлот изопропиловый Аэрофлот крезиловый Аэрофлот ксиленоловый Катионный собиратель АНП МРТУ 6-02-380—66 ГОСТ 13302—67 РТУ 2056а—56 ГОСТ 6624—53 ГОСТ 6623—53 МРТУ 6-03-184-67 II. С об и c„h2„+1nh2 Нафтеновые кислоты 1 Неомыляемые продукты 1 (C4H9)2S2O2PK(Na) (C3H7)2S2O2PK(Na) C14H14S 2О2РН C16H18S2O2PH CnH^+iNHsCl
Керосин ГОСТ 11128—65 Смесь углеводородов
Керосин отсульфировапный Ксантогенат калия бутило- вый сухой и влажный Ксантогенат калия изопро- пиловый сухой Ксантогепат калия этило- вый сухой Кубовый остаток синтети- ческих жирных кислот Масло талловое: сырое дистиллированное Масло «X» ВТУ 467—53 ГОСТ 7927—56 СТУ 49-248—65 ГОСТ 7927—56 ГОСТ 8622—57 МРТУ 13-05-13—65 МРТУ 13-05-10—65 То же C4H9OCS2K C3H7OCS2K СгЩОСВгК Жирные кислоты С-20 и выше Смесь жирных и смоля- * ных кислот Кубовый остаток ректи- фикации циклогекса- нола
—Железнодорожные цистерны.
— Стальные барабаны или деревянные бочки по 50—200 кг.
*4—Стальные барабаны или деревянные бочки до 350 кг.
*6—Мешки бумажные до 50 кг.
*“—Видоны, бутыли, банки.
. ——.—
Приложения 561 1
Продолжение п р и л о ж. 54
условия Упаковка Концентрация раствора, Оптовая цена за 1 т, руб-
активность, % г/л
87 88 ¥3 100 120 60
25 на РО« ¥3» б 50—100 85
67-69 *3 50—100 258—275
42-47 *3 100—150 175—205 1
ратели
Не менее 76 *3 5—50, водный раствор 2000
42—45 45-57 ¥1» 4 ( Водные растворы Na мыл 1 до 200 40—55 1
Не менее 60 *1» 3» 6 Непосредственно 680
Не менее 60 *1»3- 6 То же 1250
Не менее 60 *1» 3» 6 1» » 600
Не менее 55 *1» 3» 6 » » 360 j
Не менее 75 *1» 3 Непосредственно или вод- ный раствор, 10—20 1000
— *1» 3 Непосредственно или в виде эмульсии 35—48
— ¥1» 3 То же 45
78,5—88 *3 20—50 680-780
Не менее 80 20-50 800 Я ’
83—87 *8 20-50 750—800 1
Не менее 85 ♦ 1» 4 В «меси с мылами других жирных кислот 60 1 J
90—95 92—95 ♦ 1, 4 *1 В виде водных растворов мыла до 200 180 360-380 26 1 1
36 Заказ 1075
562
Приложения
Реагенты ГОСТ. ТУ Технические'
формула, состав
Мыло сульфатное сырое Олеиновая кислота (техни- ческая) (олеин) Петролатум окисленный Флотационный реагент ФР-1 Вещество вспомогательное ОП-7 и ОП-Ю Ксиленол каменноугольный технический Масло сосновое флотацион- ное (экстракционное и су- хоперегонное) Масло флотационное (окис- ленный скипидар) Масло флотационное тер- пинеоловое Пенообразователь ИМ-68 Пенообразователь Э-1 Пенореагент заводов син- тетического каучука Пиридиновые основания тя- желые каменноугольные Трикрезол Флотационный реагент ОПСБ СТУ 3-74—62 ТУ 573—55 ГОСТ 7580—55 МРТУ 12Н-107—64 ВТУ 24—65 БАКЗ ГОСТ 8433—57 ГОСТ 11314—65 ГОСТ 6792—61 РТУ БССР 909—63 ВТУ МРТУ 6-04-143—63 ВТУ 11-1—64 МРВТУ 6-04-13—62 ГОСТ 7922—61 ГОСТ 2264—54 МРТУ 6-01-15—65 Смесь Na мыл смоляных и жирных кислот С17Н33СООН — основное вещество Смесь органических кис- лот и неокисленного петролатума Смесь окисленного уайт- спирита и асидола III. Вспениватели, еспё Смесь полиэтиленглико-- левых эфиров и алкил- фенолов Смесь изомеров ксиле- нола Смесь терпеновых спир- тов, углеводородов и других продуктов Смесь терпеновых спир- тов, углеводородов и фенолов Терпеновые спирты Смесь алифатических спиртов Се— С8 Смесь монобутиловых эфиров полиэтиленгли- колей Смесь спиртов С«—Cg Смесь органических оснований и нейтраль- ных веществ Смесь орто-пара — мета- крезолов Моноэфир полппропилен- гликолей
—Железнодорожные цистерны.
*»—Стальные барабаны или деревянные бочки по 50—200 кг.
*4—Стальные барабаны или деревянные бочки до 350 кг.
Приложения
563
Продолжение пр и лож. 54
условия Упаковка Концентрация раствора, г! л Оптовая цена за 1 т, руб-
активность, %
Не менее 45 200 70
92—95 органических кислот *1, 4 Раствор в керосине 1:1; 1: 2 или в виде мыла 765-830
93—98 *4 Водный раствор мыл, вме- сте с мылами других со- бирателей 90
Не менее 98 Непосредственно или в ви- де эмульсии 232
ниватели-эмулъгаторъг
95 Водные растворы 390—410
92-95 *1» 4 Непосредственно пли в ви- де эмульсии 140
50—75 ¥1» 4 То же 580—640
Па менее 44, ьи более 7 »1> 4 » » 600
40-60 *1» 4 » »' 800—900
Не менее 96 ¥1» 4 » » 560-650
Не менее 98 *1» 4 Водные растворы, 30—50 800
Не менее 45 ¥1> Непосредственно или в ви- до эмульсии 27
Оснований не менее 80 *1> 4 То же 230
*1» 4 » » 350—396
95 *1, 4 » » 1200
ПРИЛОЖЕНИЕ 55 gj
Технико-экономические показатели по обогатительным фабрикам большой производительности
(по проектам института Механобр)
Показатели Магиитообо- гатительные фабрики для железных руд Флотационные фабрики
для медных РУД ДЛЯ свинцово- цинковых руд для апатито- вой руды
Годовая производительность фабрики, тыс. т ...... 10000— 30000 5 000—20000 2000—4000 22 700
Удельный расход на 1 т исходной руды: Чз Я
электроэнергии, кет *ч ................. 17—26 20—30 23-40 21 й сь
воды производственной, м3 4,5—10 2,5-5 4-6 4,3 й &
футеровочной стали для дробилок и мельниц, кг .... 0,08—0,25 0,2-0,3 0,17—0,4 0,013
шаров и стержней, кг 0,9-1,5 1,2-1,6 0,7—1,6 0,9
Удельный расход условного топлива на 1 т сушимого концен-
трата, кг 13—18 20—28 17—22 17,5
Удельные показатели на 1000 т годовой производительности
фабрики по руде:
общий объем производственных зданий фабрики (без учета галерей) «3 80-150 100—200 | 120—360 117
Средняя стоимость 1 здания ’ руб 10—14 8-12 13-15 8
то же, по отдельным основным корпусам:
корпуса крупного дробления .... 5—12 6-10 5-10 2,8
18—23 12—21 15—23 19
корпуса крупного и среднего дробления 4-6 24—29 4,5 15 — —
корпуса среднего и мелкого дробления 6—10 12-18 10—16 10
12—17 10—17 10—15 16,5
главного корпуса 50—80 65-90 60—190 67
7—10 6,5—10 7—10 6,5
корпуса сушки . . . 9—12 45—65 26
6—8 7-13 6,7
протяженность ленточных конвейеров, м ...... 0,16—0,5 0,2-0,6 0,3—0,7 0,31 £
вес технологического оборудования, т 1,1-1,6 1,7—2 2,3-2,6 1,1 о 5! й 58
установленная мощность электродвигателей, кет .... 5-7 5-8 7-11 5,6
Удельный объем мельниц на 1 т суточной производительности
по руде, мз/т 0,015-0,04 0,028—0,034 0,022-0,048 0,016
Коэффициент использования оборудования (отношение факт-
ческого времени работы оборудования к полному календар- ному*), %:
дробильного комплекса 69—84 73-84 48—50 93,5
главного корпуса 90—93 93,5
корпуса сушки (при сезонной работе) 40-47 47 1 47 93,5 Си О ОД
Приложения
567
ПРИЛОЖЕНИЕ 56
Определение ориентировочных технико-экономических показателей
флотационных фабрик
Эксплуатационные расходы по операциям флотации подразделяются на две
группы: а) стоимость флотационных реагентов; б) все другие расходы, связан-
ные с работой флотационных машин, установленных в цехе флотации насосов,
приготовлением и подачей реагентов и пр.
Стоимость флотационных реагентов на 1 т перерабатываемой руды колеб-
лется в широких пределах в зависимости от состава обогащаемых руд и схемы'
флотации. Расходы на реагенты меньше для монометаллических сульфидных
руд и значительно больше для полиметаллических, особенно в случае примене-
ния схем с прямой селективной флотацией. В качестве примера в табл. I ука-
зана стоимость реагентов для некоторых руд.
