Содержание к диссертации
Введение
1 Анализ методов математического моделирования рудоподготовительных аппаратов 10
1.1 Общие сведения о математичеком моделировании рудоподготовительных аппаратов 10
1.2 Эмпирическое моделирование процессов сокращения крупности 20
1.3 Общие сведения о матричном описании процессов дробления и измельчения 26
1.4 Выводы по первому разделу 34
2 Описание объекта и методов исследования 35
2.1 Комплекс полусамоизмельчения обогатительной фабрики оао «гайский гок» 35
2.2 Методика проведения генерального опробования комплекса полусамоизмельчения 41
2.3 Реализованный объем тестирования прочностных свойств перерабатываемого сырья 48
2.4 Выводы по второму разделу 61
3 Математические основы методов обработки полученных экспериментальных данных 63
3.1 Компьютерное моделирование работы основного технологического оборудования 63
3.2 Оценка энергетической эффективности процессов разрушения сырья в схеме ммс+мшц (sab/sabc) 86
3.3 Выводы по третьему разделу 92
4 Разработка рекомендуемого режима эксплуатации объекта исследования 93
4.1 Результаты генеральных опробований нитки «а» рпк гайской оф 93
4.2 Результаты тестирования прочностных свойств гайской руды шахтной добычи 109
4.3 Результаты компьютерного моделирования работы нитки «а» рпк гайской оф 121
4.4 Выводы по четвертому разделу 139
Заключение 141
Список литературы 142
- Эмпирическое моделирование процессов сокращения крупности
- Общие сведения о матричном описании процессов дробления и измельчения
- Реализованный объем тестирования прочностных свойств перерабатываемого сырья
- Результаты тестирования прочностных свойств гайской руды шахтной добычи
Введение к работе
Актуальность
Процесс дезинтеграции минерального сырья является неотъемлемым этапом технологии обогащения последнего. Ввиду очевидного доминирования связанных с дроблением и измельчением затрат как в капитальных инвестициях, так и в эксплуатационных расходах современных обогатительных фабрик, совершенствование указанных процессов всегда остается одной из важнейших задач развития горнодобывающей промышленности. В последнее время в этой области существуют два основных направления: первое базируется на разработке и внедрении новых технологий разрушения и машин для их реализации, второе заключается в оптимизации функционирования действующих переделов и имеет целью выявление режимов эксплуатации, обеспечивающих повышение эффективности работы установленных рудоподготовительных аппаратов.
Значительный вклад в решение задач, связанных с интенси
фикацией процессов дробления и измельчения минеральных мате
риалов, внесли многие отечественные и зарубежные исследователи,
среди который следует отметить С.Е. Андреева, В.Ф. Баранова,
Д. Баррета, Л.Ф. Биленко, Ф. Бонда, А.В. Бортникова, С. Бродбента,
Л.А. Вайсберга, Б. Вайтена, А.И. Загустина, Т. Каллкотта,
Р.П. Кинга, А.Дж. Линча, К. Луана, П.В. Малярова, Б.К. Мишра,
С. Моррелла, Т.Дж. Нэйпер-Манна, В.А. Олевского, М. Паулса,
В.А. Перова, А.И. Поварова, Р.К. Раджимани, К.А. Разумова,
Ч.А. Роуланда, Дж. Старки, О.Н. Тихонова, В.В. Товарова,
Дж.А. Хербста, Р.Т. Хукки, Б. Эпстайна, В.П. Яшина и многих др.
Достижение значимых результатов оптимизации процессов дезинтеграции минерального сырья, т.е. снижения энергоемкости и эксплуатационных расходов, повышения производительности и улучшения гранулометрической характеристики питания последующей сепарации, является весьма актуальной задачей.
Цель работы
Обоснование выбора оптимального режима эксплуатации основного технологического оборудования двухстадиальной схемы измельчения колчеданных медно-цинковых руд, обеспечивающего
увеличение производительности и снижение удельных энергетических затрат при условии получения готового продукта требуемой крупности.
Идея работы
Оптимальные режимные параметры эксплуатации оборудования технологических схем должны определяться на основе результатов математического моделирования и имитационных компьютерных прогнозов.
Основные задачи исследований
-
Анализ основных методов математического моделирования рудоподготовительных аппаратов и обоснование их применения для выполнения цели диссертационного исследования.
-
Проведение генерального опробования комплекса полусамо-измельчения Гайской обогатительной фабрики для выявления фактических режимных и технологических показателей работы основных рудоподготовительных аппаратов, а также конструктивных параметров последних.
-
Определение качественных и количественных характеристик измельчаемости перерабатываемых колчеданных медно-цинковых руд путем детального изучения физико-механических свойств последних с применением современных лабораторных методов тестирования.
-
Оценка технологической и энергетической эффективности работы отдельных аппаратов рассматриваемого передела и схемы в целом, а также возможности ее повышения. Расчет требуемых энергетических затрат на измельчение перерабатываемых колчеданных медно-цинковых руд.
