Автоматизация газораспределительной станции». Курсовой проект на тему "Разработка оптимизированных систем аспирации процессов переработки и дробления руд в цехе среднего и мелкого дробления Стойленского гока"
 Скачать 435 Kb.
|
|
Часть вскрышных пород и отходов обогащения перерабатывается на СГОКе (около 30 %) . В результате получаются следующие виды продукции: Используются для строительных нужд: строительный щебень (85 тыс. т/год), гравий, керамзитовый песок, облицовочные материалы. Используется в сельском хозяйстве: сыромолотый мел, тонкодисперсный мел. Основными потребителями комового мела являются акционерные общества: “ОЭМК” и “Осколцемент”. АО “Стойленский горно-обогатительный комбинат” выпускает товары народного потребления такие как: швейные изделия, мясоколбасная продукция, молочная продукция, и другие виды. 1.4. Технологическая схема переработки руды. Месторождение разрабатывается карьером с основными параметрами: максимальная глубина- 470 м, запасы железистых кварцитов- 2300 млн. т, объем вскрышных пород- 1296 млн. т, средний коэффициент вскрыши- 0,53 м / т, На вскрышных работах применены: роторные комплексы KU-800 № 1 и KU-800 № 2, экскаваторы ЭКГ “у” и ЭКГ-8и, цепной многочерпаковый комплекс ЕRS-710. В карьере руда подвергается крупному дроблению на дробилках марки ККД-1500/180. Транспортирование кварцитов из забоя до корпуса крупного дробления осуществляется автосамосвалами БелАЗ. Доставка кварцитов из карьера на поверхность до железнодорожной перегрузки осуществляется циклично-поточной технологии (ЦПТ), Руда с карьерной площадки после крупного дробления (крупность 350) доставляется в думпкарах с электровозной тягой в корпус приема руды. Корпус приема руды оборудован двумя приемными воронками, руда из воронок через пластинчатые питатели 2-24-90 поступает на ленточный конвейер I ПС-1/I ПС-2/, а затем на передвижной ленточный конвейер СМ-З/СМ-4/, при помощи которого распространяемся по бункерам среднего дробления. Емкость бункеров 20000 т. Разгрузка бункеров производится электровибрационными питателями ПЭВ 28*15 и ленточными питателями на ленточный конвейер СМ-8, с конвейера руда поступает в дробилку КСД-3000т с разгрузочной щелью 35-40 мм. Руда после среднего дробления крупностью 30 мм поступает на грохот ГИСТ-72 с площадью грохочения 17,5 кв. м, где делится на два класса. Класс -18 мм разгружается на конвейер СМ-20, затем не конвейер 2 ПС-1, 2 ПС-2 и в корпус обогащения. Класс +18 мм системой конвейеров СМ-19, 3 ПС-2, 2 ПУ-1, 2 ПУ-2, ОМ-1, СМ-2 с перегрузочных узлов поступает на подвижные ленточные конвейера СМ-5, СМ-6, установленные над бункерами для мелкого дробления. Загрузка бункера равномерная, . осуществляется при помощи реверсивного конвейера. Емкость бункера 40000 т. Руда из бункера через реечные затворы поступает на ленточные конвейера СМ11-17, а затем в конусные дробилки КМД-З000т. Руда после мелкого дробления поступает на грохоты ГИСТ-72, где разделяется на два класса, класс -18 мм поступает на ленточный конвейер СМ-20 и соединяясь с под решетным продуктом грохотов среднего дробления поступает в корпус обогащения. Классов мм системой конвейеров возвращает в бункер мелкого дробления, образуя замкнутый цикл. Крупность готовой дробленой руды -18 мм. В корпусе обогащения установлены конвейеры ОБ-15, ОБ-16, подающие дробленую руду из бункера корпуса обогащения на два грохота ГИСТ-72. Надрешетный продукт грохотов поступает на два сепаратора 2 ПБС 