Таблица I
Стоимость флотационных реагентов при обогащении руд
равного состава
Наименование и характеристика руды
Каджаранская медная сульфидная...........................
Маднеульская медно-пиритная..............................
Зыряновская медпо-свинцово-цпиково-пиритпая сульфидная
Сихотэалипская медпо-свилцово-цппково-пиритная сульфидная
Ждановская медно-in толевая сульфидная (с флотациопно актив-
ной породой) ................................ ...........
Михайловская магпотпто-гоматитовая (схема с анионной фло-
тацией) ..................................................
Кировская апатито-нефелиновая (цикл апатитовой флотации)
Кингисеппская фосфоритовая...............................
Расходы на
реагенты.
руб/т исход-
ной руды
0,18
0,35
0,52
0,75
0,50
0,54
0,07
0,55
В приложении 54 приведены цепы па основные флотационные реагенты.
Величина остальных расходов по операциям флотации зависит в основном
от удельного объема флотационных машин, требуемого для обработки 1 т исход-
ной руды. Величина этих расходов зависит также и от производительности
фабрики (табл. II). Удельный объем флотационных машин определяется числом
операций флотации в схеме обогащения, продолжительностью отдельных опера-
ций и объемом пульпы, поступающей в отдельные операции. Удельный объем
подсчитывается по формуле
(1)
где v — удельный (геометрический) объем флотационных камер на 1 т суточной
производительности по руде, —;---------------
т/сутки '
1,25 — отношение геометрического объема камеры к объему находящейся
в ней пульпы в рабочем состоянии;
Vi — объем пульпы, поступающей в операцию флотации г, мР/мин-,
ti — продолжительность флотации в операции г, мин’,
Q — производительность по исходной руде, т/сутки.
568
П риложения
Таблица II
Капитальные затраты и годовые эксплуатационные расходы в расчете
на одну мельницу разных типоразмеров
Показатели Стержневая мель- ница 3200x4500 мм Шаровая мельница 3200x3100 мм Шаровая мельница 3600X4000 мм Шаровая мельница 3600X5000
Объем мельницы, м? 32 22,5 36 45
Капитальные затраты в расчете на одну мельницу, тыс. руб 271 150 232 266
Годовые эксплуатационные расходы в расчете на одну мельницу, тыс. руб 162 116 176 212
По данным института Механобр, при v =» и производитель-
ности фабрики по руде свыше 4 млн. m/год расходы на операцию флотации без
стоимости реагентов составляют 0,051 руб/т исходной руды. При иных значе-
ниях v эта часть расхода будет изменяться прямо пропорционально отношению
i>/0,05. Для фабрик меньшей производительности необходимо делать поправки
на производительность в соответствии с табл. IV.
Полная стоимость обработки 1 т руды в цехе флотации будет
с=а+0,051 <=&a-J-v руб/т исходной руды, (II)
где а — стоимость флотационных реагентов, расходуемых на 1 т исходной руды.
Капитальные затраты по цеху флотации, по данным института Механобр,
при производительности фабрики по руде свыше 4 млн. m/год и значении v —
л{3
== 0,05 ---— составляют 0,165 руб. на 1 т годовой производительности
фабрики. Эта цифра включает затраты, учитываемые в главе 2 первой части
сметы капитальных затрат *.
Капитальные затраты на строительство цеха флотации в зависимости от
удельного объема устанавливаемых флотационных машин, производительности
фабрики и места строительства фабрики можно определить по формуле
К = ^2-0,165Q^<2r=3.3M2t4?r. РУ6-. (1П)
где — поправка на производительность фабрики (см. табл. IV);
— поправка, зависящая от места строительства фабрики (см, табл. V);
Qr — годовая производительность фабрики по руде, т/год.
* Для обогатительных фабрик суммарные затраты по главам 1 и 3—7 пер-
вой части сметы составляют 10—15% затрат на объекты основного производ-
ственного назначения.
П риложения
569
Расход енергии в цехе флотации при производительности большей 4 млн. т/год
и значении г=0,05 —Г-------- составляет 2,6 квт-ч/т исходной руды.
т/су тки.
При иных условиях расход энергии приближенно может быть определен
по формуле
V
W = 2,6*1 т-др = 52/fiv. (IV)
иДЛ.)
Стоимость обогащения тонны руды на флотационных фабриках, капиталь-
ные затраты на их сооружение и суммарный расход енергии на 1 т руды могут
быть приближенно определены по табл. HI. Приводимые в таблице цифры
относятся к производительности фабрики по руде не менее 4 млн. т в год
и к случаю, когда k2 = 1. При меньшей производительности и расположении
фабрики в отдаленных районах необходимо вводить соответствующие по-
правки.
При использовании табл. III для ориентировочного определения эксплуа-
тационных расходов, капитальных затрат и расхода энергии при обогащении
РУДЫ флотационным процессом необходимо соблюдать следующие правила.
1. Расходы по операции измельчения устанавливать в зависимости от
крепости руды: для крепких руд следует пользоваться верхними пределами
приведенных в таблице значений, для руд средней крепости — средними, а для
легко измельчаемых руд — меньшими значениями. Расход по измельчению
следует также корректировать в зависимости от крупности, до которой измель-
чается руда, считая, что они будут прямо пропорциональны отношению р/70,
где р — содержание в % класса —0,074 мм в измельченной руде.
Если выбраны мельницы для измельчения руды, то капитальные затраты
и годовые эксплуатационные расходы по измельчению более точно можно опре-
делить расчетом, пользуясь табл. II, где приведены показатели, отнесенные
к одной мельнице.
2. Величину эксплуатационных расходов по цеху флотации определять
по формуле (II), причем расходы па реагенты находить отдельным расчетом
с помощью приложения 54.
3. Величину удельных капитальных затрат по цеху флотации определять
ио формуле
к = 0,165 Q-gr > Р'/б/zn годовой производительности. (V)
Удельный расход энергии по цеху «флотации определять по формуле (IV).
! 4. Затраты по операции сгущения исчислены для удельной нагрузки по
твердому 1 т/м2-2Ач. При иных нагрузках затраты следует скорректировать
обратно пропорционально нришггой удельной нагрузке. Большие затраты
относятся при установке одного сгустителя, меньшие — при двух и более сгусти-
телях.
5. Затраты по операции фильтрования исчислены для удельной нагрузки
по твердому 0,4 т/мР-ч. При иных нагрузках затраты следует скорректировать
обратно пропорционально принятой нагрузке на 1 л2 фильтрующей поверх-
ности. Меньшие цифры относятся к дисковым фильтрам, большие — к бара-
банным фильтрам.
6. Эксплуатационные затраты па сушку исчислены без стоимости топлива.
Расход тепла при сушке составляет около 1100 ккал на 1 кг испаряемой воды.
При сушке от влажности 10% до влажности 1—1,5% расход тепла составит
110 тыс. ккал/т концентрата. Указанные в табл. III расходы на сушку должны
быть увеличены на стоимость топлива по местным ценам.
7. Капитальные затраты па устройство складов и погрузочных устройств
для концентрата определены исходя из трехсуточного запаса концентрата
на складе. Мепыпие затраты относятся к случаю, когда выход концентрата
составляет 30% и более, большие — к случаю малых выходов концентрата.
570 П риложения
I
Таблица Ш
Эксплуатационные расходы, капитальные затраты и расход
анергии для флотационных фабрик при годовой производительности i
фабрики по руде не менее 4 млн. т и значениях
ki = l и k% = l
Операции переработки Эксплуата- ционные расходы, руб/т руды * Капитальные затраты, руб/чп годо- вой произво- дительности по руде Расход * электроэнер- гии, ?£в?П«Ч/?Г руды
Крупное, среднее, мелкое дробление, грохочение, транспортирование, зат- раты по складу крупной руды . . . 0,09—0,11 0,4—0,6 1—1,2
Бункерование руды в цехе измельчения 0,05 0,31 —
Измельчение до 70—75%—0,074 мм, классификация в механических клас- сификаторах или в гпдроциклонах 0,46—0,72 0,70-0,86 12—20
Флотация (без стоимости флотацион- ных реагентов)** 0,051 0,165 2,6
Сгущение *** в сгустителях:
018 м 0,17—0,28 0,95—1,16 2,4
024-30 м 0,11—0,19 0,65—0,9 1,3
050 м . . . ........ 0,08—0,09 0,54—0,6 1,0
Фильтрование *** 0,13 0,13—0,32 2,0-3,0
Сушка *** (без стоимости топлива) . . 0,23 **** 0,13 128 **** 0,54 3,0
Складирование и отгрузка концент- рата ***' 0,05—0,10 0,2—0,4 —
Удаление и укладка хвостов *** . . . . 0,1—0,2 0,5—1,2
* При определении затрат стоимость 1 -квт-ч принята 0,8 коп. Стоимость t м‘
воды — 0,5 коп.
** Показатели по флотации даны для случая, когда удельный объем флотационныа
машин составляет 0,05 —--------.
т! сушка
*** Расходы и удельные затраты по операциям обезвоживания, сушки, удаления и
укладки хвостов, складирования и отгрузки концентрата даны на 1 т продукта, поступа-
ющего в ати операции.
*’** б числителе даны удельные затраты при продолжительности периода сушки
5 месяцев в году, в знаменателе — при круглогодовой сушке.
