НОРМЫ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЕКТИРОВАНИЯ ФЛОТАЦИОННЫХ ФАБРИК ДЛЯ РУД ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ

 

ШИФР	ВНТП-21-86 МЦМ СССР

 

 

Утверждены Министерством цветной металлургии СССР

 

 

 

1. ВВЕДЕНИЕ

Настоящие ведомственные нормы технологического проектирования предназначены для обязательного применения при разработке проектов строительства новых, расширения, реконструкции и технического перевооружения действующих обогатительных флотационных фабрик на всех стадиях проектирования (ТЭО, проект, рабочий проект, или рабочая документация) следующих подотраслей цветной металлургии:

а) медной,

б) свинцово-цинковой,

в) никель-кобальтовой,

г) вольфрамо-молибденовой.

2. КРАТКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПЕРЕРАБАТЫВАЕМОГО СЫРЬЯ И ПРОДУКЦИЯ ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК

2.1. Важнейшие промышленные типы месторождений основных металлов по классификации запасов приведены в табл. 1. Руды металлов, указанных в табл. 1, весьма разнообразны и изменчивы по химическому и минералогическому составам, характеру вкрапленности и текстурно-структурным особенностям, степени окисленности, крепости, дробимости, измельчаемости, обогатимости. Классификация руд по крупности и характеру вкрапленности рудных минералов приведена в табл. 2. Классификация руд по крепости и абразивности приведена в табл. 3.

Таблица 1

Таблица 2

Таблица 3

2.2. Основной продукцией, выпускаемой обогатительными флотационными фабриками, перерабатывающими руды цветных металлов, являются кондиционные флотационные концентраты и товарные промпродукты (промежуточные продукты). Номенклатура продукции проектируемой фабрики должна быть указана в задании на проектирование.

2.3. Технический уровень и качество выпускаемой обогатительной фабрикой продукции должны соответствовать действующим стандартам и быть на уровне лучших отечественных и зарубежных образцов.

3. РЕЖИМ РАБОТЫ ЦЕХОВ, ФАБРИКИ. УРОВЕНЬ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ОСНОВНОГО ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ОБОРУДОВАНИЯ

3.1. Режим работы оборудования флотационных фабрик (измельчение, флотация, обезвоживание) принимать непрерывным при 365 днях в году.

3.2. Коэффициенты использования (К_В)^* и фонды машинного времени при агрегатном методе ремонта на месте установки дробилок крупного дробления принимать по табл. 4, дробилок среднего и мелкого дробления - по табл. 5, стержневых и паровых мельниц - по табл. 6, мельниц полусамоизмельчения - по табл. 7. Коэффициенты использования могут быть повышены при соответствующем увеличении коэффициента технического использования в ГОСТах или технических условиях на изготовление оборудования.

^* Отношение времени работы оборудования к времени принятого режима.

3.3. При технико-экономическом обосновании машиносменного способа ремонта коэффициенты использования мельниц принимать на 0,05 выше указанных в табл. 6 и 7, но не более 0,98.

Таблица 4

Таблица 5

Таблица 6

Таблица 7

3.4. Режим работы цехов фильтрации и сушки принимать по режиму работы главного корпуса, режим отгрузки готовой продукции железнодорожным транспортом принимать при 365 рабочих днях в году и 24 часов в сутки. Уровень использования фильтрующих и сушильных агрегатов принимать 0,8.

3.5. Режим работы хвостового хозяйства принимать по п. 3.1.

3.6. Режим работы цеха приготовления реагентов - по режиму работы главного корпуса (число дней в году) и одной рабочей смены в сутки продолжительностью 7 часов. При повышенных расходах реагентов, например, извести, соды, жидкого стекла и др. режим работы растворных участков принимать 2-х и 3-х сменным.

ПРИМЕЧАНИЕ:

В таблицах. 4, 5, 6, 7 значения К_В приведены применительно к дроблению и измельчению руд средней крепости (см. табл. 3). При дроблении и измельчении руд другой крепости значения К_В принимать с коэффициентом при дроблении руд:

мягких - 1,05 - 1,08; твердых - 0,95; весьма твердых - 0,90.

При измельчении руд:

мягких - 1,02 - 1,04; твердых - 0,99; весьма твердых - 0,96.

4. ТЕХНОЛОГИЯ ПЕРЕРАБОТКИ. КОМПЛЕКСНОЕ ИСПОЛЬЗОВАНИЕ МИНЕРАЛЬНОГО СЫРЬЯ И ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ПРОЦЕССОВ ОБРАБОТКИ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ

Общие положения

4.1. Основополагающим документом для разработки технологической схемы и разработки проектной документации обогатительных фабрик на всех стадиях проектирования является технологический регламент.

Состав, содержание, порядок разработки и утверждения технологического регламента изложены в отраслевой «Инструкции о порядке разработки, согласования и утверждения технологических регламентов и использования их при проектировании предприятий и объектов цветной металлургии», МЦМ СССР, 1985.

Усреднение качества руды

4.2. Усреднение качества руды на обогатительных фабриках в сменных и внутрисменных партиях необходимо предусматривать во всех случаях, когда колебания показателей качества от среднепланового (или другого базового уровня) в этих объемах превышают допустимый по технологическому регламенту уровень.

Усреднение качества руды на фабрике необходимо предусматривать в дополнение к мероприятиям по усреднению качества руды на руднике, как правило, на многослойных усреднительных 2-х штабельных складах, которые в зависимости от схемы рудоподготовки, принятой на фабрике, размещаются после операции крупного дробления (для схем полусамоизмельчения руды) или после мелкого дробления (для схем стандартного измельчения).

Рекомендуемые схемы усреднения для условий с разделением и без разделения на технологические сорта приведены на рис. 1 и 2.

4.3. Мероприятия по усреднению руды на руднике и фабрике должны быть комплексными, дополнять друг друга и обеспечивать снижение амплитуды колебаний всех показателей качества руды, оказывающих влияние на эффективность технологического процесса.

При селективной добыче и обогащении разных технологических сортов производится раздельное внутрисортовое усреднение, при валовой добыче и переработке производится усреднение общего потока руды.

4.4. На горно-обогатительных предприятиях при валовом усреднении целесообразно применять 2-х и 3-х стадиальные схемы усреднения, имея в виду, что первой стадией усреднения является операция планирования и управления качеством руды в процессах горных работ. При двухстадиальной схеме - во второй стадии усреднения предусматривать фабричный усреднительный склад.

Рис. 1 Принципиальные схемы усреднения руды для внутрисортового усреднения

Рис. 2 Принципиальные схемы усреднения руды для валового усреднения

При трехстадиальной схеме - во второй стадии усреднения предусматривать рудничный слоевой (реже сортовой или обменный) усреднительный склад, в третьей стадии усреднения - фабричный усреднительный многослойный усреднительный склад.

