CC BY
76
© О.Ф. Клюка, Н.Г. Чурилов, 2004
УДК 622.73
О. Ф. Клюка, Н.Г. Чурилов
ПУТИ СНИЖЕНИЯ ЭНЕРГОЗАТРАТ В КОМЛЕКСЕ «СРЕДНЕЕ И МЕЛКОЕ ДРОБЛЕНИЕ - ПЕРВАЯ СТАДИЯ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ.» НА ОБОГАТИТЕЛЬНОЙ ФАБРИКЕ СТОЙЛЕНСКОГО ГОКА
ш Ш рактика работы измельчительного .ж .Ж оборудования показывает, что крупность питания мельниц является одним из самых значительных факторов, определяющих их производительность и влияющих на снижение энергозатрат.
Поэтому в настоящей работе исследован процесс среднего и мелкого дробления с целью изыскания путей повышения его эффективности, которые должны снизить удельный расход энергии в более энергоемкой последующей операции измельчения.
Технологическая схема в корпусе среднего и мелкого дробления (КСМД) включает стадию среднего дробления в дробилках КСД-3000Т с последующим грохочением на грохотах ГИСТ-72 и направлением надрешетного продукта в стадию мелкого дробления в дробилках КМД-3000Т, работающих в замкнутом цикле с грохотами поверочного грохочения ГИСТ-72.
На первом этапе задачей исследований было: установить принципиальную зависимость режимов переработки руды на участке дробления и 1-й стадии измельчения. Испытания показали, что зависимость между величиной крупности дробленой руды, поступающей в мельницу, удельной производительностью последней и удельным расходом энергии на измельчение имеет линейный характер.
Так, получение в переделе дробления конечного продукта со средневзвешенной крупностью 7,2 мм вместо 9,7 мм требует увеличения удельного расхода энергии на ДЕдр = 1,29 -1,03 = 0,26 кВт-ч/т. Этот же диапазон сокращения крупности при дроблении руды обеспечивает рост удельной производительности мельницы с 1,15 до 1,3 т/м3. При условии одинакового прироста готового класса -0,071 мм в 1-й стадии измельчения Др = (Р - а) = 56 % (где а -содержание готового класса в питании мельни-
цы, р - содержание готового класса в сливе мельницы), для обоих случаев производительность мельницы МШЦ-5500*6500 по руде и удельный расход энергии составили 287,5 т/ч (при іісв = 9,7 мм) и 335,0 т/ч (при іісв = 7,22 мм) и 12,35 и 10,92 кВт-ч/т соответственно. Потребляемая приводом мельницы мощность при этом составила 3550 кВт.
Сокращение удельного расхода энергии при переходе на более мелкую руду в измельчении составило
АЕтм = 12,35 - 10,92 = 1,43 кВт-ч/т,
а по обоим переделам
АЕо6щ = 1,43 - 0,26 = 1,17 кВт-ч/т.
Это свидетельствует о том, что увеличение удельного расхода энергии на каждый 1 кВт-ч/т в переделе дробления позволяет снизить расход энергии в 1-й стадии измельчения на 5,5 кВт-ч/т.
Анализ приведенных результатов свидетельствует о перспективности снижения крупности дробленой руды, подаваемой в мельницу, с целью снижения интегральной энергоемкости разрушения на стадиях дробления и измельчения.
После установления принципиальной зависимости энергозатрат в 1-й стадии шарового измельчения от крупности дробленого продукта, являющегося исходным питанием мельниц, были проведены с 1995 г. систематические исследования с целью устойчивого снижения крупности дробленого продукта. Изучались технические возможности существующего оборудования, проводились технологические испытания, подбирались оптимальные режимы и параметры дробильного и сортировочного оборудования.
Практический интерес представляло изучение зависимости потребляемой дробилкой КМД мощности (Ы) от нагрузки на нее (О), при
переменных значениях разгрузочных щелей. Исследования показали, что в условиях работы фабрики эти зависимости дают реальные пути управления производительностью узла мелкого дробления по потребляемой мощности.