-
Разработка комплексной математической модели рассматриваемой двухстадиальной схемы измельчения, ориентированной на перерабатываемое сырье и достоверно описывающей работу основного технологического оборудования последней.
-
Применение комплексной модели схемы для прогноза результатов варьирования эксплуатационных параметров основного технологического оборудования и выбора рекомендуемого режима эксплуатации.
Методы исследований
Теоретической и методологической базой диссертационной работы послужили труды отечественных и зарубежных авторов по интенсификации процессов дробления и измельчения минеральных материалов. При разработке рекомендуемого режима эксплуатации объекта исследования применен комплексный метод, включающий промышленные испытания по определению фактических показателей работы основных технологических аппаратов рассматриваемого передела; лабораторные исследования по детальному изучению физико-механических свойств перерабатываемого сырья современными методами тестирования; математическое моделирование основных технологических аппаратов в различных режимах работы. Обработка полученных экспериментальных данных проводилась современными методами вычислительной математики и прикладной статистики, с широким применением аппарата линейного и нелинейного регрессионного анализа.
Научная новизна
-
Модифицирована математическая модель процесса само-/полусамоизмельчения переменных темпов разрушения введением зависимости удельной разрушающей энергии от общей степени заполнения барабана материалом.
-
Разработан новый метод выбора диаметра догружаемых шаров для шаровых мельниц, учитывающий как гранулометрический состав питания и геометрические размеры барабана, так и динамику движения внутримельничной загрузки и физико-механические свойства перерабатываемого сырья.
-
Для колчеданных медно-цинковых руд получены функциональные зависимости, определяющие гранулометрические характеристики продуктов разрушения в рабочих зонах барабанных мельниц.
Основные защищаемые положения
1. При прогнозировании показателей работы мельниц само-
/полусамоизмельчения на основе математической модели переменных темпов разрушения необходимо учитывать зависимость удельной разрушающей энергии от общей степени заполнения объема барабана материалом.
-
Для шаровой мельницы заданного типоразмера при установившемся скоростном режиме движения внутримельничной загрузки и постоянных физико-механических свойствах измельчаемого материала оптимальный диаметр догружаемых шаров определяется линейной функцией крупности максимального куска в питании.
-
Обоснованный набор режимных параметров эксплуатации основного технологического оборудования комплекса полусамоиз-мельчения Гайской обогатительной фабрики позволяет увеличить среднюю часовую производительность каждой секции с 440 до 520 т/ч при достижении до 20% снижения удельного расхода электроэнергии и сохранении требуемой крупности в питании флотации.
Практическая значимость работы
-
Определен набор режимных параметров работы основного технологического оборудования комплекса полусамоизмельчения Гайской обогатительной фабрики, обеспечивающий до 30% дополнительной переработки в сравнении с фактическими данными комбината.
-
Разработаны практические рекомендации по подготовке, проведению и анализу промышленных испытаний двухстадиальных схем измельчения крупнокусковых рудных материалов типа ММС+МШЦ (SAB/SABC), включающих замкнутые циклы само-/полусамо- и шарового измельчения, реализуемые с применением операций додрабливания, грохочения и гидроциклонирования.
Достоверность и обоснованность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечиваются методологической базой, включающей широкий спектр аккредитованных лабораторных исследований, натурные испытания в промышленных условиях, выполненные с соблюдением требований и рекомендаций современных теорий опробования и стандартов измерений, анализ существующих баз практических данных по работе объектов-аналогов и физико-механическим свойствам горных пород, применение современных методов статистической обработки экспериментальных данных и численных результатов математического моделирования, характеризующихся удовлетворительной сходимостью и полученных с помощью специализированных программных комплексов.
Апробация работы
Основные положения диссертационной работы докладывались и обсуждались на Международных форум-конкурсах молодых ученых «Проблемы недропользования» (г. Санкт-Петербург, 2011-2013), Международной конференции «Петербургская техническая ярмарка» (г. Санкт-Петербург, 2011), Всероссийской конференции-конкурсе студентов выпускного курса (г. Санкт-Петербург, 2013), Международной научно-практической конференции «РИВС-2014» (г. Санкт-Петербург, 2014), Международной конференции «Комбинированные процессы переработки минерального сырья: теория и практика» (г. Санкт-Петербург, 2015), а также на заседаниях кафедры Обогащения полезных ископаемых Национального минерально-сырьевого университета «Горный» и технических совещаниях ЗАО «НПО «РИВС», ООО «УГМК-Холдинг» и ОАО «Гайский ГОК».