При совместном применении рудничного и фабричного усреднения руды задача рудничного склада обеспечить длительный интервал стабилизации (неделя, декада) и усреднение руды в сменных партиях (с минимальной степенью усреднения); задача фабричного усреднительного склада при минимальной вместимости (6 - 9 смен) обеспечить усреднение руды в сменных и часовых партиях, включая партии 10 - 50 тонн с высоким внутриштабельным усреднением (степень усреднения не меньше 10).

В табл. 8 приведена характеристика схем усреднения и ориентировочная вместимость фабричных усреднительных складов в зависимости от величины преобладающих частот колебаний качества руды в недрах.

4.5. В табл. 9 приведены характеристика и область применения усреднительных складов: склады пп. 1 - 3, как правило, применять как рудничные, склады пп. 5 - 6 - как фабричные.

4.6. При выборе и расчете усреднения производить определение глубины усреднения, степени усреднения и продолжительности периода стабилизации.

4.7. При расчете усреднения качества руды в качестве исходных данных использовать данные по оценке колебаний показателей качестве руды в недрах (в потоке с рудника) в сменных партиях и суточных (с оценками распределения дисперсии по периодам колебаний 0 - 1, 1 - 3, 3 - 21 и более 21 смен).

Для вновь проектируемых фабрик в качестве исходных использовать данные интервальных проб геологической разведки 10 - 15 метров.

Для действующих фабрик дополнительно использовать данные опробования буровзрывных скважин и руды при подаче на фабрику.

4.8. Усреднение пульпообразных продуктов осуществлять следующими способами:

- объединение и смешивание нескольких потоков пульпы,

- применение механических смесителей или технологического оборудования, выполняющего функции смесителей, например, сгустителей.

- компенсационное усреднение пульпы путем её накопления в различных емкостях и последующего смешивания.

- сдвиг фазы путем отсечения и задержки части пульпы.

Таблица 8

Таблица 9

Дробление

4.9. Максимальный размер куска в исходной руде, поступающей на фабрику, устанавливается организацией, проектирующей рудник.

Ширина пасти первичной дробилки должна быть на 10 - 15 % больше размера наибольших кусков в питании.

4.10. Максимальная крупность кусков конечного продукта дробления, поступающего в измельчение, не должна превышать, как правило, следующие размеры: для мельниц рудного само- и полусамоизмельчения 300 - 350 мм; для стержневых мельниц 15 - 20 мм; для шаровых 10 - 13 мм.

4.11. Получение конечных продуктов дробления крупностью 15 - 20 мм и 10 - 13 мм достигается при работе обычных конусных дробилок (КМД) в замкнутом цикле с грохотами. Получение конечных продуктов дробления, близких к указанной крупности возможно также в открытом цикле при условии применения в дробилках КМД футеровок специальной конструкции (продукт порядка 20 мм) и инерционных дробилок (продукт мельче 10 - 12 мм).

4.12. На рис. 3 приведены примеры трехстадиальных схем дробления с замкнутым циклом в последней стадии, рекомендуемых для применения на вновь проектируемых и реконструируемых фабриках при определенных конкретизированных условиях. Операция предварительного грохочения перед первой стадией дробления при наличии достаточного запаса в производительности дробилки, выбираемой по размеру максимального куска руды, необязательна.

4.13. Схемы дробления «а», «б», «в» имеют следующие технологические и эксплуатационные преимущества перед обычными - «традиционными» схемами:

- выделение перед второй стадией первичной мелочи - готового по крупности продукта (который может быть влажным и липким или сухим и пылящим) и вывод его кратчайшим путем из процесса нормализует работу всего последующего тракта дробления, грохочения и конвейерного транспорта, а также улучшает условия труда и сокращает число обслуживающего персонала;

- первичная мелочь, удаляемая из основного потока руды при наличии в ней шламистого материала и растворимых солей, ухудшающих результаты обогащения, может направляться в самостоятельный цикл обработки;

- буферная емкость крупнодробленой руды обеспечивает непрерывную, в рациональном режиме, работу оборудования второй и третьей стадии дробления с максимальной равномерной производительностью, регулируемой автоматически.

Рис. 3 Схемы стадиального дробления

Измельчение мелкодробленой руды стальной средой

4.14. Основные схемы измельчения стальной средой, рациональные для руд цветных и редких металлов, удовлетворяющие различным технологическим, экономическим и эксплуатационным требованиям, представлены на рис. 4. Конечная крупность измельчения характеризуется верхним и нижним пределом, в соответствии с которыми условно различаются: крупное, среднее и тонкое измельчение руды (табл. 10).

Таблица 10

Рудное само- и полусамоизмельчение

4.15. На рис. 5 приведены схемы рудного само- и полусамоизмельчения, приемлемые, по данным современной мировой практики, как при крупном, так и при среднем измельчении руды.

4.16. В приведенных схемах не показаны операции предварительного грохочения руды перед крупным дроблением и грохочением крупнодробленой руды на фракции плюс и минус 100 мм перед рудным само- и полусамоизмельчением. Вопрос об операции грохочения перед крупным дроблением должен решаться в соответствии с п. 4.12.

Флотация

4.17. Одностадиальные схемы флотации могут быть одноцикловыми или двухцикловыми, когда песковая и шламовая фракции флотируются раздельно. Одностадиальную схему с одним циклом флотации применять для монометаллических руд при следующих условиях:

- крупной вкрапленности и отсутствия склонности полезного, минерала к ошламованию;

- возможности получения кондиционного концентрата и отвальных хвостов при крупном измельчении руды.

Для руд, содержащих много первичных шламов и растворимых солей, более целесообразно применение схемы с раздельной флотацией песковой и шламовой фракций.

4.18. Двухстадиальные схемы флотации, представленные на рис. 8, могут быть одноцикловыми, двухцикловыми, трехцикловыми.

4.19. Флотация полиметаллических руд производится по более развитым и сложным схемам в зависимости от числа получаемых концентратов. На рис. 7 представлены принципиальные схемы флотации полиметаллических руд, содержащих три полезных компонента. Эти же схемы без цикла, относящегося к флотации третьего минерала, сохраняются и для биметаллических (свинцово-цинковых, медно-цинковых) руд. Главное различие между схемами, представленными на рис. 7, заключается в числе циклов, через которые проходит основной поток пульпы, содержащий пустую породу.

Рис. 4 Схемы измельчения руд стальной средой

*) Примечание: в стержневых мельницах.

Рис. 5 Схемы рудного само- и полусамоизмельчения

Рис. 6 Принципиальные двухстадиальные схемы флотации

Рис. 7 Принципиальные схемы флотации полиметаллических руд, содержащих три полезных компонента

4.20. Выбор принципиальной схемы флотации для отдельных типов полиметаллических руд производить в зависимости от минерального состава и содержания металлов. Экономические преимущества имеют схемы с предварительной коллективной флотацией: отвальные хвосты получаются при крупном измельчении руды, фронт флотомашин рудной флотации - наименьший, расход реагентов (депрессоров и активаторов) более низкий. Схему коллективной флотации следует принимать и при тонком измельчении руды (пример - свинцовая фабрика Алмалыкского ГМК).