Размер разгрузочной щели дробилки КМД в ходе испытаний изменялся в пределах от 9 до 16 мм. При установленном размере щели скорость движения конвейера-питателя задавалась переменной, что позволило изменять нагрузку по питанию от минимальной до максимальной. В ходе испытаний регистрировалось потребляемая мощность двигателем дробилки, производительность и уровень циркуляции по показателям конвейерных весов. Продукты дробления подвергались ситовому анализу, а проба исходного материала - рудоразборке.
В результате испытаний установлены закономерности изменения потребляемой дробилкой мощности (Л, кВт) КМД, ее производительности (2, т/ч) и циркулирующей нагрузки (С, %) на нее в зависимости от размера разгрузочных щелей. Эти зависимости носят параболический характер и характеризуются семейством кривых для переменных значений разгрузочных щелей, которые по показателям приборов в операторской (мощность двигателя и производительность по питанию) позволяют судить о состоянии разгрузочных щелей и необходимости их регулировки. При этом кривая роста потребляемой мощности интенсивно растет при приближении к максимальной пропускной способности камеры дробления.
Кроме того, анализ полученных данных показывает:
• увеличение размера разгрузочных щелей допускает высокую производительность по питанию, но сопровождается снижением степени дробления и ростом средневзвешенного размера куска в разгрузке дробилки;
• с увеличением ширины разгрузочной щели дробилки КМД ее производительность увеличивается, а энергоемкость линейно уменьшается; так при увеличении ширины разгрузочной щели с 10 до 16 мм производительность дробилки увеличивается в среднем с 460 до 750 т/ч, а энергоемкость уменьшается с 0,54 до 0,27 кВт-ч/т руды;
• с увеличением ширины разгрузочной щели дробилки при определенной производительности потребляемая дробилкой мощность снижается, а циркулирующая нагрузка при
увеличении разгрузочной щели в том же диапазоне резко увеличивается;
• с увеличением размера разгрузочной щели дробилки возрастает нагрузка на грохот поверочного грохочения, растет циркуляция надрешетного продукта и снижается эффективность грохочения.
В условиях, когда среднее и мелкое дробление жестко не связаны с собой, работа цикла КСМД может выполняться с некоторой свободой выбора режимов и варьирования соотношений числа дробилок обеих стадий. При этом в качестве критерия оптимизации предлагается оптимальная загрузка дробилок обеих стадий дробления по потребляемой мощности и удельному расходу энергии.
В связи с этим на основании экспериментального материала настоящей работы нами выполнена оценка влияния 20 сочетаний разгрузочных щелей дробилки КМД размером 10, 12, 14 и 16 мм с разгрузочными щелями дробилки КСД размером 32, 34, 36, 38 и 40 мм на производительность и удельный суммарный расход электроэнергии по обеим стадиям (при соотношении КСД:КМД = 1:2).
На основании анализа проведенной оценки установлено, что оптимальным сочетанием разгрузочных щелей дробилок КСД и КМД являются: КСД - 34-36 мм и КМД - 12-14 мм. При этом удельный расход энергии в обеих стадиях оптимален и равен 0,82-0,9 кВт-ч/т руды.
Нашими дальнейшими исследованиями установлено, что, несмотря на оптимизацию щелевого режима дробилок КСД-3000Т и КМД-3000Т, при котором цикл КСМД работал в течение определенного периода, дробленый продукт, являющейся питанием мельниц первой стадии измельчения не обеспечивает высоких показателей этого процесса: производительность мельниц составила 314-320 т/ч при удельном расходе электроэнергии на измельчение и обогащение 25-32 кВт-ч/т руды.
Несмотря на то, в результате оптимизации щелевого режима дробилок средневзвешенная крупность дробленой руды снизилась с 10 до 8,7 мм, технические и технологические возможности указанных дробилок были исчерпаны в плане дальнейшего снижения крупности питания мельниц.