Приложения 571 <• Таблица IV Поправочные коэффициенты на производительность флотационных фабрик (по данным института Механобр)
Производительность фабрики по ру- де, млн. т[год 4,0 и более 3,0 2,0 1,0 0,5 . 0,2
Поправочный коэффициент ку . . . 1,0 1,03 1,13 1.33 1,50 1,8
Таблица V
П оправочные коэффициенты к стоимости строительства
флотационных и люгнитообогатительных фабрик в зависимости от района
местонахождения фабрики (по данным института Механобр)
Район строительства обогатительной фабрики Коэффициент стоимости строительных работ Поправочный коэффициент h2
Центральные области европейской части РСФСР, Западная Сибирь, Урал, УССР 1,о 1,0
Мурманская область 1,3—1,37 1,15—1,18
Приморский край 1,3—1,5 1,15—1,25
Кавказ 1,08—1,16 1,05—1,08
Среднеазиатские республики, Казахская ССР 1,04—1,10 1,02—1,05
Примечание Значения й2 подсчитаны исходя из среднего соотношения'между
Затратами на строительные работы и затратами на оборудование, приблизительно равного 1:1.
I 8. Затраты на транспорт и укладку хвостов зависят от расстояния между
рабрикой и хвостохранилищем, вертикальных отметок начала и конца хвосто-
тровода, рельефа площадки хвостохранилища. Меньшие цифры относятся
с самотечному транспорту хвостов и благоприятному рельефу площадки хвосто-
сранилища.
9. Если стоимость энергии значительно отличается от 0.8 коп/квт-ч, то
необходимо сделать соответствующую поправку в величине эксплуатационных
засходов.
10. Для получения удельных расходов на тонну исходной руды по опера-
иям обезвоживания, сушки, удалению и укладке хвостов, складированию и
тгрузке концентратов значения, приведенные в табл. III нужно помножить
Ira выход соответствующих продуктов, выраженный в долях единицы.
11. Исправленные в соответствии с пунктами 1—10 эксплуатационные
расходы следует сложить, полученную сумму увеличить на 10% (неучтенные
расходы) и помножить на коэффициент к, (поправка на производительность
фабрики). Итоговый результат будет представлять собой сумму основных п на-
кладных фабричных расходов. Он пе включает стоимости исходной руды,
а также общекомбинатских и непроизводственных расходов.
12. Скорректированные в соответствии с пунктами 1—10 удельные капи-
тальные затраты следует увеличить па 10% (неучтенные затраты) п еще раз
увеличить на 10—15% (расходы по главам 1 и 3—7 первой части сметы). Полу-
иенную сумму следует помножить на коэффициенты (поправка на произво-
дительность фабрики) и (поправка на отдаленность района строительства).
572
Приложения
Полученный результат будет представлять собой капитальные затраты по гла-!
вам 1—7 первой части сметы обогатительной фабрики. Он не включает канн-,
тальные затраты на строительство рудника и затраты на общекомбинатские!
объекты. Для получения абсолютных капитальных затрат скорректированную]
сумму удельных капитальных затрат следует помножить на годовую произ-1
водительность фабрики по сухой руде.
13. Исправленные в соответствии с пунктами 1—10 удельные расходь^
энергии следует сложить, полученную сумму увеличить на 10—15% (неучтен-j
ные расходы энергии: укладка хвостов, отгрузка концентрата, освещение и пр.) ’
Полученный результат будет определять расход энергии на тонну перерабо-i
тайной руды. v
Расход воды при обогащении руд флотационным процессом колеблется
в широких пределах в зависимости от разбавленпя в отдельных операциям
флотации и числа операций обработки в качественной схеме обогащения. Пол]
пый расход воды складывается из расхода в самом технологическом процессе,]
который обычно колеблется в пределах 3—6 ме/т руды, и расхода на прочие?
нужды (смывка полов, промывка оборудования при внезапной остановке или
перед ремонтом, расход воды в бытовых и административно-хозяйственных5-
помещениях и пр.). Полный расход воды на флотационных фабриках обычно!
находится в пределах 5—8 м3/т руды.
В технологический процесс подается как свежая, так и оборотная вода.
При полном использовании оборотной воды, получаемой при обезвоживании
концентратов, сгущении промпродуктов и хвостов, расход свежей воды, потреб-
ляемой в технологическом процессе, может быть уменьшен до 1—1,5 м3/т руды,
Пример ориентировочного определения стоимости обогащения 1 т руды
флотационным процессом, расхода анергии на 1 т руды и капитальных aampant
на строительство фабрики. ' \
Исходные данные для расчета: h
1. Производительность фабрики по сухой руде 15 млн. т]год.
° Тип руды — железистые кварциты средней твердости. I
Суточная производительность цеха флотации по руде — 43 700 т/сутки’
Крупность измельчения руды перед флотацией 95% —0,074 мм.
Схема флотации и выхода конечных продуктов — прямая анионнаг
флотация, включающая операции основной и контрольной флотации и четыре
перечистки концентрата, выход концентрата 56%, выход хвостов 44%.
6. Удельный объем флотационных машин v = 0,036 —;---------.
* т/сутки
7. Потребляемые реагенты на 1 m руды и их стоимость, франко-фабрика:’
2.
3.
4.
5.
Реагенты Расход, кг/т Цепа, руб /кг Стоимость, руб/т руды
Дистиллированное талловое масло Серная кислота 0,4 0,45 0,380 0,030 0,152 0,014
Итого 0,166
Транспортные расходы 10% .... 0,017
Всего. . . . . 0,183
И риложения 573
/ 8. Удельная нагрузка на сгустители 1,5 т/л»1 2 *-24 ч, устанавливаются
густите ли диаметром 50 м.
9. Удельная нагрузка на фильтры 0,3 т/м^-ч, устанавливаются дисковые
ильтры.
• 10. Стоимость топлива: для сушки концентрата используется природный
i з калорийностью 10 тыс. ккал/м9, цена газа 0,012 руб/м9, или
j'0012 руб/тыс. ккал. Цех сушки работает круглый год.
11. Стоимость энергии 0,011 руб/квт-ч.
ft 12. Значения поправочных коэффициентов: — 1 и k2 = 1.
’ Определение расходов по операциям. За основу при подсчетах принимаем
оедние значения затрат по табл. III и корректируем их в соответствии с лунк-
ами 1—13. >
J Корректирование затрат
Измельчение. Затраты корректируются в зависимости от крепости^ руды
содержания класса —0,074 мм в измельченном продукте. При средней кре-
пости руды и измельчении до 95% —0,074 мм будем иметь:
I эксплуатационные расходы
0,46 + 0,72 95 поп
2 ’ 70 = 0,80 руб1т'
капитальные затраты
0,70 + 0,86 95 руб
, 2 70 ’ т/год г
\ расход энергии
12 + 20 95 ,
| —2~ ‘ то = 21,7 ™т ’ ч * * * *'т’
\ Флотация. Эксллуаniivioiiiii.ro затраты определяем по формуле (II)
< а. | г 0,183 | 0,036 = 0,22 руб/т.
Удельные капитальные затраты определяем ио формуле (V)
А = 0 161) ’’ 0,165 = 0,119.
I. 0,05 0,05 т[год
! Удельвым расход энергии определяем по формуле (IV)
I w = 52A-JP 52 - I • 0,036 = 1,9 квт ч/т.
) Сгущение концентрата. При большом производительности фабрики и боль-
шом выходе концентрата принимаются к установке сгустители диаметром 50 м
w соответственно наименьшие значения затрат. Корректируем на удельную
нагрузку и выход концентрата.
Эксплуатационные расходы
1 0
0,08 — 0,56 = 0,03 руб 1т.
Капитальные затраты
0,54 0,56 = 0,202 •
1,5 ml год
Расход энергии
1
! 1,0 0,56 = 0,4 квт г ч!т.
1,5
П риложения Фильтрование концентрата. Затраты корректируются на удельную грузку и выход концентрата. удельную i Эксплуатационные расходы 0 4 0,13-^-0,56 = 0,097 руб/т. Капитальные затраты 0,13 ~ 0,56 = 0,097. ,, v,d т год Расход энергии 0,4 2 0,56 = 1,5 квт-ч/т. г Сушка. Затраты корректируются на выход концентрата к получении эксплуатационным расходам добавляется стоимость топлива. ’ У эксплуатационные расходы „ 0,13-0,56 = 0,073 руб/т. Стоимость топлива 0,0018-110-0,56 = 0,11 руб/т. Всего эксплуатационные расходы 0,073 + 0,110 = 0,183 руб/т. Капитальные затраты 0,54 • 0,56 = 0,302 ~-j6 _ т год Расход энергии 3-0,56 = 1,7 кет-ч/т. выход“концентрата.М °тгруЗКа ™нЧентрата. Затраты корректируются г Эксплуатационные расходы 0,05+0,40 „ 2 0,5G— 0,042 руб/т. Капитальные затраты ^4^0,56 = 0,16^. Z т/год Приложения 575 Таблица VI Сводка затрат по операциям обработки
Наименование операций Эксплуата- ционные расходы, руб{т Капитальные затраты, -руб mf год Расход энергии, явям/т
крупное, среднее и мелкое дробление (включая транспорт и склад руды) )ункерование руды в цехе измельче- ния (змельчение и классификация .... олотация Сгущение Рпльтрованпе концентрата ушка концентрата в течение круг- лого года ... Складирование п отгрузка концентрата Удаление и укладка хвостов 0,100 0,050 0,800 0,220 0,030 0,097 0,183 0,042 . 0,066 0,500 0,310 1,060 0,119 0,202 0,097 0,302 0,16 0,374 1,1 21,7 1,9 0,4 1,5 1,7
Итого. . . . . еучтенпые затраты 1,588 0,159 3,124 0,312 28,3 4,2
Итого с неучтенными затратами . . Поправка на стоимость электроэнергии (0,011-0,008)32,5 капитальные затраты по главам 1 и 3—7 первой части сводной сметы (15%) 1,747 0,098 3,426 0,514 32,5
Всего с округлением 1,85 3,94 П Р И ЛОЙ 32,5 (ЕНИЕ 57
ВЫХОД ХВОСТО1
Определения ориентировочных технико-экономических показателей
обогатительных фабрик для магнетитовых руд
Эксплуатационные расходы по операциям магнитного обогащения относи-
ельно невелики, так как эти операции не требуют большого расхода энергии.
