Состояние и перспективы развития производства кокса и пека из нефтяного сырья
ВВЕДЕНИЕ
Золото относится к благородным металлам,
называющимся так вследствие его химической инертности (стойкости) по отношению
к другим соединениям. Благодаря этому свойству, а также неизменяемости внешнего
вида, золото с развитием товарного хозяйства приобрело значение денег.
При этом вначале в качестве денег использовалось
серебро, но затем с увеличением товарооборота, его усложнением и расширением,
серебро было вытеснено более дорогим золотом. Однако значение золота далеко не
исчерпывается его валютными функциями.
В настоящее время золото и его сплавы
применяются при сварке и спайке жаростойких сплавов там, где особенно высоки
требования к прочности и неокисляемости сварных швов: в деталях реактивных
двигателей, ракет, ядерных реакторов, сверхзвуковых самолетов.
Весьма большое распространение получили всякого
рода золотые покрытия, обеспечивающие антикоррозийную или тепловую защиту
наиболее дефицитных и ответственных деталей или предметов, работающих в
окислительной среде при повышенных температурах.
Сочетание химической стойкости золота с его
высокой электропроводностью (по электропроводности золото занимает третье место
среди металлов после серебра и меди) широко используется в электротехнике при
изготовлении всякого рода контактов, штепсельных соединений, реле,
высокоскоростных переключателей для вычислительных машин и подобных им
устройств.
Вопрос увеличения количества добываемого золота
стоит перед государством на одном из первых мест и совершенствование методов и
процессов извлечения золота из руд, снижение его себестоимости является важной
государственной задачей.
В настоящее время успешно решаются задачи более
полного и комплексного извлечения драгоценных металлов из руд россыпных и
коренных месторождений. Широким фронтом ведутся работы по извлечению упорного
тонковкрапленного золота из сульфидных углистых и мышьяковистых руд. На многих
фабриках широко осваивается сорбционная технология.
По мере увеличения добычи золота приходится
вовлекать в переработку более упорные руды с малым содержанием золота. Примером
переработки золотых руд с малым содержанием, является ГМЗ-2, имеющий уникальную
технологию ионообменного процесса золота, обеспечиваюшую на сегодняшний день
достаточно высокое (до 94%) извлечение.
Целью дипломного проектирования является практическое
применение навыков расчетов, умения пользования литературой и, в конечном
итоге, знаний, накопленных за время обучения в институте.
Задачей, стоящей перед дипломным
проектированием, является обобщение опыта работы предприятия, в выявлении узких
мест технологии на основании анализа практической деятельности и показателей
действующего предприятия, а также выявление достоинств технологической схемы с
целью применения достигнутых показателей при выборе и расчете проектируемой
фабрики.
1. ОБЩИЙ РАЗДЕЛ
.1 Характеристика коренных
золотосодержащих руд
Золото в рудах присутствует как в самородном
виде (свободное), так и в виде изоморфных примесей с другими минералами, в
основном с сульфидами, а также ультратонкого взаимного прорастания с минералами
породы. С точки зрения механического обогащения золотосодержащие руды можно
разделить на легкообогатимые и труднообогатимые.
Коренные золотосодержащие руды, в отличие от
урановых или медных руд, характеризуются большим разнообразием минеральных форм
нахождения золота, а также примесями, затрудняющими основной процесс
промышленного извлечения - цианидно-сорбционную технологию. Так присутствие в
рудах природной минеральной органики (углистого вещества) приводит к явлению
природной сорбции, затрудняющей извлечение золота.
Условно, с точки зрения цианидно-сорбционной
технологии, коренные золотосодержащие руды можно разделить на легкоцианируемые
и упорные. Для извлечения золота из легкоцианируемых руд применяют наиболее
простые схемы переработки. Так, богатые малосульфидные руды с крупновкрапленным
свободным золотом, возможно, перерабатывать с приемлемым извлечением по чисто
гравитационной схеме. Это наиболее желаемый вариант, однако, подобные руды в
настоящее время встречаются все реже и их запасы практически исчерпаны.
Легкообогатимые руды со свободным, но
тонковкрапленным золотом перерабатывают с использованием цианидного
выщелачивания, которое в настоящее время является основным способом
промышленного извлечения золота. Этот процесс предусматривает применение
токсичных реагентов, что связано с проблемами обезвреживания сбросных отходов
(хвостов).
Упорные труднообогатимые коренные руды
характеризуются сложным вещественным составом, что делает необходимым
применение специальных приемов по их переработке. Так, при переработке
высокосульфидных руд применяют комбинированные схемы, включающие гравитацию для
выделения свободного золота в «золотую головку», флотацию для извлечения
золота, ассоциированного с сульфидами в бедный флотоконцентрат при получении
хвостов с отвальным содержанием, и, наконец, переработку сульфидного
концентрата. Переработка сульфидного концентрата может осуществляться либо
простым цианированием, либо с предварительным обжигом, либо после
предварительного разложения (окисления) в автоклавах,либо после биовыщелачивания
(окисления). Подобные приемы приводят к удорожанию стоимости переработки,
однако позволяют добиться более высокого извлечения.По качеству вновь
вовлекаемых в переработку коренных золотосодержащих руд просматривается
тенденция к снижению содержания в них золота.
Наряду со снижением содержания золота в рудах
наблюдается тенденция усложнения минералогического состава. В переработку
вовлекаются труднообогатимые сульфидные руды с высоким содержанием минеральной
органики (Сэйдж, Невада), мышьяковистые руды (Тарор, Таджикистан),
тонковкрапленные с крупностью золота 1-5 мкм (Алумбрера, Аргентина).
Как правило, на практике для повышения
экономической эффективности переработка бедных, легкообогатимых забалансовых
руд, а также окисленных руд верхней части месторождения, осуществляется с
использованием технологии кучного выщелачивания, которая исключает
дорогостоящий процесс измельчения всей массы руды.
В последнее время среди новых золотодобывающих
предприятий увеличилась доля предприятий, перерабатывающих упорные, сложные по
минеральному составу руды. Особенностью подобных руд является тонкая
вкрапленность, высокое содержание сульфидов, наличие минеральной органики и
мышьяковистых минералов и т.п. Для переработки таких руд применяют операции
предварительного окисления (обжиг, автоклавный процесс, биовыщелачивание), что
оборачивается повышенными эксплутационными расходами, которые могут быть
компенсированы за счет более высокого извлечения золота из руд.
Таким образом, существует устойчивая тенденция
вовлечения в переработку бедных (до 1 г/т), но легкообогатимых и
труднообогатимых, но относительно богатых по содержанию золота руд. Критериями
являются экономические показатели работы предприятий, например себестоимость
получения 1 г золота.
1.2 Методы обогащения коренных
золотосодержащих руд
Изначально золото из коренных руд извлекали в
виде «свободных» зерен гравитационными методами обогащения с получением
«шлихового» продукта или так называемой «золотой головки». После плавки
шлихового продукта, смешанного с флюсами получают черновое золото (сплав Доре),
содержащее кроме золота примеси: серебро, медь и другие цветные металлы. Для
получения чистого золота, содержащего 99,99%, сплав Доре подвергают очистке на
аффинажных заводах, использующих метод электролиза.
Гравитационными методами эффективно извлекали
крупновкрапленное, свободное золото. С истощением запасов богатых,
крупновкрапленных золотосодержащих руд в переработку стали вовлекать
тонковкрапленные руды, которые эффективно перерабатывали с использованием метода
флотации. Однако основным процессом извлечения золота из коренных руд является
метод сорбционного цианирования, с применением которого работает абсолютное
большинство современных золотоизвлекательных заводов.
Для переработки упорных золотосодержащих руд,
имеющих сложный минералогический состав, содержащих вредные примеси, применяют
методы предварительной обработки перед традиционным цианированием, такие как
обжиг, автоклавное окисление, биовыщелачивание..
Горнодобывающие компании заинтересованы в более
полном извлечении металлов при наименьших затратах, как из богатых
(балансовых), так и из бедных (забалансовых) руд. В связи с этим при разработке
месторождения применяют как индустриальный способ извлечения благородных
металлов из балансовых руд на золотоизвлекательных фабриках (заводах), так и
способ кучного выщелачивания из бедных забалансовых руд.
Для применения оптимальной технологии
извлечения, необходимо проведение исследовательских работ по изучению
вещественного состава, обогатимости и технологичности руд, экологии. На
основании результатов изучения характеристики исследуемой руды может быть
выбрана та или иная технология переработки, позволяющая достигать более полное
извлечение золота при наименьших затратах.
Основным способом промышленного извлечения
золота из коренных руд, вот уже столетие, является цианидно-сорбционная
технология, позволяющая экономически выгодно перерабатывать бедные (до 0,8 г/т)
руды с ультратонким золотом (1-5 мкм). С применением данной технологии только в
последнее десятилетие построены десятки крупных золотоизвлекательных заводов,
перерабатывающих миллионы тонн руды в год и выпускающие ежегодно по десять и
более тонн золота каждое.
1.3 Практика действующих зарубежных
и отечественных золотоизвлекательных фабрик
.3.1 Золотоизвлекательный завод Форт
Нокс (США)
Запасы руды составляют 146 млн. тонн со средним
содержанием золота в рудах 0,86 г/т или примерно 130 т золота. Рудное тело
представлено гранитами. Золото тонкое, в кварце имеет вкрапленность менее 100
мкм и концентрируется вдоль краев пегматитовых жил. Руда малосульфидная,
легкообогатимая.
Предприятие рассчитано на 12 лет работы с
производительностью 11,9 млн. т руды в год и получением ежегодно по 10,9 т
золота.
Разработка месторождения осуществляется открытым
способом. Добытую руду дробят в конусной дробилке Nordberg с диаметром конуса
1,52 м, до крупности - 203 мм, установленной на борту карьера и работающей с
производительностью 3630 т/ч. Дробленую руду конвейером длиной 830 м и шириной
1,37 м транспортируют на фабрику в открытый напольный склад общим объемом 181
тыс. тонн.
Из напольного склада руду подают в мельницу
полусамоизмельчения типа Каскад (SAG) размером DхL=10,4х4,6 м фирмы Svedala,
работающей с добавкой шаров диаметром 127 мм в количестве до 15% объема барабана.
Производительность мельницы по руде - 1360 т/ч (32650 т/сут), крупность помола
- 25,4 мм..
Разгрузка мельницы Каскад самотеком поступает на
двухситный вибрационный грохот. Надрешетный продукт грохота системой конвейеров
возвращается обратно в мельницу Каскад. Подрешетный продукт грохота,
объединенный с разгрузкой шаровых мельниц, насосом подают для классификации в
батарею гидроциклонов.
Пески гидроциклонов распределяют на две шаровые
мельницы фирмы Svedala размером DхL=6,1х9,15 м. Размер шаров 76 мм. Слив
гидроциклонов крупностью 75% класса - 0,15 мм при плотности 30% твердого через
щепоулавливающий грохот направляют в радиальный сгуститель фирмы Eimco
диаметром 33,5 м.
Часть песков гидроциклонов (20%) направляют в
цикл гравитации для выделения «свободного» золота: первоначально на конус
Ричерта, затем нижний продукт - на винтовые сепараторы Ричерта, концентрат
которых поступает на концентрацию на столах Дейстер. Полученную «золотую
головку» направляют на плавку с получением сплава Доре, а промпродукты
гравитации возвращают в цикл измельчения.
Для поддержания требуемой щелочности среды в
цикл измельчения подают известь, которую смешивают с исходной рудой.
Измельченный продукт плотностью 55% твердого
подвергают контрольной классификации на виброгрохоте, надрешетный продукт
которого возвращают обратно в цикл измельчения. Подрешетный продукт
контрольного грохота смешивают с раствором цианида и подают в цепочку из семи
реакторов размерами DхL=17,1х15,25 м для цианирования в течение 14 часов. Затем
в пульпу загружают активированный уголь, и цикл сорбции продолжается в течение
10 часов в цепочке.
На головном чане установлен грохот с ситом 0,8
мм для отделения из пульпы насыщенного угля. Насыщенный уголь загружают в
бункер и направляют в цикл десорбции и регенерации.
Насыщенный уголь поступает в цикл десорбции, где
золото переходит в насыщенный раствор, который подвергают электролизу. Катоды,
нагруженные золотом после промывки и «отжима» подвергают плавке с получением
сплава Доре и шлака, который возвращают в цикл измельчения.
Из хвостового чана пульпу направляют в цикл
обезвреживания, в котором используют процесс «Inco» с продувкой сернистого газа
(SO2) через пульпу. Для окончательного обезвреживания в две обезвреживающих
емкости загружают бисульфит аммония. В качестве катализатора в емкости
добавляют сульфат меди. После обезвреживания хвостовую пульпу после сгущения до
55% твердого сбрасывают в хвостохранилище.
Реальное извлечение золота на заводе Форт Нокс
составляет 89%. Несмотря на невысокое содержание золота, руда легкообогатимая,
требует мало извести и цианида, относительно грубый помол приводит к снижению
затрат.
1.3.2 Золотоизвлекательный завод
Муссельвайт (Канада)
Месторождение с запасами руды 9,7 млн. т
содержит в среднем 5,62 г/т золота.
Руды коренные, первичные, силикатные, доминируют
вулканические породы - грано-гарнит-амфиболы, которые отличаются очень высокой
плотностью - до 3,3 т/м3. Золото самородное, ассоциировано в кварце. На
месторождении различают четыре рудных тела, одно из которых сосредотачивает 80%
запасов.
Проектная производительность рудника 3300 тонн
руды в сутки или 1,2 млн. тонн в год с выпуском 6,2 т золота ежегодно.
Переработка руды осуществляется по
гравитационно-сорбционной технологии. Исходная руда подвергается дроблению в
две стадии - в щековой и конусной дробилках до крупности 80% класса - 25 мм.
Измельчение дробленой руды осуществляется в две стадии в стержневой и шаровой
мельницах до крупности 80% класса - 0,09 мм. Шаровая мельница работает в
замкнутом цикле с гидроциклонами, часть песков которых направляют в цикл
гравитации.
Гравитационное обогащение осуществляют в
концентраторе Knelson диаметром 750 мм, перед которым установлено неподвижное
шпальтовое сито. Надрешетный продукт сита и хвосты концентратора Knelson
возвращают в цикл измельчения. Гравитационный концентрат разгружают один раз в
сутки и перечищают на концентрационном столе с получением «золотой головки»,
направляемой на плавку.
Слив гидроциклонов после сгущения до 50%
твердого направляют в цикл цианирования в течение 32 часов в четыре реактора.
Растворенное золото сорбируют активированным углем в шести реакторах.
Насыщенный уголь подвергают десорбции с получением золотосодержащего раствора -
элюата.
Десорбированный уголь активируют в вертикальной
печи, работающей на пропане. Золотосодержащие растворы пропускают через
электролитические ванны с катодами из нержавстальной «ваты», на которую
осаждается золото. Катоды с золотосодержащим осадком промывают, отжимают,
фильтруют и после добавления «золотой головки» и флюсов сплавляют с получением
слитков лигатурного золота Доре. Извлечение золота от руды составляет 90%.
Обезвреживание хвостов переработки осуществляют
методом продувки газообразным сернистым газом. Хвосты направляют в
хвостохранилище, осветленная вода которого используется для водооборота.
Излишки воды перетекают в пруд-отстойник..
1.3.3 ЗИФ «Sixteen to the mine»
(Калифорния, США)
Месторождение разведано в 1896 г. Руды
кварцевые, серпентиновые, высококачественные, золото самородное, в кварце.
Технология извлечения золота с использованием
гравитации работала на фабрике вплоть до 1996 г. Существовавшие потери
свободного золота в хвостах предопределили необходимость испытаний новых,
современных аппаратов с целью увеличения извлечения золота и повышения
производительности фабрики.
Исходную руду подземной добычи подвергают
дроблению в щековой дробилке крупного дробления и короткоконусной до крупности
- 12 мм, затем измельчают в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле с
отсадочной машиной и классификатором. Слив классификатора подают в винтовой
сепаратор, хвосты которого направляют в отвал, а концентрат отправляют на
доводку на концентрационном столе. Концентрат стола направляют на плавку,
промпродукт возвращают обратно на винтовые сепараторы.
В 1996 г. на фабрике провели испытания
переносного концентратора Нельсон диаметром 12 дюймов вместо чаши Кнудцена.
Первоначально на концентратор Нельсон подавали концентрат отсадки и это
увеличило извлечение в цикле гравитации. На концентратор Нельсона подавали
всего 25% от питания чаш Кнудцена, но даже это привело к увеличению извлечения.
В 1997 г. на месте отсадочной машины постоянно
установили промышленный концентратор Нельсон KC-CD 20, оснащенный сверху
неподвижным грохотом со шпальтовым ситом с шириной щели 0,83 мм. Разгрузка
шаровой мельницы самотеком поступала на шпальтовый грохот Нельсона, надрешетный
продукт грохота посредством насоса возвращали обратно в мельницу.
Производительность концентратора Нельсон KC-CD
20 составляла 13,6 т/ч по твердому. Концентрат Нельсона поступал на плавку, а
хвосты - на концентрационные столы Deister. Подача «ожижающей» воды в
концентратор Нельсон составляет от 13,5 до 7,5 м3/ч. Степень концентрации
9,2-5,5 раз.
В результате установки концентратора Нельсон
переработка руды на фабрике возросла на 280%, снизился расход электроэнергии,
уменьшилась масса концентрата, повысилась его сохранность, извлечение
свободного золота возросло с 70 до 96%.
1.3.4 Золотоизвлекательный завод
Келайн (Индонезия)
Месторождение представлено коренными сульфидными
золото - серебряными рудами. Запасами руды состаляют 85 млн. тонн с содержанием
1,9 г/т золота. Руды труднообогатимые.
Месторождение разрабатывают открытым способом.
Добытую руду доставляют на открытый рудный склад, где осуществляется ее
усреднение.
Дробление руды производят в двух идентичных
технологических цепочках, включающих питатель, колосниковый грохот и щековую
дробилку крупного дробления. Дробленая руда поступает в открытый напольный
склад, предназначенный для поддержания требуемой производительности, если одна
из дробилок окажется неисправна.
После дробления руду подают в две мельницы
самоизмельчения размером DхL=8,4х3,7 м, работающих в открытом цикле. Разгрузка
мельниц самоизмельчения поступает в батарею гидроциклонов, пески которых
являются питанием шаровой мельницы. Часть песков гидроциклонов в количестве 200
т/ч подвергается гравитационному обогащению в центробежном чашевом
концентраторе Knelson.
