Книжная полка Сохранить
Размер шрифта:
А
А
А
|  Шрифт:
Arial
Times
|  Интервал:
Стандартный
Средний
Большой
|  Цвет сайта:
Ц
Ц
Ц
Ц
Ц

Обогащение руд цветных металлов

Учебное пособие. № 2038
Покупка
Артикул: 423987.02.99
Доступ онлайн
2 000 ₽
В корзину
Учебное пособие содержит методические рекомендации по выполнению курсовой работы по дисциплине «Обогащение руд цветных металлов». Студенты получают навыки расчетов схем обогащения, баланса металлов и основного оборудования. Предназначено для студентов специальности «Металлургия цветных металлов», обучающихся по направлению 150100 «Металлургия».
Коржова, Р. В. Обогащение руд цветных металлов : учебное пособие / Р. В. Коржова. - Москва : Изд. Дом МИСиС, 2012. - 55 с. - ISBN 978-5-87623-581-7. - Текст : электронный. - URL: https://znanium.com/catalog/product/1242495 (дата обращения: 24.04.2024). – Режим доступа: по подписке.
Фрагмент текстового слоя документа размещен для индексирующих роботов. Для полноценной работы с документом, пожалуйста, перейдите в ридер.
МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РФ 

ФЕДЕРАЛЬНОЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ АВТОНОМНОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ  
ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ  
«НАЦИОНАЛЬНЫЙ ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ «МИСиС» 

 

 
 
 

 

 

 

 
 

 

№ 2038 

Кафедра обогащения руд цветных и редких металлов

Р.В. Коржова 
 
 

Обогащение руд цветных
металлов 

 

Учебное пособие 

Рекомендовано редакционно-издательским 
советом университета 

Москва  2012 

УДК 622.7 
 
К66 

Р е ц е н з е н т  
канд. техн. наук Л.М. Леонова 

Коржова, Р.В. 
К66  
Обогащение 
руд 
цветных 
металлов : учеб. 
пособие / 
Р.В. Коржова. – М. : Изд. Дом МИСиС, 2012. – 55 с. 
ISBN 978-5-87623-581-7 

Учебное пособие содержит методические рекомендации по выполнению 
курсовой работы по дисциплине «Обогащение руд цветных металлов». Студенты получают навыки расчетов схем обогащения, баланса металлов и основного оборудования. 
Предназначено для студентов специальности «Металлургия цветных металлов», обучающихся по направлению 150100 «Металлургия». 

УДК 622.7 

ISBN 978-5-87623-581-7 
© Р.В. Коржова, 2012 

ОГЛАВЛЕНИЕ 

1. Выбор и расчет cхем дробления, дробилок и грохотов ....................4 
2. Bыбор и расчет схемы измельчения, мельниц 
и гидроциклонов.....................................................................................18 
3. Расчет баланса металлов и качественно-количественной 
схемы флотации моно- и полиметаллических руд..............................28 
4. Выбор и расчет флотомашин.............................................................36 
Литература ..............................................................................................42 
Приложения ............................................................................................43 
 

1. ВЫБОР И РАСЧЕТ CХЕМ ДРОБЛЕНИЯ,  
ДРОБИЛОК И ГРОХОТОВ 

Выбор схемы дробления 

Исходные данные: производительность фабрики 16 500 т/сут; 
крупность максимального куска руды, поступающего на фабрику, 
Dmax = 1000 мм; крупность максимального куска руды, направляемого в мельницу, dmax = 10 мм. 
Расчет схемы дробления осуществляется с целью определения 
выхода (%) и массы продуктов (т/ч) во всех операциях схемы. Эти данные необходимы для выбора и расчета оборудования для дробления и 
грохочения. Порядок расчета схемы дробления проводится для трехстадиальной схемы с совмещением операций предварительного и поверочного грохочения в III стадии (рис. 1.1), так как в открытом цикле невозможно получить дробленый продукт крупностью 10 мм. На схеме римскими цифрами обозначены операции, арабскими – продукты. 
1. Определяется общая степень дробления S0 = D1 / d11, 
где D1 = 1000 мм , d11 = 10 мм: 
 