Личный вклад автора
Автором диссертации сформулированы цель и идея работы, произведен анализ существующих методов математического моделирования рудоподготовительных аппаратов и выполнен технологический аудит работы комплекса полусамоизмельчения Гайской обогатительной фабрики, включающий промышленные испытания работы передела и лабораторные исследования по изучению прочностных свойств перерабатываемого сырья, а также проведена адаптация математических моделей установленных рудоподготовитель-ных аппаратов для разработки комплексной математической модели схемы. Все лабораторные исследования, промышленные испытания и рекомендации проведены и разработаны под руководством и при непосредственном участии автора.
Промышленное внедрение результатов работы
1. Предложенные мероприятия по обеспечению функциониро-
вания линий полусамоизмельчения в рекомендуемом технологическом режиме частично внедрены на рудоподготовительном комплексе обогатительной фабрики ОАО «Гайский ГОК». Окончательное внедрение мероприятий планируется на 2016-2020 годы по мере обеспечения финансирования и развития сырьевой базы предприятия.
2. Разработанная методика проведения и анализа промышлен-
ных испытаний рудоподготовительных переделов внедрена Научно-производственным объединением «Разработка, изготовление, внедрение, сервис» в качестве стандартного инструмента научно-исследовательских работ, направленных на решение задач модернизации и реконструкции действующих обогатительных фабрик.
Внедрение полученных результатов работы заактировано.
Публикации по теме диссертации
Основные результаты исследований опубликованы в 5 печатных работах, в том числе 4 – в изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки России.
Структура и объем работы
Диссертация представлена на 151 странице и состоит из введения, четырех разделов, заключения, библиографического списка и двух приложений. Работа включает 55 рисунков, 49 таблиц и 102 источника литературы.
Благодарности
Автор выражает глубокую благодарность своему научному руководителю профессору А.П. Господарикову и сотрудникам кафедры обогащения полезных ископаемых Горного университета за значимую помощь, оказанную на всех этапах работы; коллективу НПО «РИВС» в лице генерального директора А.В. Зимина и ведущего научного сотрудника О.И. Скарина за ценные замечания, поддержку и мотивацию; заместителю директора по обогащению Ю.К. Карасаву и всем работникам Гайского горно-обогатительного комбината, принимавшим участие в организации и проведении промышленных испытаний комплекса полусамоизмельчения; сотрудникам исследовательского центра JKMRC профессору А.Дж. Линчу и К. Бэйли, а также доктору С. Морреллу за личные консультации в вопросах применения методов математического моделирования к рудоподготовительным аппаратам.
Эмпирическое моделирование процессов сокращения крупности
На обогатительных фабриках дробление и измельчение являются рудоподготовительными операциями перед сепарацией и имеют своим назначением раскрытие зерен отдельных минералов, тесно переплетенных между собой в минеральных сростках перерабатываемого полезного ископаемого. Чем полнее освобождаются друг от друга в ходе раскрытия зерна отдельных минералов, тем легче их дальнейшее разделение и лучше результаты обогащения.
В промышленных дробильных и измельчительных аппаратах раскрытие минеральных сростков достигается путем сокращения их крупности. Одновременное разрушение множества кусков руды порождает другое множество более мелких кусков, и начальное распределение по крупности превращается в конечное более тонкое распределение. В процессе превращения начального распределения в конечное участвует множество кусков, но каждый кусок разрушается индивидуально в результате воздействия на него внешних сил, создаваемых в рабочей зоне аппарата.
Конкретный набор разрушающих сил зависит от реализованного в данном аппарате принципа разрушения, а их создание требует колоссальных энергетических затрат. Типично в ходе рудоподготовки на каждую тонну материала расходуется от 10 до 30 кВтч электроэнергии.
Эффективность передачи энергии разрушаемому материалу зависит от реализованного в данном рудоподготовительном аппарате принципа разрушения. Современные промышленные дробилки обладают весьма высокой эффективностью энергопередачи, а именно: в пределах 75% по отношению к количеству энергии, необходимому для достижения аналогичного сокращения крупности в лабораторных установках ударного действия. Известно, что даже такие идеальные устройства используют энергию крайне неэффективно. Теоретические расчёты [6, 9, 15, 21, 90] показывают, что нескольких процентов от фактически затрачиваемой энергии вполне достаточно для образования новой поверхности. Так, Л.Г. Остин оценил долю полезной энергии в 3% [26, 54].
Основной причиной больших энергозатрат является тот факт, что какому-либо существенному разрушению материала всегда предшествуют значительные деформации, и сопутствуют процессы образования шума и тепла. Расходуемая при этом энергия не приводит к раскрытию минеральных сростков и затрачивается «в пустую». До сих пор в мире отсутствует высокопроизводительный метод промышленного разрушения горных пород, позволяющий исключить такого рода сопутствующие затраты энергии. В частности, А.Дж. Линч [15] предположил, что преобразование потребляемой энергии в другую форму является неотъемлемым побочным действием процесса разрушения материала и пояснил это следующим схематичным уравнением:
В таком случае неверна оценка полезной энергии как энергии, требуемой для образования новой поверхности. А.Дж. Линч считал, что из-за недостатка знаний о внутреннем энергетическом балансе дробилок и мельниц невозможно с приемлемой точностью определить долю чистой энергии разрушения частиц.
