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铜山矿破磨生产流程设计方案的改进

2010-08-15唐新民王维君

中国非金属矿工业导刊 2010年2期
关键词:铜山处理量单耗

吴 锡,唐新民,王维君,童 祯

(1.安徽省铜陵学院机械工程系,安徽 铜陵 244000;2.铜陵有色铜山矿业有限公司,安徽 铜陵 244000;3.安徽铜冠机械股份有限公司,安徽 铜陵 244061)

铜山矿破磨生产流程设计方案的改进

吴 锡1,唐新民2,王维君3,童 祯2

(1.安徽省铜陵学院机械工程系,安徽 铜陵 244000;2.铜陵有色铜山矿业有限公司,安徽 铜陵 244000;3.安徽铜冠机械股份有限公司,安徽 铜陵 244061)

文章简述了将铜山矿常规三段一闭路破碎加球磨方案,改造为新型φ3.2m×3.6m溢流球磨机、其转速加快到23.8r/min、钢球加大到φ240mm、单台完成铜山矿破磨生产任务的方案,并用“四维破磨理论”论证产品粒度达标和处理量达产。与常规破磨方案相比,不仅工程总投资大大节省,而且通过节能降耗大大提高了经济效益。

半自(球)磨机;破粉碎比;流程设计

铜陵有色铜山矿现用破粉碎生产流程设备,自1959年投入使用以来,基本上未进行更新改造,陈旧老化严重。目前碎矿产品粒度<20mm占80%左右,磨矿产品粒度<0.073mm占60%左右,处理量900t/d×2=1 800t/d左右,不能满足今后生产要求。设计部门提出常规和半自磨加球磨的两个方案,笔者用“四维破磨”理论[1],提出的新型球磨方案较常规方案更好地完成破磨生产任务。

1 原始数据及破磨设计方案

1.1 原始数据

铜山矿的原矿性质,与冬瓜山铜矿和安庆铜矿相似;矿石硬度系数15左右,原矿含泥3%左右。铜山矿与冬瓜山铜矿一样,粗碎在井下,提运到地表粗矿仓矿石粒度<250mm占100%,<150mm占60%以上。磨矿产品粒度<0.073mm占75%以上,与天马山矿相似。

破粉碎生产流程和设备的能源利用率高低,可用它们的破粉碎效果比值(破粉碎比与单位能耗之比)大小来判定[2]。目前冬瓜山矿半自磨机破粉碎效果比值110t/kW·h以上,安庆铜矿常规闭路碎矿生产流程的破粉碎效果比值只有5t/kW·h左右[3,4]。说明半自磨机替代闭路碎矿生产流程不仅可行而且可节能降耗。

1.2 铜山矿常规破磨方案

(1)碎矿生产流程。

粗碎在井下,采用500mm×1200mm鄂式破碎机,粗碎后矿石粒度<250mm占100%,<150mm占60%以上;提运到地表300m3的粗矿仓。由1号1m皮带机送入φ2.1m标准圆锥破碎机中碎,再由2号1m皮带机送入φ2.2m短头圆锥破碎机细碎。再由3号1m皮带机送入1.5×3m振动筛分级,筛上粒度>13mm矿石,由1号650mm皮带机送回细碎机;筛下粒度<13mm占90%以上的矿粒为碎矿产品,分别由2号和3号650mm皮带机送入容积为300m3的1#和2#细矿仓中,中细二段破碎的破粉碎比150∶10=15,处理量150t/h,用电单耗3.5kW·h/t,破粉碎效果比值为4.3t/(kW·h)。

(2)磨矿生产流程。

由4#和5#的650mm皮带机,把细矿仓矿石分别送入1#和2#φ3.2m×3.6m溢流球磨机,均配φ2.4mm双螺旋分级机和φ500mm旋流器二级分级,磨矿产品粒度<0.073mm占75%以上,<0.06mm占60%以上,破粉碎比167,处理量100t/h,磨矿单耗16kW·h/t,磨矿生产流程设备的破粉碎效果比值10.5t/(kW·h)。