В связи с этим на техсовете комбината по нашим рекомендациям было принято научно-техническое решение по замене дробилок прежней модификации на модернизированные
дробилки КСД-3000Т-Д и КМД-3000Т2-ДП с увеличенным числом качаний подвижного конуса и усовершенствованным профилем зоны дробления. Это позволило в 1999 г. снизить средневзвешенную крупность дробленого продукта до 8,2 мм и увеличить содержание класса -5+0 мм с 20,9 до 35,7%. В процессе исследований скорректированы оптимальные размеры разгрузочных щелей дробилок: для КСД - с 34-36 до 30-32 мм и для КМД - с 1214 до 9-11 мм. Производительность технологической схемы «среднее дробление -
грохочение - мелкое дробление - грохочение» увеличилась с 633 до 793 т/ч, циркулирующая нагрузка в цикле «мелкое дробление - поверочное грохочение» снизилась со 142 до 102%, а эффективность грохочения увеличилась, так как удельная нагрузка на грохот достигла технологически оправданного уровня (до 40 т/ ч-м ). Снижение крупности питания мельниц первой стадии позволило увеличить их производительность по руде на 28% (с 314,4 до 402,9 т/ч) и снизить удельный расход электроэнергии на 15% (с 24,95 до 21,75 кВт-ч/т руды).
В связи с оснащением КСМД модернизированными дробилками нами было рекомендовано для дальнейшего снижения энергозатрат введение дополнительных производственных мощностей - одна линия среднего дробления и две линии мелкого дробления. Появление резерва мощностей в переделе дробления вместе с проведенной модернизацией позволило заменить нижние сита грохотов ГИСТ-72, установленных в стадиях среднего и мелкого дробления, с ячейкой 20 мм, на сита с ячейкой 18 мм. Номинальная крупность дробленой руды была снижена с 18 до 15 мм, средневзвешенная крупность дробленой руды снижена с 8,2 до 7,0 мм, а содержание класса -5+0 мм увеличилось с 35,7 до 44%.
Производительность технологической схемы дробления возросла с 793 до 847 т/ч, циркулирующая нагрузка снизилась со 102 до 84%.
Подготовка более мелкой руды не повлекла за собой увеличения удельного расхода электроэнергии в переделе дробления, а, напротив, он был снижен с 3,2 до 2,8 кВт-ч/т руды.
Снижение удельного расхода электроэнергии было обусловлено следующими факторами:
• -оптимизацией загрузки дробилок КСД и КМД по мощности; мощность, потребляемая приводом дробилок, возросла со 140 до 210 кВт (при установленной мощности двигателя 400 кВт), что привело к лучшему за -полнению рудой камеры дробления и улучшению грансостава дробленого продукта;
• -работой дробилок КМД с распределителем питания;
• - оптимизацией щелевого режима дробилок и повышением эффективности грохочения, что не позволяло развитию циркулирующей нагрузке и затрат на конвейерную транспортировку этого рудопотока.
Повышение эффективности работы КСМД улучшило показатели процесса измельчения. Производительность мельниц МШЦ-
5500x6500 первой стадии измельчения увеличилась еще на 16,5% (с 402,9 до 469,2 т/ч), а удельный расход электроэнергии на измельчение снизился на 5,5% (с 21,75 до 20,63 кВт-ч/т руды).
По сравнению с показателями измельчения руды на ОФ СГОКа в 1997 г. производительность мельниц в 2002 г. увеличилась на 50%, а энергоемкость измельчения снизилась на 21% (с 24,95 до 20,63 кВт-ч/т руды).
Суммарная экономия энергозатрат на дробление и измельчение составила 4,67 кВт-ч/т руды или 9,43 кВт-ч/т концентрата.
С учетом полученного в 2002 г. концентрата в количестве 11,24 млн т экономический эффект от внедрения научно-технических разработок составил: 11,24 млн т х 9,43 кВт-ч/т х 0,96 руб./кВт-ч = 101,8 млн руб.
— Коротко об авторах --------------------------------------------
Клюка Олег Федорович — председатель Совета директоров Стойленского ГОКа. Чурилов Николай Григорьевич - советник ген. директора Стойленского ГОКа.