Эффективность энергопередачи является важным параметром в виду того, что затраты электроэнергии на рудоподготовку представляют собой одну из наиболее существенных статей эксплуатационных расходов любой обогатительной фабрики. Общий удельный расход энергии, требуемый для раскрытия минеральных сростков, оказывает значительное влияние на себестоимость как конечной продукции данного производства, так и на рентабельность добычи полезного ископаемого.
В последнее время для решения эксплуатационных и проектных задач по выбору и оптимизации режимов работы рудоподготовительного оборудования широкое применение находят математические модели, отражающие результаты процессов приложения энергии к разрушаемому материалу в рабочих зонах аппаратов.
Математические модели используются в инженерных расчетах и компьютерных симуляторах для прогноза гранулометрических характеристик продуктов разрушения по гранулометрическим характеристикам питания, принимая за основу следующие факторы: 1. Прочностные свойства материала, в особенности те, что отражают корреляцию между сокращением крупности и затраченной для его достижения энергией; 2. Конструктивные и эксплуатационные параметры применяемого оборудования, определяющие природу и количество передаваемой энергии, а также принцип транспортирования материала через рабочую зону.
Известно, что интенсивность развития и применения методов математического моделирования любых технологических процессов находится в тесной связи с мощностными пределами вычислительных машин, доступных на том или ином периоде исследований. На протяжении практически целого столетия до внедрения компьютерной техники процесс разрушения минеральных материалов изучался путем сопоставления степени сокращения крупности и требуемой для ее достижения энергии, потребляемой при работе измельчительного аппарата. Такая отправная точка логично обоснована значительной стоимостью энергетических затрат, в результате чего в основе ранних научных исследований экономические факторы учитывались в большей мере, чем какие-либо другие. Для количественного описания степени сокращения крупности было предложено множество подходов, но действительное практическое применение получили лишь те из них, что базировались на легко измеряемых величинах. Так для описания крупности продуктов рудоподготовки наиболее широко применяются размер ячейки сита, соответствующего фиксированному проценту просева (типично 80 и 95% материала, т.е. P80 и D95), и процент просева через сито с фиксированной ячейкой, называемой готовым классом крупности (типично % класса -74 мкм).
В отечественной литературе математические зависимости между затраченной дробильно-измельчительным оборудованием энергией и степенью сокращения крупности называются энергокрупностными соотношениями или энергетическими законами дробления. Именно такие зависимости и представляют собой первые математические модели процессов разрушения материала.
Результаты простых экспериментов показывают, что затраты энергии, необходимые для достижения заданной степени сокращения крупности, возрастают по мере того, как продукт становится тоньше. В этом случае энергокрупностные соотношения описываются дифференциальным уравнением вида: (1.2) где E – удельный расход энергии, кВтч/т; l – крупность материала (используется размер ячейки сита, соответствующего просеву 80% или 95% материала по массе), мм или мкм; K и n – эмпирические коэффициенты, характеризующие прочностные свойства измельчаемого материала и принцип разрушения для рассматриваемого диапазона крупности соответственно.
Во второй половине XIX века были сделаны попытки теоретической оценки параметра n, в результате которых различными исследователями даны различные интерпретации дифференциального уравнения (1.2).
Так, Р.П. Риттингер [6, 21, 23, 73] предполагал, что требуемая энергия дробления пропорциональна площади вновь образованной поверхности (для однородных частиц сферической формы заданного диаметра площадь поверхности на единицу массы обратно пропорциональна диаметру). Энергетический закон Р.П. Риттингера соответствует значению n = 2 и имеет после интегрирования следующий вид: (1.3) где l1 и l2 – диаметры частиц до и после разрушения. Проф. В.Л. Кирпичев и Ф. Кик [6, 38, 72], исходя из предположения, что при постоянном удельном расходе энергии независимо от начальной крупности достигается одинаковое относительное изменение объема, независимо друг от друга пришли к уравнению, соответствующему значению n = 1:
Общие сведения о матричном описании процессов дробления и измельчения
Очевидно, что технологические показатели одного и того же процесса разрушения, приложенного к различным материалам, варьируются в широких пределах и определяются не только производительностью и крупностью, но и прочностью перерабатываемого сырья. Кроме того, результаты разрушения одного и того же материала находятся в прямой зависимости от природы приложенного воздействия, однозначно определяемой в промышленных рудоподготовительных процессах типом применяемых дробильных и измельчительных аппаратов. Для получения качественной и количественной прочностных характеристик перерабатываемого на обогатительной фабрике ОАО «Гайский ГОК» сырья было проведено детальное лабораторное тестирование его физико-механических свойств. Данная работа была выполнена на технологической пробе текущей Гайской руды шахтной добычи, сформированной по завершению генерального опробования путем отбора с питающего конвейера нитки «А» РПК. Тестирование проходило в два этапа.