Расходы зависят от принятой схемы обогащения и от допустимой удельной
нагрузки на магнитные сепараторы, которая, в свою очередь, определяется
крупностью обогащаемого материала и типом сепаратора.
Величина этих расходов зависит также от производительности фабрики.
В общем случае стоимость обработки руды ;в цехе магнитного обогаще-
ния сы будет
см = Л1 (C1-J-C2-LC3). Руб/т исходной руды, (VI)
где сх — стоимость сухой магнитной сепарацпи;
с 2 — стоимость мокрой магнитной сепарации;
сз — стоимость магнетизирующего обжига;
Zcj — коэффициент, учитывающий производительность фабрики (см. табл. IV
приложения 56).
Удаление и укладка хвостов. Затраты корректируются на
Эксплуатационные расходы
^44? 0,44= 0,066 руб Im.
Капитальные затраты
2^0,44 = 0,374-^-.
2 т/год
В табл. VI приводится сводка затрат.
Полученные итоговые значения эксплуатационных расходов следует помпе?
жить на коэффициент klt а итоговые значения капитальных затрат — на коэф
фициенты Zfj и к2 (в нашем примере =1 и /:2 = 1).
Абсолютные капитальные затраты по главам 1—7 первой части сметы
3,94 • 15 000 000=59,1 млн. руб.
576
Приложения
Т аб лица VI
Эксплуатационные расходы, капитальные затраты и расход анергии для магнитообогатительных фабрик при годовой производительности, фабрик не менее 4 млн. т и значении к±=1; кч=1
Операция передела Эксплуата- ционные расходы, руб 1т РУДЫ* Капитальные затраты, руб[т годо- вой произво- дительности по руде Расход энергии, квт-ч/т РУДЫ
1. Крупное, среднее, мелкое дробле- ние, грохочение, транспортирование, расходы по складу крупной руды . . 0,09 0,40—0,60 1—1,2
2. Бункерование руды в цехе измельче- ния 0,05 0,31 —
3- Измельчение в стержневых мельни- цах с 25 до 2 (3) мм 0,08—0,20 0,10-0,30 2,5—4,0
4. Измельчение от 2 мм до 55% —0,074 мм в шаровых мельницах- и классификация в механических классификаторах или гидроцикло- нах ** 0,15—0,35 0,25-0,50 4.5—11,0
5. Сухая магнитная сепарация круп- ностью 25—0 мм .......... 0,025 0,128 0,3—0,6
6. Мокрая магнитная сепарация**: крупностью 2(3)—0 мм (удельная нагрузка 25 т/ч пог. м) . . . . 0,006 0,028 1-1,2
крупностью (0,3—0,5)—0 мм (удель- ная нагрузка 15 т/ч пог. м) . . 0,012 0,047 0,6
крупностью 0,1—0 мм (удельная нагрузка 8 т/ч пог. м) .... 0,021 0,089 0,5
7- Магнетизирующий обжиг** (без стоимости топлива) 0,36—0,75 1,64—3,42 9,3-12,4
8. Сгущение**: в элекромагнитных конусах (0 1600 мм) 0,003 0,016
в гидросепараторах (0 6 м) . . . 0,011 0,055 —
9. Фильтрование**: на дисковых и барабанных филь- трах 0,13 0,13—0,32 1,5-2,0
па ленточных фильтрах 0,074 0,098 0,6
10. Сушка ** (без стоимости топлива) 0,23 0,13 1,28 0,54 3,0
11. Складирование концентрата сухой магнитной сепарации** 0,01—0,02 0,18-0,25 0,2
12. Складирование концентрата мокрой магнитной сепарации** 0,03—0,06 0,13-0,25 1—1,2
13. Погрузка концентрата ** 0,02—0,04 0,07-0,15 0,4
14. Удаление и укладка хвостов ** . . б,1-0,2 б,5-1,2 —
* При определении затрат стоимость 1 кет<ч принята 0.8 коп», стоимость 1 мя воды
— 0,5 коп.
“ Расходы и удельные затраты по операциям: измельчение в шаровых мельницах
и классификация, мокрая магнитная сепарация, магнетизирующий обжиг, сгущение,
фильтрация, сушка, складирование и погрузка концентрата, удаление и укладка хвостов
—даны на тонну продукта, поступающего е эти операции, а не на тонну исходной руды |
П риложения
577
Стоимость отдельных операций магнитного обогащения при производи-
тельности фабрики 4 млн. т в год и более (по данным института Механобр)
приведена в табл. VII.
Стоимость сухой магнитной сепарации 1 т руды крупностью 25—2 (3) ли»
колеблется от 0,024 до 0,026 руб., мокрой магнитной сепарации при разной
крупности измельчения — от 0,006 до 0,021 руб., магнетизирующего обжига —
от 0,36 до 0,75 руб.
При расчете эксплуатационных расходов на 1 т исходной руды для мокрой
магнитной сепарации при несовпадении крупности материала с указанной
в таблице следует корректировать цифры табл. VII обратно пропорционально
удельным нагрузкам магнитных сепараторов для рассчитываемых и табличных
условий. С учетом такой корректировки стоимость мокрой магнитной сепарации
па 1 т продукта (с2)р определяется по формуле
(с2)р = (сг)т—, руб/m исходной руды, (VII)
<7р
где (с2)т — удельные эксплуатационные расхода, принятые по таблице для
соответствующей удельной нагрузки дт m/ч на 1 пог. ,w длины
рабочей зоны сепаратора;
Qp — удельная нагрузка сепаратора для рассчитываемых условий.
Капитальные затраты по цеху магнитного обогащения, так же как и эксплу-
атационные расходы, зависят от схемы обогащения и в общем случае склады-
ваются из трех частей: затрат на сухую магнитную сепарацию, на мокрую
магнитную сепарацию и на магнетизирующий обжиг (в случае обжигмагнитной
схемы обогащения). Величина капитальных затрат зависит, кроме того, от
производительности фабрики и от места ее строительства. С учетом этого капи-
тальные затраты па строительство цеха магнитного обогащения могут быть
определены по формуле
/к == /|цЛ'2 (А-'с I" 4q) Qn руб,
где 7c, — поправочный коэффициент на производительность фабрики (см.
табл. IV приложения 56);
/с2 — поправочный коэффициент на место строительства фабрики (см.
табл. V приложения 56);
кс — удельные капитальные затраты на сухую магнитную сепарацию
(руб/т годовой производительности);
7см — удельные капитальные затраты на мокрую магнитную сепарацию
(руб/т годовой производительности);
ко — удельные капитальные затраты на магнетизирующий обжит (руб/т
годовой производительности);
Qr — годовая производительность фабрики по руде, т/год.
Удельные капитальные затраты на отдельные операции магнитного обога-
щения при производительности фабрики 4 млн. т руды в год и более для усло-
вий Кривого Рога (кх и /с2 равны 1), по данным института Механобр, приведены
в табл. VII.
При расчете удельных капитальных затрат на мокрую магнитную сепара-
цию, так же как и при расчете эксплуатационных расходов, следует делать
корректировку по удельным нагрузкам в соответствии с крупностью мате-
риала.
Приведенные в табл. VII цифры включают затраты, учитываемые в главах
,1- 7 первой части сводной сметы капитальных затрат. Они не учитывают рас-
хода на временные здания и сооружения, возводимые на период строительства,
на научно-исследовательские работы, содержание дирекции строящегося пред-
приятия, подготовку кадров, изыскательские и проектные работы.
37 Заказ 1075
578
Приложения
Стоимость обогащения тонны руды на магнитообогатительных фабриках,
капитальные затраты на их сооружение и суммарный расход энергии на 1 т
руды могут быть приближенно определены по табл. VII (по данным института
Механобр).
Приводимые в таблице цифры относятся к производительности фабрик
по руде не менее 4 млн. т в год и к случаю, когда Л2 = !• При меныпей произ-
водительности фабрики и расположении ее в отдаленных районах необходимо
вводить соответствующие поправки.
При расчетах (см. табл. VII) для ориентировочного определения эксплуа-
тационных расходов, капитальных затрат и расходов энергии при обогащении
руды на магнитообогатительных фабриках необходимо соблюдать следующие
правила.
1. Расходы по операциям измельчения устанавливать в зависимости от
крепости руды: верхние пределы следует использовать для крепких руд, ниж-
ние — для легкоизмельчаемых, средние — для руд средней крепости. Расходы
на измельчение в шаровых мельницах также корректировать в зависимости
от крупности измельчения, считая, что они будут прямо пропорциональны отно-
шению fi/55, где [i — содержание в % класса —0,074 мм в измельченной руде.
2. Расходы на мокрую магнитную сепарацию следует устанавливать в зави-
симости от крупности исходного материала и принятой удельной нагрузки.