4.21. Для руд, содержащих в свободном состоянии благородные металлы следует применять гравитационные способы их извлечения в цикле измельчения (отсадку, концентрацию на шлюзах и др.).

4.22. При обработке небогатых руд, содержащих крупные агрегаты полезных минералов, а также руд, разубоженных при добыче боковыми породами, и руд из старых отвалов, применять перед флотацией для удаления части крупных отвальных хвостов процесс обогащения в тяжелых суспензиях (в отдельных случаях отсадку).

Обезвоживание

4.23. Для обезвоживания концентратов флотационных фабрик применять стандартную схему, включающую операции сгущения, фильтрации и сушки. При высокой плотности концентрата (45 - 50 % твердого) Фильтрацию проектировать без сгущения.

4.24. Для сгущения шламистых продуктов, содержащих твердое широкого диапазона крупности, применять схему обезвоживания, состоящую из операций сброса крупных фракций в гидроциклонах и последующего сгущения слива гидроциклонов в сгустителях. Сгущение продуктов, не содержащих крупных классов, производить по схеме обезвоживания, состоящей лишь из операций сгущения в сгустителях.

4.25. Обезвоживание продуктов, допускающих или требующих сброса шламов размером 15 мкр и крупнее, следует осуществлять по схеме с применением операции обесшламливания в гидроциклонах.

4.26. Переливы фильтров и фильтрат необходимо направлять в сгустители или другие аппараты для сгущения и обезвоживания, установленные перед фильтрацией, с целью предотвращения потерь концентратов. Сливы сгустителей концентрата или промпродуктов возвращать в процесс или направлять в специальные отстойники.

5. ВЫБОР И РАСЧЕТ ОСНОВНОГО ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ОБОРУДОВАНИЯ

5.1. Расчет технологического оборудования следует производить с учетом коэффициента неравномерности питания, значения которого для основных аппаратов приведены в табл. 11.

Дробилки

5.2. В первой стадии дробления применять щековые или конусные дробилки крупного дробления. Щековые дробилки следует принимать к установке при небольшой и средней производительности, а также в случае дробления влажных, глинистых и вязких руд. При большой производительности и для дробления плитняковых руд более выгодной будет установка конусных дробилок.

При количестве щековых дробилок самого большого типоразмера больше двух следует устанавливать конусные дробилки.

Окончательное решение в пользу того или другого типа дробилки принимать после технико-экономического сравнения.

5.3. Производительность дробилок (Q) крупного дробления определять по их техническим характеристикам с учетом поправочных коэффициентов на условия работы по формуле:

Q = Q_к · g · k_f · k_w · k_кр, т/ч,

где Q_к - производительность дробилки при заданной разгрузочной щели, м³/ч;

g - насыпная плотность, т/м³;

k_f, k_w, k_кр - поправочные коэффициенты на условия работы. Принимать по табл. 12.

Таблица 11

5.4. Вторую и третью стадии дробления проектировать в конусных дробилках для среднего и мелкого дробления, В третьей стации дробления возможна установка конусных инерционных дробилок КИД, обеспечивающих высокую степень дробления в открытом цикле.

5.5. Производительность конусных дробилок (Q) среднего и мелкого дробления принимать по их техническим характеристикам с учетом поправочных коэффициентов на условия работы по формуле:

Q = Q_к · g · k_f · k_кр, т/ч,

где Q_к - производительность дробилки при заданной загрузочной щели, м³/ч;

g - насыпная плотность, т/м³;

k_f, k_кр - поправочные коэффициенты на условия работы. Принимать по табл. 13.

Таблица 12

Таблица 13

Грохоты

5.6. Для предварительного грохочения руды перед первой стадией дробления устанавливать колосниковые грохоты.

5.7. Для операций предварительного и контрольного грохочения в схемах дробления следует применять инерционные грохоты тяжелого типа.

При переработке руд с повышенной влажностью и глинистостью в операциях предварительного грохочения перед средним дроблением для выделения готового по крупности продукта использовать двухситные грохоты или каскад из 2-х односитных грохотов типа ГИТ.

5.8. Горизонтальные инерционные грохоты с самобалансным вибратором устанавливать для классификации в замкнутом цикле с мельницами рудного самоизмельчения, с мельницами со стальной дробящей средой при измельчении руд, содержащих легкошламующиеся полезные минералы, для промывки глинистых руд при их подготовке к процессу разделения в тяжелых суспензиях, а также для отмывки утяжелителя.

5.9. Для мокрого грохочения тонкоизмельченных руд редких металлов, например, оловянных, применять дуговые сита и грохоты тонкого грохочения.

5.10. Производительность инерционных грохотов по исходному материалу (Q) следует определять по формуле:

Q = F · q_баз. · g · k₁ · k₂ · k₃ · k₄ · k₅ · k₆, ^т/_ч,

где F - полезная площадь сита, м²;

q_баз. - базисная удельная объемная производительность, м³/м²ч, по табл. 14;

g - насыпная плотность материала, т/м³;

k₁…k₆ - поправочные коэффициенты на условия работы принимать по табл. 14.

Таблица 14

Мельницы

5.11. Стержневые мельницы применять в 1-ой стадии измельчения при обработке руд, содержащих легкошламующиеся полезные минералы (полиметаллические, свинцово-цинковые руды), а также при измельчении руд, обогащаемых гравитационными процессами (руды редких металлов).

5.12. При одностадиальном измельчении мелкодробленой руды до крупности 55 % (60 %) - 0,074 мм применять шаровые мельницы с разгрузкой через решетку или с центральной разгрузкой в зависимости от требований, предъявляемых к гранулометрическому составу продукта измельчения, крупности исходного питания и схемам классификации. В тех случаях, когда переизмельчение продукта является вредным для последующей его обработки, применять мельницы с решеткой.

5.13. При необходимости тонкого измельчения - во второй и третьей стадии рудного измельчения стальной средой и для доизмельчения промпродуктов - устанавливать шаровые мельницы с центральной разгрузкой. Для доизмельчения промпродуктов применять удлиненные шаровые мельницы с соотношением диаметра к длине равным 1 к 2 ÷ 2,5.

5.14. Для обогатительных фабрик большой производительности при одностадиальном измельчении мелкодробленой руды (не крупнее 13 мм) в аппаратах большой мощности рекомендуется применять шаровые мельницы с центральной разгрузкой, оборудованные бутарами, обеспечивающими надежную работу насосов, сопряженных с гидроциклонами.