90/250. Промподукт сепараторов и подрешетный продукт грохотов подается в мельницы 1 стадии измельчения, а хвосты по конвейерам СЩ-1, СЩ-2 поступают на склад щебня. Основной вариант: две мельницы 1 стадии, одна 2 стадии, 1 мельница 3 стадии. Из-за ППР мельниц возникает вариант двух стадиального измельчения с половинной нагрузкой в 1 стадии измельчения. Дробленая руда крупностью 18-0 мм из бункера системой конвейеров ОБ-3, ОБ-5, ОБ-17, ОБ-18 - первой технологической секции, ОБ-6, ОБ-8, ОБ-19, ОБ-20 - второй технологической секции, ОБ-9, ОВ-11, ОБ-21, ОБ-22 - третьей технологической секции подается в две мельницы типа МШЦУ 55*65 первой стадии измельчения, работающие в замкнутом цикле с двухспиральными классификаторами типа 2 КС 3,0*17,2. На разгрузочных горловинах мельниц установлены будары с отверстиями Ø40 мм. Слив спиральных классификаторов поступает на магнитные сепараторы первой стадии обогащения, которая осуществляется на сепараторах ПБМ-П-120/300 с противоточной ванной и ПБМ-ПП-150/200. В результате обогащения получаются отвальные хвосты, которые собираются в общий хвостовой лоток и транспортируются в хвостохранилище. Концентрат первой стадии обогащения собирается в зумпф № 20, откуда насосами ГРТ 1250/71 подается на классификацию в г/ц Ø710 мм. Пески г/ц Ø710 мм самотеком поступает в мельницы второй стадии измельчения МШЦ 55*65, а слив гидроциклонов на обесшламливание первой стадии в дешламатор МД-12. Измельченный продукт второй стадии поступает самотеком на третью стадию обогащения в сепараторы ПБМ-ПП-120/300 с полупротивоточной ванной. Концентрат третьей стадии объединяется с концентратом первой стадии ММС и возвращается в цикл второй стадии измельчения, а хвосты самотеком направляются в сборный хвостовой лоток. Сгущенный продукт обесшламливания первой стадии насосами ГРК-1600/50 подается на обогащение четвертой стадии в сепараторы ПБМ-ПП-120/300 и ПБМ-ПП-150/200, а слив обесшламливания первой стадии самотеком поступает в хвостовой лоток. Концентрат четвертой стадии ММС направляется в зумпф № 3, откуда насосами ГРК 1250/71 полается на классификацию третьей стадии в гидроциклоны Ø710 мм, а хвосты первого и второго барабанов самотеком поступают в хвостовой лоток. Пески г/ц третьей стадии самотеком поступают в мельницу МШЦ 55*65 третьей стадии измельчения, а слив г/ц на обесшламливание третьей стадии в дешламатор МД-12. Слив мельниц третьей стадии подвергается обесшламливанию второй стадии в дешламатор МД-12, слив которого направляется в хвостовой лоток, а сгущенный продукт направляется в зумпф № 3, откуда насосами ГРТ 1250/71 вместе с концентратом второго барабана четвертой стадии ММС и добавочной водой подается на г/ц Ø710 мм третьей стадии классификации. Сгущенный продукт третьей стадии обесшламливания поступает в зумпф № б, откуда насосами ГРК 1600/50 подается на пятую стадию обогащения в магнитные сепараторы ПБМ-ПП-120/300 двухбарабанные с полутротивоточной ванной, а слив - самотеком в хвостовой лоток. Затем концентрат, после пятой стадии, подвергается усреднению и обезвоживанию, потом поступает на склад готовой продукции. Отгрузка концентрата осуществляется грейферными кранами. 