Если последняя отличается от удельной нагрузки, приведенной в табл. VII,
то расходы на мокрую магнитную сепарацию следует корректировать в соответ-
ствии с формулой (VII).
3. Для фабрик с обжигмагнитной схемой эксплуатационные расходы на
магнетизирующий обжиг должны быть увеличены на стоимость топлива для
обжига. Расход тепла при обжиге в среднем равен 350—450 тыс. ккал на 1 т
материала, поступающего в операцию.
4. Для получения расходов на 1 т исходной руды по операциям измельче-
ния в шаровых мельницах и классификации, мокрой магнитной сепарации,
магнетизирующего обжига значения, приведенные в табл. VII, нужно помножить
на выход материала, поступающего в соответствующую операцию, выраженный
в долях единицы.
5. Затраты по операциям сгущения в гидросепараторах даны для удельной
нагрузки по твердому 1,6 т/м2 ч. При иных нагрузках затраты следует скор-
ректировать обратно пропорционально принятой удельной нагрузке.
Затраты по операции фильтрования для ленточных фильтров даны для
удельной нагрузки по твердому 6 т/м2 ч, для дисковых и барабанных филь-
тров — 0,4 т/м2 ч (меньшие цифры относятся к дисковым фильтрам, большие —
к барабанным фильтрам). При иных нагрузках затраты следует скорректировать
обратно пропорционально принятой нагрузке на 1 м2 фильтрующей поверх-
ности.
Все дальнейшие подсчеты по ориентировочному определению эксплуата-
ционных расходов, капитальных затрат и расходов энергии при обогащении
руды на магнитообогатительных фабриках производятся по тем же правилам
и в том же порядке, как и для флотационных фабрик (см. приложение 56, начи-
ная с пункта 6), только расходы на соответствующие операции, принимаются
по табл. VII данного приложения.
Расход воды при обогащении руд магнитным процессом колеблется в широ-
ких пределах и зависит от разбавления при операции мокрой магнитной сепа-
рации и от числа этих операций. В среднем расход воды для обслуживания
технологического процесса на фабриках со схемой мокрой магнитной сепара-
ции и со схемой обжигмагнитного обогащения колеблется в пределах 3—7 м?/т
руды. В технологический процесс подается как свежая, так и оборотная вода.
При использовании оборотной воды, получаемой при обезвоживании концентра-
тов и хвостов, расход свежей воды может быть значительно снижен.
Приложения 579
ПРИЛОЖЕНИЕ 58
X- t2
Интеграл вероятности Ф (.z) = 1^2 л Je2 di 6
:V X Ф (a) X Ф (x)
<1,0'1 0,0000 0,35 0,2737 0,70 0,5161
0,01 0,0080 0,36 0,2812 0,71 0,5223
O'>2 0,0160 0,37 0,2886 0,72 0,5285
<0i.l одаи 0,38 0,2961 0,73 0,5346
n.ui 0,0.119 0,39 0,3035 0,74 0,5407
0,0b 0,0399 0,40 0,3108 0,75 0,5467
0,0178 0,41 0,3182 0,76 0,5527
<>,"/ 0,0558 0,42 0,3255 0,77 0,5587
0,0.4 0.0638 0,43 0,3328 0,78 0,5646
o.o!) 0,0717 0,44 0,3401 0,79 0,5705
0 10 0,0797 0,45 0,3473 0,80 0,5763
0 II 0,0876 0,46 0,3545 0,81 0,5821
0 l • 0,01)55 0,47 0,3616 0,82 0,5878
0.1 1 0,10'11 0,48 0,3688 0,83 0,5935
0,1 1 0,1113 0,19 0,3759 0,84 0,5991
<i,IS 0,1192 0,50 0,3828 0,85 0,6047
0,16 0,1271 0,51 0,3899 0,86 0,6102
0,17 0,1350 0,52 0,3969 0,87 0,6157
0,18 0,1428 0,53 0,4039 0,88 0,6211
0,19 0,1507 0,54 0,4108 0,89 0,6265
0,20 0,1585 0,55 0,4127 0,90 0,6319 1
0,21 0,1663 0,56 0,4245 0,91 0,6372
0,22 0,1741 0,57 0,4323 0,92 0,6424
0,23 0,1819 0,58 0,4381 0,93 0,6476
0,24 0,1897 0,59 0,4448 0,94 0,6528
0,25 0,1974 0,60 0,4515 0,95 0,6579
0,26 0.2051 0,61 0,4581 0,96 0,6629
0,27 0,2128 0,62 0,4647 0,97 0,6680
0,28 0,2205 0,63 0,4713 0,98 0,6729
0,29 0,2282 0,64 0,4778 0,99 0,6778
0,30 0,2358 0,65 0,4843 1,00 0,6827
0,31 0,2434 0,66 0,4907 1,02 0,6923
0,32 0,2510 0,67 0,4971 1,04 0,7017
0,33 0,2586 0,68 0,5035 1,06 0,7109
0,34 0,2261 0,69 0,5098 1,08 0,7199
37*
580
Приложения
Продолжение прилож. 58
X Ф (ос) X Ф (X) X Ф (X)
1,10 0,7287 1,60 0,8904 2,25 0,9756
1,12 0,7373 1,62 0,8948 2,30 0,9786
1,14 0,7457 1,64 0,8990 2,35 0,9812
1,16 0,7540 1,66 0,9031 2,40 0,9836
1,18 0,7620 1,68 0,9070 2,45 0,9857
1,20 0,7699 1,70 0,9109 2,50 0,9876
1,22 0,7775 1,72 0,9146 2,60 0,9907
1,24 0,7850 1,74 0,9181 2,70 0,9931
1,26 0,7923 1,76 0,9216 2,80 0,9949
1,28 0,7995 1,78 0,9249 2,90 0,9963
1,30 0,8064 1,80 0,9281 3,00 0,9973
1,32 0,8132 1,82 0,9312 3,10 0,9981
1,34 0,8198 1,84 0,9342 3,20 0,9986
1,36 0,8262 1,86 0,9371 3,30 0,9990
1,38 0,8324 1,88 0,9399 3,40 0,9993
1,40 0,8385 1,90 0,9425 3,50 0,9995
1,42 0,8444 1,92 0,9451 3,60 0,9997
1,44 0,8501 1,94 0,9476 3,70 0,9998
1,46 0,8557 1,96 0,9500 3,80 0,9999
1,48 0,8611 1,98 0,9523 4,00 0.9999
1,50 0,8664 2,00 0,9545
1,52 0,8715 2,05 0,9596
1,54 0,8764 2,10 0,9643
1,56 0,8812 2,15 0,9684
1,58 0,8859 2,20 0,9722
ЛИТЕРАТУРА
I А । и г о и Л. И. О рациональной технологической схеме обогащения
। Фи и пи некого месторождения. «Обогащение руд», 1963, № 3.
’ А । пи о л М. Г., К л а с с е и В. И. Применение гпдроциклонов при
hi null пни углей М., Госгортехиздат, 1960.
I Лид |> п о л С. Е., Зверев и ч В. В., Перов В. А. Дробле-
1111М1<.|||.ч<ч11П1 и грохочение полезных ископаемых. М., изд-во «Недра», 1966.
Л и д р о о в С. Е., Т о BV-’p о в В. В., Перов В. А. Закономер-
|. in iciMivii.'ii'iiiiii и исчисление характеристик гранулометрического состава.
Мо rn.ii.ny ргиздат, 1959.
• Л........ и и Л. <1> Изучение процесса концентрации на винтовых сепа-
|п|и1ч и npiiMi'uiunip u\ п тех пологий обогащения руд. Сб. науч. тр. Иргиред-
т. tii.ui Н. М., Моти плургиздлг, 1959.
(1 ЛИ Cl* liiiiiiiniii методики опродолоппя экономической эффектив-
>i in luiiiUTii II.IH.1 х пложипий п попой техники и народном хозяйстве СССР
. Гогплпиизди г, I960.
7 Л р г tn in и и С,. II. Проектирование углеобогатительных фабрик. М.ж
Li I иртохплдпт, 1962.
Л р у т у н я и I». Ш., М е щ е р я к о в И. Ф. О результатах промышлен-
i.i х н<-.111.1 гн пий глубокой аэролифтной машины. «Цветные металлы», 1962, К» 8.
II Л in и т к о в IO. Р., Смирнов Е. А., Чиркова К. И. Про-
i.iiiineiiiii.io испытания по флотации окисленных железйых руд Кривого Рога.
||бо| ini(oimo руд», 1961, №4.
1(1 барабашки и В. П. Молотковые и роторные дробилки. М., Гос-
u nt чпвдат, 1963.
II В е д р а н ь Н. Г. Флотационные машины для обогащения угля.
I Изд во «Недра», 1968.
12 Be л о гай П. Д., Задорожный В. Г. Конусные сепараторы
Liu обогащения россыпей и руд. М., Изд-во «Недра», 1968.
13. Платов И. С., Коткин А. М., Фоменко Т. Г. Гравнта-
.......цып процессы обогащения. М-, Госгортехиздат, 1962.
I । В л а г о в а 3. С. Состояние обогащения угля в магпетптовой суспен-
пп П сб «Опыт работы обогатительных фабрик и установок по обогащению
। in и тяжелых суспензиях». Ин-т техн, информации. Киев, 1963.