Первый этап был выполнен в лаборатории тестирования прочностных свойств рудных материалов УП СП ЗАО «ИВС» (НПО «РИВС») в октябре 2014 года и включал определение энергетических индексов дробления, стержневого и шарового измельчения по оригинальной методике Ф. Бонда, а также оценку абразивного воздействия сырья на рабочие поверхности рудоподготовительных машин. Второй этап был выполнен в лаборатории рудоподготовки кафедры Обогащения полезных ископаемых Горного университета в ноябре-декабре 2014 года и включал комплексное тестирование сырья на само-/полусамоизмельчение и дробление падающим грузом по методикам JKMRC (JK Drop Weight Test, JKDWT) и SMCTesting.
Знание прочностных свойств перерабатываемого сырья чрезвычайно важно в связи с тем, что оно позволяет выявить следующие моменты: 1. Отнести материал к тому или иному типу прочности, описав его при этом не только качественно, но и количественно; 2. При рассмотрении действующих производств оценить эффективность протекания дорогостоящих процессов дробления и измельчения (в особенности энергетическую); 3. На этапах исследовательских и проектных работ существенно снизить риски при выборе типоразмеров нового оборудования. Подробное описание общепринятых методик тестов Ф. Бонда, JKDWT и SMC весьма объемно и может быть найдено в соответствующих литературных источниках [57, 90, 93, 98]. Ниже в подразделах 2.3.1 и 2.3.2 будут приведены общие теоретические основы.
Опубликованная в середине прошлого столетия Ф. Бондом [57] методика тестирования прочностных свойств руд до сих пор остается основным инструментом при проектировании, оценке и оптимизации цехов дробления и измельчения, широко используемым в мировой индустрии.
Согласно теории Ф. Бонда, затраты энергии на дробление или измельчение частиц пропорциональны длине вновь образующихся в них трещин и оцениваются следующим соотношением (уже приведенной ранее формулой 1.5): (2.1) где E – расход энергии на дробление или измельчение материала, кВтч/т; WI – рабочий индекс Бонда, кВтч/т; P80 и F80 – размер ячейки сита, через которое просеивается 80% измельченного и исходного материала соответственно, мкм.
Рабочий индекс WI представляет собой параметр материала, характеризующий его сопротивляемость дроблению или измельчению. Численно, рабочий индекс равен количеству энергии в кВтч, затрачиваемому на разрушение 1 т материала от теоретически бесконечного размера до крупности 80% класса -100 мкм. Для одного и того же сырья рабочий индекс зависит от типа разрушающего аппарата. В соответствии с методикой Ф. Бонда, различают индексы чистой работы шарового измельчения BWI, стержневого измельчения RWI и дробления C WI.
Целью теста шарового измельчения Ф. Бонда является определение индекса чистой работы шарового измельчения BWI исследуемого материала. Согласно Ф. Бонду, этот индекс численно равен энергии, затрачиваемой при мокром измельчении 1 т материала от теоретически бесконечного размера до крупности 80% класса -100 мкм в шаровой мельнице диаметром 2,4 м сливного типа, работающей в замкнутом цикле при циркулирующей нагрузке 250%. BWI определяется по результатам сухого измельчения исследуемого материала в лабораторной шаровой мельнице Ф. Бонда.
Стандартный барабан шаровой мельницы Ф. Бонда размером 305 на 305 мм имеет гладкую футеровку и закругленные внутренние углы. Критическая скорость вращения такого барабана, т.е. значение скорости при достижении которой внутримельничная загрузка начинает центрифугировать, составляет около 80 об./мин. Стандартная методика предусматривает вращение мельницы со скоростью 70 об./мин, что составляет около 87% критической, но на практике эта величина корректируется, так как большинство приводов снабжаются регулятором частоты и счетчиком оборотов.
Измельчающая среда состоит из 285 шаров, общий вес которых составляет около 20,125 кг. Встречаются различные данные относительно конкретного количества шаров различных размеров [59, 74, 89], но наиболее типична шаровая загрузка, включающая 43 шара 36,8 мм, 67 шаров 29,7 мм, 10 шаров 25,4 мм, 71 шар 19,1 мм и 94 шара 15,5 мм. По мере их износа необходимо поддерживать общий вес дробящей среды с соблюдением указанных соотношений между количествами шаров различных диаметров.
До начала теста путем дробления кусковой руды или керна подготавливается около 15 кг материала крупностью -3,35 мм. В случае необходимости указанная крупность может корректироваться в соответствии с параметрами проектируемого или исследуемого цикла рудоподготовки и имеющимися в лаборатории ситами. Важно использовать дробленный материал, так как при прямом отсеве мелочи от технологической пробы руды может быть получена непредставительная навеска.