5.15. Расчет стержневых и шаровых мельниц следует производить по удельной производительности и эффективности измельчения. Удельная производительность определяется по исходной руде или по вновь образованному расчетному классу на единицу рабочего объема барабана мельницы. Эффективность измельчения определяется в тоннах вновь образованного расчетного класса на 1 кВт. ч затраченной энергии. Удельная производительность и эффективность измельчения принимаются по результатам исследований измельчаемости руды или, исходя из удельной производительности, по вновь образованному классу эталонной мельницы, если известно значение коэффициента измельчаемости руды, намечаемой к переработке на проектируемой фабрике, по отношению к руде, измельчаемой на действующей эталонной фабрике. При грубом и среднем помоле за расчетный принимается класс минус 0,074 мм, при тонком и весьма тонком измельчении - минус 0,044 мм.

5.16. Расчет мельниц следует производить раздельно перед каждой стадией обогащения. На производительность мельниц помимо измельчаемости руды влияет эффективность классификации, а также выход хвостов, если в замкнутом цикле измельчения производится и операция обогащения.

5.17. При наличии значения удельной производительности эталонной мельницы и при известном коэффициенте измельчаемости удельная производительность выбираемой при проектировании мельницы должна быть рассчитана по формуле:

q_пр = q_эт · k_н · k_Д · k_т · k_L · k_Y · k_k · k_ψ,

где q_пр - удельная производительность проектируемой мельницы, т/м³час;

q_эт - то же для эталонной мельницы, т/м³час;

k_н - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемой эталонной руде и руде, намеченной к переработке;

k_т - коэффициент, учитывающий различие в типе эталонной и проектируемой к установке мельницы. Принимать по табл. 15.

Таблица 15

k_Д - коэффициент, учитывающий различие в диаметрах эталонной и проектируемой к установке мельниц. Принимать по табл. 16;

k_L - коэффициент, учитывающий различие в длинах эталонной и проектируемой к установке мельниц. Принимать по табл. 17;

k_ψ - коэффициент, учитывающий различие скорости вращения эталонной ψ₂ и проектируемой к установке мельниц ψ₁, определять по формуле:

,

где ψ₁ и ψ₂ - соответственно скорости в % от критической;

k_Y - коэффициент, учитывающий различия объемного заполнения эталонной Y₂ и проектируемой к установке мельниц Y₁, определять по формуле:

,

где Y₁ и Y₂ - соответственно степени заполнения мельниц шарами;

k_k - коэффициент, учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения эталонной и проектируемой к установке мельниц. Учитывать по табл. 18.

5.18. Содержание класса минус 0,074 мм в конечном продукте измельчения, в зависимости от его номинальной крупности при отсутствии конкретных данных, надлежит принимать по табл. 19.

5.19. Расчет проектируемых мельниц самоизмельчения производится по результатам полупромышленных или промышленных испытаний в мельницах диаметром не менее 1,8 м по формуле:

,

где Q_пр, Q_эт - производительности проектируемой и эталонной мельниц, т/час;

Д_пр, Д_эт - внутренние диаметры проектируемой и эталонной мельниц, мм;

L_пр, L_эт - длины проектируемой и эталонной мельниц, м;

m = 0,85; n - 2,6 - для крепких кристаллических руд;

n = 2,5 - для руд средней крепости с наличием разрушенных вмещающих пород;

n = 2,3 - 2,4 - для весьма глинистых разрушенных пород.

Таблица 16

Примечание: Коэффициент вычислен по формуле:

,

где Д₁ - диаметр барабана проектируемой мельницы;

Д₂ - диаметр барабана эталонной мельницы с учетом толщины футеровки.

Таблица 17

Примечание: Коэффициент вычислен по формуле:

,

где q - удельная производительность по вновь образованному расчетному классу крупности, т/м³/ч;

L - длина мельницы, мм;

1, 2 - индексы, соответственно относящиеся к проектируемой и эталонной мельницам.

Таблица 18

Примечание: значения k_к - для промежуточных значений крупностей исходного и конечного продуктов рассчитывать интерполяцией.

Таблица 19

Классификаторы

5.20. Применение механических (спиральных) классификаторов в силу их большой металлоемкости, высокой стоимости и значительных габаритов для использования в замкнутом цикле с шаровыми мельницами не допускается.

5.21. Классификаторы применять в операциях обезвоживания продуктов и при их отмывке от реагентов после десорбции реагентами.

5.22. При выборе типоразмера классификатора для работы в замкнутом цикле с мельницей мокрого самоизмельчения необходимо проверить возможность их самотечного сопряжения.

Гидроциклоны

5.23. В операциях поверочной классификации продуктов измельчения при крупности питания флотации 50 % -0,074 мм и тоньше следует, главным образом, применять гидроциклоны, как аппараты, обеспечивающие снижение капитальных затрат на оборудование и строительство зданий обогатительных фабрик.

5.24. В операциях контрольной классификации при установке в 1-ом приеме классификаторов следует применять только гидроциклоны.

5.25. Гидроциклоны применять для деления питания флотации на песковую и шламовую фракции при раздельном обогащении песков и шламов, для обезвоживания продуктов обогащения, а также в операциях обесшламования и отмывки от реагентов.

Флотомашины

5.26. Поток пульпы, поступающей в операцию флотации, рассчитывать по следующей формуле:

, м³/мин,

где Q - суточная производительность по твердому, т/сутки;

R - весовое отношение Ж : Т в пульпе;

δ - плотность твердой фазы, т/м³.

5.27. Тип флотационной машины с учетом назначения операции, для которой производится расчет гранулометрической характеристики материала, условий применения, выбирать согласно требований табл. 20.

5.28. Число ниток механических и пневмомеханических флотомашин принимать из условия обеспечения максимального потока пульпы в питании головной камеры.

Число ниток пневматических чановых машин определять, исходя из верхнего предела рекомендуемой их производительности, и установки в одной нитке, как правило, не более 3 камер.

5.29. По величине потока пульпы в головную камеру согласно объему камеры выбирать флотомашины для проектируемой фабрики.

5.30. Величину потока пульпы в головную камеру одной нитки определять по формуле:

, м³/мин,

где m - число ниток.

Для всесторонней оценки рекомендуется выполнить сравнительный расчет для вариантов установки импеллерных машин в одну или две нитки.

5.31. Для всех отобранных для расчета размеров флотомашин производить определение времени пребывания пульпы в головной камере τ по формуле:

, мин,

где υ_n - полезный объем камеры.

5.32. Для механических флотационных машин на потоках питания, соответствующих τ более 1 мин, применять машины камерного исполнения, а на потоках со значениями τ менее 1 мин - прямоточного исполнения.

5.33. Для пневмомеханических флотомашин на потоке с τ менее 1 мин применять машины без межкамерных перегородок, а при τ более 1 мин - машины с межкамерными перегородками, частично изолирующими камеры друг от друга.

Таблица 20

С учетом данных табл. 20 (графа 3) для выбранных вариантов исполнения машин из расчета исключить размеры, которые по пропускной способности не соответствуют величине потока в головную камеру.