15 В лагов И. С. Обогащение мелких классов углей на концентраци-
iiuihix с,толах. М., изд-во «Недра», 1965.
582 Литература
•
16. Богатов А. Д., 3 у б ы п и н Ю. Л. Обогащение па струйн
желобах. М., изд-во «Недра», 1965.
17. Б о г д а и о в О. С., Фомин Я. И. Состояние и развитие обогаи
ния марганцевых руд Чиатурского и Никопольского месторождений. «Обогаи,
ние руд», 1961, № 4.
18. Богданова 3. С. Флотация оленегорской железной руды анпо
ным собирателем. «Обогащение руд», 1961, № 4.
19. Борц М. А., Зарубин Л. С. Шнековые осадительные центр
фуги. М., Госгортехиздат, 1960. •
20. Брук И. Я. О схеме обогащения бурых железняков Лисаковско
месторождения. «Обогащение руд», 1964, № 4.
21. Булычев В. В., Б о л д ы р е в В. Е. Новое оборудование обог
тигельных фабрик, М., изд-во «Недра», 1967.
22. В у л ы ч е в В. В. Мапшнист дробилки. М., Госгортехиздат, 1960.
23. Б у н ь к о В. А., В о л о т к о в с к и й С. А., Я и к и л с
вин Н. Г. Автоматизация на обогатительных фабриках. М., Госгортехи
дат, 1961.
24. Васильев Н. В. Внутрифабрйчный транспорт и складское х<
зяйство обогатительных фабрик. М., Госгортехиздат, 1963.
25. Верховский И. М. Основы проектирования и оценки процессе
обогащения полезных ископаемых. М., Углетехиздат, 1949.
26. Воло д и н Г. А. и др. Опыт обогащения газовых углей. М., изд-вч
«Недра», 1967.
27. Г а л а к т н о н о в а К. Н. и С е н т е м о в а В. А. ОбЬгащени;
окисленных железистых кварцитов ЦГОКа. «Обогащение руд», 1966, № 4.
28. Г л е м б о ц к и й В. А., Классен В. И., Плак спи И. Н
Флотация. М., Госгортехиздат, 1961.
29. Гордон Г. М., Я е й с а х о в И. Л. Пылеулавливание и очпетк'
•газов. М., Металлургиздат, 1958.
30. Горное дело. Энциклопедический справочник, т. 11. М., Госгортехпз
дат-, 1960.
31. Г р а ж д а н ц е в И. И. Исследование промывки руд и дообогаще
ния низкосортных марганцевых концентратов Никопольского месторождения.
Автореферат дисс. на соиск. уч. степ. канд. техн. наук. Л., 1964.
32. Г р а ж д а н ц е в II. И. Промывка никопольских марганцевых руд
в многокамерных мечевых машинах. «Обогащение руд», 1964, № 3. .
33. Г р е й с у х М. В. Электрооборудование обогатительных и агломера-
ционных фабрик. М., Металлургиздат, 1960.
34. Д е р к а ч В. Г. О технологической схеме обогащения бурых.- желез-
няков Лисаковского месторождения (к дискуссии). «Обогащение руд», 1964,
№ 6.
35. Деркач В. Г., Е г о р о в Н. Ф. Испытания барабанного сепара-
тора большого диаметра. «Обогащение руд», -1966, № 1.
36. Деркач В. Г. Специальные методы обогащения полезных ископае-
мых. М., изд-во «Недра», 1966.
Литература
583
' .17. Д е р к а ч В. Г. О мокрой магнитной сепарации магнетитовых квар-
Н >в. «Обогащение руд», 1961, Я» 4.
М Деркач В. Г., Г а л е в с к а я Т. Н., Л е й б с о и М. Л. Ро-
||ц|,1й магнитный фильтр — сепаратор для мокрого обогащения тонкоизмель-
inibfx слабомагнитных руд. «Горный журнал», 1966, № 11.
39. Деркач В. Г., Никольский Д. А. Особенности зарубеж-
। \ фабрик для обогащения магнетитовых руд. В сб. «Обогатительные фабрики
। топковкрапленных магнетитовых руд США, Канады и Норвегии», Л., ОБТИ
1 та Механобр, вып. 101, 1957.
40. Докл. ин-та Механобр на техн. конф, в Кривом Роге «Основные на-
Iпиления проектирования обогатительных фабрик для железных руд». Изд-во
Ктапобр, 1961.
41. Евдокимов П. Д. Проектирование и эксплуатация хвостовых
Нляйств обогатительных фабрик. М., Госгортехиздат, 1960.
| 42. Е в с и о в и ч С. Г. Обогащение руд в тяжелых суспензиях. М.,
laiортехиздат, 1959.
43. Е в с и о в и ч С. Г. Пути улучшения технологии магнетитовых квар-
тов Кривого Рога. Тр. IV науч. - техн, сессии ин-та Механобр, 1961.
44. Ж о в т ю к Г. В. и др. Опыт пуска и освоения Суходольской цент-
цьной обогатительной фабрики. М., изд-во «Недра», 1966.
45. За икин С. А., Кармазин В. И., Щупов Л. П. О при-
Сзпии бесшаровых мельниц для измельчения железистых кварцитов. «Обо-
ение руд», 1961, № 6.
46. Зарубин Л. С. Центрифуги для обезвоживания флотоконцентрата
угольного шлама. М., изд-во «Недра», 1965.
47. 3 а х в а т к и н В. К. Комбинированная пневмомеханическая флота-
, иная машина МНГ. София, 1966.
48. Захват к ин В. К., Бирин джиев А. К., Харлам-
I е в X. Г. Обогащение полиметаллических руд месторождений централь-
\ Родоп в Болгарии. М., Цветметинформация, 1966.
49. 3 а х в а т к и н В. К. Повышение эффективности капитальных вло-
пий при развитии мощностей по обогащэнию руд. «Горный журнал», 1963
1.
50. 3 а х в а т к и н В. К. Реконструкция и расширение действующих
брик эффективное направление развития мощностей по обогащению руд.
югащение руд», 1962, № 5, 6.
51. 3 и н о в ь е в А. Ф. и др. Макетно-модельный метод проектирования.
Стройиздат, 1965.
52. 3 о р п н А. С. Проектирование хвостового хозяйства обогатитель-
: фабрик. М., Госстройиздат, 1960.
53. Временная Инструкция для разработки проектов и смет для промыш-
|чого строительства. СН 202—69. М., Госстройиздат, 1966.
54. Исаев И. Н. Концентрационные столы. М., Госгортехиздат, 1962.
55. Кармазин В. И., Денисенко А. И., Серго Е. Е. Бес-
1овое измельчение руд. М., изд-во «Недра», 1968.
584
Литература
Литература
585
В. И. К вопросу о рациональной схеме
(к дискуссии). «Обогащение руд», 1965, №
В. И. Современные методы магнитного
56. Кармазин
бурожелезняковых руд
р м а з и н
металлов. М., Госгортехиздат, 1962.
с а т к и н А. Г. Основные процессы и аппараты
М., Госхимиздат, 1961.
талоги газоочистного оборудования треста Газоочистка № 2.1
А. П. Технологическая характеристика и схемы ЬбогаЛ
2.
обогащен
57. К а
руд черных
58. К а
технологии.
59. К а
23А, 25, 15А и 26. М., Госхимиздат, 1961. I
60. К в а с к о в А. П. Технологическая характеристика и схемы обогаи
ния железных руд магнетитового типа. Изд. Механобр, вып. 105, 1958. I
61. К о й б а ш В. А., Король В. Я. Проектирование углеобщ.
тельных фабрик. М., Госгортехиздат, 1962.
62. К о н д у к о в В. П. Определение размеров промышленных сгус|
телей по результатам лабораторных опытов. «Обогащение руд», 1962, № 6, i
63. Константинов В. И. Технологические и г----------*
шения обогатительных фабрик цветной металлургии, проектируемых Мехац.
ром. Тр. IV науч. - техн, сессии ин-та Механобр, 1961; «Обогащение рм
1965, № 4—5. ’
64. К о с т и н Н. И., Кожемякин Н. А., Рожков К. В. z
матика на Тырны - Аузской фабрике. Тр. ин-та Механобр, вып. 125, I960. I
65. Локонов М. Ф. Опробование на обогатительных фабриках, я
Госгортехиздат, 1961. а
66. Л у р ь е М. 10. Выбор типа и мощности сушильных установок d
углеобогатительных фабрик. Тр. гос. проектно - конструкторского njjiayl
иссл. ин-та по обогащению и брикетированию углей, вып. 21, М., Госгор-
издат, 1961. ।
67. М а к о в с к и й Н. Д., Рейнер А. Г. Размерные ряды флс
ционных машин. «Обогащение руд», 1962, № 4.
68. Маланьин М. Н. и др. Обогащение алмазосодержащих корент
пород и песков. М., Госгеолтехиздат, 1961. (
69. М а р г о л и н И. 3. Обогащение углей и неметаллических искоч
мых в тяжелых суспензиях. М., Госгортехиздат, 1961.
70. М и т р о ф а н о в С. И. Селективная флотация. М., пзд-во «Нещ’
1967.
71. М у ш л о в и н Л. Б. Определение и оценка результатов обогапдЛ
яа углеобогатительных машинах. М., Госгортехиздат, 1963.
72. М я г к о в М. И. Вопросы проектирования Криворожских обог
тельных фабрик. Тр. IV науч. - техн, сессии ин-та Механобр, 1961.