С помощью мерного цилиндра и виброплоскости отбирается 700 см3 подготовленного материала. Эта проба подвергается ситовому анализу для определения крупности F80 исходного материала и помещается в мельницу, где измельчается на протяжении времени в 100 оборотов.
Число оборотов мельницы в первом периоде измельчения может корректироваться, исходя из ожидаемого значения BWI материала. По завершению вращения барабан разгружается через специальную решетку, с помощью которой материал отделяется от шаров. Измельченный материал объемом 700 см3 просеивается через замыкающее сито, размер ячеек которого определяется параметрами исследуемого рудоподготовительного цикла или ожидаемой крупностью раскрытия полезных минералов. Для этого наиболее типичны сита с отверстиями в 71, 74, 100, 106, 150 и 160 мкм.
Затем надрешетный продукт возвращается в мельницу. Подрешетный взвешивается и удаляется, равновесное количество свежего питания отбирается из дробленного материала. Это свежее питание подвергается рассеву на замыкающем сите для определения массы готового продукта в нем, после чего помещается в мельницу совместно с надрешетным продуктом и шарами. Таким образом, в мельнице получается навеска, масса которой эквивалента массе 700 см3 материала, поступившего в первый период измельчения. Допускается определение массы готового класса во вновь добавленном свежем питании по гранулометрической характеристике дробленного материала, что позволяет исключить операцию просеивания.
Полученную навеску необходимо измельчить с имитацией циркулирующей нагрузки 250%. Требуемое число оборотов мельницы рассчитывается, исходя из результатов предыдущего периода так, чтобы получить готовый (подрешетный для замыкающего сита) продукт массой в 1/3,5 от массы 700 см3 материала. Для этого необходимо провести следующие операции:
Реализованный объем тестирования прочностных свойств перерабатываемого сырья
В рамках рассматриваемого метода определение общего требуемого удельного расхода энергии схемы ММС+МШЦ осуществляется, исходя из общего удельного расхода энергии «традиционной схемы максимальной эффективности», включающей среднее и мелкое дробления, стрежневое и шаровое измельчения. При сокращении крупности исходного питания фабрики (разгрузки крупного дробления) до слива первой стадии шарового измельчения «традиционная схема максимальной эффективности» подразделяется на три диапазона крупности, границы которых принимаются в соответствии с таблицей 3.3. К каждому диапазону крупности применим представленный выше закон Ф. Бонда (2.1) при соответствующем рабочем индексе.
Для адаптации закона Ф. Бонда к конкретным условиям эксплуатации Ч. Роланд [26] ввел восемь поправок, детально описанных в ряде отечественных источников [15] и часто называемых в зарубежной литературе факторами эффективности EF [90]. В прикладных вычислениях все эти поправки используются весьма редко, а в рамках описываемого метода для расчета общего удельного расхода энергии «традиционной схемы максимальной эффективности» применимы лишь две из них, а именно на исходную крупность питания шаровой мельницы EF4МШЦ и на конечную крупность измельчения EF5. Отметим, что вводятся они лишь в тех случаях, когда превышают значение 1. При RWI и BWI, выраженных в кВтч/т, справедливы следующие формулы:
Следует отметить, что для расчета EF4МШЦ необходимы два рабочих индекса RWI и BWI, а под F80 в формуле (3.39) понимается исходная крупность питания стержневой мельницы, т.е. 10000 мкм (таблица 3.3); P80 принимается по требуемой гранулометрической характеристике слива шаровой мельницы.
С учетом энергетического закона Ф. Бонда и рассмотренных поправок Ч. Роланда общий удельный расход энергии, необходимый для сокращения крупности материала от исходной F80 (разгрузка крупного дробления) до конечной P80 (слив шаровой мельницы) по «традиционной схеме максимальной эффективности», определяется по формуле: (3.55)
Полученный по формуле (3.41) удельный расход энергии Eтр определяет «максимальную эффективность» использования рудоподготовительных мощностей и соответствует схеме, включающей среднее и мелкое стадиальное дробления, стержневое и шаровое измельчения. Д. Барратт провел сравнительный анализ широкого спектра рудоподготовительных переделов и определил, что базирующаяся на мельнице полусамоизмельчении схема требует на 5-15% энергии больше, нежели рассмотренная «традиционная схема максимальной эффективности» [55]. Следовательно, общий удельный расход энергии, требуемый для равнозначного сокращения крупности по технологии ММС+МШЦ, может быть определен по формуле:
В 1989 году в рамках конференции, посвященной вопросам полусамоизмельчения, Д. Барратт опубликовал работу [31, 55, 66], в которой представил для расчета удельного расхода энергии, требуемого для сокращения крупности материла в мельнице ММС от F80 до T80, формулу следующего вида: (3.57) где T80 – размер ячейки сита, через которое просеивается 80% питания цикла шаровой мельницы проектируемой схемы ММС+МШЦ (типично 1000 - 3000 мкм).