Применение гравитационного обогащения позволяет
выделить «свободное» золото перед циклом цианирования. Слив гидроциклонов
крупностью 80% класса - 0,15 мм является измельченным продуктом и через
щепоулавливающий грохот поступает в цикл цианирования после промежуточного
сгущения.
Объединенный поток пульпы после сгущения
поступает в цикл цианидного выщелачивания, включающий шесть, последовательно
соединенных между собой, реакторов чанового типа объемом по 400 м3 каждый,
затем в другие шесть реакторов для сорбции золота на активированный уголь
(процесс CIP). Время выщелачивания составляет 24 часа. После десорбции угля,
извлечение золота из насыщенных растворов осуществляют электролизом, удаляют
ртуть и затем в печах индукционного типа выплавляют лигатурное золото (сплав
Доре).
Потери золота в растворах продуктов
выщелачивания составляют менее 0,02 г/т. Однако, значительное количество золота
в руде является нецианируемым. Этот упорный материал представлен, главным
образом, сульфидами (в основном пиритом).
Хвосты фабрики после извлечения золота
подвергают сгущению в радиальных сгустителях диаметром 28 м до 50-55% твердого,
и после обезвреживания направляют в хвостохранилище. Осветленный слив
сгустителей, имеющий концентрацию цианида 100 мг/л при рН=10,5, используют в
качестве оборотной воды, и после добавления цианида возвращают в цикл
измельчения.
В мельничном отделении достигнут высокий уровень
технической готовности: коэффициент использования оборудования (КИО) для
шаровой мельницы составляет 98%, для мельниц самоизмельчения - 95%.
1.3.5 Золотоизвлекательный завод
Омай (Гайана)
Рудные запасы месторождения Омай составляют 69
млн. тонн руды при среднем содержании золота 1,5 г/т. Руды легкообогатимы, без
вредных примесей, с содержанием сульфидов менее 0,5%.
Руду, представленную крепкими коренными и
мягкими разрушенными разновидностями в соотношении 3:1, перерабатывают на
золотоизвлекательном заводе производительностью 12000 т/сут (4,25 млн. т/г),
работающем по схеме, включающей гравитационное обогащение, цианидное
выщелачивание и сорбцию золота на уголь в пульпе (CIP).
Коренные руды исходной крупности подвергают
дроблению в щековой дробилке размером 1,38х1,89 м и загружают в открытый склад
объемом 100 тыс. т. На внешней стороне рудного склада дробленой руды отсыпают
разрушенные сапролиты и пески, которые не требуют дробления. Коренные и
разрушенные руды смешивают при подаче в цикл измельчения.
Измельчительный цикл включает одну мельницу
самоизмельчения SAG размером DхL=9,15х3,96 м, оснащенную приводом с переменной
частотой вращения, мощностью 5512 кВт; короткоконусную дробилку диаметром 1,68
м и две шаровые мельницы размером DхL=5,0х8,23 м с приводом мощностью по 3308
кВт. Шаровые мельницы работают в замкнутом цикле с двумя батареями из пяти
гидроциклонов диаметром от 50 до 500 мм.
Пески одного гидроциклона каждой шаровой
мельницы являются питанием цикла гравитационного обогащения, включающего конусы
Ричерта, винтовые сепараторы и концентрационные столы «Дейстер». Концентрат
гравитационного обогащения после доводки направляют на плавку в индукционную
печь совместно с катодным осадком основного гидрометаллургического передела
извлечения золота. Извлечение золота в цикле гравитации составляет 20% от руды.
После измельчения пульпа поступает в радиальный
сгуститель диаметром 60 м, откуда сгущенный продукт перекачивают на ленточный
фильтр площадью 20 м2 для удаления щепы.
Очищенная пульпа смешивается с раствором цианида
и поступает на цианирование в четыре, последовательно соединенные чановые
реакторы размером DхH=16х16 м и объемом 3200 м3 каждый с мешалками
пропеллерного типа. Время цианирования составляет 16 часов.
Сорбция растворенного золота осуществляется на
«уголь в пульпе» в шести последовательно соединенных реакторах идентичного
размера. Отделение насыщенного угля производят на двух грохотах «NKM».
Насыщенный золотом уголь десорбируют в одном из двух десорбаторов при температуре
реагента 140 0С, с концентрацией NaOH 15 г/л. Десорбированный уголь вновь
активируют в пламенной печи, работающей на дизельном топливе, и возвращают в
хвостовой реактор.
Извлечение золота из насыщенных растворов
осуществляют электролизом с последующей плавкой в индукционной печи с
получением сплава Доре.
Хвосты обогащения после обезвреживания
перекачивают в хвостохранилище. Осветленную дамбовую воду возвращают в оборот
обратно на завод.
1.3.6 Многовершинная ЗИФ
(Хабаровский край)
Месторождение разрабатывают преимущественно
подземным способом. Метод отбойки с подэтажным обрушением.
Исходную руду автосамосвалами КрАЗ доставляют в
приемный бункер ЗИФ, откуда пластинчатым питателем подают на колосниковый
грохот, надрешетный продукт (+200 мм) которого направляется в щековую дробилку
ЩДП-900 х 1200. Дробленая руда крупностью -200 мм поступает в бункер главного
корпуса, откуда подается на измельчение в два блока, включающих каждый мельницу
самоизмельчения ММС-70х23, работающую с шаровой мельницей МШР-36х40. Мельницы
«Каскад» первоначально были оснащены бутарами сеющего типа с отверстиями 10 мм.
Класс - 20+10 мм из мельниц самоизмельчения системой конвейеров поступал в
шаровую мельницу каждого блока. Мельницы работают в замкнутом цикле со
спиральными классификаторами, слив которых подвергается контрольной
классификации в гидроциклонах ГЦ-50.
Разгрузка мельниц, как шаровых так и
самоизмельчения, подвергается гравитационному обогащению в отсадочных машинах
МОД-2М. Грубый гравитационный концентрат отсадочных машин поступает в
доводочное отделение для доводки на концентрационных столах и получения
шлихового золота (золотой головки), отправляемой на плавку. Хвосты
гравитационной доводки возвращаются в цикл измельчения. Извлечение в «золотую
головку» составляет 12%.
Измельченный продукт крупностью 85% класса - 71
мкм, после отделения щепы на барабанных грохотах подвергается сгущению до 50%
твердого в двух радиальных сгустителях диаметром 50 м. Сгущенная пульпа
поступает в цикл сорбционного цианирования со смолой АМ-2Б. Десорбцию золота из
насыщенной смолы осуществляют раствором тиомочевины, затем проводят электролиз
золотосодержащих растворов с последующим получением лигатурного золота (сплав
Доре). В 1997 г. производительность ЗИФ по руде составила 450 тыс. т. в год,
общее извлечение - 70%.
1.3.7 Корпорация «Казах Алтын»
(Казахстан)
Предприятие включает три рудника, три
обогатительные фабрики, промышленную базу и геологоразведочную партию.
Разведанные запасы золота на начало 1999 г.
составляют 117 млн. т. Руды кварцевые и карбонатно-кварцевые, малосульфидные.
Среднее содержание золота от 7 до 20 г/т, при этом свободного золота до 78%.
Рудные тела залегают на глубине от 140 до 700 м. Добычу руды осуществляют
подземным способом.
Рудник «Аксу», имеющий 8 стволов шахт,
разрабатывает месторождение Аксу и Кварцитовые Горки. Разведанные запасы
соответственно: 793 и 2700 тыс. т руды, 12,8 и 15,6 т золота при среднем
содержании 16,1 и 5,9 г/т.
Обогатительная фабрика «Аксу» перерабатывает
руду по гравитационно-флотационной схеме. Технология обогащения предусматривает
трехстадиальное дробление руды, измельчение до 70% класса - 0,074 мм, отсадку в
цикле измельчения, доводку концентрата отсадки на центробежном сепараторе
«Нельсон», флотацию хвостов гравитации с получением бедного флотоконцентрата,
отправляемого на центральную Жолымбетскую фабрику. Извлечение золота в
гравитационный концентрат составляет 8-10%, во флотационный концентрат - от 75
до 88%.
Рудник «Бестюбе» проектной производительностью
350 тыс. т руды, имеющий 6 стволов шахт с поверхности и 4 «слепых», добывает
аналогичные руды, которые перерабатывают на Бестюбинской фабрике
производительностью 220 тыс. тонн в год. Схема обогащения
гравитационно-флотационная. Содержание золота в руде колеблется от 7 до 20 г/т.
Извлечение золота в гравитационный концентрат до 46%, суммарно в
гравитационно-флотационный концентрат - 85%. Концентраты отправляют для
дальнейшей переработки на Жолымбетскую фабрику.
Жолымбетская обогатительная фабрика проектной
производительностью 350 тыс. т руды в год перерабатывает золотокварцевые руды с
содержанием золота 14 г/т, а также концентраты фабрик Аксу и Бестюбе.
Технология обогащения руды гравитационно-флотационная. Гравитационные
концентраты трех фабрик корпорации подвергают амальгамации. После выпаривания
ртути получают золотосодержащие шлихи, соответствующие ТУ 98 РК-1-93.
Флотационные концентраты со всех фабрик корпорации подвергают цианированию с
последующим осаждением золота из растворов с применением цинковой пыли (процесс
Меррил-Кроу). Получаемый золотосодержащий цинковый осадок (ТУ 98 РК-2-94)
отправляют на аффинажные заводы Казахстана.
На рудниках корпорации скопилось общей сложности
44,5 тыс. тонн забалансовых руд и хвостов обогащения с содержанием от 0,6 до
2,2 г/т золота, которые могут быть сырьем для кучного выщелачивания.
1.3.8 Ангренская ЗИФ (Узбекистан)
Фабрика перерабатывает кварцево-сульфидные
мышьяковистые руды месторождений Коч-Булак, Кызыл-Алмасай, Каульдинское,
Бургунда, Зарница и др. Золото в рудах свободное, мелкое - 90% крупностью
0,05-0,02 мм (20-30% золото в кварце, 20% связано с телуридами). Пробность
золота от 465 до 924. Руды средней крепости, плотностью 2,68 т/м3.
Добыча руды осуществляется подземным способом,
крупность исходной руды - 300 мм.
По проекту измельчение руды должны производить в
три стадии до крупности 65% класса - 0,074 мм.
Извлечение золота осуществляют по
комбинированной гравитационно-флотационно-сорбционной технологии с получением
бедных гравитационных и флотационных концентратов с содержанием не менее 30 г/т
золота и мышьяка менее 0,7%.
Первая стадия измельчения исходной руды
осуществляется в мельнице самоизмельчения типа «Каскад» МБ-50х18 с разгрузочной
решеткой 35 мм. Производительность - 35-40 т/ч. На разгрузочном конце «Каскада»
установлена бутара сеющего типа с отверстиями 6 мм. Надрешетный продукт бутары
крупностью - 35+6 мм поступает во вторую стадию измельчения в мельницу
МШР-32х31, работающую с отсадочной машиной МОД-2М. Хвосты отсадки песковым
насосом 8Грк-8 закачивают в гидроциклоны ГЦ-71, работающие в замкнутом цикле с
шаровой мельницей. Фактический КИО мельниц составляет 0,73. Слив гидроциклонов
крупностью 70-80% класса - 0,071 мм служит питанием основной флотации.
Основную флотацию проводят во флотомашинах
ФП-100, хвосты флотации насосами 8Грк-8 подают в гидроциклоны ГЦ-71, работающие
в замкнутом цикле с мельницей доизмельчения МШР-32х45. В цикле доизмельчения
хвостов основной флотации работает отсадочная машина «Кливленд». Выход
концентрата отсадки Кливленд - 1,1%. Слив гидроциклонов крупностью 95% класса -
0,074 мм поступает в контрольную флотацию во флотомашине ФП-80. Концентраты
флотомашин объединяют и подвергают сгущению.
Хвосты флотации после сгущения подвергают
цианированию с последующей сорбцией на ионообменную смолу АМ-2Б. Золотосодержащие
концентраты отправляют на дальнейшую переработку на Алмалыкский ГМК.
1.4 Гравитация
Гравитационными процессами обогащения называют
такие, в которых разделение минеральных частиц, отличающихся плотностью,
размером или формой, обусловлено различием в характере и скорости их движения в
среде под действием силы тяжести и сил сопротивления. Обогащение в водной
среде, применяемое в цехе-2 ГМЗ-2, относится к гравитационным методам
обогащения. В зависимости от плотности минералы подразделяют на тяжелые (более
4000 кг/м), промежуточной плотности (2700-4000 кг/м3) и легкие (менее 2700
кг/м3). К наиболее легким минералам относится кварцит (плотность примерно 2650
кг/м3), к наиболее тяжелым - самородное золото (13000-19000 кг/м3), что
позволяет эффективно разделять их гравитацией.
Группы частиц минералов определенной плотности,
полученные при гравитационном разделении, называют фракциями. Всплывшие частицы
называют легкой фракцией, утонувшие - тяжелой фракцией, а взвешенные - трудной
фракцией.
ОТСАДОЧНЫЕ МАШИНЫ. Механизм разделения
минеральных зерен. На постели отсадочной машины, устойчиво работающей в
непрерывном цикле обогащения, существуют три четко выраженных слоя минералов:
верхний слой состоит из зерен с низкой плотностью; средний слой - из зерен с
промежуточной плотностью; нижний слой - из зерен с высокой плотностью. Высота
постели ОМР-1А для условий цеха-2 составляет 160 мм от плоскости решета (сетки)
отсадочной машины.
Четкость разделения минералов в постели ОМР-1А
обеспечивается в том случае, когда правильно организованы: подача исходного
питания на поверхность постели отсадочной камеры; смыв и разгрузка легкой
фракции; погружение тяжелых зерен на дно отсадочной камеры; вытеснение легких
зерен на поверхность постели.
Исходное питание следует подавать равномерно по
всей поверхности постели. Поток пульпы должен быть достаточным для
транспортирования легкой фракции, но не должен смывать зерна тяжелой фракции.
При сильной струе все исходное питание может смываться с поверхности без
обогащения. При малой скорости потока образуется порог из легкой фракции, и
процесс отсадки прекратится.
Отсадочная машина ОМР-1А имеет боковое
расположение воздушных камер, которые отделены от отсадочного отделения
продольной перегородкой с каплеобразным обтекателем. Корпус машины собран из
трех (двух) отдельных унифицированных секций (камер), каждая из которых
снабжена съемной кассетой с отсадочным решетом, выполненным из нержавстальной
сетки с размером ячейки 5х5 мм. Толщина проволок сетки 1,6-2 мм. В ряде случаев
допускается применение шпальтовых (щелевых) сеток, хотя эффективность процесса
отсадки при этом несколько снижается.
Кассету устанавливают на опорные брусы и крепят
с помощью клиньев. В нижней части камеры имеются съемные разгрузочные насадки.
Частоту пульсаций воздуха регулируют шкивами роторного пульсатора. Указанная
частота должна находиться в пределах 160-220 об/мин. Подачу воздуха к
пульсатору и оборотной воды в камеру регулируют соответствующими задвижками.
Большое влияние на режим отсадки оказывают
частота пульсаций и давление воздуха. При малых частотах пульсаций достигается
максимальный подъем постели и повышается степень ее разрыхленности, но режим
становится менее устойчивым и более чувствительным к изменениям
производительности аппарата, гранулометрического и фракционного состава
исходного питания. При высоких частотах пульсаций устойчивость режима
увеличивается, но снижается степень разрыхленности постели. Увеличение давления
воздуха обусловливает увеличение скоростей восходящего и нисходящего потоков и
амплитуды колебаний, а также и подъем постели. Наиболее благоприятный режим
пульсаций при отсадке рудного материала определенного типа подбирают
экспериментально. При регулировании процесса отсадки особую роль играет
подрешетная вода, способствующая стабилизации оптимальной разрыхленности
постели. С помощью подачи воздуха осуществляют грубую регулировку
разрыхленности постели в случаях резких изменений гранулометрического состава
исходного питания и (или) значительных колебаниях удельной производительности.
Окончательную доводку разрыхленности постели осуществляют регулировкой расхода
подрешетной воды. Значительные колебания расхода подрешетной воды при
обогащении тонких частиц золота могут полностью нарушить процесс отсадки.
КОНЦЕНТРАЦИЯ НА СТОЛАХ. Обогащение в потоке
воды, текущей по наклонной плоскости, основано на различии характера движения
частиц рудного материала под влиянием динамического воздействия на них струй
воды. Разделение частиц минералов осуществляется при движении потока суспензии
малой глубины (толщины) по наклонной плоскости. Глубина потока, как правило, не
превышает 10-кратного размера максимального зерна разделяемой смеси.
При движении потока суспензии по наклонной
плоскости (например, по желобу, образованному двумя соседними рифлями
концентрационного стола) находящиеся в разделяемом продукте зерна минералов
будут двигаться с неодинаковой скоростью, зависящей от их плотности. Более
тяжелые частицы под действием силы тяжести оседают на дне желоба и движутся с
меньшей скоростью, более легкие находятся в верхнем слое потока и движутся со
скоростью, близкой к скорости потока. Препятствия в виде рифлей обуславливают
турбулентный (вихревой) характер движения потока суспензии в нижнем слое и
ламинарный (спокойный) - в верхнем. Тяжелые зерна минералов задерживаются
рифлями, а легкие уносятся потоком. Вследствие турбулентности потока в нижнем
слое происходит перемешивание осевших зерен и вынос легких частиц в верхние
слои.
Концентрационный стол СКМ-1А представляет собой
наклонную плоскость, изготовленную из сосновых досок и покрытую резиной, поверх
которой набиты деревянные рифли. В случае применения полиуретанового покрытия
рифли составляют с покрытием единую конструкцию. Наклонную плоскость называют
декой. Дека с помощью шарнирных опор крепится на раме. От электродвигателя
посредством приводного механизма и возвратной пружины дека приводится в
возвратно-поступательное движение, параллельное нарифлениям. Скорость движения
деки минимальна в начале переднего хода и максимальна в конце его; при обратном
движении наоборот - в начале хода максимальна, в конце минимальна. Частота
качаний стола составляет 275-300 об/мин; ход деки - 15-20 мм. Наклон деки в
поперечном и продольном направлениях регулируется с помощью кренового механизма
и составляет, соответственно, 0 и 5-6о.