1.5. Контроль качества выпускаемой продукции. На предприятии качество железорудного концентрата контролируется на всех технологических переделах. Систематически контролируется: - вес исходной руды, перерабатываемой на фабрике обогащения по показаниям весов, установленных на конвейерах ОБ-17,18,19,20,21,22; - содержание железа общего и магнетитового и класс 18 мм в исходной руде; - содержание железа общего, влаги и класса -0,045 мм в концентрате; - содержание железа общего и магнетитового в отвальных хвостах мокрого обогащения; - содержание железа общего и магнетитового в хвостах сухого обогащения и класса -5 мм. - содержание железа общего, двуокиси кремния и влаги в отгружаемом концентрате. При этом необходимо соблюдение условий отбора проб. Проба исходной руды отбирается через 30 мин. с начала работы секции. Проба концентрата и хвостов отбирается после 45 мин. работы секции. При аварии на секции без снятия нагрузки пробы отбираются, а при снятии нагрузки пробы не отбираются. Отбор проб отвальных хвостов производится один раз в час не зависимо от обстановки и запуска секции. Апробирование исходной руды. Отбор проб производится вручную, ежечасно. Проба отбирается со слива спиральных классификаторов методом поперечного пересечения потока по всей ширине сливочного порога на всю толщину потока. Отбор и разделка пробы производится согласно инструкции, утвержденной техническим директором АО “СГОК”. Потом определяется: - содержание железа общего, - содержание железа магнетитового, - содержание класса +18 мм. Апробирование концентрата. Отбор проб концентрата на обогатительной фабрике производится в отделении фильтрации с конвейеров Ф-7, Ф-8 со специально оборудованных площадок. Проба отбирается вручную металлическим совком точечным методом. Время отбора проб согласно инструкции ОТК. Апробирование хвостов. Отбор проб отвальных хвостов производится из общего хвостового лотка стационарным вакуумным пробоотборником, обеспечивающим представительный отбор пробы по ширине и глубине лотка. Отбор и разделка пробы производится каждый час по инструкции ОТК. Апробирование товарного концентрата. Погрузка товарного концентрата производится в железнодорожные вагоны на перегрузочном бункере системой конвейеров ПБ-1, ПБ-4. Вагоны, загруженные концентратом, взвешиваются на железнодорожных весах типа УЩКД, грузоподъемностью 200 т., с погрешностью взвешивания ±0,5 т. Отбор проб производится механическим пробоотборником на конвейере ПБ-1 точечным методом. Периодичность отбора проб определяется по специальной методике. Апробирование продуктов сухой сепарации. Производится апробирование сухих хвостов (щебня) СМС сепаратора 2ПБС. Отбор и разделка проб производится по инструкции ОТК. 1.6. Характеристика предприятия как источника загрязнения атмосферы. Организация службы охраны окружающей среды на предприятии. Основной вредностью, выделяющейся при переработке руды, является пыль. Ежегодно АО “СГОК” в атмосферу выбрасывается около 35 т пыли, полученной в результате дробления руды. Основными источниками пыления в корпусе КД являются: бункера приема руды, конусные дробилки выгрузки на конвейера СМ-8-16, СМ-19, СМ-20 и т.д. В корпусе обогащения так же выделяются значительное количество пыли при измельчении руды в мельницах марки МШЦ, при перегрузке с конвейера на конвейер и т.