73. Н е в с к и й Б. В. Обогащение россыпей. М., Металлургиздат, 1,
74. Ненарокомов Ю. Ф. Мощная фабрика для медно - ник
вых руд. Из кн. «Обогащение и агломерация полезных ископаемых севе*
западных районов СССР». Изд. Механобр., вып. 102, 1957.
75. Н и к и ф о р о в Р. Н. Борьба с пылью на апатито-нефелиновой
рике. «Обогащение руд», 1962, № 4.
76. Нормы технологического проектирования обогатительных фабрик i
руд цветных и черных металлов ч. I «Флотационные фабрики для руд цве-
I
хпмичес»
компоновочные I
гтппуёмых Механц.
It iob и обогатителыше фабрики для магнетитовых руд». Изд. Механобр,
' '<6.
77. Порша проектирования. Вспомогательные здания и помещения про-
п.ппленвых предприятий. СНиП II—М, 3—62> М., Госстройиздат, 1963.
I I 78. Нормы проектирования. Генеральные планы промышленных пред-
II нштий. СНиП II М, 1—62. М., Госстройиздат, 1962.
79. Нормы проектирования. 1. Автомобильные дороги промышленных пред-
приятий. СНиП Н-Д, 6-62. Госстройиздат, 1964; 2. Железные дороги колеи 1524 мм
промышленных предприятий. СНиП II—Д, 2—62. М., Госстройиздат, 1963.
80. Нормы проектирования. Производственные здания промышленных
предприятий. СНиП II—М, 2—62. М., Госстройиздат, 1963.
81. Нормы технологического проектирования угольных шахт, карьеров
и обогатительных фабрик. М., Госгортехиздат, 1962.
82. Обогащение углей в СССР. Сб. к VIII Международному конгрессу
лэ обогащению полезных ископаемых. М., изд-во «Недра», 1968.
83; О л е в с к и й В. А. Конструкции, расчеты и эксплуатация дроби-
лок. М., Металлургиздат, 1958.
- i 84. О л е в с к и й В. А. Размольное оборудование обогатительных фаб-
И9чик. М., Госгортехиздат, 1963.
I ч| 85. О л е в с к и й В. А. Конструкции и расчет механических классифи-
каторов и гидроциклонов. М., Госгортехиздат, 1960.
86. Опыт проектирования обогатительных и агломерационных фабрик
. Качканарского и Канарского гориообогатительных комбинатов. Докл. ин-та
< Уралмехапобр пн конференции в Кривом Роге. Изд. Механобр, 1961.
! 87. Опыт проектирования обогатительных, агломерационных и окомкова-
-чельно - обжиговых фабрик. Изд. Механобр, 1961.
88. Оста и о я и о И. К. Практика обогащения железных руд в Криво-
j рожском бассейне, М., изд-во «Недра», 1966.
'1 89. П а х а л о к И. Ф. Основные технологические схемы и параметры
3.
К расчету мроизнодителыюсти грохотов. «Обогаще-
, -'.роектирования и эксплуатации фабрик, обогащающих угли в тяжелых суспен-
: иях. «Уголь», 1962, № "
90. П е р о в В. А.
i не руд», 1959, № 2.
J 91. П е р о в В. А.,
Ьат, 1950.
92. П л а к с и н И. _ . __________
' ( ых фабрик. М., Углетехиздат, 1955.
' 93. П о в а р о в А. И. Гидроциклоны. М., Госгортехиздат, 1961.
94. П и г о р о в Г. С. и др. Опыт работы фильтровальных отделений
Углеобогатительных фабрик. М., пзд-во «Недра», 1966.
8 95. II о в а р о в А. И., Щербаков А. А. Расчет производитель-
ности гидроциклопов. «Обогащение руд», 1965, № 2.
I 96. Поль к и п С. И. Обогащение руд и россыпей редких металлов.
М., изд-во «Недра», 1967.
j 97. Правила безопасности при обогащении и агломерации руд цветных
11 черных металлов, М., изд-во «Недра», 1964.
В р н и д В. 10. Измельчение руд. М., Металлургиз-
Н. и др. Технологическое оборудование обогатитель-
586
Литература
Литература
587
08. Прейгерзон Г. И. Обогащение угля. М., изд-во «Недра», 1064.1
®9. Правила безопасности при ведении работ на углеобогатительных и уг!
брикетных фабриках и сортировках. М., Госгортехиздат, 1061.
100. Противопожарные требования. Основные положения проектирований
СНиП II-A, 5—62. М., Госстройиздат, 1963.
101. Разумов К. А. Выбор режима работы вибрационных грохот'
при подготовке руд к измельчению в мельнице. Измельчение и классификация
№., Металлургиздат, 1950.
102. Разумов К. А. Зависимость между производительностью мел Л
ницы и величиной циркулирующей нагрузки. «Горный журнал», 1949, № 61
103. Разумов К. А. Влияние на производительность мельницы эффек-
тивности работы классификатора и заполнения мельницы пульпой. Тр. ин-тЛ
Механобр, вып. 1. М., Металлургиздат, 1952.
104. Рожков К. В. Автоматизация обогатительных фабрик nepnoii
металлургии. Тр. ин-та Механобр, вып. 117, 1958.
105. Ревнивцев В. И., Каковский И. А., Н и к и т и н Ю. А.
Определение содержания тонкого класса в продуктах гидроциклона по содер-
жанию твердого. «Обогащение руд», 1960, № 1.
106. Ронканен В. В. Проектирование автоматизации обогатитель-
ных фабрик. М., изд-во «Недра», 1966.
107. Руденко К. Г., Калмыков А. В. Обеспыливание и пыле-
улавливание при обработке полезных ископаемых. М., Госгортехиздат, 1963.'
108. Р у н д к в и с т В. А. К расчету процесса классификации в гидро-1
циклонах. «Обогащение руд», 1966, № 1.
109. Санитарные нормы проектирования промышленных предприятий
СН 245—63. М., Госстройиздат, 1963.
110. Свирин В. Г. Организация шарового и стержневого хозяйства
на обогатительных фабриках. «Обогащение руд», 1956, № 5,
111. Свирин В. Г., IO д е л е в Д. М. Ремонтное и вспомогательное
хозяйство Криворожских горнообогатительных комбинатов. «Обогащение руд»,
1958, № 6.
112. Соболев Д. С., Фишман М. А. Практика обогащения цвет-’;
пых и редких металлов, т. II. М., Госгортехиздат, 1960.
113. Со л омин К. В. Общие принципы процесса обогащения полезных;,
ископаемых на винтовых сепараторах. В сб. «Вопросы теории гравитационных
методов обогащения полезных ископаемых». М., Госгортехиздат, 1960.
114. Справочник по обогащению полезных ископаемых. Под ред. А. Ф. Таг»;
гарта. Т. I, II, III. М., Металлургиздат, 1949, 1950, 1952.
115. Стрельцов В. А. Расчет производительности роторных дроби-
лок. В сб. «Исследования дробильно-обогатительного оборудования», М., изд.1
НИИ информации строительного, дорожного и коммунального машиностроения,
1966. '
116. Сулина Р. И., Никольская Л. А. Новая технология обога-
щения медно-цинковых руд СУМЗа. «Обогащение руд», 1960, № 2.
117. Титков Н. П. и др. Обогащение окисленных железистых пород
Кривого Рога. Тр. IV науч.-техн. сессии ин-та Механобр, 1961.
118 Указания по проектированию административно-бытовых зданий
нплкчцопнй на предприятиях угольной и горнорудной промышленности (СН
<il). М., Госстройиздат, 1958.
119 Финкельштейн А. С. Факторы, определяющие металлурги-
|\|<| цепкость железных руд и концентратов. «Обогащение руд», 1961,
Л. А. Работа сгустите-
руд», 1962, № 3.
120. Финкельштейн Г. А., Шилова
। и на фабриках цветной металлургии. «Обогащение
121. Финкельштейн Г. А., Шилова Л. А. Фильтрование про-
дч.шв обогащения руд цветных и редких металлов. «Обогащение руд»,
62, № 6.
122. Ф о м е н к о Т. Г. Гравитационные процессы обогащения цолез-
। .i\ ископаемых. М., изд-во «Недра», 1966.
123. Фо м и н Я. II. Режим работы отсадочных машин. Тр. нн-та Меха-
чбр, вып. 125, Л., ивд-ие Механобра, 1960.
124. Хватов IO. А. Исследованпе рудного самоизмельченпя магне-
син >вых кварцитов в мельппцах типа «Каскад». Автореферат дисс. на соиск. уч.
[l ien. канд. техн. наук. Днепропетровск, 1967.
125. Ч и л с т е д П. Г. Обогащение железных руд в Швеции. «Обогаще-
ние руд», 1961, К» 3.
126. Шапиро Р. Б. Пути усовершенствования технологических схем
1 перспективы обогащения руд Горношорско-Саянского железорудного района,
Гр. IV науч. - техн, сессии ин-та Механобр, 1961.
127. Шемаха и ов М. М. Сушильные установки углебрикетных фаб-
рик. М., Углетсхиздат, 1955.
128. Шестаков Л. Я. Пневмомеханическая флотационная машина
'.Механобра. «Обогащение руд», 1965, № 2.
129.
двойных
130.
I ционных
131. Шинкоренко С. Ф. и др. Справочник по обогащению и
;ации руд черных металлов. М., изд-во «Недра», 1964.
. Л 32. Ш лау А. В. и др. Фильтрующие центрифуги для обезвоживания
гля. М., изд-во «Недра», 1965.