Исходное питание (концентрат отсадки или продукт
предыдущих перечисток) подается на загрузочную часть стола и стекает со
скоростью, зависящей от наклона деки и Ж:Т суспензии, в направлении, поперечном
нарифлениям. При движении потока суспензии тяжелые минералы задерживаются
рифлями и благодаря возвратно-поступательному движению деки перемещаются вдоль
нарифлений, а легкие частицы продолжают движение с потоком в поперечном
направлении. Высота нарифлений снижается по мере удаления от привода, поэтому слой
задержанного рифлями материала будет уменьшаться под действием смывной воды,
подаваемой на деку. При наличии сростков золота и легких минералов потоком воды
вслед за легкими минералами смываются сростки с малым содержанием золота, затем
сростки с повышенным содержанием, и в конце деки разгружаются наиболее тяжелые
минералы - золото, пириты, шеелит и др. Большая часть магнитной фракции,
прошедшей через отсадку, также переходит в концентрат столов, установленных в
цехе, и затем отделяется на магнитном сепараторе.
Применение гравитационного обогащения в цикле
рудоподготовки при переработке золотосодержащих руд встречается часто, но не
является абсолютным правилом и в каждом конкретном случае определяется как
составом руд, формой нахождения золота, так и соображениями сохранности золота.
Назначение гравитации в схеме современных
золотоизвлекательных фабрик - выделение частиц свободного золота, обособившихся
при измельчении, в отдельный продукт, называемый «золотой головкой», после
доводки, которого можно получать металлическое золото (лигатурный сплав Доре).
Выделение частиц свободного золота в гравитационный продукт позволяет исключить
его переработку в основном гидрометаллургическом переделе и тем самым уменьшить
расход реагентов, время выщелачивания, а также избежать потерь золота,
поскольку время растворения крупных частиц свободного золота значительно больше
времени цианирования основной массы руды. Как правило, включение операции
гравитации в технологическую схему приводит к увеличению общего извлечения золота.
Следует отметить, что включение гравитации в
схему извлечения приводит к ее усложнению - появляются дополнительные
технологические аппараты, требующие регулировки и обслуживания, несколько
возрастают эксплутационные расходы. Однако эти дополнительные издержки от
применения гравитации компенсируются за счет повышения общего извлечения золота
в суммарный продукт, которое достигается при перераспределении количества
золота, извлекаемого гравитацией и гидрометаллургией и проявляется при высоком
уровне извлечения на переделе гидрометаллургии - 90-95%.
Традиционно гравитационное извлечение золота в
цикле измельчения осуществляли с использованием отсадочных машин, концентрат
которых подвергают последующей доводке на концентрационных столах. Питанием
отсадочных машин обычно служит разгрузка мельниц. С учетом циркулирующей
нагрузки мельниц объем питания отсадок возрастает в несколько раз, что
увеличивает нагрузку и приводит к снижению эффективности извлечения. Кроме
того, установка отсадочных машин в измельчительном цикле приводит к обводнению
продуктов измельчения и нарушению процесса классификации за счет подачи
подрешетной воды отсадочных машин.
В качестве альтернативы отсадке часто используют
винтовые сепараторы (спиральные шлюзы), которые позволяют избежать излишнего
обводнения при сопоставимых технологических показателях. Кроме того, винтовые
сепараторы не имеют вращающихся частей и не требуют расхода электроэнергии.
В зарубежной практике на гравитацию для
выделения золота направляют не весь поток, а только небольшую часть (20¸30%)
песков гидроциклонирования, как, например на ЗИФ Омай, Келайн, Форт Нокс и др.
Этого оказывается достаточно для стабильного выделения циркулирующего, а в
цикле измельчения «раскрывшегося» золота и позволяет уменьшить объем питания
гравитационных аппаратов.
В последнее время за рубежом, в качестве
аппарата для гравитационного обогащения, широкое распространение получили
центробежные конусные (чашевые) сепараторы с «псевдоожиженным» слоем, в
частности концентраторы компании Knelson и Falcon. В настоящее время
разработаны концентраторы модели КС-CD-48 с диаметром конуса 1,22 м и
производительностью до 100 т/ч.
Мировая практика обогащения малосульфидных и
кварцевых руд предопределяет использование для извлечения золота гравитационные
методы и цианирование. Флотационные методы применяются для руд с наибольшим
содержанием сульфидов. Руды месторождения Мурунтау легко поддаются
цианированию, имеют малое количество сульфидов, вступающих в реакцию с
цианидами, вследствие чего расход цианида в процессе достаточно мал. Подобные
руды имеются в ЮАР, где цианированием с предварительным гравитационным
обогащением извлекают золото из подавляющей массы руд. На многих фабриках
Австралии, Канады, США и др. цианирование в сочетании с гравитационным обогащением
обеспечивает высокое и достаточно экономичное извлечение золота, что избавляет
от необходимости использовать другие процессы. Цианирование является одним и
даже единственным методом извлечения золота из кварсульфидных руд на таких
фабриках как Вестен Лин Левлз, Саайплааз (ЮАР), Карлин (США).
Различие, зачастую, состоит в методах
последующего извлечения золота из цианистых растворов, основными из которых
являются - осаждение цинком, сорбция золота из цианистых пульп активированным
углем, сорбция золота ионообменными смолами.
На большинстве современных ЗИФ дробление руд
осуществляется в две или три стадии с последующим измельчением в стержневой
мельнице, однако, в последнее время идет тенденция использования полу- и
самоизмельчения. Самоизмельчение в чистом виде и доизмельчение в рудогалечных
мельницах, при котором в качестве измельчающей среды (гали) используются куски
самой руды, помимо снижения расхода стали, обеспечивает повышенное извлечение
золота цианированием, снижение расхода цианидов и общее удешевление
измельчения. Рудно-галечное измельчение применяют десятки ЗИФ ЮАР, Канады.
Сухое самоизмельчение руд является весьма труднорегулируемым процессом и
применяется редко. Однако, для применения самоизмельчения необходимо
определение физических свойств вмещающих пород. Литературными источниками
рекомендуется установка мельниц шаровых с центральной загрузкой, обеспечивающую
равномерную крупность продукта, что очень важно при обогащении золота процессом
гравитации. Гравитационные методы применяются на большинстве фабрик как
дополнение к цианированию. Обычно в каждой руде присутствует золото, которое в
силу своего характера может быть легко извлечено только одними гравитационными
методами. Даже незначительное количество такого золота всегда оправдывает применение
гравитации.
Гравитационное обогащение наиболее эффективно в
замкнутом цикле измельчения для извлечения крупных зерен золота (в том числе с
покровным образованием - пленкой) и сульфидов. Отсутствие в цикле измельчения
гравитации приводит к загрязнению поверхности золота, переизмельчению зерен
золота и сульфидов. Извлечение на гравитации колеблется на разных фабриках в
широких пределах от 10 до 80%. На ЗИФ ЮАР это извлечение в среднем составляет
50 %. Практически на всех фабриках, где раньше применялись гидроловушки,
неподвижные шлюзы, в последнее время это оборудование демонтируется и отдается
предпочтение пневматическим отсадочным машинам, как наиболее компактным и не
требующим больших затрат ручного труда. Параметры работы отсадочных машин на
ГМЗ-2, при которых достигается наибольшее извлечение, следующие:
расход воды на 1 т руды2 м3
отношение Ж:Т концентрата3:1
высота постели 160 мм
частота пульсаций200 мин-1
В зависимости от изменения крупности золота
режимы работы отсадки корректируются (снижается расход воды и частота
пульсаций). Для доводки концентрата ОМР используются концентрационные столы
СКМ-1А, показавшие себя надежными в работе и обеспечивающие высокие
технологические показатели, большую степень концентрации золота в концентрате.
Все попытки заменить их на столы другого типа заканчивались неудачей - либо
недостаточным извлечением, либо ненадежной механической частью столов,
приводящей к частым поломкам. Соблюдая регламентные углы наклона и количество
воды на деку стола, мы сможем получить в проекте извлечение золота в
гравиоконцентрат на уровне 30%. Очень важным является процесс удаления
магнитной сепарацией магнитной крошки из гравиоконцентрата I перечистки,
которая, имея плотность 7,8 т/м3, попадает в конечный концентрат и приводит к
резкому повышению расхода реагентов при обработке концентрата в аффинажном
цехе. Гравитационное обогащение основано на разнице в скорости движения тяжелых
и легких частиц в потоке воды и за счет большой удельной плотности золота
являются весьма эффективным. Перед магнитной сепарацией следует обязательно
предусмотреть сгущение (удаление лишней воды), т.к. при транспортировке
гравиоконцентрата к магнитному сепаратору расходуется много сливной воды, что
приводит к обводнению сепарируемого продукта и снижению эффективности магнитной
сепарации. Для наиболее полного вскрытия зерен золота, как показала практика
работы ГМЗ-2, необходим помол (крупность продукта) не менее 77% класса
крупности -0,074 мм. В качестве классифицирующих аппаратов применяются
спиральные классификаторы, преимущество которых - возможность замкнуть цикл
мельница - классификатор без дополнительной перекачки пульпы, благодаря
транспортирующей способности классификаторов возвращать недоизмельченные пески
в мельницу. Классификаторы надежны в работе, не требуют частых ремонтов, но
слишком громоздки и занимают много места. Достоинство гидроциклонов -
отсутствие подвижных частей, малые габариты и высокая производительность. К
недостаткам гидроциклонов относится необходимость подачи пульпы под некоторым
давлением, в результате чего наблюдается быстрый износ насосов и песковых
насадок, а также забивка насадок крупным материалом. Для нашей схемы
предпочтительнее использовать гидроциклоны, так как на классификацию поступает
довольно мелкий продукт измельчения шаровых мельниц.
1.5 Исследование обогатимости руды
месторождения «Мурунтау»
|
Наименование
|
Значение
|
Периодичность
контроля
|
Кто
контролирует
|
|
Концентрат
отсадки
|
Т:Ж
= 1: 3¸5
|
Постоянно
|
Концентраторщик
|
|
Расход
подрешетной воды
|
140
- 160 м3/ч
|
Постоянно
|
Концентраторщик
|
|
Диаметр
песковой насадки
|
Не
более 24 мм
|
Постоянно
|
Концентраторщик
|
|
Расход
смывной воды на деку СКМ-1А
|
3
- 6 м3/ч
|
Постоянно
|
Концентраторщик
|
|
Содержание
золота в продуктах ОМР и СКМ
|
Не
регламентируется
|
1
раз в год и при необходимости
|
ЦЗЛ
|
|
Выход
магнитной фракции
|
Не
регламентируется
|
Постоянно
|
Концентраторщик
|
|
Высота
постели
|
160
мм от сетки
|
Постоянно
|
Концентраторщик
|
|
Частота
пульсаций постели ОМР-1А
|
160
- 220 мин-1
|
1
раз в год и при необходимости
|
ЦЗЛ
|
|
Частота
качаний деки СКМ-1А
|
275
- 300 мин-1
|
-//-
|
ЦЗЛ
|
|
Ход
деки
|
15
- 20 мм
|
-//-
|
ЦЗЛ
|
|
Наклон
деки: продольный Поперечный
|
0
5-6 о
|
-//-
|
ЦЗЛ
|
2. ХАРАКТЕРИСТИКА руды МЕСТОРОЖДЕНИЯ
МУРУНТАУ
Руды месторождения Мурунтау представлены двумя
типами: кварцсульфидными с самородным золотом и алюмосиликатными малосульфидными
с незначительным содержанием карбонатов и углеродистого вещества. В число
основных рудообразующих минералов входят кварц, полевой шпат, шеелит,
арсенопирит, гидрооксиды железа, скородит и др. Содержание свободного диоксида
кремния - до 50%. Целевым рудным компонентом является золото. Для месторождения
характерно тонкодисперсное золотое частицы крупностью 0,05-0,1 мм и 0,15-0,25
мм.
Размер частиц золота в руде приведен в таблице
2.1.
Таблица 2.1 - Размеры частиц золота
|
Классы,
мкм
|
Выход,
%
|
|
0-10
|
80
|
|
10-50
|
15
|
|
50-100
|
5
|
|
>100
|
-
|
Таблица 2.2 - Минеральный состав, %
|
Кварц
|
-
27,9
|
кальцит
|
-
3,4
|
|
полевой
шпат
|
-
37,0
|
пирит
|
-
1,6
|
|
Серицит
|
-
16,0
|
арсенопирит
|
-
0,08
|
|
Хлорит
|
-
8,0
|
антимонит
|
-
0,08
|
Таблица 2.3 - Вещественный состав, %
|
SiO2
|
-
67,4
|
MnO2
|
-
0,07
|
|
TiO2
|
-
0,5
|
CaO
|
-
2,25
|
|
Al2O3
|
-
13,9
|
MgO
|
-
2,46
|
|
Fe2O3
|
-
2,4
|
FeO
|
-
2,42
|
|
Na2O
|
-
3,5
|
V2O5
|
-
0,03
|
|
K2O
|
-
3,6
|
ZrO2
|
-
0,04
|
|
Sобщ
|
-
0,8
|
WO3
|
-
0,01
|
|
P2O3
|
-
0,2
|
|
|
Основными сопутствующими компонентами в рудах
являются вольфрам и серебро. Из других элементов отмечены висмут, свинец,
ртуть, марганец, титан, алюминий и пр.
Плотность руды (в монолите) 2,65 т/м3, насыпная
плотность - 1,6 т/м3, влажность - 1-1,5 %, средняя крепость по шкале проф. М.М.
Протодьяконова 12-14 (иногда до 18).
Забалансовые руды представлены, в основном,
метаморфизованными алевролитами, песчаниками и слюдисто-кварцевыми сланцами.
Таблица 2.4 - Минеральный состав, %
|
Кварц
|
-
41,0
|
Сфен
|
-
1,47
|
|
полевой
шпат
|
-
36,5
|
Апатит
|
-
0,2
|
|
Биотит
|
-
13,4
|
Магнетит
|
-
0,36
|
|
Серицит
|
-
2,5
|
Пирит
|
-
0,6
|
|
Хлорит
|
-
1,7
|
Арсенопирит
|
-
0,16
|
|
Кальцит
|
-
3,2
|
Пирротин
|
-
0,6
|
3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАЗДЕЛ
.1 Расчет схемы дробления с выбором
оборудования
. Определим производительность цеха крупного
дробления. Расчет производительности ведем по Разумову К.А. [1],
стр. 39-40. При весьма большой производительности (свыше 3 млн. /год) режим
работы цеха крупного дробления непрерывный (без выходных), семидневная рабочая
неделя, продолжительность смены 7 часов по 3 смены в сутки. Расчетное число
рабочих дней в году - 340, отсюда
|
Qц.
др.
|
Qф.
год
|
х
kн, т/ч,
|
|
340
х 3 х 7
|
|
гдеQц. др. -производительность цеха дробления
часовая, т/час
- количество смен в сутки; 340 - расчетное число
рабочих днейн - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья,
принимаем равным 1 (для руд однородных по составу)
|
Qц.
др. =
|
3000000
|
=420,16
т/ч
|
|
340
х 3 х 7
|
|
По типовым правилам проектирования предусмотрим
склад крупнодробленой руды, чтобы цех среднего и мелкого дробления работал
независимо от графика подачи руды с рудника. График работы отделений среднего и
мелкого дробления принимаем по нормам института «Механобр» - три смены в сутки
по 7 часов. Расчетное число рабочих дней в году - 346, отсюда
руда месторождение дробление
выщелачивание
|
Qчас.ср
мелк. др. =
|
QГ
|
=
|
3000000
|
=
412,88 т/ч
|
|
346
∙ 3 ∙ 7
|
|
7266
|
|
Расчет схемы дробления.
Расчеты ведем по методике приведенной в [2].
По заданию влажность исходной руды очень низкая
- 2,5%,т. е. при операциях дробления, и, особенно, грохочения, будет
образовываться огромное количество пыли. Опыт работы фабрик показывает, что
введение дополнительных операций грохочения неблагоприятно сказывается на
запыленности рабочих мест, и, как следствие, влияет на здоровье обслуживающего
персонала. Поэтому предусмотрим операцию поверочного грохочения только на стадии
мелкого дробления. Введение операции грохочения обеспечит равномерную крупность
дробленого продукта.
Порядок расчета:
. Определим общую степень дробления
|
I
=
|
D1
|
=
|
950
|
=
63,3
|
|
d7
|
|
15
|
|
Данную степень дробления можно достичь в три
стадии.
. Примем степени дробления в отдельных стадиях.
Определим среднюю степень дробления:ср = 3√I
≈ 3,98
Согласно Разумову К.А. при наличии поверочного
грохочения в стадии мелкого дробления, в I и II стадиях степень дробления
должна быть несколько меньше Iср, в III стадии - несколько больше.
Принимаем:= 3,3 III = 3,3
|
IIII
=
|
Iобщ.
|
=
|
63,3
|
=
5,8
|
|
II
х III
|
|
3,3
х 3,3
|
|
3. Определим максимальную крупность продуктов
после отдельных стадий:
|
D2
=
|
D1
|
=
|
950
|
=
288 мм
|
|
|
II
|
|
3,3
|
|
|
|
D4
=
|
D1
|
=
|
950
|
=
87 мм
|
|
II
х III
|
|
3,3
х 3,3
|
|
|
D7
=
|
D1
|
=
|
950
|
=
15мм
|
|
II
х III х IIII
|
|
63,2
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Определим ширину разгрузочных щелей в каждой
стадии, приняв по типовым характеристикам Z - закрупнение дробленого продукта
относительно размера разгрузочной щели.= 1,8ZII = 2,2ZIII = 3,0
|
S1=
|
D2
|
=
|
288
|
=
160 мм
|
|
ZI
|
|
1,8
|
|
|
SII
=
|
D4
|
=
|
=
31,65 ≈ 30 мм
|
|
ZII
|
|
2,2
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
учетом влажности и крепости перерабатываемой
руды принимаем разгрузочную щель дробилки третьей стадии равной SIII = 8 мм.
Исходя из принятых щелей, пересчитываем
фактические максимальные крупности продуктов дробления:= 160 х 1,8 = 288 мм =
30 х 2 = 60 мм= 7 х 3 = 21 мм
. Выберем режим работы грохотов
аIII = 15 мм - принимаем размер отверстий сита
по крупности, заданной проектом
Е-15III = 85 % - эффективность грохочения.
. Проверим соответствие выбранной схемы
дробления выпускаемому оборудованию.
По таблице 8 [1]
находим ориентировочное значение массы продукта 8.
¡8 » 150% Þ
Q8 = 412,88 х 1,5 = 619,3 т/ч
Требования, которым должны удовлетворить
дробилки: приведены в таблице 3.2.