S0 = 1000 : 10 = 100 
2. Назначаются степени дробления в отдельных стадиях: 
S1 = 4,34; S2 = 4,5; S3 = 5,12; 
S0 = S1S2S3, = 4,34 ⋅ 4,5 ⋅ 5,12 = 100. 
3. Определяется условная максимальная крупность продуктов после каждой стадии дробления:  
после I стадии  
d1 = Dmax/S1 = 1000 : 4,34 = 230 мм; 
после II стадии 
d2 = Dmax/S1S2 = 1000 : (4,34 ⋅ 4,5) = 50 мм; 
после Ш стадии 
d3 = Dmax/S1S2S3 = Dmax/ S0 = 
 
= 1000 : (4,34 . 4,5 ⋅ 5,12) = 1000 : 100 = 10 мм. 
4. Для каждой стадии дробления определяется ширина разгрузочного отверстия (щели) дробилок в зависимости от условной максимальной крупности дробленых продуктов по формуле 
 
i = D/Z, 
 (1.1)  
где i – ширина разгрузочного отверстия дробилки, мм;  
D – максимальный размер куска, поступающего на дробление, мм;  
Z – отношение размера максимального куска дробленой руды к 
ширине разгрузочного отверстия дробилки (условная максимальная крупность). 

Рис. 1.1. Трехстадиальная схема дробления 

Для крупного дробления руды средней твердости принимается 
Z1 = 1,5…1,8; для среднего дробления – Z2 = 2,1…3,2 и для мелкого 
дробления Z3 = 2,5...3. 
Тогда: 
i1 = d1 / Z1 = 230 : 1,5 = 153 мм (принимается 150 мм);  
i2 = d2 / Z2 = 50 : 2 = 25 мм (принимается 25 мм); 
i3 = d3 / Z3 = 10 : 2,5 = 4 мм (принимается 6 мм, так как разгрузочная 
щель дробилок мелкого дробления не может быть меньше 5…6 мм). 
В I стадии дробления при больших размерах разгрузочного отверстия (> 100 мм) мелкая руда свободно проходит через дробилку, и 
предварительное грохочение способствует повышению пропускной 
способности всего узла грохот–дробилка. Поэтому, если дробилка, 
выбранная по размеру поступающего куска, обеспечивает заданную 

производительность по исходной руде с запасом 15…20 % без установки грохота, то предварительное грохочение не предусматривается. 
Предварительное грохочение следует применять при достаточно 
высоком содержании отсеиваемого класса в исходном материале (не 
менее 14 %), а также при высокой влажности руды, когда значительно понижается производительность дробилки (табл. 1.1). 

Таблица 1.1 

Предельное содержание отсеиваемого класса в исходной руде, 
при котором оправдывается предварительное грохочение перед дроблением 

Степень дробления 
Показатели 
2 
3 
4 
5 
6 
7 

Предельное содержание отсеиваемого класса, % 
28 
26 
21 
17
15 
14

Содержание отсеиваемого класса при прямолинейной характеристике крупности исходной 
руды, % 
50 
33 
25 
20
16,7 14,2

Во II в III стадиях дробления предварительное грохочение обязательно во всех случаях: тем самым обеспечивается соблюдение основного принципа – не дробить ничего лишнего. Дробилки III стадии на 
современных фабриках работают с предварительным и поверочным 
(контрольным) грохочением. Операции поверочного (контрольного) 
грохочения имеют целью возвратить в дробилку избыточный по крупности продукт (крупные куски, содержащиеся в дробленом продукте, 
размер которых больше ширины разгрузочного отверстия дробилки). 
Крупность дробленого продукта 10…12 мм, оптимальная для измельчения в шаровых мельницах, может быть получена на конусных дробилках мелкого дробления только в замкнутом цикле с грохотами.  
На основании исходных данных к расчету принимается схема 
дробления, представленная на рис. 1.1.  
Для расчета схем дробления и выбора дробилок и грохотов необходимо пользоваться характеристиками крупности исходной руды и 
продуктов дробления, представленными на рис. 1.2. 
5. Рассчитываются выходы продуктов дробления и грохочения 
Находится производительность отделения дробления по формуле 