В оригинальной работе Ф. Барратта не были указаны значения для границ диапазонов крупности PC и PR, но приближенно могут быть использованы величины, приведенные в таблице 3.1, т.е. PC = 10000 мкм и PR = 2100 мкм. Эти же значения используются при расчете факторов эффективности EF4МСР и EF4МШЦ. Так, например, для EF4МСР справедлива формула: (3.58) Для EF5 принимается P80 по конечной крупности слива цикла шаровой мельницы проектируемой схемы ММС+МШЦ.
В случае, если проектируемая схема ММС+МШЦ дополнительно включает додрабливание критического класса крупности, то удельный расход энергии на эту операцию рассматривается как доля величины EММС. Обычно эта доля весьма незначительна (до 5%) и не учитывается при расчете потребной мощности мельницы ММС.
Удельный расход энергии на шаровое измельчение материала от T80 до P80 рассчитывается как разница между общим удельным расходом энергии схемы ММС+МШЦ и величиной EММС:
Преимущество рассмотренного подхода заключается в том, что во внимание принимается повышенный выход тонких классов в разгрузке мельницы полусамоизмельчения по сравнению с продуктом традиционных дробилок или стержневых мельниц, работающих на аналогичное T80. Этот, обогащенный тонкими классами продукт, традиционно поступает в зумпф шаровой мельницы, после чего, минуя саму мельницу, выводится из цикла шарового измельчения со сливом классифицирующих гидроциклонов. Как результат, необходимый для шарового измельчения удельный расход энергии несколько снижается по сравнению с тем, что прогнозирует прямое применение закона Ф. Бонда. В зарубежной литературе этот эффект часто называют проявлением фантом-циклона [90].
При известных величинах EММС и EМШЦ, выраженных в кВтч/т, требуемая полезная мощность N в кВт определяется умножением на производительность Q в т/ч. Под полезной мощностью мельницы традиционно понимается мощность на венцовой шестерне барабана. Передача вращения от главного привода к венцовой шестерне осуществляется либо по средством редуктора, либо через эластичную муфту [26]. Эти устройства привносят в систему некоторые механическое потери энергии, в результате чего развиваемая главным приводом мощность всегда несколько превышает полезную мощность на венцовой шестерне [6].
Типично главный привод мельницы ММС максимально способен развить лишь 90% от установочной мощности, а КПД редуктора составляет 98,5%, поэтому для требуемой установочной мощности главного привода ММС применяется формула:
Приведены основные уравнения этих моделей. Обоснована целесообразность их применения для решения задач диссертационной работы. Показано, что комплексная математическая модель, адекватно описывающая объект исследования, может быть получена на базе выполненных промышленных и лабораторных исследований методом минимизации невязки прогнозных и фактических данных.
Для получения оценки энергетической эффективности процессов разрушения двухстадиальной схемы измельчения, на примере Гайской обогатительной фабрики, был предложен метод расчета требуемого удельного расхода энергии. Данный метод учитывает как гранулометрические характеристики технологических потоков, так и прочностные свойства перерабатываемого сырья – энергетические индексы Ф. Бонда. Достоверность расчетной процедуры была апробирована автором на ряде объектов [31, 32].
Результаты тестирования прочностных свойств гайской руды шахтной добычи
Как отмечалось ранее, основной задачей данного диссертационного исследования является оптимизация комплекса полусамоизмельчения обогатительной фабрики ОАО «Гайский ГОК». Задача оптимизации однозначно определена, если введен некоторый критерий, как описывающий качество протекания рассматриваемого процесса, так и количественно связанный с его характеризующими параметрами. В частности, при рассмотрении действующих переделов дробления и измельчения в роли таких критериев может выступать либо производительность, либо гранулометрическая характеристика конечного продукта (зачастую, требуется выбор и более сложных факторов). Классификация типичных задач оптимизации рудоподготовительных цехов имеет вид: 1. Максимизация производительности при сохранении достигнутой гранулометрической характеристики конечного продукта; 2. Изменение гранулометрической характеристики конечного продукта при сохранении достигнутой производительности; 3. Минимизация эксплуатационных затрат на работу передела при сохранении достигнутых технологических показателей; 4. Повышение энергетической эффективности процессов разрушения; 5. Повышение эффективности рудоподготовительного комплекса для повышения извлечения полезных компонентов на последующих стадиях обогащения; 6. Совместная оптимизация процессов дробления, измельчения и флотации с целью выявления режима максимальной прибыли или увеличения выхода товарной продукции. В рамках данной работы исследованию подлежали первая и четвертая задачи из приведенной классификации. Схематично используемая методология представлена на рисунке 4.22. Основные элементы этой схемы подробно описаны в предыдущих разделах настоящей работы. В этом подразделе рассматриваются вопросы, связанные с моделированием с помощью компьютерного симулятора JKSimMet v6.0.1. Механизм обоснования выбора оптимального режима эксплуатации передела с помощью симулятора отображен на рисунке 4.23.