Таблица 3.2 - Параметры дробления
|
Показатели
|
Стадии
дробления
|
|
крупное
|
среднее
|
Мелкое
|
|
Крупность
наибольших кусков в питании, не менее, мм (Dmax) Ширина разгрузочной щели,
мм Требуемая производительность, т/ч / м3/ч
|
950
160 420,2 /262,6
|
288
30 412,88 /258
|
87
8 619,3/387
|
По ширине приемного отверстия и диапазону
регулировки щели разгрузочной подходят дробилки:
для крупного дробления ЩДП-12 х 15
для среднего дробления КСД-2200Гр
для мелкого дробления КМД-3000Т
Найдем фактические производительности дробилок
для условий, определенных проектом:
др. факт = Qп х kдр. х kd
х kкр х kвл,
где Qп - паспортная производительность дробилки,
м3/чдр., kd, kкр, kвл - поправочные коэффициенты на
крепость (дробимость), насыпная плотность, крупность и влажность руды.
Значение коэффициентов находим по таблице 27 [1]:
а) крупное дробление
ЩДП-15 х 21S=160 ммвл = 1 (для влажности £
5%)кр = 1,0 (для средней руды)d = ρ/ 2,7= 2,7/2,7= 1
kкр = 1,08 (для dп/В = 1100/1500 = 0,73)факт ЩДП
= 550 х 1 х 1 х 1,08 х 1 = 594 м3/ч = 950,4т/ч
б) среднее дробление
КСД-2200ГрВ = 380 мм
По технической характеристике размер щели при
диапазоне 15-40 мм, паспортная производительность 850-1200 м3/ч.
Найдем производительность при щели 30 мм:
|
Qп
= 360 +
|
610
- 360
|
х
(30 - 15) = 485 м3/час
|
|
60
- 30
|
|
Значения kвл, kдр., kd
те же, что выше.
|
kкр
= 1,12 (для dп =
|
208
|
=
0,54)
|
|
380
|
|
фактКСД-2200Гр = 485 х 1 х 1 х 1,12 х 1 = 543,2
м3/час = 869,12 т/час
в) мелкое дробление
КМД-3000ТВ = 95 мм
Паспортная производительность 320 - 440 м3/ч при
диапазоне щелей 6¸20 мм.
Найдем производительность при щели 8 мм:
|
Qп
= 320 +
|
440
- 320
|
х
(8 - 6) = 329 м3/ч
|
|
20
- 6
|
|
Значения kвл, kдр., kd
те же
|
kкр
= 1,23 (для
|
dп
|
=
|
54
|
=
0,57)
|
|
В
|
|
95
|
|
QфактКМД-3000Т = 329 х 1 х 1 х 1,23 х 1 = 405
м3/ч = 648 т/ч
При работе в замкнутом цикле с грохотом
производительность дробилки равна:
др = Q х kц
где kц = 1,3 - коэффициент на замкнутый цикл [1]
стр. 75зцКМД-3000Т = 405 х 1,3 = 526 м3/час = 841 т/ч
На основании принятых размеров щелей дробилок
произведем уточненный расчет третьей стадии дробления:
при размере отверстий сит грохота а = 10 мм
массы продуктов находим по формулам:
= Q5 - Q7
|
Q5
= Q4 х (
|
1
|
+
|
b+154
|
|
Е-15III
|
|
b-15IV
|
где Е-15III = 0,85% - эффективность грохочения
b+154 - содержание класса +15 мм в разгрузке
дробилки КСД-2200Гр
b-15IV - содержание класса -15 мм в разгрузке
КМД-3000Т.
Для нахождения b+154 и b-15IV
необходимо построить ситовые характеристики продуктов разгрузки дробилок на
основании типовых характеристик.
Пересчет типовых характеристик для дробилок
КСД-2200Гр и КМД-3000Т к проектным размерам выходных щелей.
Таблица 3.3 - Характеристика крупности руды и
дробленых продуктов
|
По
типовой характеристике
|
продукт
КСД-2200Гр при S=30 мм
|
продукт
КМД-3000Т при S=8 мм
|
|
крупность
класса в долях максимального куска
|
суммарный
выход класса по классу, %
|
крупность
класса, мм (d95 = 54 мм)
|
крупность
класса, мм (dп = 21 мм)
|
|
+
0,1
|
80
|
5,4
|
2,1
|
|
+
0,2
|
66
|
10,8
|
4,2
|
|
+
0,4
|
40
|
21,6
|
8,4
|
|
+
0,6
|
22
|
32,4
|
12,6
|
|
+
0,8
|
11
|
43,2
|
16,8
|
|
+
1,0
|
5
|
54,0
|
216,0
|
Найдем по ситовым характеристикам
b+154 = 56%b-15IV = 73%
|
Q5
= 412,88 х (
|
1
|
+
|
56
|
=
803,9 т/ч
|
|
0,85
|
|
73
|
|
= Q8 = 803,9 - 412,88 = 391 т/ч
γ8 = 
По результатам расчета определим количество
дробилок в каждой стадии:стадия
|
n
=
|
Q1
|
=
|
420,2
|
=
043 » 1
|
|
QЩДП
|
|
950,4
|
|
стадия
|
n
=
|
Q3
|
=
|
412,9
|
=
0,47 » 1
|
|
QКСД
|
|
869,1
|
|
III стадия
|
n
=
|
Q6
|
=
|
619,3
|
=
0,95 » 1
|
|
QКМД
|
|
648
|
|
Найдем коэффициенты загрузки дробилок:
|
ЩДП
15 х 21
|
420,2
|
=
0,43
|
|
967,7
|
|
|
КСД-2200Гр
|
412,9
|
=
0,47
|
|
869,1
|
|
|
КМД-3000Т
|
619,3
|
=
0,74
|
|
841
|
|
Принимаем к установке:
ЩДП 15 х 21 - 1 шт., КСД-2200Гр - 1 шт.,
КМД-3000Т - 1 шт.
3.2 Выбор оборудования для
грохочения
Для руд с насыпным плотностям d
³
1,6 т/м3 используют грохота вибрационные тяжелого типа [1]
стр. 221.
Производительность грохота определяется по
формуле:
= F х q х d х k х l х m х n х
o х p, т/ч,
где F - площадь сита, м2;- удельная
производительность на 1 м2 поверхности сита, м3/м2 ·ч;
d - насыпная плотность руды, т/ м3;, l, m, n, o,
p -поправочные коэффициенты (находятся по таблице 30 [1])=
23,67 м3/ч - по таблице 29 [1] для
отверстия сита 15 мм.
Для нахождения k и l нужно рассчитать содержание
классов с размерами зерен больше размера отверстий сита грохота и с размерами
меньше половины размера отверстий сит по формулам 28 и 29 стр. 72 [1].
|
b-155 =
|
Q7
|
=
|
412,9
|
=
0,604 = 60,4 %
|
|
Е-15III
х Q5
|
|
0,85
х 803,9
|
|
b+155 = 100 - b-155 = 100 - 60,4 =
39,6 %
b-7,55 = 0,5 х b-155 = 0,5 х
60,4 = 30,2 %
По таблице 30 [1]
находим:
k = 0,78 (для b-7,55 = 30
%) - учитывает влияние мелких зерен= 2,16 (для b+155 = 40%)
- учитывает влияние крупных зерен= 1,17 (для Е-15III = 0,85) - поправка на
эффективность грохочения= 1,0 - влияние формы зерен
= 1,0 - влияние влажности
р = 1,0 - влияние способа грохочения
Найдем необходимую минимально необходимую
площадь сита грохота:
|
F
=
|
Q5
|
=
|
803,9
|
=10,77
м2
|
|
q
х d х k х l х
m х n х o х p
|
|
23,67х1,6х0,78х2,16х1,17х1х1х1
|
|
Принимаем к установке грохот ГИСТ-72, общая
площадь сит - 16 м2 Количество грохотов - 1 шт.
.3 Расчет схемы измельчения
Выход гравиоконцентрата и магнитной фракции
относительно исходного питания измельчения очень малы, и вследствие этого при
расчетах ими можно пренебречь, представив схему измельчения в упрощенном виде
(не учитывая гравитационный передел), сохранив нумерацию продуктов основной
схемы.
Порядок расчета:
Определяем часовую производительность цеха измельчения,
которая является фактически часовой производительностью всей фабрики, так как
цех измельчения является главным корпусом рудоподготовки:
|
Qчас=
|
Qгод
|
Х
Кн
|
|
362
х 24 х Кв
|
|
где 362 - количество рабочих дней в году (по
ГМЗ-2)
- непрерывная рабочая неделя 3 смены по 8 часов
(3х8=24 часа)
Кв - коэффициент использования оборудования
Кн - коэффициент, учитывающий неравномерность
свойств сырья
Принимаем: Кв=0,9Кн=1,0
|
Qчас=Q1=
|
3000000
|
Х
1
|
=383,7
т/ч
|
|
362
х 24 х 0,9
|
|
|
Принимаем исходные данные
зададимся разжижением в сливе и песках
классификации:=3R7=0,28
(R7 взято на основе ряда [2]
стр. 262 в зависимости от крупности слива)
β1-0,074=10% - содержание
класса - 0,074 мм в дробленой руде
β7-0,074=77 % - содержание
класса - 0,074 мм в сливе классификации.
Принимаем оптимальную циркуляционную нагрузку
Сопт=200%.
Порядок расчета:
Измельчение I и II стадий представлены схемой
типа ГЕ [1] стр. 86 рис. 23.
Расчет ведем согласно Разумову К.А. [1]
стр. 107-108.
. Определим β2-74 - содержание
класса - 0,074 мм в разгрузке мельницы I стадии
|
Β2=
β1 +
|
β
6 -
β1
|
|
1
+ k х m
|
где k - отношение удельных производительностей
мельниц II стадии к мельницам I стадии, принимаем равным 0,85- отношение
приведенных объемов мельниц II стадии к I стадии = 2
|
β2-74= 0,1 +
|
0,77
- 0,1
|
=
0,348 = 34,8%
|
|
1
+ 0,85 х 2
|
|
. Определим массы продуктов второй стадии
В операции классификации предварительная и
поверочная классификации совмещены. Для производства расчётов представим схему
измельчения в развернутом виде:
Рисунок 3.1 - Схема измельчения в развернутом
виде
Формулы для расчета берем со стр. 108 [1]
|
Q7'=
Q1 х
|
R6
х (β'6
- β'2)
|
|
β'6 х (R 6 -
R 7)
|
Q7II= Q7I х
Cопт
Q7 = Q7I + Q7II
где β'6 и
β'2
-
содержание класса - 0,040 мм в продуктах, которое находим по табл. 14 стр. 102
[1] интерполяцией
для β2 -74= 34,8%
|
Β'2= 17,3 +
|
24
- 17,3
|
х
(34,8 - 30) = 20,52%
|
|
40
- 30
|
|
для β6 -74= 77%
|
Β'6= 48 +
|
58
- 48
|
х
(77 - 70) = 55%
|
|
|
80
- 70
|
|
|
|
Q7'
= 383,7 х
|
3
х (0,55 - 0,2052)
|
=
554,9 т/ч
|
|
0,55
х (3 - 0,28)
|
|
|
|
|
|
|
|
II = 554,9 х 2 = 1109,8 т/ч= Q7 = 554,9 + 1109,8
= 1664,7 т/ч
Для расчета Q6 необходимо сосчитать Q25
(количество гравиоконцентрата) и Q16. Из практики работы ГМЗ-2 выход магнитной
фракции составляет примерно g16 = 0,013%
от исходной переработки. Выход гравиоконцентрата
находится по формуле:
|
g25 =
|
e25 х a
|
=
|
30
х 0,00018
|
=
0,000216%
|
|
b25
|
|
25
|
|
где a - содержание Au в
исходной руде
b25 - содержание Au в гравиоконцентрате
e25 - извлечение золота в гравиоконцентрат
После нахождения g25 сосчитаем
Q16 и Q25= g16 х Q2 : 100 = 0,013 х
383,7 :
100 = 0,05 т/ч= g25 х Q2 :
100 = 0,000216 х 383,7 : 100 = 0,00083 т/ч
Из уравнения баланса для операции измельчения и
классификации найдем Q6:= Q1 - Q16 - Q25 = 383,7 - 0,05 - 0,00083 = 383,65 т/ч
Значение Q3 найдем при расчёте
качественно-количественной схемы гравитационного предела.
3.4 Расчет гравитационного передела
Установлено что при отсадке рудного материала в
виде слоя естественной постели достаточной толщины, количество зерен,
проходящих через постель в единицу времени, является постоянной величиной,
зависящей от физических свойств расслаиваемых частиц и параметров процесса.
Практика обогащения руд Мурунтау на ГМЗ-2
показывает, что количество подрешётного продукта при установившемся процессе -
величина постоянная и равна примерно 5 т/час на отсадочных машинах ОМР -1А, что
составляет около:
γ4 = 
(175 т/ч - производительность мельничного блока
ГМЗ-2 при работе в открытом цикле).
Примем данную величину для расчета в проекте.
Извлечение на СКМ является максимальным в I
перечистке и падает при последующих перечистках, так как уменьшается разница в
плотности разделяемых минералов. Приняв это во внимание, а также
воспользовавшись данными практики обогащения руд на ГМЗ-2, зададимся исходными
показателями для расчета схемы:
a = b1 = 1,8 г/т =
0,00018% - содержание Au в исходной руде
g4 = 3,55% - выход концентрата отсадочных машин
от исходного питания гравитационного передела
e4 = 71 % - извлечение Au в концентрат отсадочных
машин
e25 = 30% - извлечение Au в конечный
гравиоконцентрат
Е10 = 80% - частное извлечение Au в концентрат
первой перечистки
Е19 = 50% - частное извлечение Au в концентрат
второй перечистки
Е22 = 20% - частное извлечение Au в концентрат
третьей перечистки
b25 = b19 = b22
= b24
= 25 % - содержание Au в конечном концентрате
b10 = 0,02% = 200 г/т - содержание Au в
концентрате первой перечистки
b11 = 0,002% = 20 г/т - содержание Au в крупном
продукте барабанного грохота
g '11 = 1% - частный выход крупных классов на
барабанном грохоте от исходного питания операции
b16 = 15 г/т = 0,0015% - содержание Au в
магнитной фракции
g '16 = 0,013% - выход магнитной фракции от
исходной руды
g '18 = g '21 = 30% -
частный выход промпродуктов II и III перечисток от исходного питания операций
С = 0,8 - степень концентрации Au в
промпродуктах II и III перечисток относительно исходного питания операции
g14 = 0 - в слив операции обезвоживания уходит
только вода (твердое не уходит)
Для удобства расчётов представим схему
гравитационного передела без операций измельчения и классификации, так как в
этих операциях не происходит качественного изменения продуктов по содержанию
Au, сохранив нумерацию продуктов основной схемы.
На основании принятых исходных показателей
произведем расчет схемы обогащения.
Рисунок 3.2 - Схема гравитации
Порядок расчета схемы:
Определим b4 - содержание Au в
концентрате отсадочных машин:
|
b4 =
|
e4 х a
|
=
|
71
х 0,00018
|
=
0,0036%
|
|
g4
|
|
3,55
|
|
И далее расчёт производится по каждому продукту
последующих операций по формулам:
|
bn =
|
en х a
|
;
gn =
|
en х a
|
;
en =
|
bn х gn
|
|
gn
|
|
bn
|
|
a
|
Величины g, e
находятся так же и по уравнениям баланса для операций
e10 = e4 х Е10 = 71 х 0,8
= 56,8%
|
g10 =
|
e10 х a
|
=
|
56,8
х 0,00018
|
=
0,5%
|
|
b10
|
|
0,02
|
|
g9 = g4 - g10
= 3,55 - 0,5 = 3,05%
e9 = e4 - e10
= 71 - 56,8= 14,2 %
|
b9 =
|
e9 х a
|
=
|
14,2
х 0,00018
|
=
0,001%
|
|
g9
|
|
3,05
|
|
g11 = g '11 х g10
= 0,01 х 0,6 = 0,006%
|
e11 =
|
b11 х g11
|
=
|
0,002
х 0,006
|
=
0,066%
|
|
a
|
|
0,00018
|
|
e12 = e10 - e11
= 56,8 - 0,066 = 56,734%
g12 = g10 - g11
= 0,5 - 0,006 = 0,494%
|
b12 =
|
e12 х a
|
=
|
56,734
х 0,00018
|
=
0,02%
|
|
g12
|
|
0,494
b13 =b12g13=
g12e13
= e12
|
e16 =
|
b16 х g16
|
=
|
0,0015
х 0,013
|
=
0,108%
|
|
a
|
|
0,00018
|
|
g15 = g13 - g16=
0,494 - 0,013 = 0,481%
e15 = e13 - e16
= 51,934 - 0,108 = 51,83%
|
b15 =
|
e15 х a
|
=
|
51,83
х 0,00018
|
=
0,019 %
|
|
g15
|
|
0,481
|
|
e19 = e15 х Е19 = 51,83 х
0,5 = 25,915%
|
g19 =
|
e19 х a
|
=
|
25,915
х 0,00018
|
=
0,00019%
|
|
b19
|
|
25
|
|
g18 = g '18 х g15
= 0,15 х 0,481 = 0,0754%
|
e19 =
|
b16 х g19
|
=
|
0,0164
х 0,00023
|
=
0,02 %
|
|
a
|
|
0,00018
|
|
e17 = e15 - e19
- e18
= 51,83 - 20 - 12,4282 = 19,4 %
|
b17 =
|
e17 х a
|
=
|
19,4
х 0,00018
|
=
0,008%
|
|
g17
|
|
0,4064
|
|
e22 = e18 х Е22 = 12,4282
х 0,2 = 2,486%
|
g22 =
|
e22 х a
|
=
|
2,486
х 0,00018
|
=
0,000022%
|
|
b22
|
|
20
|
|
b21 = С х b18 = 0,8 х 0,0164 =
0,0131%
g21 = g '21 х g18
= 0,3 х 0,1743 = 0,0523%
|
e21 =
|
b21 х g21
|
=
|
0,0131
х 0,0523
|
=
3,806 %
|
|
a
|
|
0,00018
|
|
e20 = e18 - e22
- e21
= 12,4282 - 2,486 - 3,806 = 6,1362 %
g20 = g18 - g22
+ g21
= 0,0754 - 0,000022 + 0,0523 = 0,0231%
|
b20 =
|
e20 х a
|
=
|
6,1632
х 0,00018
|
=
0,0048%
|
|
g20
|
|
0,0231
|
|
e24 = e25 - e19
- e22
= 30 - 25,9316 - 2,486 = 1,5824%
|
e23 = e21 - e24 = 3,806 - 1,5824 =
2,2236 %g24 =
|
e24 х a
|
=
|
1,5824
х 0,00018
|
=
0,000014%
|
|
b24
|
|
20
|
|
g23 = g21 - g24
= 0,0523 - 0,000014 = 0,05228%
|
b23 =
|
e23 х a
|
=
|
2,2236
х 0,00018
|
=
0,007%
|
|
g23
|
|
0,05228
|
|
g25 = g19 + g22
+ g24
= 0,0023 + 0,000022 + 0,000014 = 0,002336 %
g26 = g9 + g11
+ g17
+ g20
+ g23
= 2,95 + 0,006 + 0,4064 + 0,12197 + +0,05228 = 3,53665%
e26 = e9 + e11
+ e17
+ e20
+ e23
= 13 + 0,066 + 19,4 + 6,1362 +2,2236 = 40,8258%
|
b26 =
|
e26 х a
|
=
|
40,8258
х 0,00018
|
=
0,0021%
|
|
g26
|
|
3,53665
|
|
По общему уравнению баланса для гравитационного
передела произведем проверку правильности проведенных расчетов.