 

ф
ф
др
др

,
kQ m
Q
nm
=
 
(1.2) 

где k – коэффициент неравномерности, равный 1,1;  
Qдр – производительность отделения дробления, т/ч;  
Qф – производительность фабрики, т/сут; 

n – число часов работы дробильного отделения в сутки (в зависимости от производительности дробилки принимается равным 
7, или 14, или 21 ч);  
mф, mдр – число дней работы в неделю фабрики и отделения 
дробления соответственно. 

 

Рис. 1.2. Ситовые характеристики: 

 1 – исходной руды; 2 – дробленой руды (после I стадии) 

Для рассматриваемого случая принимается 6-дневная рабочая неделя в три смены по 7 ч (тдр = 21 ч). 
Тогда Qдр = (1,1·16500 ·7) : (21 ⋅ 6) = 687 т/ч. 
Следовательно, количество руды, поступающей на грохочение I 
(см. рис. 1.1): 
 
Q1 = Qдр = 687 т/ч. 
Количество подрешетного продукта Q2 (т/ч) определяется по ситовой характеристике, проведенной на рис. 1.2: 
 
Q2 = Q1β1Ε1, 

где β1 – содержание класса –230 мм, доли ед.;  
Ε1 – эффективность грохочения, доли ед. 

Сделано допущение: в исходной руде и продуктах дробления куски разной крупности распределены равномерно и ситовые характеристики носят прямолинейный характер.  

По графику условного ситового анализа находится содержание зерен 
крупностью менее 230 мм в исходной руде: β1
–230 мм = 23 %, или 0,23.  
Если принять эффективность грохочения колосникового грохота 
Ε1 = 55 %, или 0,55, то Q2 = 687 · 0,23 · 0,55 = 87 т/ч.  
Количество надрешетного продукта Q3, идущего в дробилку 
крупного дробления (I стадии): Q3 = Q1 – Q2 = 687 – 87 = 600 т/ч. 
Перед II стадией дробления к установке принимается вибрационный грохот с эффективностью грохочения Ε2 = 80 %, или 0,8. По графику условного ситового анализа находится содержание зерен крупностью менее 50 мм в дробленом продукте I стадии дробления. Оно 
равно 22 %. Тогда масса подрешетного продукта  

 
Q6 = Q5 = Q1β1
–50, Ε2 = 687 · 0,22 · 0,8 = 121 т/ч. 

Количество надрешетного продукта, идущего в дробилку II стадии, 

 
Q7 = Q1 – Q6 = 687 –121 = 566 т/ч. 

Перед III стадией дробления к установке принимается вибрационный грохот с эффективностью грохочения Е3 = 85 %, или 0,85. 
Циркулирующая нагрузка С обычно составляет 100…200 %, можно принять С = 120 %. 
Количество руды, поступающей на грохочение III, равно: 
Q10 = Q9+ Q13 = Q1+ Q13; 
Q13 = Q1+ Q1·1,2; 
Q11 = Q1. 
Количество руды, поступающей в III стадию дробления, с учетом циркулирующей нагрузки, составит: Q12 = Q13 = Q1·1,2 = 687·1,2 = 824 т/ч 
Количество руды, поступающей на грохочение III, с учетом циркулирующей нагрузки 

 
Q10 = Q9 = Q1 + Q13 = 687 + 824 = 1511 т/ч. 