5.34. Для учета влияния типа и исполнения флотомашины, масштабов испытаний, при которых велись исследования на обогатимость (лабораторные, полупромышленные или промышленные) следует вводить коэффициент перехода от периодического режима флотации к непрерывному - k. Он определяется по зависимостям рис. 8, полученным на основании обобщения промышленных данных эксплуатации механических и пневмомеханических флотомашин различных размеров при переработке руд цветных и редких металлов для операций межцикловой, основной и контрольной флотации. Сплошные части этих кривых отражают усредненные данные более 50 промышленных испытаний. Пунктирные части кривых построены методом экстраполяции.

5.35. С учетом коэффициента k время флотации в промышленных машинах в непрерывном режиме t принимать:

t = k·t_л,

где t_л - время флотации в лабораторной периодической машине механического типа, мин.

5.36. При реконструкции фабрик с установкой других типов машин время флотации подсчитывать по формуле:

,

где t - требуемое после реконструкции время флотации, мин;

t_ψ - фактическое время флотации в одной нитке флотационных машин, установленных на фабрике до реконструкции, мин;

k - коэффициент перехода для вновь устанавливаемых машин при времени пребывания пульпы в камере - τ;

k_ψ - коэффициент перехода для установленных на фабрике до реконструкции флотационных машин при фабричном времени пребывания пульпы в камере - t_ψ.

Коэффициенты k и k_ψ, определять по графикам рис. 8.

Рис. 8 Зависимость k от τ для флотационных машин различных типов.

5.37. Для каждого выбранного типоразмера флотационной машины необходимое к установке число камер подсчитывать по формуле:

,

где n - требуемое для операций флотации число камер в нитке;

V_H - объем пульпы, поступающей в одну нитку, м³/мин;

t - время флотации, необходимое для получения заданного извлечения в рассматриваемой операции, мин;

V_n - полезный объем одной камеры флотомашины, м³.

5.38. Количество камер для механических и пневмомеханических флотационных машин в операциях основной и контрольной флотации должно быть не менее 4.

Для пневматических машин чанового тина оптимальное количество камер в нитке составляет, как правило, 3.

5.39. Выбор и расчет необходимого количества флотомашин пенной сепарации следует производить, исходя из тоннажа по сухому твердому материалу, поступающему в операцию, производительности аппарата, указанной в технической характеристике, и необходимого времени флотации.

5.40. Перемешивание пульпы, агитацию флотационными реагентами производить в специальных контактных чанах. Аэрацию пульпы производить либо в контактных чанах, либо в специальных емкостях, оборудованных системами диспергирования воздуха (газа).

5.41. Расчет объема контактных чанов V_ч, м³ и аэраторов вести, исходя из полного потока пульпы V_H м м³/мин и требуемого времени контактирования пульпы с реагентами или воздухом (газом) t_k (мин) по формуле:

V_ч = V_H · t_k,

Оборудование для обесшламливания и обезвоживания концентратов и промпродуктов

5.42. Сгущение концентратов и промежуточных продуктов производить в стандартных радиальных сгустителях и в сгустителях пластинчатого типа^*, а обесшламливание - в гидроциклонах, сгустителях и гидросепараторах.

^* сгустители пластинчатого типа находятся в стадии промышленных испытаний.

Для разгрузки сгустителей применять центробежные насосы с регулируемым числом оборотов для их использования в системе автоматического поддержания плотности песков.

5.43. Определение необходимой площади сгущения и выбор удельных нагрузок по твердому при сгущении следует производить по нормам удельной производительности. Нормы удельной производительности при сгущении концентратов приведены в табл. 21.

5.44. Требования по выбору типа вакуум-фильтра в зависимости от характеристики фильтруемого концентрата приведены в табл. 22.

5.45. Расчет требующейся фильтрующей поверхности производить по нормам удельной производительности. Нормы удельной производительности вакуум-фильтров приведены в табл. 23; нормы расхода воздуха для выбора вакуум-насосов и воздуходувок - в табл. 24 и 25.

5.46. Вакуум при фильтрации рекомендуется принимать в пределах до 80 % от абсолютного давления воздуха на отдувке кека - от 0,25 до 0,5 кг/см².

5.47. Выбор схемы вакуум-фильтровальной установки должен учитывать конкретные условия производства. Схемы фильтровальных установок отличаются способом отвода фильтрата из ресиверов - принудительно или самотеком, а также отвода фильтрата из зон набора и подсушки кока - раздельно или совместно.

При самотечном отводе фильтрата из ресивера длина барометрической трубы должна соответствовать рабочему разрежению.

Принципиально возможна групповая компоновка нескольких фильтров на один ресивер большого объема.

Таблица 21

Таблица 22

^* Возможна подача питания с содержанием 30 % класса -0,074 мм.

Таблица 23

Таблица 24

^* для магнетитового концентрата - до 3,2 м³/(м² мин)

Примечания: 1. Растрескивание осадка повышает расход воздуха в 1,2 - 1,8 раза;

2. При промывке осадка на фильтре расход воздуха снижается в 1,2 - 1,3 раза;

3. Расходы воздуха указаны при разрежении всасывания у вакуум-насоса.

Таблица 25

Примечания: 1. Большие значения расхода воздуха берутся для неплотных фильтровальных тканей и при фильтрации через сетку;

2. Меньшие значения - в случае применения плотных тканей.

5.48. Схема фильтрации с самотечным отводом фильтрата из ресиверов более надежна в технологическом отношении, однако её применение приводит к большим по сравнению со схемой с принудительным отводом фильтрата капитальным затратам, вызываемым необходимостью расположения площадки вакуум-фильтров и ресиверов на высоте гидрозатвора (не менее 9 м), над отметкой пола отделения фильтрации. Окончательное решение в пользу той или другой схемы рекомендуется принимать после технико-экономического сравнения.

5.49. При промывке кека применять раздельный отвод фильтрата из зон набора и подсушки. Для удаления маточного раствора и промывной жидкости устанавливать отдельные ресиверы, подсоединяемые к соответствующим патрубкам распределительных головок фильтра. Фильтрат из ресиверов удалять раздельно.

Тяжелосредные сепараторы

5.50. Выбор и расчет сепараторов для обогащения руд в тяжелых суспензиях, а также оборудования для дренажа суспензии, отмывки утяжелителя и размагничивания регенерированной суспензии производить в соответствии с их техническими характеристиками.

5.51. Расчет электромагнитных сепараторов для регенерации суспензии производить в следующем порядке:

- определяется масса регенерируемого утяжелителя (ферросилиция) (Q_y) по формуле:

, т/ч,

где δ_y, δ_c - плотность утяжелителя и суспензии;

R - расход регенерированной суспензии, м³/ч.

R определяется по формуле:

, м³/ч,

где Q - производительность тяжелосредного сепаратора по руде, т/ч;

W - влажность руды в долях ед.;

δ_c´ - плотность регенерированной суспензии (концентрата электромагнитных сепараторов).

- по известной Q_y и технической характеристике электромагнитного сепаратора определяется их количество.