Проверка по g:
g4 = g25 + g16
+ g26
= 0,002336 + 0,013 + 3,53665 = 3,55%
,55 = 3,55
e4 = e25 + e16
+ e26
= 30 + 0,108 + 40,8258 = 71%
= 71
Найдём показатели продукта №6 (слив
классификации):
g6 = g2 - g24
- g16
= 100 - 0,000014 - 0,013 = 99,98699%
e = e2 - e25
- e16
= 100 - 30 - 0,108 = 69,892%
Для составления балансовой таблицы
качественно-количественной схемы, проведем расчет Q и P для каждого продукта по
формулам:
|
Qn
=
|
Q1
х gn
|
;
P = P1 х en,
|
где
P1 = Q1 х b1 =
|
Q1
х a
|
|
|
100
|
|
|
100
|
|
|
P1
=
|
383,7
х 0,00018
|
=
0,0006906 т/ч = 690,6 г/ч
|
|
100
|
|
|
|
|
|
|
|
|
= Q1 х g4: 100 = 383,7 х
3,55: 100 = 13,6213 т/ч= Q1 х g9: 100 = 383,7 х 3,05: 100 =
11,7028 т/ч= Q1 х g10: 100 = 383,7 х 0,5: 100 = 1,9185
т/ч= Q1 х g11: 100 = 383,7 х 0,006: 100 = 0,0230 т/ч= Q1 х g12:
100 = 383,7 х 0,494: 100 = 1,8954 т/ч= Q1 х g13: 100 = 383,7 х
0,494: 100 = 1,8954 т/ч= Q1 х g14: 100 = 383,7 х 0: 100 = 0
т/ч= Q1 х g15: 100 = 383,7 х 0,481: 100 = 1,845 т/ч= Q1 х g16:
100 = 383,7 х 0,013: 100 = 0,04988 т/ч= Q1 х g17: 100 =
383,7 х 0,4064: 100 = 1,5563 т/ч= Q1 х g18: 100 = 383,7 х
0,0754: 100 = 0,289 т/ч= Q1 х g19: 100 = 383,7 х 0,00019: 100
= 0,00073 т/ч= Q1 х g20: 100 = 383,7 х 0,0231: 100 =
0,0886 т/ч= Q1 х g21: 100 = 383,7 х 0,0523: 100 =
0,2006 т/ч= Q1 х g22: 100 = 383,7 х 0,000022: 100 =
0,00008 т/ч= Q1 х g23: 100 = 383,7 х 0,05228: 100 =
0,2006 т/ч= Q1 х g24: 100 = 383,7 х 0,000014: 100 =
0,000053 т/ч= Q1 х g25: 100 = 383,7 х 0,002336: 100 =
0,008963 т/ч= Q1 х g26: 100 = 383,7 х 3,53665: 100 =
13,5701 т/ч= P1 х e4: 100 = 690,6 х 71: 100 = 490,3
г/ч= P1 х e9: 100 = 690,6 х 14,2: 100 = 98,06 г/ч= P1 х e10:
100 = 690,6 х 56,8: 100 = 392,2 г/ч= P1 х e11: 100 = 690,6 х
0,066: 100 = 0,45 г/ч= P1 х e12: 100 = 690,6 х 56,734: 100 =
391,8 г/ч= P1 х e13: 100 = 690,6 х 56,734: 100 =
391,8 г/ч= P1 х e14: 100 = 690,6 х 0: 100 = 0 г/ч= P1
х e15:
100 = 690,6 х 51,83: 100 = 357,9 г/ч= P1 х e16: 100 = 690,6 х
0,108: 100 = 0,74 г/ч= P1 х e17: 100 = 690,6 х 19,4: 100 =
133,9 г/ч= P1 х e18: 100 = 690,6 х 12,4282: 100 =
85,8 г/ч= P1 х e19: 100 = 690,6 х 0,02: 100 = 0,14
г/ч= P1 х e20: 100 = 690,6 х 6,1362: 100 = 42,4 г/ч= P1 х e21:
100 = 690,6 х 3,806: 100 = 26,3 г/ч= P1 х e22: 100 = 690,6 х
2,486: 100 = 17,2 г/ч= P1 х e23: 100 = 690,6 х 2,2236: 100 =
15,3 г/ч= P1 х e24: 100 = 690,6 х 1,5824: 100 = 10,9
г/ч= P1 х e25: 100 = 690,6 х 32,5: 100 = 224,4 г/ч= P1 х e26:
100 = 690,6 х 40,8258: 117 = 281,9 г/ч
Результаты расчетов качественно-количественной
схемы приведены в таблице.
Учитывая способность золота накапливаться в
песках классификации, примем содержание Au в них равным 1,7 г/т.
Таблица 3.4 - Результаты расчета
качественно-количественной схемы
|
№
опе-рации прод.
|
Наименование
операций и продуктов
|
Q,
т/ч
|
g, %
|
b, %
|
e, %
|
Р,
г/ч
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
I
|
Измельчение
I стадия
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Поступает
|
|
|
|
|
|
|
|
|
1
|
Дроблёная
руда
|
383,7
|
100,0
|
0,00018
|
100,0
|
690,6
|
|
|
|
|
Выходит
|
|
|
|
|
|
|
|
|
2
|
измельчённая
руда
|
383,7
|
100,0
|
0,00018
|
100,0
|
690,6
|
|
|
II
|
Отсадка
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
поступают
|
|
|
|
|
|
|
|
|
2
|
продукт
измельчения I стадии
|
383,7
|
100,0
|
0,00018
|
100,0
|
690,6
|
|
|
|
26
|
объединенный
продукт
|
13,57
|
3,53665
|
0,0023
|
40,8258
|
281,9
|
|
|
|
8
|
продукт
доизмельчения
|
1664,7
|
433,8
|
0,00017
|
409,7
|
2829,4
|
|
|
|
|
Выходят
|
|
|
|
|
|
|
|
|
4
|
концентрат
|
13,62
|
3,55
|
0,0036
|
71,0
|
3823,9
|
|
|
|
5
|
Хвосты
|
2048,28
|
533,8
|
0,00015
|
435,1
|
3004,68
|
|
|
|
|
ИТОГО:
|
2061,9
|
537,3
|
0,00018
|
550,5
|
3801,93
|
|
|
III
|
Классификация
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
поступают
|
|
|
|
|
|
|
|
|
5
|
хвосты
отсадки
|
2048,28
|
533,8
|
0,00015
|
435,1
|
3004,68
|
|
|
|
|
Выходят
|
|
|
|
|
|
|
|
|
6
|
Слив
|
383,58
|
100
|
0,00016
|
88,88
|
613,86
|
|
|
|
7
|
Пески
|
1664,7
|
433,8
|
0,00017
|
409,7
|
2829,4
|
|
|
|
|
ИТОГО:
|
2048,28
|
533,8
|
0,00015
|
435,1
|
3004,68
|
|
|
IV
|
Измельчение
II стадия
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Поступает
|
|
|
|
|
|
|
|
|
7
|
пески
классификации
|
1664,7
|
433,8
|
0,00017
|
409,7
|
2829,4
|
|
|
|
|
Выходит
|
|
|
|
|
|
|
|
|
8
|
доизмельченный
продукт
|
1664,7
|
433,8
|
0,00017
|
409,7
|
2829,4
|
|
|
V
|
I
Перечистка
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Поступает
|
|
|
|
|
|
|
|
|
4
|
концентрат
отсадки
|
13,62
|
3,55
|
0,0036
|
71
|
490,3
|
|
|
|
|
Выходят
|
|
|
|
|
|
|
|
|
9
|
Хвосты
|
11,70
|
3,05
|
0,001
|
14,2
|
98,06
|
|
|
|
10
|
концентрат
|
1,92
|
0,5
|
56,8
|
392,2
|
|
|
|
|
ИТОГО:
|
13,62
|
3,55
|
0,0036
|
71
|
490,3
|
|
|
VI
|
Грохочение
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Поступает
|
|
|
|
|
|
|
|
10
|
концентрат
I перечис.
|
1,92
|
0,5
|
0,02
|
56,8
|
392,2
|
|
|
Выходят
|
|
|
|
|
|
|
11
|
класс
+ 5мм
|
0,02
|
0,006
|
0,002
|
0,066
|
0,45
|
|
12
|
класс
- 5мм
|
1,89
|
0,494
|
0,02
|
56,734
|
391,8
|
|
|
ИТОГО:
|
1,91
|
0,5
|
0,02
|
56,8
|
392,2
|
|
VII
|
Обезвоживание
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
12
|
класс
- 5мм
|
1,89
|
0,494
|
0,02
|
56,734
|
391,8
|
|
|
выходят
|
|
|
|
|
|
|
13
|
обезвоженный
продукт
|
1,89
|
0,494
|
0,0201
|
56,734
|
391,8
|
|
14
|
Слив
|
0
|
0
|
0
|
0
|
0
|
|
|
ИТОГО:
|
1,89
|
0,494
|
0,02
|
56,734
|
391,8
|
|
VIII
|
Магнитная
сепарация
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
13
|
обезвоженный
продукт
|
1,89
|
0,494
|
0,02
|
56,734
|
391,8
|
|
|
Выходят:
|
|
|
|
|
|
|
15
|
немагнитная
фракция
|
1,845
|
0,481
|
0,019
|
51,83
|
357,9
|
|
16
|
Магнитная
фракция
|
0,05
|
0,013
|
0,0015
|
0,108
|
0,74
|
|
|
ИТОГО:
|
1,89
|
0,494
|
0,02
|
56,734
|
291,8
|
|
|
IX
|
II
Перечистка
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Поступает
|
|
|
|
|
|
|
|
15
|
немагнитная
фракция
|
1,845
|
0,481
|
1,55
|
51,83
|
357,9
|
|
|
Выходят
|
|
|
|
|
|
|
|
17
|
хвосты
|
1,556
|
0,4064
|
0,008
|
19,4
|
133,9
|
|
|
19
|
Концентрат
|
0,00073
|
0,00019
|
25
|
0,02
|
0,14
|
|
|
18
|
промпродукт
II перечистки
|
0,289
|
0,0754
|
0,0178
|
12,4282
|
85,8
|
|
|
|
ИТОГО:
|
1,845
|
0,481
|
1,55
|
51,83
|
357,9
|
|
|
X
|
III
Перечистка
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Поступает
|
|
|
|
|
|
|
|
18
|
промпродукт
II перечистки
|
0,289
|
0,0754
|
0,0178
|
12,4282
|
85,8
|
|
|
|
Выходят
|
|
|
|
|
|
|
|
20
|
Хвосты
|
0,0886
|
0,0231
|
0,0048
|
6,1362
|
42,4
|
|
|
21
|
Промпродукт
|
0,20
|
0,0523
|
0,0131
|
3,806
|
26,3
|
|
|
22
|
Концентрат
|
0,00008
|
0,000022
|
25
|
2,486
|
17,2
|
|
|
|
ИТОГО:
|
0,289
|
0,0754
|
0,0164
|
12,4282
|
85,8
|
|
|
XI
|
IV
Перечистка
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Поступает
|
|
|
|
|
|
|
|
21
|
промпродукт
III перечистки
|
0,20
|
0,0523
|
0,0131
|
3,806
|
26,3
|
|
|
|
Выходят
|
|
|
|
|
|
|
|
23
|
Хвосты
|
0,2006
|
0,05228
|
0,007
|
2,2236
|
15,3
|
|
|
24
|
Концентрат
|
0,00005
|
0,000014
|
25
|
30
|
207,2
|
|
|
|
ИТОГО:
|
0,20
|
0,0523
|
0,0131
|
3,806
|
26,3
|
|
|
|
Объединение
хвостов операций
|
|
|
|
|
|
|
|
|
поступают
|
|
|
|
|
|
|
|
9
|
хвосты
I перечистки
|
11,70
|
3,05
|
0,001
|
14,2
|
98,06
|
|
|
11
|
класс
+5 мм грохота
|
0,02
|
0,006
|
0,002
|
0,066
|
0,45
|
|
|
17
|
хвосты
II перечистки
|
1,556
|
0,4064
|
0,008
|
19,4
|
133,9
|
|
|
20
|
хвосты
III перечистки
|
0,0886
|
0,0231
|
0,0048
|
6,1362
|
42,4
|
|
|
23
|
хвосты
IV перечистки
|
0,2006
|
0,05228
|
0,007
|
2,2236
|
15,3
|
|
|
|
ИТОГО:
(объединенный продукт)
|
13,57
|
3,53665
|
0,0021
|
40,8258
|
281,9
|
|
|
|
Объединение
гравиоконцентрата
|
|
|
|
|
|
|
|
|
поступают
|
|
|
|
|
|
|
|
19
|
концентрат
II перечистки
|
0,00073
|
0,00019
|
25
|
0,02
|
0,14
|
|
|
22
|
концентрат
III перечистки
|
0,00008
|
0,000022
|
25
|
2,486
|
17,2
|
|
|
24
|
концентрат
IV перечистки
|
0,00005
|
0,000014
|
25
|
1,5824
|
10,9
|
|
|
|
ИТОГО:
(объединенный гравиоконцентрат)
|
0,0086
|
0,000226
|
25
|
32,5
|
224,4
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Произведем балансовую проверку по количеству
металла в продуктах, поступивших и вышедших из процесса:
Р1 = Р25 + Р16 + Р6
,9 = 1764,9 + 4,9 + 4113,1
,9 = 5882,9
.5 Расчет водно-шламовой схемы
рудоподготовки и гравитационного передела
Расчет водно-шламовой схемы необходим для
определения количества воды, необходимой для создания оптимальных условий
протекания процесса и для определения количества свежей воды, поступающей на
фабрику.
. Для расчета зададимся разжижениями* продуктов,
исходя из требований технологической инструкции ГМЗ-2 и практических норм
расхода воды в отдельных операциях.
* Разжижение - это отношение массы жидкого
(воды) к массе твердого в продуктах.
Исходные данные для расчета водно-шламовой схемы
приведены в таблицы 3.5.