д. Комбинатом в атмосферу, помимо пыли, выбрасываются следующие вещества: - сварочный аэрозоль, - пары индустриальных масел, - окись углерода, - оксид кремния, - двуокись азота, - пары серной и соляной кислот, - свинец, - ртуть. В цехе дробления ответственным за охрану окружающей среды является инженер по ООС, назначенный приказом директора АО “СГОК”. В его подчинении находятся два человека, обслуживающих пылегазоочистную установку. В период ремонта пылегазоочистного оборудования дополнительно выделяются рабочие из ремонтно-механического цеха. 1.7. Показатели работы пылеулавливающей установки корпуса среднего и мелкого дробления. В КСМД очитка запыленных газов происходит в две ступени. Воздух аспирируемый от укрытий (с одинарными стенками) конвейеров СМ-19, СМ-20, СМ-8-16, от укрытий дробилок КСД-3000т, грохотов ГИСТ-72, бункеров, поступает в коллектор типа ВК-5, затем направляется в трубу коагулятор ТК-800 и каплеуловитель КЦ-33 (Схема аспирационной системы представлена на рис.1.3.). Эффективность очистки данной системы 75%. Концентрация на входе в систему очистки составляет 34,14 мг/м, а концентрация на выходе 8,9 мг/м (по данным замеров). 2. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ 2.1. Технико-экономическое обоснование проекта. Горнорудное производство является громадным источником выделения пыли. В ККД СГОКа основными источниками пылевыделения являются: приёмная воронка, места перегрузок с конвейера на конвейер и т.д. Для локализации пыли от приёмной воронки в данном проекте предусматривается установка аспирационной системы с забором запылённого воздуха через аспирационные окна расположенные на продольных стенках приёмной воронки. Для уменьшения объёма воздуха, поступающего через неплотности, предусмотрена шибирующая завеса, которая позволяет уменьшить производительность аспирационной системы в 1,5 раза и следовательно уменьшить энергозатраты. Чтобы повысить надёжность аспирационной системы отсасываемый воздух подаётся в каналы системы в виде настилающей приземной струи, что предотвращает отложение пылевых частиц на дне этих каналов. Для повышения степени очистки в циклонах системы предусматривается забор запылённого воздуха из бункеров циклонов (который в последствии струёй в приёмную воронку), что повышает степень очистки на 1,5-2%. 2.2. Определение объёма аспирируемого воздуха. 2.2.1. Определение объёма эжектируемого воздуха. Определим объём воздуха удаляемого из приёмной воронки: Qa = Qэж + Qпр + Qн где Qэж – объём воздуха эжектируемого при выгрузке руды; Qпр – объём приточной шибирующей струи; Qн – объём воздуха поступающего через неплотности. Определим Qэж Sпоп = (XF1 – XE1) lв = (1,56 + 0,76) 14 = 10,5 м2 Найдём скорость эжектируемого воздуха при входе в полость приёмной воронки. Будем использовать для этого критериальное уравнение для коэффициента эжекции: где Buc – число Бутакова для струи. где dср – средний диаметр частиц материала, dср = 200 мкм; Gм – расход перегружаемого материала. = 9600 кг/с Объёмная концентрация в струе: = где pм – плотность материала, рм = 3400 кг/м3. Находим коэффициент лобового сопротивления: Ψ = 1,8е [-1,8 /dср] = 1,8e = 1,94 Объём эжектируемого воздуха: Qэж = φ · Vк · S = 0,37 · 5,7 · 10,5 = 22 м2/с. Определим скорость эжектируемого потока у днища приёмной воронки, т.е. наибольшую скорость потока, чтобы впоследствии найти Qн. Vэж. дн = φдн · Vпдн где Vпнд – скорость потока у днища воронки. Аналогично ранее приведённому расчёту параметров горной массы в момент пересечения устья воронки, найдём параметры для куска E и F на дне воронки. Ye = 0,1 + 5 = 6,1 м. tke = = = 0,95 с XE1 = 0,2 + (1,75 · 0,95) = 1,86 м. YE1 = - 5 м. VXE1 = 1,75 м/с. VYE1 = - 1,75 – 9,81 · 0,95 = - 11,06 м/с. VE1 = = = 11,2 м/с Для куска F (YE = 1,66 +5 = 6,66 м) tkf = = = 1 с XF1 = 0,76 + (1,75 · 1) = 2,51 м. YF1 = - 5 м. VXF1 = 1,75 м/с. VYF1 = - 1,75 – 9,81 · 1 = - 11,56 м/с. VF1 = = = 11,7 м/с Средняя скорость Vкдн = = = 11,3 м/с Площадь поперечного сечения струи материала Sc=(2,075-1,452)14=8,7м/с = ; Используя скорость воздуха у днища воронки: Vдн = 0,47 · 1,13 = 5,2 м/с 2.2.2. Определение объёма приточного воздуха. Расчёт параметров плоской струи. Параметры плоской струи всасываемой через аспирационные окна рассчитывались по известным закономерностям теорем теории турбулентных струй академика Абрамовича в интерпретации профессора Талиева. Из конструктивных соображений ширину приточной щели принимаем равной 2·В0 = 0,033 м, скорость воздуха U0 = 20 м/с. Тогда скорость на оси основного участка составит: где S – расстояние до приточного патрубка, м. Струя направлена к днищу воронки под углом α = 5° к горизонту. Под длиной эффективного козырька (аэродинамически перекрывающего устье приёмной воронки) будем считать расстояние S при котором Uу будет не меньше “защитной” скорости V = 0,5 м/с, т.е. lк = S/Uу = 0,5. В нашем случае lк = (0,85/0,5)2 ≈ 3 м. Осевая скорость плоской струи в области падения горной массы (S≈8 м) А вертикальная составляющая скорости , т.е. меньше защитной, но учитывая что скорость эжектируемого воздуха при входе в воронку: Uэ = 0,38 · 5,96 = 2 м/с → 2 + 0,3 = 2,3 м/с > 0,5 м/с. Наложение лишь двух потоков эжектируемого и создание приточных патрубков – в наиболее удалённой от всасывающих аспирационных окон будет горантировать величину скорости, исключающие диффузионный вынос пыли из области приёмной воронки. Общий расход воздуха, подаваемый приточным патрубком вдоль воронки, составит: Qпр = 0,33 · 16,8 · 20 = 11 м3/с = 40000 м3/ч где 16,8 – длина приёмной воронки за вычетом ширины приёмной балки (b = 1,2 м) на уровне которой подаётся приточная струя. 2.2.3. Определение объёма воздуха поступающего через неплотности. Проанализируя ранее приведённые расчёты видно, что при длине приёмной воронки равной 8,6 м, ширина потока материала 1,87 м и длина эффективного козырька 3 м получим 3 + 1,87 + 1,2 = (8,6 – 6,07) · 18 – площадь неплотностей приёмной воронки (1,2 – ширина съёмной балки). Чтобы определить объём воздуха, поступающего через неплотности воспользуемся следующей формулой: Qн = Sн · Vзащ где Vзащ – защитная скорость; Sн – площадь неплотностей. Qн = Sн · Vзащ = (8,6 – 6,07) · 18 · 0,5 = 22,5 м3/с Подставим все искомые величины в начальную формулу, получим: Qа + Qэж + Qпр + Qн = 22 + 11 + 22,5 = 55,5 м3/с = 200000 м3/ч 2.3. Расчёт и выбор пылеуловителя. При расчёте пылеуловителя, если пыль подчиняется логарифмически нормальному распределению, применяется методика НИИОГАЗа. На листе изображена сетка логарифмически нормального распределения, проанализируя график построенный на ней можно сделать вывод: пыль, образовавшаяся в результате загрузку приёмной воронки ККД СГОКа, не подчиняется логарифмически нормальному распределению. Расчёт эффективности пылеулавливания циклона в этом случае производят на основе данных о дисперсном составе пыли и фракционной эффективности пылеуловителя. Фракционную эффективность циклонов, принимают по экспериментальным данным приведённым в научно-справочной литературе. Исходные данные для расчёта: Объём аспирируемого воздуха 55,5 м3/с; Концентрация пыли в аспирируемом воздухе 0,3 г/м3; Плотность воздуха 1,2 кг/м3; Дисперсный состав пыли в аспирируемом воздухе представлен в таблице 2.1. Таблица 2.1. Дисперсный состав пыли в аспирируемом воздухе.
dм = 38 мкм |