Отсадочные машины

5.52. Отсадочные машины с подвижным решетом принять в основных операциях на классифицированном материале. Однако в этом случае перед отсадкой необходимо удалить из исходного питания класс крупности 2 - 0 мм.

5.53. Диафрагмовые отсадочные машины применять для предварительного обогащения и для получения готовых концентратов при извлечении из оловянных руд крупнозернистого касситерита. Более крупную руду перед отсадкой необходимо подвергать грохочению на отдельные классы, а мелкую - классификации или обесшламливанию. Грохочение производят по крупности 3 (2) мм и более, а классификацию - по крупности 0,5 мм. На диафрагмовых отсадочных машинах производить отсадку золотосодержащих руд и лежалых хвостов амальгамации в циклах измельчения для получения чернового концентрата.

5.54. Для выбора отсадочной машины пользоваться табл. 26.

Таблица 26

Концентрационные столы

5.55. Концентрацию на столах применять для обогащения руд олова, вольфрама, редких и благородных металлов крупностью 0,01 - 3 мм. Концентрационные столы использовать в циклах гравитационной доводки черновых концентратов, полученных на шлюзах, а также для обработки продуктов гидравлической классификации при комбинированной гравитационно-флотационной схеме обогащения руд.

5.56. Для получения высоких технологических результатов осуществлять обесшламливание в гидроциклонах, механических классификаторах и конусах, сгущение с оптимальным содержанием твердого в питании 20 - 25 % и классификацию материала на гидравлических классификаторах с получением 4 - 6 классов, каждый из которых обогащается отдельно.

5.57. Для ориентировочного определения оптимальной производительности концентрационного стола любого размера при работе на рудах различной плотности пользоваться формулой:

,

где δ_р, δ₁, δ₂ - плотность руды, тяжелой и легкой фракций, г/см³;

F - площадь деки при оптимальном отношении длины к ширине, м²;

d_ср - средний диаметр частиц обогащаемого материала, мм;

K - число дек.

Винтовые сепараторы

5.58. На флотационных обогатительных фабриках винтовые сепараторы применять при извлечении олова и редких металлов в голове процесса флотации, в замкнутом цикле измельчения и для дообогащения флотационных хвостов.

Производительность винтовых сепараторов (Q) определять по формуле:

,

где k_n - коэффициент, зависящий от обогатимости материала (для труднообогатимых руд k_n принимается 0,4, для легкообогатимых - 0,7, среднее значение 0,6);

γ_n, γ₁, γ₂ - плотность соответственно исходного материала, тяжелых и легких минералов, т/м³;

Д - диаметр сепаратора, м;

N - число желобов;

d_max - максимальный размер частиц обогащаемого материала.

Сушильное оборудование

5.59. Расчет сушильных барабанов заключается в определении необходимого суммарного объема сушильного пространства. Объем сушилок следует подсчитывать по допустимой напряженности по испаряемой влаге, которая зависит от свойств материала, подвергаемого сушке, его начальной и конечной влажности, температуры газов на входе в сушилку и выходе из нее, типа сушилки, скорости потока газа и качества топлива. Конечную влажность принимать в соответствии с требованиями технологии последующей обработки или требованиями ГОСТа или ТУ. Напряженности барабанных сушилок прямого действия по испаряемой влаге приведены в табл. 27.

Таблица 27

Резервирование оборудования

5.60. Резерв основного технологического оборудования предусматривать: для грохотов - при установке их в отдельно стоящих зданиях (15 - 20 %), гидроциклонов и связанных с ними насосов (100 %), насосов для перекачки продуктов обогащения (100 %), воздуходувок для флотомашин и вакуум-насосов для фильтрации концентратов (15 - 20 %).

6. ВНУТРИФАБРИЧНЫЙ НЕПРЕРЫВНЫЙ ТРАНСПОРТ

Конвейерный транспорт

6.1. Угол наклона конвейера (участка) с гладкой лентой может быть до 16 - 20°, этот угол зависит от свойств груза и степени заполнения и желобчатости ленты, наличия подпора груза и бортов и др.

6.2. Радиусы криволинейных выпуклых и вогнутых участков не должны быть менее рекомендуемых или получаемых расчетом. Вогнутые участки должны проверяться расчетом при пусковом режиме.

6.3. Для конвейеров длиной от 200 до 500 м применять резинотканевые ленты, для конвейеров большей длины - резинотросовые. Применение резинотросовых лент для трасс с криволинейным выпуклым участком - недопустимо.

6.4. Для промежуточной разгрузки конвейеров применять разгрузочные тележки, плужковые сбрасыватели принимать в исключительных случаях.

6.5. Расчетная производительность конвейеров не должна быть больше максимально допустимой объемной производительности (V_о), значения которой в зависимости от ширины ленты (B), угла наклона конвейера b и угла наклона боковых роликов роликоопор a_р при скорости ленты v = 1,0 м/с приведен в табл. 28.

6.6. Угол естественного откоса груза в покое принимать 35 - 40°. Производительности при скоростях ленты, отличающихся от v = 1,0 м/c, получать путем умножения табличных значений на значения фактической скорости.

6.7. Для уменьшения просыпи груза с ленты а также повышения устойчивости ленты против её схода, роликоопор применять с углом наклона боковых роликов 30°.

Таблица 28

6.8. Для обеспечения лучших условий уборки просыпи и пыли из-под конвейера, а также улучшения условий эксплуатации галерей применять подвеску конвейеров к покрытию галерей.

6.9. Расчет, выбор оборудования, ленты, средств автоматизации и техники безопасности производить в соответствии с действующими ГОСТами, Едиными правилами безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окусковании руд и концентратов, СНиПами, ТУ, нормалями и пособиями.

Гидротранспорт продуктов обогащения

6.10. Необходимый напор для принудительного гидротранспорта определять по формуле:

,

где P - необходимый напор, м;

ρ_n - плотность пульпы, кг/м³;

ρ_в - плотность жидкой фазы, кг/м³;

η_геод - геодезический перепад отметок между конечной и начальной точками пульповода, м;

L - длина трубопровода, м;

k - коэффициент, учитывающий местные потери, принимать от 1,25 до 1,5;

i_см - удельные гидравлические потери рассчитывать по формуле:

,

где i_см - удельные гидравлические потери.

При P < 0 самотечный транспорт обеспечен, если P > 0 - нет, т.е. необходима установка насоса.

6.11. Диаметр трубопровода подбирать по условию обеспечения скорости пульпы не ниже критической, при которой не происходит заиление трубопровода при заданной плотности пульпы и крупности твердых частиц^*.

^*Для технологических трубопроводов допускается работа с частичным заилением, снижающим износ труб.

6.12. Для ориентировочных расчетов критической скорости (v_кр) при крупности частиц от 0,05 до 0,5 мм и расходах от 0,2 до 1,0 м³/с пользоваться формулой:

, м/с

где g - ускорение силы тяжести, м/c²;

d_ср - средневзвешенный диаметр твердых частиц, мм;

ρ_т, ρ_в, ρ_п - плотность твердой, жидкой фазы и пульпы соответственно, кг/м³.