Ключевым элементом представленной на рисунке 4.23 схемы является «Формирование моделей». При наличии комплексной модели, адекватно описывающей работу основного технологического оборудования рассматриваемого передела, эта модель может быть использована для прогноза показателей его работы в различных режимах эксплуатации с последующим выбором оптимального из них. Использованные в рамках данного диссертационного исследования математические модели подробно описаны в разделе 3: 1. Модель конусной дробилки Андерсена-Вайтена (Andersen/Whiten Size Extended Crusher Model); 2. Модель мельницы полусамоизмельчения переменных темпов разрушения (Variable Rates AG/SAG Mill Model); 3. Модель шаровой мельницы идеального перемешивания (Perfect Mixing Ball Mill Model); 4. Модель гидроциклона Нарашимы-Мэйнзы (Narasimha/Mainza Cyclone Model); 5. Сепарационную характеристику грохота Б. Вайтена. Адаптация этих моделей под конкретные производственные условия рудоподготовительного комплекса Гайской ОФ выполнена путем определения всех необходимых коэффициентов и параметров минимизацией невязки прогнозных данных и результатов генеральных опробований. В этих целях использован специальный модуль JKSimMet – Model Fitting, позволяющий решить рассматриваемую задачу методом наименьших квадратов. Вид рабочего окна Model Fitting с полученными результатами представлен на рисунке 4.24. Достоверность полученной комплексной модели передела подтверждается низкими значениями статистических ошибок (рисунок 4.24): (4.1) (4.2) (4.3) где Mi – сбалансированное значение i-й экспериментально замеренной величины; Pi – прогнозное значение i-й величины; SDi – стандартное отклонение i-й экспериментально замеренной величины (определено для каждой величины в соответствии со средними статистическими данными практики); m-p-1 – степень свободы модели; m – количество экспериментально замеренных величин, по которым ведется минимизация невязки (m = 340); p – количество определяемых минимизацией невязки параметров модели (p = 17).
Обоснованность выбора полученной комплексной модели передела непосредственно оценена сравнением водно-шламовой схемы по результатам генерального опробования (рисунок 4.4) и прогноза (рисунок 4.25).
В первую очередь, был предпринят ряд попыток по выводу мельницы второй стадии из недогруженного состояния и получения более тонкого конечного продукта путем увеличению циркуляции за счет варьирования числа рабочих гидроциклонов и размеров сливных и песковых насадок. Однако, эти попытки не привели к удовлетворительному результату, что свидетельствует о возможности обеспечения энергетически эффективной работы мельницы второй стадии лишь при увеличении расхода исходной руды на передел (до близкого к проектному уровню).
Первичная симуляция при расходе исходной руды на уровне 505 т/ч и прочих неизменных параметрах показала резкий рост общей степени заполнения мельницы полусамоизмельчения материалом и значительное увеличение циркулирующей нагрузки первой стадии. Для снижения этих негативных эффектов шаровая загрузка SAG 28 x12 была увеличена от фактически замеренной 7,3% до максимально допустимой в 12%, что оказалось недостаточным для перехода на нормальный режим. Результаты варьирования диаметра догружаемых шаров были сочтены незначительными, что привело к решению о необходимости вовлечения в эксплуатацию галечной дробилки HP 500.
Симуляция работы первой стадии с додрабливанием гали показала возможность дальнейшего увеличения производительности первой стадии до 520 т/ч и снижения шаровой загрузки от 12 до 10,4% при ожидаемой крупности подрешетного продукта грохота около 44% класса -71 мкм (T80=289 мкм) против 49% класса -71 мкм (T80=244 мкм) при опробовании. Прогнозные значения общей степени заполнения мельницы полусамоизмельчения материалом и циркулирующей нагрузки составили 30,76% и 19,42% (101 т/ч) соответственно (против 30,71% и 25% при опробовании). Дальнейшие исследования возможности повышения эффективности первой стадии за счет изменения параметров разгрузочной решетки мельницы SAG 28 x12 были отложены до получения промышленного подтверждения описанных выше прогнозных данных.
Очевидным следствием увеличения производительности передела по исходной руде явился значительный рост объема поступающей на гидроциклонирование пульпы, который, в свою очередь, послужил причиной резкого повышения давления в гидроциклонах, перегрузки песковых насадок и общего снижения эффективности классификации. Дополнительная серия симуляций была проведена для выявления оптимального режима классификации, что привело к решению увеличить число рабочих гидроциклонов с 3 до 4 при сохранении уже подобранных сотрудниками комбината сливных и песковых насадок. Для дальнейшего улучшения показателей работы второй стадии шаровая загрузка мельницы BM 18 x26 была увеличена с