Таблица 3.5 - Исходные данные для расчёта
водно-шламовой схемы
|
оптимальные
значения R, которые необходимо обеспечить
|
нерегулируемые
значения R
|
нормы
расхода воды в отдельных операциях
|
|
R1
= R2 = 0,3
|
R7
= 1,82
|
расход
воды на деки концентрационных столов:
|
|
R6
= 4,25
|
R10
= 2,5
|
LV
= LIX = LX = LXI = = 0,6 м3/т
|
|
RIV
= R8 = 0,4
|
R11
= 0,5
|
расход
смывной воды на транспортировку концентрата:
|
|
R4
= 3
|
R16
= 0,3
|
L10
= L15 = 1,5 м3/т
|
|
R13
= 2,5
|
R18
= Rх
|
расход
подрешетной воды отсадочной машины на тонну руды:
|
|
оптимальные
значения R, которые необходимо обеспечить
|
нормы
расхода воды в отдельных операциях
|
|
|
R24
= R19 = R22 = 0,11
|
R21
= RXI
|
LII
= 2 м3/т
|
|
|
Rисх
= R1 = 0,025
|
расход
воды для транспортировки немагнитного продукта магнитного сепаратора:
|
|
|
|
L15
= 1,5 м3/т
|
|
|
|
|
|
|
. Составим вспомогательную таблицу, куда внесем
массу твердого в отдельных операциях и продуктах, найденные при расчетах,
исходные разжижения для расчета и значения Wn, подсчитанные для продуктов с
известным разжижением (Rn) по формуле Wn = Rn х Qn:
Таблица 3.6 - Вспомогательная таблица
|
№
операции и продуктов
|
Qn,
т/ч
|
Rn
|
Wn,
м3/ч
|
|
1
|
383,7
|
0,025
|
9,59
|
|
2
|
383,7
|
0,3
|
115,1
|
|
I
|
383,7
|
0,3
|
115,1
|
|
3
|
2061,97
|
-
|
|
|
4
|
13,62
|
3
|
40,86
|
|
5
|
2048,4
|
-
|
|
|
II
|
2061,97
|
-
|
|
|
6
|
383,58
|
4,25
|
1630,2
|
|
7
|
1664,7
|
0,28
|
466,1
|
|
III
|
2003,3
|
-
|
|
|
8
|
1664,7
|
0,4
|
665,88
|
|
IV
|
1664,7
|
0,4
|
665,88
|
|
9
|
11,7
|
-
|
|
|
10
|
1,91
|
2,5
|
4,77
|
|
V
|
13,61
|
-
|
|
|
11
|
0,02
|
0,5
|
0,01
|
|
12
|
1,89
|
-
|
|
|
VI
|
1,89
|
-
|
|
|
13
|
1,89
|
2,5
|
4,72
|
|
14
|
0
|
-
|
|
|
VII
|
1,89
|
-
|
|
|
15
|
1,845
|
-
|
-
|
|
16
|
0,05
|
0,3
|
0,015
|
|
VIII
|
1,89
|
-
|
|
|
17
|
1,55
|
-
|
|
|
18
|
0,289
|
-
|
|
|
IX
|
1,6
|
-
|
|
|
20
|
0,0886
|
-
|
|
|
19
|
0,00073
|
0,11
|
0,00008
|
|
21
|
0,2
|
-
|
|
|
22
|
0,00008
|
0,11
|
0,0000088
|
|
X
|
0,66
|
-
|
|
|
23
|
0,2206
|
-
|
|
|
24
|
0,00005
|
0,11
|
0,000005
|
|
XI
|
0,22065
|
-
|
|
|
25
|
0,008
|
0,11
|
0,00088
|
|
26
|
13,57
|
-
|
|
. Определим количество воды в отдельных
операциях и продуктах, м3/ч и разжижения продуктов:= WI - W1 = 115,1 - 9,59 =
105,51 м3/ч= WIV - W7 = 665,88 - 466,1 = 199,78 м3/ч= 0,6 х QV = 0,6 х 13,62 =
8,17 м3/ч= W4 + LV - W10 = 40,86 + 8,17 - 4,77 = 44,26 м3/ч= 1,5 х Q10 = 1,5 х
1,91 = 2,86 м3/ч= W10 + L10 - W11 = 4,77 + 2,86 - 0,01 = 7,62 м3/ч= W12 - W13 =
7,62 - 4,72 = 2,90 м3/ч= 1,5 х Q15 = 1,5 х 1,845 = 2,767 м3/ч= W13 - W16 = 4,72
- 0,015 = 4,705 м3/ч= 0,6 х QIX = 0,6 х 0,02 = 0,012 м3/ч= W15 + LIX + L15 =
4,705 + 0,012 + 2,767 = 7,484 м3/ч
|
RIX
=
|
WIX
|
=
|
7,484
|
=
4,67 = R18
|
|
QIX
|
|
1,6
|
|
= R18 х Q18 = 4,67 х 0,289 = 1,35 м3/ч= WIX -
W18 - W19 = 7,484 - 1,35 - 0,0008 = 6,13 м3/ч= 0,6 х Q10 = 0,6 х 1,91 = 1,146 м3/ч=
W18 + LX = 0,1975 + 1,146 = 1,3435 м3/ч
|
RX
=
|
WX
|
=
|
1,3435
|
=
2,68 = R21
|
|
QX
|
|
0,5
|
|
= RХ х Q21 = 2,68 х 0,2 = 0,536 м3/ч= WX - W21 -
W22 = 1,3435 - 0,536 - 0,000008 = 0,81 м3/ч= 0,6 х QXI = 0,6 х 0,2 = 0,12 м3/ч=
W21+ LXI = 0,536 + 0,12 = 0,656 м3/ч= WXI - W24 = 0,656 - 0,000005 = 0,6559
=W9+W11+W14+W17+W20+W23=44,26+0,01+2,90+4,548+
+0,81 + 0,6559 = 53,1839 м3/ч= 2 х Q2 = 2 х
383,7 = 767,4 м3/ч=W26+W2+W8+LII=53,1839+115,1+665,88+767,4 = 1601,56 м3/ч= WII
- W4 = 1601,56 - 40,86 = 1560,7 м3/ч= W6 + W7 = 1015,95 + 466,1 = 549,85 м3/ч=
WIII - W5 = 549,85 - 206,3 = 343,55 м3/ч
Результаты расчетов вносим в таблицу
водно-шламовой схемы, в которой подсчитываем значения Rn по формуле Rn =Wn/Qn и
значения Vn по формуле:
Таблица 3.7 - Результаты расчета водно-шламовой
схемы
|
№
операции и продуктов
|
Наименование
операций и продуктов
|
Q,
т/ч
|
R
|
W,
м3/ч
|
V,
м3/ч
|
|
|
|
|
|
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
|
I
|
Измельчение
I стадия
|
|
|
|
|
|
|
|
Поступает
|
|
|
|
|
|
|
1
|
дроблёная
руда
|
383,7
|
0,025
|
9,59
|
1029,15
|
|
|
L
I
|
свежая
вода
|
|
|
105,51
|
105,51
|
|
|
|
ИТОГО:
|
383,7
|
0,3
|
115,1
|
1732,54
|
|
|
|
Выходит
|
|
|
|
|
|
|
2
|
измельчённая
руда
|
383,7
|
0,3
|
115,1
|
1732,54
|
|
II
|
Отсадка
|
|
|
|
|
|
|
|
поступают
|
|
|
|
|
|
|
2
|
продукт
измельчения I стадии
|
383,7
|
0,3
|
115,1
|
1732,54
|
|
|
26
|
объединенный
продукт
|
13,57
|
4,34
|
71,9
|
414,7056
|
|
|
8
|
продукт
доизмельчения
|
1664,7
|
0,6
|
665,88
|
4124,51
|
|
|
L
II
|
подрешётная
вода на отсадочную машину
|
|
|
767,4
|
5115,6
|
|
|
3
|
ИТОГО:
|
2061,97
|
0,78
|
1620,2
|
11387,3556
|
|
|
|
Выходят
|
|
|
|
|
|
|
4
|
концентрат
|
13,62
|
3
|
40,86
|
298,03
|
|
|
5
|
Хвосты
|
2048,4
|
1,03
|
2109,8
|
11089,3256
|
|
|
|
ИТОГО:
|
2061,97
|
1,04
|
2150,7
|
11387,3556
|
|
III
|
Классификация
|
|
|
|
|
|
|
|
поступают
|
|
|
|
|
|
|
5
|
хвосты
отсадки
|
2048,4
|
1,03
|
2109,8
|
11089,3256
|
|
|
L
III
|
свежая
вода
|
|
|
343,55
|
1035,941
|
|
|
|
ИТОГО:
|
2048,4
|
1,2
|
2453,35
|
12125,2666
|
|
|
выходит
|
|
|
|
|
|
|
6
|
Слив
|
383,58
|
4,25
|
1630,2
|
8637,4566
|
|
|
7
|
Пески
|
1664,7
|
0,49
|
823,15
|
3487,81
|
|
|
|
ИТОГО:
|
2048,4
|
2453,35
|
12125,2666
|
|
IV
|
Измельчение
II стадия
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
7
|
пески
классификации
|
1664,7
|
0,49
|
823,15
|
3487,81
|
|
|
LIV
|
свежая
вода
|
|
|
199,78
|
636,7
|
|
|
|
ИТОГО:
|
1664,7
|
0,6
|
1022,93
|
4124,51
|
|
|
|
выходит
|
|
|
|
|
|
|
8
|
Доизмельченный
продукт
|
1664,7
|
0,6
|
665,88
|
4124,51
|
|
V
|
I
Перечистка
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
4
|
концентрат
отсадки
|
13,62
|
3
|
40,86
|
298,03
|
|
|
L
V
|
вода
на деку стола
|
|
|
8,17
|
52,95
|
|
|
|
ИТОГО:
|
13,62
|
3,6
|
49,03
|
350,98
|
|
|
|
выходят
|
|
|
|
|
|
|
9
|
Хвосты
|
11,70
|
3,83
|
44,81
|
306,82
|
|
|
10
|
концентрат
|
1,91
|
2,5
|
4,77
|
44,16
|
|
|
|
ИТОГО:
|
13,62
|
3,6
|
49,03
|
350,98
|
|
VI
|
Грохочение
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
10
|
концентрат
I перечистки
|
1,91
|
2,5
|
4,77
|
44,16
|
|
|
L
10
|
вода
для транспортировки концентрата
|
|
|
2,86
|
23,02
|
|
|
|
ИТОГО:
|
1,91
|
4
|
7,64
|
67,18
|
|
|
выходят
|
|
|
|
|
|
|
11
|
класс
+ 5мм
|
0,2
|
0,5
|
0,01
|
0,07
|
|
|
12
|
класс
- 5мм
|
1,89
|
4,04
|
7,63
|
67,11
|
|
|
|
ИТОГО:
|
1,91
|
4
|
7,64
|
67,18
|
|
VII
|
Обезвоживание
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
12
|
класс
- 5мм
|
1,89
|
4,04
|
7,63
|
67,11
|
|
|
|
выходят
|
|
|
|
|
|
|
13
|
обезвоженный
продукт
|
1,89
|
2,5
|
4,72
|
43,72
|
|
|
14
|
Слив
|
|
|
2,91
|
23,39
|
|
|
|
ИТОГО:
|
1,89
|
4,04
|
7,63
|
67,11
|
|
VIII
|
Магнитная
сепарация
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
13
|
обезвоженный
продукт
|
1,89
|
2,5
|
4,72
|
43,72
|
|
выходят
|
|
|
|
|
|
15
|
немагнитная
фракция
|
1,845
|
2,55
|
4,7
|
43,5
|
|
16
|
магнитная
фракция
|
0,05
|
0,3
|
0,015
|
0,22
|
|
ИТОГО:
|
1,89
|
2,5
|
4,72
|
43,72
|
|
IX
|
II
Перечистка
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
15
|
немагнитная
фракция с магн./сепаратора
|
1,845
|
2,55
|
4,7
|
43,5
|
|
|
L
15
|
вода
на смыв немагн. Фракции
|
|
|
0,03
|
22,29
|
|
|
L
IX
|
вода
на деку стола
|
|
|
0,012
|
8,92
|
|
|
|
ИТОГО:
|
1,845
|
2,55
|
4,74
|
74,71
|
|
|
выходят
|
|
|
|
|
|
|
17
|
Хвосты
|
1,556
|
2,55
|
3,97
|
52,2962
|
|
|
18
|
Промпродукт
II перечистки
|
0,289
|
2,55
|
0,736
|
22,41
|
|
|
19
|
концентрат
|
0,00073
|
0,11
|
0,00008
|
0,0038
|
|
|
|
ИТОГО:
|
1,845
|
2,55
|
4,74
|
74,71
|
|
X
|
III
Перечистка
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
18
|
промпродукт
II перечистки
|
0,289
|
4,65
|
1,34
|
22,41
|
|
|
L
X
|
вода
на деку стола
|
|
|
1,146
|
8,92
|
|
|
|
ИТОГО:
|
0,289
|
8,6
|
2,486
|
31,33
|
|
|
|
выходят
|
|
|
|
|
|
|
20
|
Хвосты
|
0,0886
|
0,59
|
21,9296
|
|
|
21
|
промпродукт
|
0,2
|
6,65
|
1,33
|
9,4
|
|
|
22
|
концентрат
|
0,00008
|
0,11
|
0,000008
|
0,0004
|
|
|
|
ИТОГО:
|
0,289
|
6,64
|
1,92
|
31,33
|
|
XI
|
IV
Перечистка
|
|
|
|
|
|
|
|
поступает
|
|
|
|
|
|
|
21
|
промпродукт
III перечистки
|
0,2
|
6,65
|
1,33
|
9,4
|
|
|
L
XI
|
вода
на деку стола
|
|
|
0,12
|
0,8
|
|
|
|
ИТОГО:
|
0,2
|
7,25
|
1,45
|
10,2
|
|
|
|
выходят
|
|
|
|
|
|
|
23
|
Хвосты
|
0,2006
|
7,25
|
1,45
|
10,1998
|
|
|
24
|
концентрат
|
0,00005
|
0,11
|
0,000005
|
0,0002
|
|
|
|
ИТОГО:
|
0,2
|
7,25
|
1,45
|
10,2
|
По результатам расчётов составим баланс общей
воды по фабрике (смотрите таблицу 3.8.).
Таблица 3.8 - Баланс общей воды по фабрике
|
Поступает
воды в процесс
|
м3/ч
|
Уходит
воды из процесса
|
м3/ч
|
|
С
исходной рудой
|
W
1
|
9.59
|
С
конечным концентратом
|
|
|
В
I стадию измельчения
|
L
I
|
105,51
|
W25=W19+W22+W24
|
W
25
|
0,0001
|
|
На
отсадочн. машины
|
L
II
|
767,4
|
С
магнитной фракцией
|
W
16
|
0,015
|
|
На
классификацию
|
L
III
|
343,5
|
В
слив классификатора
|
W
6
|
1440,78
|
|
Во
II стадию измельчения
|
L
IV
|
199,78
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
На
деки столов I перечистки
|
L
V
|
8,17
|
|
|
|
|
На
смыв концентрата I перечистки
|
L
10
|
2,86
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
На
транспортировку немагнит. Продукта
|
L
15
|
2,762
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
На
деки столов II перечистки
|
L
IX
|
0,012
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
На
деки столов III перечистки
|
L
X
|
1,146
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
На
деки столов IV перечистки
|
L
XI
|
0,12
|
|
|
|
|
Итого:
W 1 + сумма L
|
1440,8
|
Итого:
сумма W к
|
1440,8
|
Расход общей воды по фабрике равен:общ = Wк - W1
= 1440,8 - 9,59 = 1431,21 м3/ч
С учётом сгущения слива классификации перед
последующей его переработкой до Rсгущ = 0,95 и использованием слива сгустителей
в качестве оборотной воды, сосчитаем возврат воды в процесс.
Количество воды, уходящей со сгущённым
продуктомсгущ = Q6 х Rсгущ = 338,65 х 0,95 = 321,7 м3/ч
тогда возврат оборотной воды (слива сгустителей)
будет равен:обор = W6 - Wсгущ = 1440,78 - 321,7 = 1119,08 м3/ч
Итоговый расход воды с учётом оборотного
водоснабжения:обор.сн = Lобщ - Wобор = 1431,21 - 1119,08 = 312,13 м3/ч
Удельный расход воды по фабрике:
|
g
=
|
Lобор,
|
=
|
312,13
|
=
0,813 м3/т
|
|
Q
|
|
383,7
|
|
3.6 Материальный баланс
выщелачивания руды цианистым раствором
Степень взаимодействия компонентов руды с
раствором NaCN принимается на основе испытаний. Расход NaCN и количество
образующихся продуктов выщелачивания получен расчетом на 338,7 т руды в единицу
времени (час). Руда содержит Au-1,6 г/т и Ag-6 г/т.
Количественный, химический рациональный состав
кварцевая руда приведен в табл 1.
Железо - переходят в раствор FeO:степень
растворения принята 2%. Переходит в раствор FeO в количестве
0,0242·338,7·0,02=0,164 т.
Реакция взаимодействия:
FeO + 6NaCN + H2O = Na4Fe(CN)6 +
2NaOH
Расход NaCN: (6·49·0,164):71,85=0,671 т.
Образуется: Na4Fe(CN)6 в количестве
(303,91·0,164):71,85=0,6937 т.: (2·40·0,164):71,85=0,1826 т.
. Золото - переходит в раствор 95% или
1,6·0,95=1,52 г/т.
Реакция:
2Au + 4NaCN + 0,5O2 +H2O =
2Na(AuCN)2 + 2NaOH
Расход NaCN: (4·49·1,52·338,7): (197·2)= 256,1г
= 0,000256 т.
Образуется: Na(AuCN)2 в количестве
(272·1,52·338,7):197=710,83 г = =0,000711 т.: (40·1,52·338,7):197=104,5 г =
0,0001 т.
Серебро - переходит в раствор 90% или
6,0·0,9=5,4 г/т или 5,4·338,7=1829 г.
Реакция:
2Ag + 4NaCN + 0,5O2 +H2O =
2NaAg(CN)2 + 2NaOH
Расход NaCN: (4·49·1829): (107,87·2)=1661,65 г
0,001661 т.
Образуется: NaAg(CN)2 в количестве
(182,88·1829):107,88=3100,5г= =0,0031 т.: (40·1829):107,88=678,16 г = 0,000678
т.
Суммарный расход NaCN составил 0,6729 т на 338,7
т руды или 1,986 кг/т руды. Принимаем 10% на дополнительные потери NaCN
(гидролиз, химическое разложение): 1,986+1,986·0,1=2,1846 кг/т руды.
При выщелачивание ж:т составляет по массе 1,5:1,
следовательно, на 338,7 т руды загружается 508 т (м3) цианистого раствора с
концентрацией NaCN 0,06 % (600 г/м3). Всего загружается NaCN
2,1846·338,7·1,5=1110кг= =1,11 т. При расходе NaCN 0,6729 т остаточное
количество NaCN будет
,11-0,6729=0,4371 т, что соответствует
концентрации раствора (0,4371·1000):508=0,86 кг/м3 (860 г/м3).
Таблица 3.9 - Химический и рациональный состав
руды, поступающей на выщелачивание, %
|
Элемент
соединение
|
SiO2
|
Al2O3
|
CaO
|
MgO
|
Na2O
|
K2O
|
TiO2
|
P2O5
|
MnO2
|
V2O5
|
ZrO2
|
WO3
|
Fe
|
Sобщ.
|
O2
|
Прочие
|
Всего
|
|
SiO2 Al2O3 CaO MgO Fe2O3 FeO Na2O
K2O Sобщ.
TiO2 P2O5 MnO2 V2O5
ZrO2 WO3 Прочие Всего
|
67,4
- - - - - - - - - - - - - - - 67,4
|
-
13,9 - - - - - - - - - - - - - - 13,9
|
-
- 2,25 - - - - - - - - - - - - - 2,25
|
-
- - 2,46 - - - - - - - - - - - - 2,46
|
-
- - - - - 3,5 - - - - - - - - - 3,5
|
-
- - - - - - 3,6 - - - - - - - - 3,6
|
-
- - - - - - - - 0,5 - - - - - - 0,5
|
-
- - - - - - - - - 0,2 - - - - - 0,2
|
-
- - - - - - - - - - 0,07 - - - - 0,07
|
-
- - - - - - - - - - - 0,03 - - - 0,03
|
-
- - - - - - - - - - - - 0,04 - - 0,04
|
-
- - - - - - - - - - - - - 0,01 - 0,01
|
-
- - - 1,68 1,88 - - - - - - - - - - 3,56
|
-
- - - - - - - 0,8 - - - - - - - 0,8
|
-
- - - 0,72 0,54 - - - - - - - - - - 1,26
|
-
- - - - - - - - - - - - - - 0,42 0,42
|
67,4
13,9 2,25 2,46 2,4 2,42 3,5 3,6 0,8 0,5 0,2 0,07 0,03 0,04 0,01 0,42 100,0
|
Расход чистого оксида кальция CaO на реакции
взаимодействия с кислотами, сульфатами, карбонатами, глиноземом, углекислотой
воздуха при аэрации пульпы и др. принимаем 2,0 кг/т руды или на 338,7 т руды
677,4 кг= 0,677 т. При использовании технической извести, содержащей 80% CaO,
расход ее составит 2:0,8=2,5 кг/т или на 338,7 т руды 846,75 кг = 0,847 т. при
загрузке известкового молока с содержанием 10% CaO его потребуется
(0,847·100):10=8,47 т или 8,47: 1,08=7,84 м3.
Начальная и конечная концентрации защитной
щелочи в растворе принята 0,02% CaO (200 г/м3) или 338,7 т руды 0,2·508= 101,6
кг = 0,1016 т. Составы цианистого раствора и руды после выщелачивания приведен
в таблице 3.10.
Таблица 3.10 - Состав раствора после
выщелачивания 338,7 т руды при отношении ж:т=1,5:1
|
Соединение
|
Количество,
т
|
Концентрация
г/м3
|
Концентрация
металла г/м3
|
|
NaCN
CaO (100%-ный NaOH NaAu(CN)2 NaAg(CN)2 Na4Fe(CN)6
|
0,4371
0,1016 0,1834 0,00071 0,0031 0,6937
|
860
200 366,7 1,3 6,1 1365,5
|
-
- - 0,94 3,59 251,6
|
Материальный баланс процесса выщелачивания руды
цианистым раствором приведен в таблице 3.11.