常规三段一闭路破磨生产流程总的破粉碎比为2 500;单耗19.5kW·h/t,破粉碎效果总比值为128t/(kW·h)。

1.3 铜山矿半自磨加球磨方案

把粗矿仓的矿石,由1m皮带机送入φ4.8m×1.8m格子型半自磨机(钢球加大到φ180mm,装球率15%以上,实际混合充填率45%左右),破碎后矿石溜入1.2m×2.5m双层振动筛分级,上层筛上矿石粒度>12mm占100% ,由650mm皮带机送回半自磨机;中底二层矿石(浆)为半自磨产品,粒度<12mm占100%,<0.5mm占60%以上;半自磨机破粉碎比为300,处理量100t/h以上,用电单耗5kW·h/t,破粉碎效果比值为60t/kW·h。其中层矿石粒度<12mm且>2mm由10″管螺旋输送机送入φ3.2m×3.6m溢流球磨机(大钢球φ100mm以上,装球率30%,实际混合充填率35%以上);振动筛底层矿浆和球磨机排矿浆,混合流入φ2.4m双螺旋分级机分级,粗粒沉沙流入球磨机,溢流由砂泵送入φ500mm旋流器分级,粗粒沉沙入磨,细粒溢流为磨矿产品粒度<0.073mm占75%以上,<0.06mm占60%以上。基本解决球磨机磨矿效果很差的问题,破粉碎比0.5÷0.06=8.3,处理量60×2t/h以上,磨矿单耗6kW·h/t。球磨机破粉碎效果比值仍只有1.4t/(kW·h);破磨单耗为11kW·h/t,破粉碎效果总比值为(150÷0.06)÷(5+6)=227t/(kW·h),为常规方案的227÷128=177%。

2 半自磨机过粉碎分析和改造

半自磨机的产品过粉碎,实际替代了球磨机完成破粉碎生产任务。证实半自磨机不仅可替代多台破碎机,完成碎矿任务;而且可替代球磨机,完成磨矿任务。

2.1 半自磨机产品过粉碎分析

冬瓜山铜矿半自磨机,自2004年投入使用以来,产品过粉碎现象严重[5]。据2007年11月17日现场考察,半自磨机实际替代球磨机完成了破粉碎比为26.7的磨粉碎任务。若采取强化半自磨机产品的过粉碎和分级措施,产品粒度<0.073mm的含量由32%增加到65%和75%以上;把500t/h中的粒度<2mm且>0.073mm各粒级(按处理量与平均粒度成反比)换算为粒度<0.073mm(平均粒度取0.035mm)的矿粒,使产品粒度<0.073mm的含量分别增加到65%以上(以67%算)和75%以上(以77%算),处理量分别由500t/h减少为361t/h和278t/h。

2.2 改造半自磨机单台完成破磨生产任务

进一步把格子型半自磨机改造为新型φ8.53×3.96m溢流半自磨机[5-7],钢球加大到φ240mm,装球率12%以上,实际混合充填率50%左右,全速11.6r/min运转;排矿浆粒度<0.073mm占65%以上,经φ600mm旋流器分级的产品粒度<0.073mm的占75%以上。产品粒度<0.073mm占65%以上,半自磨机的处理量由361t/h增加到728t/h;产品粒度<0.073mm占75%以上,处理量由278t/h增加到728÷361×278=561t/h,用电单耗6.5kW·h/t,破粉碎效果比值高达385t/(kW·h)。冬瓜山铜矿半自磨机改为新型φ8.53m×3.96m溢流半自磨机和加大钢球,确保产品粒度达标和处理量达产。破磨用电单耗由目前20kW·h/t下降到6.5kW·h/t左右。

3 新型φ3.2m×3.6m溢流球磨机方案

按上述分析,冬瓜山铜矿新型φ8.53m×3.96m溢流半自磨机,配φ600mm旋流器分级,可确保产品粒度达标和处理量达产。把φ3.2m×3.6m滚动轴承溢流球磨机,改为动态混合充填率45%的溢流球磨机,并加快转速和加大钢球,配φ600mm旋流器分级,单台就可完成铜山矿破磨生产任务。