6.13. Характеристику напорного трубопровода строить по данным необходимого напора, определяемого по формуле расчета при различных расходах пульпы больше критического, определяемого по формуле:

,

где v_кр - критическая скорость потока пульпы, м/с;

Д - диаметр трубопровода, м.

Рекомендуется принимать насос, точка пересечения характеристики которого с характеристикой трубопровода (режимная точка) соответствует расчетному расходу пульпы или превышает его не более, чем на 20 - 30 %. При этом необходимо учитывать, что по мере износа приточной части насоса его характеристика слипается.

При превышении расхода насоса над расчетным более чем на 20 - 30 % применять снижение характеристики насоса путем уменьшения числа оборотов двигателя или путем изменения диаметра рабочего колеса насоса.

7. КОНТРОЛЬ КАЧЕСТВА ПРОДУКТОВ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ ОБОГАЩЕНИЯ

7.1. Система контроля должна обеспечивать количественный учет и качественный контроль обогащения руд на обогатительной фабрике с целью:

- составления технологического и товарного баланса основных металлов;

- оценки качества отгружаемых товарных концентратов по содержанию основных и примесных металлов;

- оперативного технологического контроля за ходом процессов обогащения.

При одновременном проектировании АСУТП и АСАК задачи оперативного технологического контроля решаются техническими средствами АСАК и АСУТП.

7.2. В схеме контроля должны быть предусмотрены точки отбора проб или замера контролируемых параметров непосредственно в технологическом потоке для качественного контроля за ходом и результатами обогащения руды согласно рис. 9, а также взвешивания дробленой руды, поступающей в бункера (на склад) главного корпуса и перед каждой рудной мельницей.

7.3. Методы отбора и подготовки проб товарных руд и концентратов цветных металлов на приеме и отгрузке определены ГОСТ 14180-80, для оперативного технологического опробования ОСТ 48-5-75, отбора проб и замера контролируемых параметров должны быть максимально механизированы и автоматизированы.

7.4. Для полного учета всех извлекаемых компонентов из руды, содержащей попутные драгоценные и благородные металлы, проектировать головное опробование дробленой руды (перед измельчением) с необходимой количественной схемой подготовки лабораторных проб по ГОСТ 14180-80.

7.5. На балансовых пульповых потоках устанавливать механические пробоотбиратели с пересечением потока пробоотбирающим устройством. На промежуточных продуктах отбор проб для оперативного технологического контроля допускается производить с помощью статических пробоотбирателей.

7.6. Проектирование установки пробоотбирателей на пульповых продуктах следует производить совместно со средствами доставки проб с помощью сжатого воздуха по трубопроводам, прокладываемым по фабрике от точки отбора до экспресс-лаборатории. Требования к установке пробоотбирателей и средств доставки проб изложены в «Технических требованиях к проектам подсистем отбора и пневмотранспорта пульповых проб на обогатительных фабриках (с методикой расчета пневмотранспорта проб)». Л., Механобр, 1983 г. В зависимости от требуемой длины трассы принимать следующие объемы станций накоплений и отправки проб до 150 м - 6 л., до 250 м - 12 л, до 400 м - 18 л, до 500 м - 24 л (при трубопроводе Ду-15).

I - ситовый и седиментационный анализы (№ 1 ÷ 12, 17, 19, 21, 24, 26, 28, 34, 33);

II - химический анализ (№ 13, 34, 37 ÷ 39, 41, 43, 45, 48 ÷ 50, 52, 54, 56, 60, 62, 66, 69, 73, 75, 77 ÷ 80);

III - плотность пульпы (№ 16, 20, 23, 27, 32, 50, 63, 64, 68);

IV - влажность продуктов (№ 14 ,18, 25, 30, 65, 67, 70, 74);

V - макро- и микроминералогический анализ (№ 15, 22, 29, 36, 40, 42, 44, 47, 51, 53, 55, 57);

VI - концентрация реагентов, твердого в сливе сгустителей, пыли в газах и др. (№ 35, 46, 59, 61, 71, 72, 76, 81 ÷ 84).

Рис. 9 Схема опробования и контроля на флотационной обогатительной фабрике

Доставка пневмотранспортом проб на ситовой и седиментационный анализы, не допускается, т.к. при транспортировке происходит ошламование проб (на 2 - 4 % относит.).

7.7. Отобранные пробоотбирателями пульповые пробы рудного слива и продуктов обогащения должны быть переданы средствами автоматической доставки в экспресс-лабораторию для определения содержания в них металлов (часть отобранных проб в определенных точках используется службами ОТК для накопления балансовых проб на химический анализ и проб для ситового и седиментационного анализа). Результаты экспресс-анализов должны быть переданы на операторский или диспетчерский пункт для оперативного контроля за ходом технологического процесса и использованы в АСУТП.

7.8. Результаты замера контролируемых параметров в потоке и аппаратах должны быть записаны вторичными приборами, установленными в непосредственной близости или на операторском или диспетчерском пункте, и использованы технологами и службами ОТК для контроля за ходом технологического процесса, а также в автоматизированных системах управления.

7.9. Расчеты технологических и товарных балансов металлов на фабриках производить средствами вычислительной техники АСУТП.

7.10. Установки головного опробования по подготовке проб для химического анализа и определения содержания влаги и грансостава должны соответствовать ГОСТ 14180-80 (пп. 3 - 5, черт. 7).

8. СТЕПЕНЬ МЕХАНИЗАЦИИ И АВТОМАТИЗАЦИИ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА

8.1. Степень механизации принимать не ниже 65 %, степень автоматизации - не ниже 55 %.

8.2. Для достижения указанной степени механизации проектировать:

- комплексную механизацию технологических процессов основного производства;

- механизацию процессов вспомогательного производства;

- механизацию погрузочно-разгрузочных, транспортных и складских работ, контейнерными перевозками;

- механизацию вспомогательных операций: открывание ворот и окон, световых фонарей;

- очистку стен, окон, кровли, площадок и др.;

- централизованное снабжение сжатым воздухом, кислородом и др., разветвленные электросети для подключения сварочных трансформаторов, а также сети для подключения ручного электро- и пневмоинструмента;

- применение грузоподъемных механизмов и напольного транспорта с учетом прогрессивных методов производства ремонта оборудования (машиносменный, крупноблочный, узловой, метод надвижки и др.);

- централизацию и кооперирование ремонтных работ.