Выбор дробилок 

Выбор типоразмера дробилок зависит от требуемой производительности, крупности исходного и дробленого продуктов. Дробилку 
для I стадии дробления следует выбирать таких размеров, чтобы необходимая производительность обеспечивалась одной, максимум – 
двумя дробилками. 
I стадия дробления (крупное дробление): поступает Q3 = 600 т/ч; 
Dmax = 1000 мм; выпускное отверстие дробилки 150 мм. Возможны 
два варианта: либо две дробилки ЩДП 12×15 (табл. 1.2) производи
тельность каждой из которых составляет 280 м3/ч (448 т/ч при степени загрузки 0,66), либо одна ККД-1200/150 (табл. 1.3) с производительностью 560 м3/ч, с коэффициентом загрузки K1 = Qнеобх/Qпасп = 
= 600 : (560 · 1,6) = 600 : 896 = 0,66, где 1,6 – насыпная масса руды, 
т/(м3 ⋅ ч), для пересчета м3/ч в т/ч. 

Таблица 1.2 

Техническая характеристика щековых дробилок 

Дробилки щековые 
с простым качанием щеки 
Дробилки щековые со 
сложным качанием щеки 

Параметры 
ЩДП9×12 
(СМД111) 

ЩДП12×15 
(СМД59А) 

ЩДП15×21 
(СМД117) 

ЩДС-Ι2,5×9 
(СМ166А) 

ЩДСΙΙ-4×9 
(СМ741) 

ЩДС-Ι6×9 
(СМ16Д) 

Производительность, 
м3/ч 
180 
280 
600 
14 
25 
55 

Размеры загрузочного отверстия, мм 
900×1200 1200×1500 1500×2100 250×900 400×900 600×900

Ширина разгрузочного отверстия, мм 
130 
150 
180 
20…60 
40…80 75…125

Эксцентриситет вала 
40 
35 
42 
12 
12 
19 

Наибольший размер 
кусков в питании, мм 
750 
100 
1300 
 
 
 

Электродвигатель:  
мощность, кВт 
90 
160 
250 
40 
40 
55 

Частота вращения, 
мин–1 
720 
730 
490 
1470 
980 
725 

Масса дробилки без 
электрооборудования, т 
74,5 
143,3 
241,2 
8 
9,55 
20 

Таблица 1.3 

Техническая характеристика конусных дробилок для крупного дробления 

Параметры 
ККД500/90 
ККД900/140 
ККД- 
1200/15 
ККД- 
1370/ 
ККД- 
1500/180 
ККД- 
1500/300 

Производительность, 
м3/ч 
150 
320 
560 
– 
1150 
2300 

Ширина приемной 
щели, мм 
500 
900 
1200 
1370 
1500 
1500 

Ширина разгрузочной щели, мм 
90 
140 
150 
– 
180 
300 

Максимальный размер питания, мм 
400 
750 
1000 
1100 
1200 
1200 

Число качаний дробящего конуса, мин–1 
160 
140 
100 
– 
80 
80 

Окончание табл. 1.3 

Мощность электодвигателей, кВт 
110 
260 
2×200 
– 
2×400 
2×400 

Габаритные размеры, мм: 
длина 
диаметр 
высота 

 
 
3350 
2500 
5300 

 
 
7000 
4000 
7500 

 
 
12 500 
5000 
9000 

 
 
– 
– 
– 

 
 
15 000 
6000 
10 600 

 
 
15 000 
6300 
11 800 

Масса дробилки, т 
50 
150 
245 
– 
450 
675 

К установке в I стадии дробления принимается одна дробилка 
ККД-1200/150, как наиболее экономически выгодный вариант. 
II стадия дробления (среднее дробление): поступает Q7 = 566 т/ч; 
диаметр максимального куска руды 230 мм (Dmax = 230 мм), выпускное отверстие (разгрузочная щель) дробилки 25 мм. К установке 
принимается одна дробилка КСД-2200Т (табл. 1.4), с производительностью 180…360 м3/ч при ширине разгрузочной щели 15…30 мм. 
Методом интерполяции рассчитывается производительность дробилки КСД 2200Т с щелью 25 мм: 
Qдр = 180 + {(25 – 15) : (30 – 15)} (360 – 180) = 300 м3/ч; 
K2 = Qнеобх/Qпасп = 566 : (300 · 1,6 ·2) = 0,6. 