Таблица 3.11 - Материальный баланс процесса
выщелачивания руды цианистым раствором при отношении ж:т=1,5:1
|
Поступает
|
Выходит
|
|
Продукты
и соединения
|
Количество,
т
|
Продукты
и соединения
|
Количество,
т
|
|
Руда
338,7 В том числе: FeO 8,1965 Известковое молоко с содержанием 10 % CaO
(80 % - ного) 8,47 Цианистый раствор 508 В том числе: NaCN 1,11 CaO
0,1016 Всего: 855,17
|
Руда
338,68 В том числе: FeO 8,0325 Известь (80 % - ная) 0,847 Цианистый
раствор 515,643 В том числе: NaAu(CN)2 0.000711 NaAg(CN)2
0.0031 Na4Fe(CN)6 0.6937 NaOH 0.1834 NaCN 0.4371 Всего: 855,17
|
|
|
|
|
3.6.1 Материальный баланс
сорбционного выщелачивания руды цианистым раствором с применением в качестве
сорбента АМ-2Б
Как и при ионообменной процессе, выщелачивание
руды производится в две стадии: а) предварительное цианирование пульпы (без
загрузки сорбента) в течение 2-6 ч, при котором переходит в раствор до 70-80%
золота, извлекаемого цианированием; б) сорбционное выщелачивание в присутствии
активированного угля в каскаде сорбционных аппаратов в течение 8-12 ч, когда
происходит дорастворение золота из руды с одновременной сорбцией активированным
углем растворенного золота, серебра и других компонентов.
В качестве сорбента используется АМ-2Б.
Количество сорбента в потоке определяем по
формуле:
 сухого сорбента
Степень сорбции сорбентом компонентов раствора
составляет, %: Au-99,0-99,8 (остаточное содержание в растворе при цианировании
руд 0,02-0,03 г/м3); Ag - (при сорбции Au) 30-70; в расчете принято извлечение
сорбцией, %: Au-99,8; Ag-50,0; CN-5,0.
Единовременную загрузку сорбента в аппараты
сорбционного выщелачивания определяем, приняв продолжительность контакта
сорбента с пульпой для достижения равновесной ёмкости по золоту в одной ступени
60 ч, а при четырех ступенях равновесия 4·60=240 ч. При потоке сорбента 125,89
кг/ч единовременная загрузка его составит Qед=125,89·240=30213,6 кг = 30,214 т,
что соответствует 30,214·2,5=75,535 м3 набухшего анионита.
Количество сорбируемых сорбентом компонентов
раствора при сорбционном выщелачивании рудной пульпы приведен в таблице 3.12.
Таблица 3.12 - Количество сорбируемых сорбентом
компонентов раствора при сорбционном выщелачивании рудной пульпы
|
Компонент
|
Расчет
количества W(м3/ч)·С(г/м3)·ε (доли·ед)
|
Количество
|
|
|
г/ч
|
г/кг
сорбента
|
|
Au
Ag CN- Всего
|
508·(1,066-0,02)+16,25(об)
508·4,00·0,5+304,83 (об) 508·860·0,05
|
547,618
1320,83 21844 23712,45
|
4,35
10,492 173,55 188,392
|
Потери сорбента с хвостовой пульпой сорбционного
выщелачивания составляют 10-20 г на тонну руды сухого сорбента. Принимая
величину потерь 10 г/т руды, получим общие потери сорбента 10·338,7=3387 г/ч
или 3,387 кг/час. Содержание золота и серебра в теряемом сорбенте принимаем
равным их содержанию в отрегенерированном сорбенте: Au - 0,15 г/кг и Ag - 0,05
г/кг. количество благородных металлов, уходящих в хвосты выщелачивания с
сорбентом, будет: Au - 0,15 г/кг и Ag - 0,05 г/кг. Материальный баланс
сорбционном выщелачивания руды приведен в таблице 3.13.
Таблица 3.13 - Материальный баланс сорбционного
выщелачивания руды
|
Продукт
|
Количество
продукта, т/ч
|
Au,
г/ч
|
Ag,
г/ч
|
|
Поступает:
Руда Раствор NaCN Известковое молоко (10%-й раствор Оборотный раствор
NaCN Промвода шламовая Нейтральные растворы регенерации 0,086·18·1,05
Сорбент единовременной загрузки Сорбент отрегенерированный Сорбент
свежий Всего: Выходит Руда Раствор NaCN Растворы регенерации
Сорбент единовременной загрузки Сорбент насыщенный Сорбент с пульпой
(потери) Всего:
|
338,7
508 8,47 1,45 1,527 1,63 30,214 0,126 0,0039 890,12 338,7 516,47 4,6 30,214
0,126 0,0039 890,12
|
541,92
- - 16,25 - - - 18,9 - 577,07 27,1 3,126 - - 546,344 0,5 577,07
|
2032,2
- - 304,83 - - - 6,3 - 2920,4 203,2 1256,83 - - 1460,2 0,17 2920,4
|
3.7 Выбор и расчет оборудования
.7.1 Выбор оборудования для
измельчения
Примем в проекте к установке мельницы шаровые с
центральной разгрузкой (МШЦ), т.к. согласно [1] стр. 229 «мельницы МШЦ
отличаются более сильным ошламованием измельчаемых продуктов, поэтому мельницы
с центральной разгрузкой следует устанавливать в тех случаях, когда
переизмельчение продукта является полезным для последующей его обработки,
например при цианировании золотых руд с весьма тонкой вкрапленностью золота или
при доизмельчении тонковкрапленных продуктов».
В качестве эталонной мельницы примем МШЦ-45х60, работающую
на действующем предприятии во второй стадии измельчения. Она доизмельчает
продукт разгрузки ММС, имеющей размер разгрузочной решётки 20мм, то есть
крупность исходного питания МШЦ 20-0 мм. Конечная крупность измельчения -80%
класса - 0,074 мм. Согласно справок ЦЗЛ МШЩ-45х60, работая в этих условиях,
имеет удельную производительность 0,92 т/м3 • ч
Производительность мельниц по исходной руде
определяется по формуле:
Q =  ,
где V - объем мельницы, м3;- удельная
производительность по классу - 0,074 мм;
βk, βисх - содержание
класса - 0,074 мм в конечном и исходном продукте.
В тех случаях, когда для проектируемой фабрики
применяется одинаковая по измельчаемости с эталонной руда, а при измельчении
используется мельница того же типа, удельная производительность проектируемой
мельницы будет определяться по формуле:= qэ kk kL kD [2] стр. 191
где qэ - удельная производительность эталонной
мельницы (работающей на производстве)kL kD - коэффициенты длины, диаметра
мельницы и крупности исходного продукта= (Lэ/L)0,15, где Lэ - длина эталонной,
L - длина проектируемой мельницы...=  ,
где D,Dэ, - диаметры мельниц проектируемой и эталонной
,15 - средняя толщина футеровки мельниц, м
= 
где m1 - относительная производительность
эталонной мельницы при той крупности конечного и исходного продукта, которая
имеет место на действующем предприятии- то же, при запроектированных крупностях
продуктов.
3.7.2 Расчёт оборудования для первой
стадии измельчения
Согласно расчётам, мельница первой стадии
измельчения работает при следующих крупностях продуктов:
βисх = 10%, βк
= 34,8%, Q1 = 383,7 т/ч
Определим kk:
значения m1 и m2 найдём по [1]табл. 33:= 0,87
(для крупности исходного 20-0 мм и конечного 80% класса -0,074мм)= 0,98 (для
крупности исходного 15-0 мм и конечного 34,8% класса -0,074 мм)= 
Примем для сравнения варианты установки мельниц:
) МШЦ-45х60
) МШЦ-45х80
) МШЦ-55х65
. Рассчитаем поправочные коэффициенты и
производительности мельниц: МШЦ - 45 х 60 (V = 82 м3)
Кк=
КD= =qэkkkLkD=0,92x1,13x1x1=1,040
т/м3·час=
т/ч
МШЦ - 45 х 80 (V = 114 м3)
Кк=
КD=
q=qэkkkLkD=0,92 x 1,13 x 1,044 x 1=1,085
т/м3·час=
т/ч
МШЦ - 55 х 65 (V = 141 м3)
Кк=
КD= =qэkkkLkD=0,92x1,13x1,012x1=1,167
т/м3·час=
т/ч
. Определяем количество мелниц: =
МШЦ-45х60 n = 383,7: 343,9 = 1,14 ≈ 2 шт.
МШЦ~45к80 n = 383,7: 493,8 = 0,77 ≈ 1 шт.
МШЦ-55к65 n = 383,7: 663,5 = 0,58 ≈ 1 шт.
Произведем сравнение вариантов установки мельниц
по установочной мощности электрических двигателей, массе (характеризует
стоимостьмельницы) и коэффициенту запаса производительности.
Таблица 3.14 - Сравнение вариантов установки МШЦ
|
Размеры
барабана мельниц
|
Число
мельниц, ш т
|
масса
мельниц, т
|
установочная
мощность эл. двигателя, кВт
|
Коэффициент
запаса
|
|
|
одной
|
всех
|
одной
|
всех
|
|
|
4500x6000
|
2
|
355
|
710
|
2500
|
5000
|
2:
1,14 = 1,75
|
|
4500x8000
|
1
|
450
|
450
|
3150
|
3150
4000
|
1:
0,77 = 1,30
|
|
5500x6500
|
1
|
690
|
690
|
4000
|
|
1:
0,58 = 1,72
|
При сравнении вариантов установки мельниц видно,
что наиболее экономичным по потребляемой электроэнергии при незначительно
большей массе является вариант установки мельниц МШЦ 45 х 80.
При этом общая площадь, занимаемая мельницами
равна:
МШЦ - 45 х 804,5х8х1=36м2
МШЦ - 55 х 655,5 х 6,5 х 1 = 36 м 2
То есть установка МШЦ 45 х 80 экономит
капитальные затраты на строительство здания цеха измельчения.
Принимаем в первой стадии измельчения МШЦ - 55 х
65 в количестве 1 штук.
3.7.3 Расчёт оборудования для второй
стадии измельчения
Расчет ведем для условий:
βисх = 34,8%, βк
= 77%, Q = 383,7 т/час
В формулу удельной производительности введём
коэффициент удельной производительности мельниц II стадии к мельницам I стадии
(согласно расчёта схемы измельчения), так как впервой стадии избирательно
измельчаются наиболее мягкие минералы, а во вторую стадию поступают более
трудноизмельчаемые зёрна руды.
То есть qэ = qэ х 0,85 = 0,92 х 0,85 = 0, 799
т/м3 ∙ час
значения m1 и m2 найдём по [1]табл. 33:- 0,87
(для крупности исходного 20-0 мм и конечного 80% класса -0,074 мм)- 0,93 (для
крупности исходного 3-0 мм и конечного 77% класса -0,074 мм)=  =1,07
Примем для сравнения варианты установки мельниц:
)МШЦ - 45 х 60
2)МШЦ - 45 х 80
) МШЦ - 55 х 65
. Рассчитаем поправочные коэффициенты и
производительности мельниц: МШЦ - 45 х 60 (V=82м3)
Кк=
КD==qэkkkLkD=0,799x1,07x1x1=0,855
т/м3·ч=
т/ч
МШЦ - 45 x 80 (V = 114м3)
Кк=
КD==qэkkkLkD=0,799x1,07x1,044x1=0,893
т/м3·ч=
т/ч
МШЦ - 55 х 65 (V = 141 м3)
Кк=
КD==qэkkkLkD=0,799x1,07x1,012x1,109=0,959
т/м3·ч= т/ч
. Определяем количество мельниц
n =
МШЦ - 45 х 60n = 383,7: 166,1 = 2,4 ≈ 3
шт.
МШЦ - 45 х 80n = 383,7: 241,2 = 1,6 ≈ 2
шт.
МШЦ - 55 х 65n = 383,7: 320,4 = 1,2 ≈ 2
шт.
Произведем сравнение вариантов установки мельниц
по установочной мощности электрических двигателей, массе (характеризует
стоимость мельницы) и коэффициенту запаса производительности.
Таблица 3.15 - Сравнение вариантов установки МШЦ
|
размеры
барабана мельниц
|
число
мельниц, шт.
|
масса
мельниц, т
|
Установочная
мощность эл. двигателя, кВт
|
коэффициент
запаса
|
|
|
одной
|
всех
|
одной
|
всех
|
|
|
4500x6000
|
3
|
355
|
1065
|
2500
|
7500
|
3:
2,4 = 1,25
|
|
4500x8000
|
2
|
450
|
900
|
3150
|
6300
|
2:
1,6 = 1,25
|
|
5500x6500
|
2
|
690
|
1380
|
4000
|
8000
|
2:
1,2 = 1,7
|
При сравнении вариантов установки мельниц видно,
что наиболее экономичным по потребляемой электроэнергии при незначительно
большей массе является вариант установки мельниц МШЦ - 45 х 80.
При этом общая площадь, занимаемая мельницами
равна:
МШЦ - 45 х 804,5x8x2 = 72 м2
МШЦ - 55 х 655, 5 x 6,5x 2 = 71,5 м2
То есть установка МШЦ - 45 х 80 сэкономит
капитальные затраты на строительство здания цеха измельчения, что компенсирует
расходы на приобретение мельниц.
Принимаем во второй стадии измельчения МШЦ - 45
х 80 в количестве 2 штук.
3.7.4 Выбор оборудования для
классификации
Для классификации продуктов измельчения шаровых
мельниц рекомендовано применение гидроциклонов, которые имеют малые габариты и
достаточно большую эффективность..
Исходные данные для расчета:= 3307,38 м3/ч -
требуемая (расчётная) объёмная производительность
βтвIII=  %
содержание твердого в питании гидроциклонов
Β-74слив = 77% -
требуемая крупность слива классификации по классу - 0,074 мм
согласно таблице 14 [1] это соответствует
номинальной крупности слива 150 мкм
по
таблице 45 [1] для заданных условий подходит гидроциклон диаметром 500 мм, для
этого типоразмера имеем стандартные:п = 13 - диаметр питающего отверстия, см=
16 - диаметр сливного отверстия, см
Δ
= 4,8-
15 - диаметр пескового насадка (в пределах), см
α
= 200 - угол
конусности, град
Объёмная
производительность гидроциклона определяется по формуле, м /час:
V = 3 x kα
x kD x dn x d x 
где
kα
- поправка
на угол конусности (для α
- 200
kα
= 1)
kD
- поправка на диаметр гидроциклона (для D = 500 мм, kD=1)
Р0
-рабочее давление пульпы, МПа
Определим
производительность гидроциклона при оптимальном давлении 0,1 МПа
Vгц
= 3х1х1х13х16х )= 197, 3 м
3/ час
тогда
необходимое количество гидроциклонов равно:=  ≈17 шт.
Исходя
из равномерного распределения гидроциклонов на 2 мельниц II стадии измельчения
примем 18 гидроциклона (по 9 ГЦ 500 на каждую мельницу), тогда фактическая
объёмная нагрузка на один гидроциклон составит:гц факт =  м 3/ ч
Определим
фактическое рабочее давление на входе в гидроциклон:=  МПа
Это
давление находится в пределах допустимых давлений (0,04-0,15 Мпа).
Проверим,
какая нагрузка будет на песковое отверстие, если принять насадок Δ = 10 см
=
песк.
=  т/м2·час=  т/см2·час
эта
нагрузка находится в пределах нормы (5 -25 т/м2·час) и можно принять насадок 10
см.
Далее
проверим номинальную крупность слива, которую может обеспечить гидроциклон,
мкм:
dн
= 1,5 х 
где
D - диаметр гидроциклона, см
βи тв -
содержание твёрдого в исходном питании гидроциклона, %, g0- плотности твердой и
жидкой фазы, т/м3=50cм, βи тв - 46,3%
g-2,65т/м3 g0-1 т/м3 (вода)н = 1,5 х  мкм
это
значение меньше требуемого dн = 150 мкм, значит гидроциклон обеспечит заданную
крупность слива.
Принимаем
в проекте к установке гидроциклоны ГЦ 500 в количестве 18 шт. (по 9 шт. на
каждую мельницу второй стадии измельчения).
3.7.5
Выбор оборудования для отсадки и перечистки
На
действующем предприятии очень хорошо зарекомендовали себя отсадочные машины ОМР-1А
(ОМП), которые по сравнению с МОД (диафрагмовые машины) не требуют специального
создания постели из дроби, более эффективны и просты в обслуживании. Примем к
расчету отсадочные машины ОМР-1 А.
Производительность
отсадочных машин определяется по нормам удельной производительности на 1м2
площади решета. Производительность машин возрастает с увеличением разности в
плотности разделяемых минералов и крупности питания.
Практическая
удельная производительность ОМР-1А на ГМЗ-2 равна q = 75 т/м2· ч.
Рассчитаем
площадь, необходимую для отсадки материала, поступающего в процесс:= QII: q =
2061,9: 75 = 28 м2
Площадь
решета одной камеры ОМР-1А равна 2 м2. Тогда для отсадки необходимо:= S: 2 =
28: 2 = 14 шт. камер
Принимаем
3-х камерную отсадочную машину ОМР-1А в количестве 5 штук.
Для
доводки концентрата отсадочных машин воспользуемся СКМ-1А (СКО-7,5), которые
подходят по крупности исходного питания (0-5 мм) и прекрасно зарекомендовали
себя на производстве.При расчете производительности концентрационных столов
необходимо учесть, что паспортная (или расчетная) производительность при
перечистках продуктов концентрации при каждой последующей перечистке
уменьшается примерно в 1,5 - 2 раза из-за того, что продукты разделения в
каждой последующей перечистке имеют меньшую разницу в плотностях, в связи с
чем, для большей эффективности разделения, нагрузку на стол необходимо
уменьшать.
Производительность
концентрационных столов определяется по формуле:
Q
= 0,1 x δ (F x dср(δ1 - 1) /
(δ2 - 1))0,6,
Где
Q - производительность по сухому исходному питанию, т/ч;
δ, δ1,δ2 - плотность
соответственно руды, полезного минерала и пустой породыплощадь деки стола, м2
(у СКМ-1А F = 7,5м2)ср - среднеарифметическая крупность зерен в питании, мм.