133. Asarco's Mission Copper, «Mining World», vol. 24, № 1, p. 34—37,
962. (Обогатительная фабрика «Миссион» для медных руд.)
134. В е n z о n W. Fine coal cleaning with heavy medium cyclones. Minig
’ongress I. vol. 47, № 12, 1961. (Обогащение мелкого угля в суспензионных
циклопах.)
135. Bolles John В. Anaconda's use of cyclones in a primary grinding
.rcuit. Mines Mag. vol. 51 № 2, 1961. (Применение гидроциклонов в первой
г-дни измельчения па фабрике «Анаконда».)
136. В о g е г t J. В. «Metall mining and processing, July, 1964. Рудник
Омиайр» первое предприятие по «комкованию железной руды, применяющее
олное самоизмельчение.)
Шестаков Л. Я. Сравнительные испытания аэраторов
машин. «Обогащение руд», 1965, № 4.
Шестаков Л. Я. Характеристика пульпоподъемников
машин. «Обогащение руд», 1966, № 3.
флота-
флота-
агломе-
588
Литература
137. Bond F. С. «Chemical Eng.», vol. 59, № 10, 1952. (Новая теория
измельчения помогает в выборе оборудования).
138. Боржовий М р к о с. Фабрики для обогащения угля в тяжелы,
суспензиях. «Чехословацкая тяжелая промышленность», 1960, № 5.
139. Crocker Buntings S. Developments in autogenus grindingL
«Mining Congress J.», vol. 47, № 7, 1961. [Развитие бесшарового измельчении
(самоизмельчения) руд].
140. Curtis С. Н. The Esperanza Concentrator. «Mining Eng.», vol. 13
№ 11, 1961. (Обогатительная фабрика «Эсперанца»).
141. Harper Walter G. Present trends in Coal preparation in Grea
Britain. «Colliery Gardian», vol. 202, № 5209, p. 193—198, 1961. (Современны
направления в обогащении угля в Великобритании).
142. Haug Е. J., Hoffman Н. A. Viburnum mill. Экспресс-инфор
мация «Обогащение полезных ископаемых», 1966, № 47.
143. Heavy medium cyclones wash fines precisely for metallurgica
market. «Coal Age», vol. 66, № 4, 1961. (Применение суспензионны,
циклонов в обогащении угольной мелочи для металлургически промышлен
ности). >
144. Meyer G. A., Herman. Entwicklungslinen in der deutschei
Steinkohlenaufbereitung wahrend der letzen ein hundert und fiinfzig Jalire. «Glii
ckauf», vol. 96, № 20, S. 1248—1256, 1960. (Развитие углеобогащения в Герма
нии за последние сто пятьдесят лет).
145. Milling Methods in the Americas. Сборник, Нью-Йорк, 1964. Обогаще
ние руд на Американском континенте.
146. Schubert Н. Aufbereitung fester mineralischer Rohstoffe. Band 1
Leipz.ig, 1964. (Обогащение твердых полезных ископаемых, часть I).
147. Williams F. A. The role of Jigs in modern ore dressing. «J. S. Afri
can Inst. Mining and Metallurgy», vol. 61, № 10, 1961. (Роль отсадки в совремег
ном обогащении руд).
148. Wraith W., Fulmor Т. G. Anaconda Company Butte Copp<
Concentrator. Экспресс-информация «Обогащение полезных ископаемых», 1961
№ 42.
149. Zimmerman Raymond E. Recent progress in thermal dryin
ultra — fine cool. «Mining Congress J.», vol. 47, № 9, 1961. (Достижения в супц<
угольных шламов).
ОГЛАВЛЕНИЕ
Стр.
р <'юниг . . ........................... 3
| О|НЦ||П ЧИСТЬ .............................................. 5
S 4. 1Слп<т11ф|||ищп>1 обогатительных фабрик................ 5
S 2. Основные поппгия, терминология и условные обозначения 6
§ 3. Содержание и объем проекта обогатительной фабрики . . 8
§ 4. Исходные данные для проектирования обогатительной
фабрики .................................................. 16
§ 5. Требования к качеству концентратов.................. .18
II. Выбор качественных показателей процесса обогащения ... 23
§ 1. Методика выбора качественных показателей и схемы обо-
гащопня ................................................... 23
§ 2. Определенно типологических показа толей гравитацион-
ного обогащении ио кривым обогатимости..................... 26
§ 3. Определенно минимально допустимого содержания полез-
ного компонента в исходном сырье.......................... 39
I 111. Определении промзподительностп обогатительной фабрики
и отдельных се цехов............................................ 41
§ 1. Факторы, влияющие па выбор производительности фабрики 41
§ 2. Расчеты производительности фабрики и ее цехов ..... 43
i IV. Выбор и расчет технологических схем...................... 47
{5 1 . Выбор схемы дробления............................... 47
§ 2. Расчет схемы дробления............................... 66
§ 3. Операции классификации в схемах измельчения .... 82
S 4. Схемы измельчения ... ..................... 92
§ 5. Расчет схем измельчения............................ 100
§ 6. Схемы флотации ...................................... 117
§ 7 Л Расчет количественных схем флотации................ 135
§ 8. Схемы обогащения руд черных металлов............... 156
., $ 9.1 Процессы и схемы обогащения углей................... 170
§ 1С\ Схемы обогащения песков россыпных месторождений . . 181
§ 11 Схемы обогащения вольфрамовых и оловянных корен-
\йых руд ................................................. 187
12. Расчет количествейных схем при обогащении гравитацион-
ным! и магнитными процессами ............................191
'' роектирование и расчет шлат' хемы, баланс воды 194
590 Оглавление
58i ,
Глава V. Выбор и технологический расчет основного обогатителыи
оборудования . . . : ........................................
§ 1. Общие принципы выбора и технологического расчета ос
рудования . .'..........................................
§ 2. Выбор и расчет оборудования для дробления...........
§ 3. Выбор и расчет оборудования для грохочения ..... |
' §4. Выбор и расчет оборудования для измельчения . . . . J
§ 5. Выбор и расчет оборудования для классификации . .
§ 6. Выбор и расчет оборудования для обогащения гравита-1
ционными процессами г, 11
§ 7. Выбор и расчет оборудования для промывки............4
§ 8. Выбор и расчет оборудования для флотации............i
§ 9. Выбор и расчет оборудования для магнитного обогащении
§ 10. Выбор и расчет оборудования для обезвоживания . . •
§ 11. Выбор и расчет оборудования для сушки..............
§ 12. Выбор и расчет оборудования для пылеулавливания .
§ 13. Выбор и расчет оборудования для отбора и разделки про!
< ’ § 14. Основные положения по выбору емкости бункеров и скла
дов ..................................................|
Глава N1. Генеральный план обогатительной фабрики.................|
§ 1. Выбор площадки для строительства фабрики............?
§ 2. Основные схемы размещения оборудования ...... I
§ 3. Состав обогатительных фабрик и принципы проектировг"
ния генеральных планов............................ . . J
§ 4. Хвостовое хозяйство ................................
Глава VII. Размещение оборудования на обогатительной фабрике . . .
§ 1. Общие принципы размещения оборудования..............
§ 2. Уклоны желобов для самотечного транспорта...........
§ 3. Конструктивно-компоновочное решение приемных уст-
ройств и узла' первичного дробления....................}
§ 4. Размещение оборудования в цехах среднего и мелкого
дробления ..............................................
§ 5. Размещение оборудования в цехах измельчения и фло-
тации ..................................................
§ 6. Размещение оборудования в цехах магнитного обогащения
§ 7. Размещение оборудования на гравитационных фабриках
§ 8. Размещение оборудования в сгустительном, фильтроваль-
ном и сушильном цехах....................................
§ 9. Подъемно-транспортные устройства .......... . . . с
§ 10. Производственный дренаж полов в корпусах обогатител
ной фабрики ..................................... .
§ 11. Хранение и отгрузка концентрата..............
§ 12. Автоматический контроль и регулирование технолс
ских процессов ..................................
§ 13. Вспомога" а службы ....................>. .
i
Оглавление 591
Стр.
1|||<1М1.|пглопная санитария и правила безопасности . . . 471
I |1<><ч(ти|ювакие фабрик с применением моделей и макетов 484
ионные положения по разработке сметной и технико-эконо-
•чч'коН частей проекта....................................... 486
чн.ем и содержание сметной части проекта................... 486
пи । нфикация производственных затрат, методика их ис-
<< екни, p.i определение затрат по статьям сметной кальку-
I ин ........................................................ 488
.................................................. 492
................................................... 581
Разумов Константин Александрович
ПРОЕКТИРОВАНИЕ
ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
Редактор издательства Е- А. Макрушина
Техн, редакторы: Л. Г. Лаврентьева,
В. В. Максимова
Корректор Л. А. Денисова
Сдано в набор 25/XI-1969 г.
Подписано в печать 5/II 1970 г. Т-02753.
Формат 60X90*Ас- Печ. л. 38 с 3 вкл.
Уч.-изд. л. 39,0. Бумага Ла 1. Индекс 1—1—1
Заказ 1075/3346—11. Тираж 12 000 вкз.
Цена 1 р. 56 к.
Издательство «Недра». Москва, К-12,
Третьяковский проезд, д. 1/19.
Ленинградская типография М 14
«Красный Печатник» Главполиграфпрома
Комитета по печати при Совете Министров СССР.
Московский проспект, 91.