8.3. Для достижения указанной степени автоматизации технологического процесса проектировать следующие системы:

8.3.1. для дробления:

- автоматической стабилизации подачи руды в дробилку;

- автоматического контроля и регулирования крупности дробленой руды;

- автоматического контроля забивки перегрузочных узлов и подпрессовки дробилок;

- автоматического контроля наличия недробимых предметов в дробилке и их удаления;

8.3.2. для измельчения:

- автоматического контроля мощности потребляемой электроприводом мельницы;

- автоматической стабилизации подачи руды в мельницу;

- автоматического регулирования подачи воды в мельницу по соотношению руда/вода;

- автоматической стабилизации плотности слива классифицирующих аппаратов;

- автоматического контроля и регулирования грансостава продуктов на сливе классифицирующих аппаратов;

- автоматического регулирования уровня пульпы в зумпфе пескового насоса;

- автоматического контроля давления масла в подшипниках цапф мельниц;

8.3.3. для флотации:

- автоматического контроля и стабилизации уровня пульпы;

- автоматического контроля и регулирования объемного расхода пульпы;

- автоматического контроля и регулирования расхода воздуха;

- автоматического контроля содержания металлов в руде и промпродуктах;

- автоматического контроля и регулирования щелочности пульпы;

- автоматического регулирования дозированием реагентов;

- контроля и регулирования концентрации сульфидных ионов;

- автоматического контроля температуры пульпы;

- автоматического контроля расхода реагентов, уровня реагентов в реагентных баках, окислительно-восстановительного потенциала.

9. ТРЕБОВАНИЯ К ПРОЕКТНО-КОМПОНОВОЧНЫМ РЕШЕНИЯМ

Общие положения

9.1. При выборе и компоновке оборудования с целью получения наиболее экономического решения следует принимать минимальным число отдельных машин, а также число потоков и секций, а производительность их - возможно большей, максимально использовать рельеф местности для самотечного транспорта продуктов обогащения.

9.2. При выборе основного и вспомогательного технологического и подъемно-транспортного оборудования (ПТО) следует стремиться к его максимальной унификации, применению напольных видов ПТО с целью создания наилучших условий для организации ремонтной службы, снабжения запасными частями, сокращения сроков выполнения ремонтных работ, повышения коэффициентов движения, снижения веса зданий.

Требования норм общестроительного проектирования

9.3. В целях создания благоприятных условий для проведения реконструкции, вызываемой усовершенствованием технологии, модернизацией и укрупнением оборудования, увеличением производительности фабрики и другими причинами, при назначении пролетов производственных отделений - следует отдавать предпочтение большему пролету (до 36,0 м включительно), вместо нескольких малых. Применение пролетов размером свыше 36,0 м обосновывается технико-экономическими расчетами. Запрещается увеличивать ширину пролетов, оборудованных мостовыми кранами, для размещения оборудования небольшой массы. В этих пролетах легкое оборудование может быть установлено только на свободных площадях.

9.4. Корпуса (здания) должны иметь наиболее простую форму (прямоугольник или квадрат) с минимальным числом типоразмеров пролетов по длине и высоте. При строительстве в районах, характеризующихся большим количеством снеговых осадков и одновременно сильными ветрами - разрабатывать компоновочные решения без перепадов кровли.

9.5. По условиям удобства и безопасности технологического и ремонтного обслуживания оборудования размеры проходов следует назначать соответственно габаритным размерам оборудования и его эксплуатационным особенностям. Минимальные размеры проходов должны приниматься в соответствии с требованиями Единых правил безопасности при дроблении, сортировке, обогащении полезных ископаемых и окомковании руд и концентратов, а при отсутствии соответствующих указаний в этих Правилах - по СНиП II-М.2-72.

Блокировка технологических отделений

9.6. При решении вопросов блокировки производственных и подсобно-вспомогательных отделений необходимо соблюдать все требования и рекомендации санитарных и противопожарных норм и правил техники безопасности.

Склады и бункера руды и концентратов

9.7. Общий запас дробленой руды на фабрике в складах и бункерах должен быть:

а) при 7-ми дневной наделе подачи руды на фабрику - не менее 1,5 суточной производительности фабрики;

б) при 5-ти дневной наделе подачи руды на фабрику и непрерывной работе корпуса обогащения фабрики - не менее 3-х суточной производительности.

9.8. Напольный склад (или емкие бункера) крупнодробленой руды перед корпусом среднего и мелкого дробления (КСМД) является обязательным и отказ от его применения должен быть обоснован в проекте.

9.9. Емкость складов флотационных концентратов, (или промпродуктов), отгружаемых железнодорожным транспортом на внешнюю сеть МПС, определяется в зависимости от производительности фабрики и ее месторасположения. Емкость складов принимать в пределах от 5 до 15 суточной производительности фабрики (по концентрату). Меньшую емкость принимать для фабрик большой производительности и при расположении фабрики в южных районах, большую емкость принимать для фабрик малой производительности и расположенных в отдаленных северных районах. Запас груженых контейнеров на складе должен быть не менее веса одного маршрута, подаваемого на фабрику.

9.10. Емкость складов концентратов, отгружаемых автомобильным, железнодорожным (узкой колеи) или конвейерным транспортом, принадлежащим ГОК или ГМК, на прирельсовые склады МПС или непосредственно на металлургический завод, устанавливается в проекте совместно и по согласованию с организацией, ведущей генеральное проектирование, исходя из емкости склада потребителя и продолжительности транспортировки.

Корпуса крупного дробления и приемные устройства

9.11. Компоновочное решение приемных устройств должно предусматривать перспективное увеличение грузоподъемности подвижного состава транспорта руды, задаваемое организацией, разрабатывающей горную часть проекта.

9.12. Конусные дробилки размером 1600, 1350 и 1200 мм загружать непосредственно («в завал») из подвижного состава транспорта руды при двусторонней загрузке. Дробилки меньшего размера - 900, 750 и 500 мм загружать питателями, преимущественно, пластинчатыми.

9.13. Щековые дробилки всех размеров должны загружаться питателями, преимущественно, пластинчатыми.

9.14. Число разгрузочных жел. дорожных путей и число мест разгрузки автосамосвалов определять по расчету в зависимости от грузоподъемности подвижного состава, режима работы, схемы жел. дорожных путей, веса маршрутного состава, применения стационарных вагоноопрокидывателей и других устройств. Для средних и северных климатических районов расположения фабрик следует учитывать увеличение времени разгрузки, вследствие примерзания руды к стенкам подвижного состава.

9.15. При двух конусных дробилках размером 1500, 1350 и 1200 мм предусматривать их поперечное расположение к разгрузочным путям.

9.16. В приемных устройствах и бункерах перед щековой дробилкой, при наличии в руде глинистой влажной мелочи, предусматривать футеровку из материала с низким коэффициентом трения (типа полиолефина) или подогрев для предупреждения налипания и примерзания руды.

9.17. На бункерах разгрузки конусных дробилок размеров 1500, 1370 и 1200 мм устанавливать питатели.

9.18. Нормы производственных площадей и объемов по корпусам крупного дробления приведены в табл. 29.

Корпуса среднего и мелкого дробления

9.19. Компоновочное решение корпусов среднего и мелкого дробления проектировать, как правило, с совмещением отделений среднего и мелкого дробления, с одноярусным (одноэтажным) расположением дробилок на виброоснованиях.