2. Выбор и обоснование схемы обогащения проектируемой фабрики

Технологическая схема обогащения предусматривает трехстадиальное дробления руды от 700 до 8 мм с замкнутым циклом в последней стадии с грохотом. В I стадии измельчения установлены стержневые мельницы в открытом цикле.

Так как кассетирит тонковкрапленный, то отсадку в голове процесса не принимаем.

Ввиду значительной разницы в плотностях разделяемых минералов и неравномерной вкрапленности принимаем гравитационную схему обогащения со стадиальным выделением обогащенного продукта из-за способности касситерита к ошламованию.

Поцикловое обогащение руды крупностью –2мм в основном осуществляется на столах с предварительной классификацией руды в гидравлических классификаторах, с целью подготовки материала к обогащению на столах по равнопадаемости в водной среде.

Все полученные промпродукты столов с целью доизвлечения из них ценного компонента перечищаются также на столах того же типа.

Принципиальную схему обогащения представляем четырьмя циклами обогащения: основным, промпродуктовым, хвостовым и шламовым.

Перед каждым циклом обогащения материал подвергается гидравлической классификации с целью подготовки материала к обогащению на столах по равнопадаемости в водной среде. Все полученные гидравлические классы направляются на концентрационные столы.

Шламы исходной руды направлены после классификации на столы с дальнейшей доводкой чернового концентрата.

Сливы гидравлических классификаторов и обезвоживающих аппаратов содержат значительное количество тонковкрапленного ценного компонента, поэтому они направляются в шламовый цикл, где обогащение происходит флотационным методом. Конечными продуктами флотации являются шламовый концентрат марки КОШ-3 и отвальные хвосты.

3. Расчет схемы дробления и выбор дробилок

3.1 Ориентировочный расчет схемы дробления и выбор дробилок

Часовую производительность фабрики определили по формуле:

,

где Q_ф.с. – суточная производительность проектируемой фабрики, т/сут;

К_в – коэффициент использования оборудования главного корпуса.

Предусматриваем одностадиальную схему измельчения, поэтому К_в=0,94 [5];

К_н – коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья. Согласно [5] в проекте принят К_н=1.

т/ч

Определим часовую производительность цеха дробления:

,

где Q_ф.с. – суточная производительность фабрики по руде, т/сут;

m – число смен в сутки;

n – расчетное (машинное) время работы оборудования, час.

В проекте обогатительной фабрики принято m=3, n=7.

т/ч

Для выбора дробилок в проекте использовали следующие технологические критерии:

1. твердость полезного ископаемого по шкале Протодъяконова принята равной 12 [6];

2. крупность дробленого продукта 12 мм согласно проектируемой обогатительной фабрике;

3. влажность руды – 3 % [6];

4. плотность руды – 2,7 т/м³ [6].

5. Насыпная плотность руды:

Объемная производительность цеха дробления:

Количество стадий дробления определяется крупностью руды, поступающей из рудника и крупностью конечного дробленого продукта, т.к. дробилки позволяют получать в одну стадию ограниченную степень дробления:

• дробилки крупного дробления – до 5;

• конусные дробилки среднего дробления в открытом цикле – до 6;

• конусные дробилки мелкого дробления в открытом цикле – до 5;

• конусные дробилки среднего и мелкого дробления в замкнутом цикле – до 8.

Для нашего случая выбираем трехстадиальную схему дробления (Рисунок 3.1).

Исходная руда

Рисунок 3.1 – Трехстадиальная схема дробления

Общая степень дробления определяется по формуле:

где D = 700 мм – крупность исходной руды; d =8 мм– крупность конечного дробленого продукта, мм.

Степень дробления S в стадии назначается близкой к средней по схеме, определенной по следующей формуле:

где n = 3 – число стадий дробления;

D=700 мм – крупность исходной руды;

d = 8 мм – крупность конечного дробленого продукта.

Оптимальное распределение степени дробления по стадиям достигается, когда степень дробления в последней стадии несколько увеличена по сравнению со средней, а в первой – несколько уменьшена.

Кроме того должно выполняться следующее условие:

Принимаем S₁ = 5; S₂ = 3,5; S₃ = 5.

Крупность дробленого продукта по стадиям определяют по формулам:

Разгрузочные отверстия дробилок рассчитывают исходя из коэффициента закрупнения z:

; ;

.

Так как коэффициент крепости руды по Протодьяконову f = 12, то руда по крепости является средней и z_I = 1,5 – для щековой дробилки (крупное дробление), z_I = 1,4 – для конусной дробилки (крупное дробление), z_II = 2 – для конусной дробилки (среднее дробление) [5, стр.48-49, табл.6].

Загрузочные отверстия дробилок рассчитывают исходя из номинальной крупности питания по формуле:

где Dн – номинальная крупность питания дробилки.

Результаты обоснования и базового расчета схемы дробления сводят в таблицу 3.1.

Таблица 3.1 – Исходные данные для расчета схемы дробления

Стадия, дробилка	Степень дробления	Крупность дробленого продукта, мм	Загрузочное отверстие, мм	Коэффициент закрупнения	Разгрузочное отверстие, мм
1-ая стадия, ЩДП	5	140	770	1,5	100
1-ая стадия, ККД	5	140	770	1,4	93
2-ая стадия, КСД	3,5	40	154	2	20
3-ая стадия, КМД	5	8	44		8
ВСЕГО	87,5