Таблица 1.4 

Техническая характеристика конусных дробилок для среднего дробления 

Параметры 
КСД600 
КСД900 
КСД- 
1200 

КСД1750 
Гр 

КСД1750Т

КСД- 
2200Гр

КСД2200Т

КСД3000 

Диаметр основания 
дробящего конуса, мм
600 
900 
1200 
1750 
1750 
2200 
2200 
3000 

Ширина приемной 
щели, мм 
75 
115 
170 
215 
250 
275 
350 
475 

Ширина разгрузочной щели, мм 
12...25 15...50 20...50 25...60 15...30 30...60 15…30 15…40

Максимальный размер кусков в питании, мм  
75 
100 
150 
200 
160 
300 
250 
400 

Производительность, 
м3/ч 
До 35 30...45 70...105 170...

320 
100...
190 
360... 
610 
18… 
360 
275…

700 

Мощность электродвигателя, кВт 
30 
55 
75 
160 
160 
250 
250 
– 

Габаритные размеры, мм: 
длина 
диаметр 
высота 

 
 
1570 
1250 
1450 

 
 
2790 
1840 
2250 

 
 
3300 
2600 
3500 

 
 
3850 
3050 
4400 

 
 
5000 
3620 
5100 

 
 
– 
– 
– 

 
 

Масса дробилки, т 
5 
11 
24 
47 
85 
– 
 
 

Следовательно, необходимую производительность могут обеспечить две дробилки среднего дробления КСД 2200Т. 
Производительность дробилки с разгрузочной щелью 25 мм может 
быть найдена упрощенным методом путем составления пропорции: 
30 мм – 360 м3/ч; 
25 мм – х; 
х = 300 м3/ч. 
III стадия дробления (мелкое дробление): поступает Q12 = 824 т/ч; 
Dmax = 50 мм, необходимая разгрузочная щель дробилки принята 
равной 6 мм. Принимается к установке конусная дробилка мелкого 
дробления. При горизонтальном расположении дробилок в отделении мелкого и среднего дробления можно устанавливать любое расчетное число дробилок (четное или нечетное по отношению к дробилкам II стадии). На обогатительных фабриках в этом случае предусматривается перегрузочный узел и распределительный бункер. При 
выборе дробилок II и III стадий следует принимать к установке дробилки одного размера, а не одного типоразмера. Например, если во 
II стадии к установке приняты дробилки КСД-2200Т, то и в III стадии 
надо установить дробилки КМД-2200Т, а не КМД-1750 ГР. Дробилка 
КМД-2200 имеет производительность 75 м3/ч при разгрузочной щели 
5 мм, а при 15 мм – 220 м3/ч (табл. 1.5). 

Таблица 1.5 

Техническая характеристика конусных дробилок для мелкого дробления 

Параметры 
КМД-1200 КМД-1750 КМД-2200 КМД-3000

Диаметр основания дробящего 
конуса, мм 
1200 
1750 
2200 
3000 

Ширина приемной щели, мм 
45 
100 
130 
200 

Ширина разгрузочной щели, мм 
3...13 
5...15 
5...15 
6...20 

Максимальный размер кусков 
в питании, мм 
35 
85 
100 
170 

Производительность, м3/ч 
12...55 
40...120 
75...220 
180...600 

Мощность электродвигателя, кВт 
75 
160 
280 
– 

Габаритные размеры, мм: 
длина 
диаметр 
высота 

 
3300 
2600 
3500 

 
3850 
3050 
4400 

 
5000 
3620 
5100 

 
– 
– 
– 

Масса дробилки, т 
24 
47 
85 
– 

Проектируемая к установке дробилка при разгрузочной щели 6 мм будет иметь производительность 90 м3/ч (рассчитано методом интерполяции). 
Требуемую производительность, равную 824 т/ч, могут обеспечить 8 дробилок при коэффициенте загрузки Kз = 824 : (90 · 1,6 · 8) = 0,715. 

Доступ онлайн
2 000 ₽
В корзину