3.1 结构及参数

新型球磨机与现用φ3.2m×3.6m滚动轴承溢流球磨机的结构基本相同,只是给进料和出料装置不同和转速加快及钢球加大。

(1)现用溢流球磨机。

筒体内径3.2m,筒体长度L=3.6m;高锰钢筒体衬板,波谷厚度70mm,波峰厚度130mm,平均厚度100mm,对应内半径Ra=1.53m,Rb=1.47m,R=1.50m,费氏临界转速nc=30÷=24.3r/min,有效容积V=25.4m3。电机容量600kW,转速250r/min,传动大齿圈齿数278,小齿轮齿数20,筒体转速n1=250r/min÷(278÷20)=18r/min,n1=0.74nc。进出料端盖内锥面的锥角160°,各有12块厚度70mm端衬板,每块上都有一条70mm×70mm径向突包。进出料端主轴承,采用239/1 000型圆柱滚子调心轴承,摩擦系数取q1=0.004,回转半径R0=0.58m,筒体自重回转质量105t;装球率30%左右,球矿比3.5左右。钢球矿石(浆)的动态安息角取β=25°,滑滚动系数取q2=0.15。

(2)新型球磨机。

制作全推送给送料器,替代现用φ3.2m×3.6m溢流球磨机的进料口,去掉联合(鼓形)给料器[5]。设计制作动态充填率η0=45%的螺旋溢流分级出料器,替代现用球磨机的出料口,去掉出料圆筒筛,筒体自重回转质量G0=98t。并设一条有流量计,插入出料器内的加水管道。电机容量600kW不变,转速改为300r/min;小齿轮齿数改为22,则筒体转速加快到n2=300÷(278÷22)=23.8r/min,n2=0.98nc,ω2=2.49弧度/s。钢球密度r钢=7.7t/m3,r球=4.7t/m3,矿石密度r石=3.2t/m3,矿石(浆)混合密度r矿=2.9t/m3。半自磨机球矿(浆)比1左右,体积比0.4左右;现用球磨机球矿比3.5左右,球矿体积比1.3左右。钢球砸磨衬板和钢球的几率,半自磨机比球磨机少许多,半自磨机的能源利用率比球磨机高。同体积矿石的冲击破碎和磨粉碎的能力,分别只有钢球的17%和42%左右;半自磨机的磨矿能力不如球磨机。为此,新型球磨机球矿(浆)比取1.6,球矿(浆)体积比为0.6;钢球、矿石(浆)的混合密度r=(7.7×0.6+2.9×1)÷(0.6+1)=4.7t/m3;下落冲击力系数取f冲=3,设实际混合充填率η=62%计算,装球量0.62×25.4×4.7÷(1.6+1)×1.6=45.5t,装φ240,φ210,φ180mm钢球各15t,装球率38%,平时补加φ240mm钢球。

3.2 新型球磨机确保产品粒度达标

新型球磨机出料端衬板组成的内锥面和突包,具备推送、搅拌和分级作用;把筒体内的钢球和粒度大的块矿,不断推送回筒体。当筒体里混合充填表面,高出球磨机出料器内螺旋叶片内径;在高差作用下,粒度较小的矿粒随矿浆流入出料器;矿浆在出料器由内往外流动过程中,矿粒由大到小沉淀;沉下的矿粒由返砂螺旋叶片及时全部送回筒体,粒度小的矿粒,随溢流流入圆锥沉淀区,再沉淀分级;矿浆中粒度较大的矿粒沉淀,由圆锥面溜回分级沉淀区,由返砂螺旋叶片送回筒体;粒度很小的矿粒随溢流从出料器端筛板的筛孔流出。排出矿浆浓度调节为螺旋分级机溢流浓度28%左右,排出矿浆粒度比天马山矿φ3.2m×3.1m格子型球磨机(提升斗强制排矿中,粒度小的优先随矿浆倒流回筒体)配φ2.4m双螺旋分级机的溢流粒度佳(粒度<0.073mm,含量多5%左右,<0.01mm微粒含量成倍减少)。排出的矿浆由砂泵送入φ600mm旋流器分级,溢流为磨矿产品,粒度<0.073mm占75%以上,破粉碎比2 500左右。

3.3 新型球磨机确保处理量达产

(1)冲击破碎和磨粉碎能力消耗系数。

铜山矿新型φ3.2m×3.6m溢流球磨机,入磨矿石性质、粒度和磨矿产品粒度<0.073mm占75%以上,与冬瓜山铜矿新型半自磨机相同[5]。冲击破碎能力消耗系数Bth=5.5m2hs-3和磨粉碎能力消耗系数Cth=9.84mhs-2[5],与铜山矿新型球磨机相同。

(2)质点抛落规律和相关数据。

在以筒体圆心为中心的x-0-y坐标中,以有效内半径Ra=1.53m,转速n=23.8r/min,动态安息角β=25°,滑滚动摩擦系数q2=0.15和动态混合充填率η0=45%;查取动态充填面重心S到中心距离ys=0.66m,和计算起抛面上各质点的抛落规律和相关数据[4]:下落冲击平均速度U冲=4.05m/s,冲击合力矩力臂L合=-0.23m,抛起比un=0.61,实际混合充填率η=63.1%,相对滑滚动平均速度U相=6.49m/s,把混合密度r=4.7t/m3代入计算抛落量和滑滚动量计算公式得Q=23.5t/s和E=130t/s。

(3)新型球磨机处理量确保达产。

钢球加大,处理量增加系数K球=0.5×[K矿(d2/d1)3+1],其K矿为矿石冲击破碎影响系数,与球矿比和入磨矿石粒度有关,取K矿=0.8;钢球球径基准状d1=180mm,实际球径d2=240mm,代入得K球=1.4。

处理量计算公式A=0.5K球(QU冲2/Bth+EU相/Cth)[2],t/h。将上述数据代入:A=0.5×1.4×(23.5×4.052÷5.5+130×6.4÷9.84)=107t/h,确保2 000t/d达产并留有余地。

3.4 新型球磨机生产流程的破粉碎效果比值

(1)球磨机负荷。

球磨机负荷计算公式为[2]:主轴承摩擦阻力负荷N1=qωR0[(G0+η0rV)g+f冲QU冲],kW;偏心力矩负荷N2=η0rVgωyssimβ,kW,下落冲击合力矩负荷N3=-f冲QU冲ωL合,kW。

将上述数据分别代入得:N1=10kW,N2=366kW,N3=162kW。

球磨机负荷N=N1+N2+N3=538kW。

(2)砂泵负荷。

按球磨机处理量110t/h,矿浆浓度25%计算砂泵流量为:110÷3.2+110×[(1-0.25)÷0.25]÷1=364m3/h≈0.1m3/s;混合密度r=1÷(0.25÷3.2+(1-0.25)÷1)=1.2t/m3;取砂泵扬程30m和效率60%计算负荷:0.1×9.81×30÷0.60=49kW。

(3)破磨生产流程单耗和破粉碎效果比值。

破磨用电单耗:(538+49)÷107=5.5kW·h/t。

破粉碎效果比值:2 500÷5.5=455t/(kW·h)。

4 结论

综上所述,铜山矿新选厂采用常规三段一闭路碎矿加球磨、半自磨加球磨和新型球磨机,三个破磨生产流程的设计方案;它们分别采用4台、2台和1台的破碎球磨机,都能确保产品粒度<0.073mm占75%以上达标和处理量2 000t/d以上达产。新型球磨机方案比常规破磨方案工程投资大大节省,节能降耗,经济效益明显提高。

[1]唐新民.提高磨机处理能力和能源利用率的研究[J].矿山机械,2003,(1)16-19.

[2]唐新民.破粉碎生产流程设备的现状与节能途径[J].中国非金属矿业导刊,2009,(3).

[3]唐新民.安庆铜矿φ3.2×4.5m球磨机节能改造[J].矿山机械,2008,(23):89-92.

[4]唐新民.天马山黄金矿φ3.2×3.1m格子球磨机节能改造[J].矿山装备,2009,(3).

[5]磨机全推送给送料器[P].中国专利ZL200820008836,2009-01-21.

TD921.4;TD453

A

1007-9386(2010)02-0040-03

2009-11-30

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