Для
руд Мурунтау:
δ
= 2,65 г/см3; δ1 -19,26 г/см3; δ2 - 2,65 г/см3ср =
2,5 (т.к. на решете ОМР используется сетка 5x5 мм)скм-1А = 0,1 х 2,65 х (7,5 х
2,5 х ((19,26 - 1) / (2,65 - 1))0,6 = =6,51 т/ч
Исходя
из вышеуказанного, расчётная производительность
СКМ-1А
будет равна:
на
II перечистке 6,51: 1,5 = 4,34 т/ч;
на
III перечистке 4,34: 1,5 = 2,89 т/ч;
на
IV перечистке 2,89: 1,5 = 1,93 т/ч.
Рассчитываем
количество СКМ-1А на перечистках:перечисткаn = QV: 6,51 = 13,61: 6,51 = 2
шт.перечисткаn = Q1Х: 4,34 = 1,6: 4,34 = 0,37≈1 шт.перечисткаn = Qх: 2,89
= 0,66: 2,89 = 0,23≈1 шт.перечисткаn = QXI: 1,93 = 0,22: 1,93 =0,12≈1
шт.
Итого
принимаем в операциях перечистки концентрата отсадочных машин с учётом
поблочной компоновки оборудования:перечисткаСКМ-1А (СКО-7,5) 2 шт. (по одному
столу на каждую отсадочную машину)перечисткаСКМ-1А (СКО-7,5)
1шт.перечисткаСКМ-1А (СКО-7,5) 1 шт.перечисткаСКМ-1А (СКО-7,5) 1 шт.
3.7.6
Выбор оборудования для грохочения
Для
промывки и отделения крупной фракции случайно попавшей в гравиоконцентрат при
порывах сетки решета ОМР-1А обычно используют барабанные грохота.
Производительность
грохота определяется по формуле:
=
q ∙ a ∙ F, т/ч
где
q - удельная производительность, т/м2 · час на 1 мм ширины отверстия а - размер
отверстий сита, ммплощадь сита, м2.
По
данным каталогов, при размере сита 5 мм q = 2 т/м2 час.
Найдем
необходимую для грохочения площадь сита грохота:
F
= QVI / (q ∙ a) =  = 0,19 м2
Принимаем
стандартный барабанный грохот 1,5 х 3 размерами= 1,5 м; L = 3 м; S = 5,3 м2 с
размером ячеек сита 5x5 мм
Принимаем
к установке барабанный грохот 1,5 х 3 в количестве 1 штук.
3.7.7
Выбор оборудования для обезвоживания
Принимаем
в проекте для обезвоживания гравиоконцентрата пластинчатый сгуститель.
Пластинчатый сгуститель при небольших габаритах имеет достаточно большую
площадь сгущения.
Производительность
пластинчатого сгустителя определяется по формуле:
=
q х S, т/ч
где
q -удельная производительность сгущения, т/м2 час,- площадь пластин сгустителя=
0,5 т/м2 час - из опыта работы ГМЗ-2.
Определим
необходимую площадь сгущения=  м2
Принимаем
в проекте для обезвоживания гравиоконцентрата пластинчатый сгуститель с общей
площадью пластин 4 м2.
3.7.8
Выбор оборудования для магнитной сепарации
Магнитная
фракция (железо), выделяемая на данной операции является сильномагнитным
продуктом, поэтому по техническим характеристикам выбираем сепаратор для
сильномагнитных продуктов.
Нам
необходима производительность QVIII = 1,89 т/час
Из
серийно выпускаемых магнитных сепараторов подходит по производительности по
исходному материалу - ПБМ 90/250 - 30 т/час (размеры барабана D=900 мм, L=500
мм).
Принимаем
для магнитной сепарации ПБМ 90/250 (противоточный барабанный магнитный) в
количестве 1 шт.
3.7.9
Выбор оборудования для цианирования и сорбции
Расчет
непрерывного выщелачивания золота из руд в каскаде агитаторов
Часовая
производительность передела по массе твердого Qч = 383,7 т/ч, плотность
раствора ρр=ра = 1100
кг/м3; руды ρр = 2650
кг/м3 отношение Ж:Т = 1,1 (1,8); τ = 16,5 ч.
Часовую
производительность передела по потоку пульпы, поступающей на выщелачивания
рассчитывают по уравнению:= Q [ R ∙  ] = 383,7 [ +1,1  ] = 528,2 м3∕ч.
Выбор
типа агитатора
Выбираем
по каталогу и согласно работе ГМЗ-2 максимально большой агитатор, изготовляемый
промышленностью: пневмомеханической агитатор с центральным аэролифтом модели
5138. Диаметр чана D = 5,0 м, высота чана Н = 22,2 м, геометрический объем
одного агитатора.
V1
= (π/4) ∙
D2 ∙ H = 450м3
.
Принимаем к установке пачуки объёмом 450 м3 аналогичные используемых на
действующих предприятиях.
.
Исходя из работы ГМЗ-2 процесс сорбционного выщелачивания проводится в
технологической цепочке состоящий из пачуков цианирования и сорбции.
Определяем
число технологических цепочек:
n
= 
Так
как на действующих предприятиях осуществляется процесс сорбционного
выщелачивания пачуки цианирования используются для предварительного
цианирования. Исходя из этого и по данным работы аналогичных предприятий устанавливаем
по 3 пачука цианирования в каждой технологической цепочке. В каждой
технологической цепочке существует три пачука цианирования и 12 пачуков
сорбции. Исходя из этого определяем необходимое число устанавливаемых пачуков
цианирования и сорбции:= n* (nц+nc) = 1* (3+12) = 15 шт.
где,
nц - число пачуков цианирования в одной технологической цепочке, шт.;число
пачуков сорбции в одной технологической цепочке, шт.
Находим
общий рабочий объем аппаратуры для выщелачивания= Vп∙ N = 450*15 = 6750
м3
.
Определение расхода воздуха на перемешивание и аэрацию:возд = а ∙ n (π/4)
D2;
где,
D - диаметр агитатора, м;- число агитаторов, шт;
а
- удельный расход воздуха (а = 0,03÷0,06 м3/мин)возд
= 0,04 ∙ 15 (3,14/4) ∙ 25 = 11,8 м3/мин.
.
Определение основных размеров пачука.
Исходные
данные:
Рабочий
объем пачука V = 450 м3, отношение Ж:Т = 1,1, плотность твердой фазы  т = 2650
кг/м3, плотность раствора рр = 1100 кг/м3, температура пульпы t = 200С.
Конструктивные особенности: днище пачука в виде конуса с углом α = 450, отношение
высоты чана к диаметру Н: D = 4,44
Определение
основных размеров чана. Имея в виду, что высота конической части пачука.
Нкон
= 0,5 D ∙
tgα,
а
общий объем пачука
V
= (π/4D2 [(Н
- Нкон)+1,3 ∙ Нко],
Вычисляют
общий диаметр чана пачука по уравнению:= 
Высота
конической части пачука:
Нкон
= 0,5*5,5*1 = 2,75 м.
Рабочая
высота чана пачука:
Н
= 4,44 ∙ D = 4,44 ∙ 5,0 = 22,2 м
Геометрическую
высоту чана принимают конструктивно примерно на 1 м больше, чем рабочую высоту
чана:
Нг
= Н+(~1) = 23,2 м.
4.
ОПРОБОВАНИЕ И КОНТРОЛЬ
Контроль
технологических процессов обогащения выполняется на любой обогатительной
фабрике. Основой контроля является измерение необходимых величин.
Масса
продукта на обогатительной фабрике - необходимая характеристика, используемая
во всех расчётах и оценках продуктов. Количество дробленой руды за смену и за
сутки определяется по показаниям конвейерных весов дробильного отделения. Так
как на обогатительных фабриках имеют дело с очень большими массами
непосредственное измерение параметров которых не возможно, используют
специфическую процедуру измерения - опробование.
Опробование
- это получение информации об объекте изучения путем отбора части продукта -
пробы и её последующего анализа.
Проба
- это выделенная или изъятая часть опробуемого массива, отличающаяся по
определяемой величине не более чем на допустимую погрешность.
Масса
пробы, соответствующая заданной (допустимой) погрешности, называется
минимальной. Чем меньше требуемая погрешность, тем больше соответствующая ей
масса пробы.
Основной
целью правильного отбора пробы является обеспечение нулевой систематической
погрешности, что возможно осуществить выполнением двух принципов:
непредпочтительностью отбора кусков в точечную пробу; равнопредставительностью
элементов опробуемого массива в объединенной пробе.
Опробование
продуктов производства должно осуществляться, как правило, механическими
пробоотборниками в автоматическом режиме или дистанционно управляемыми. Ручное
опробование может проводиться только в установленных точках технологической
схемы, определяемых распоряжением руководителя фабрики. Для отбора пробы должны
оборудоваться удобные и безопасные места, имеющие ограждение. Производить
опробование со случайных, необорудованных точек запрещается.
Обычная
процедура опробования составляет достаточно длинную цепочку технологических
операций, выполняемых в трех различных местах работниками различной
классификации. На объекте опробования трудятся пробоотборщики, отбирая пробы на
обогатительной фабрике и доставляя их проборазделочную. В проборазделочной
лаборанты подготавливают пробу к анализу, уменьшая её массу и крупность. В
аналитической лаборатории анализируют пробу, отбирая от подготовленного пакета
навески и выполняя на них необходимый вид анализа. После обработки результатов
анализа по указанным в методиках правилам выдаётся результат анализа.
Опробование
на проектируемой фабрике будет производится по схеме, соответствующей цепи
процесса.
Организация
опробования на обогатительной фабрике возлагается на отдел технического
контроля (ОТК).
Задачи
ОТК:
отбор,
подготовка и передача на анализ или выполнение анализа проб руды и продуктов
обогащения - хранение контрольных и арбитражных проб;
обработка
результатов опробования и передача этих результатов в соответствующей форме
заинтересованным лицам;
составление
технологического и товарного балансов;
обеспечение
необходимой информацией руководства предприятия, участие в оформлении
документов, в т.ч. рассмотрение претензий;
составление
схемы опробования и контроля, составление инструкций по отбору и подготовке
проб для каждой точки опробования;
контроль
за обеспеченностью опробования необходимыми техническими средствами, контроль
за их состоянием, совершенствование системы и средств опробования;
организация
хранения готовой продукции.
Все
инструкции ОТК составлены на основе действующих нормативных документов:
государственных стандартов (ГОСТ), отраслевых стандартов (ОСТ), технических
условий (ТУ), правил безопасности (ПБ) с учетом особенностей обогатительной
фабрики. Инструкции утверждены главным инженером предприятия. На обогатительных
фабриках в ОТК должны быть следующие документы:
схема
опробования;
журнал
опробования;
инструкции
по выполнению всех работ, как связанных с отбором и подготовкой проб, так и с
расчётами при подготовке всех документов;
формы
документов, выпускаемых ОТК.
Схема
опробования изображается условными значками на действующей технологической
схеме и задает точки отбора проб и виды анализа этих проб. Точки отбора проб на
схеме нумеруются.
Журнал
опробования дополняет схему опробования. В него вносится вся необходимая
информация по отбору проб в каждой точке, в том числе:
назначение
пробы;
номер
точки и ее назначение;
вид
отбора проб, ручной или механический;
тип
пробоотбирателя;
масса
точечной пробы;
периодичность
отбора или число точечных проб;
масса
объединенной пробы;
вид
доставки пробы, ручной или механический;
периодичность
передачи на подготовку и анализ объединенных проб. Технологическая карта
опробования представлена в таблице 4.1
Таблица
4.1 - Технологическая карта опробования
|
Наименование
отделения
|
Точка
отбора
|
Периодичность
отбора
|
Контролируемый
параметр
|
Метод
и тип Пробоотбирателя
|
|
Корпус
крупного дробления
|
Исходная
руда
|
Каждая
партия
|
Крупность;
минер, состав; влажность и плотность;
|
Ручной
метод, отбойка отдельных кусков молотком с зубилом
|
|
Крупнодрбл.
продукт
|
Каждые
4 часа
|
Крупность;
Аu
|
Автоматический,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Подрешет.
продукт грохочения
|
Каждые
2 часа
|
Концентрация
Аu
|
Ручной
метод, ковшовый пробоотбиратель
|
|
Концентрат
и хвосты отсадки
|
Каждые
2 часа
|
Концентрация
Аu
|
Ручной
метод, ковшовый пробоотбиратель
|
|
Магнитная
и немагнитная фракция
|
Каждые
2 часа
|
Концентрация
Аu
|
Ручной
метод, ковшовый пробоотбиратель
|
|
Концентрат,
промпродукт и хвосты I-перечист.
|
Каждые
2 часа
|
Концентрация
Аu
|
Ручной
метод, ковшовый пробоотбиратель
|
|
Концентрат,
пр.продукт и хвосты II, III, IV-перечист.
|
Каждые
2 часа
|
Концентрация
Аu
|
Ручной
метод, ковшовый пробоотбиратель
|
|
Пески
классификации
|
Каждые
2 часа
|
Содержание
класса -0,0074мм
|
Автоматический,
|
|
Слив
классификации
|
Каждые
1-2 часа
|
рН;
конц. NaCN влажность; Аu, Аg
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Щепа
в отвал
|
Каждые
4 часа
|
Аu,
Аg
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Сгущенный
продукт
|
Каждые
2 часа
|
Аu,
Аg
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Вода
в оборот
|
Каждые
4 часа
|
Аu,
Аg
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Пульпа
после цианирования
|
Каждые
2 часа
|
рН;
конц. NаСN;
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Насыщенный
раствор
|
Каждый
час
|
Аu,
Аg; конц. реагентов
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
сорбент
на десорбцию
|
Каждый
час
|
Аи,
Аg
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Продукт
обезвреживания цианидов
|
Каждые
4 часа
|
Конц.
NаСN
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Сорбент
в оборот
|
Каждые
4 часа
|
Аu,
Аg
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
|
Хвосты
|
Каждые
2 часа
|
конц.
NaCn; Аu, Аg влажность
|
Ручной,
ковшовый пробоотбиратель
|
Контроль технологического процесса - это оценка
состояния процесса путем сопоставления полученной опробованием или измеренной
другим путём величины с заданным, допустимым или экстремальным значением этой
величины.
По назначению и требованиям выделяют виды
контроля:
оперативный контроль и оперативное опробование
служат для текущей оценки состояния технологического процесса и оборудования.
Основное требование - минимальное запаздывание получения результатов и
максимальная частота их появления даже в ущерб точности. Считается, что при
оперативном опробовании результирующая погрешность может быть в 2 раза выше, чем
при товарном;
приемо-сдаточный контроль и товарное опробование
служат для итоговой оценки качества готовой продукции и качества работы
обогатительной фабрики. Основное требование - минимальная погрешность
результатов. Частота и запаздывание информации предопределяются характером
отгрузки продукции. Товарный баланс составляется один раз в месяц.
Не смотря на очевидный прогресс теории и техники
опробования переход на фабриках к автоматическим системам далек от своего
завершения. На каждой обогатительной фабрике десятки работников заняты
выполнением опробования вручную. Результатами опробования пользуется на фабрике
весь технологический и управленческий персонал. Уверенность в надежности
получаемых опробованием результатов необходима как при принятии оперативных
решений, так и при взаиморасчётах между потребителями и поставщиками. Эта
уверенность основана на понимании принципов правильного опробования и гарантии
выполнения этих принципов системой организации работы на фабрике. Необходимо
также понимать возможности систем опробования и оценивать возможные отклонения
результатов от истинных.
5. БЕЗОПАСНОСТЬ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ
ДЕЯТЕЛЬНОСТИ
Согласно заданию на дипломное проектирование,
необходимо предусмотреть в проекте мероприятия по охране труда и технике
безопасности при работе во всех цехах и обслуживании всего оборудования
фабрики. Далее приведены сведения о правилах безопасного обслуживания основного
оборудования цехов и мероприятия, запланированные в цехах, обеспечивающие
безопасность персонала.
5.1 Цех дробления
В цехе запроектирована следующая технологическая
цепочка движения руды: руда с карьера привозится ж/дорожным транспортом и
загружается в приемные воронки дробилок. Продукт дробления пластинчатым
питателем и конвейером транспортируется на II и III стадии дробления и далее в
промежуточный бункер цеха измельчения.
Рабочая площадка приемного бункера оборудована
звуковой и световой сигнализацией, предназначенной для оповещения
обслуживающего персонала о прибытии автосамосвалов. После подачи
предупредительного сигнала бункеровщик должен отходить в безопасное место в
непосредственной близости от приемного бункера, огражденное от попадания туда
случайно отскакивающих кусков руды. Бункер снабжен автоматической системой
контроля уровня заполнения с использованием ультразвукового датчика. Для
предотвращения выноса запыленного воздуха из приемного бункера в помещение
дробилки, в бункере сохраняют остаточный слой руды, высота которого
поддерживается автоматически. При приеме руды над бункером автоматически
включается система гидрообеспыливания за 15 секунд до начала выгрузки руды из
самосвала. Место перепада руды с приемного бункера на пластинчатый питатель
оборудовано системой аспирации.
Загрузочное и разгрузочное отверстия дробилки
ограждены сплошными металлическими ограждениями. Рабочая площадка дробильщика,
наблюдающего за подачей материала в дробилку и ее работой, ограждена сплошным
металлическим укрытием с сеткой наверху для предохранения работающего от
случайного выброса кусков материала из дробилки. Загрузка и разгрузка
дробленого материала полностью автоматизирована. Питатель сблокирован с
дробилкой так, чтобы материал не поступал, когда дробилка не работает. На
дробилке установлена система механической смазки и дистанционный контроль
температуры подшипников, что исключает необходимость подходить к ней во время
работы. Запуск дробилки осуществляется с обязательной подачей предварительной
звуковой и световой сигнализации. Так как дробилка расположена в подземном
помещении, конвейер, транспортирующий руду в бункер цеха измельчения наклонный,
и проходит внутри галереи. Галерея отделена от производственного помещения
дробилки перегородкой с самозакрывающимися дверьми для прохода людей, а стены,
потолок и внутренние конструкции галереи устроены так, чтобы исключить возможность
накопления пыли на их поверхности, т.е. внутренние поверхности ограждений и
конструкций сделаны гладкими, а полы - с уклоном и канализационным трапом для
стока вод - обеспечивающим сухость ступеней галерейного прохода. Ширина прохода
вдоль конвейера принята по нормам - 70 см. Конвейер оснащен тросиком аварийной
остановки ленты, протянутой по всей длине конвейера.
Основными вредными факторами в цехе являются:
пыль, образующаяся при дроблении руды и в местах
перепада руды;
шум, издаваемый подвижными частями дробилки;
вибрация от работы дробилки.
Пыль в помещении подавляется системой
гидроорошения, а также созданием воздухообмена при помощи вытяжной вентиляции.
Работающие в цехе должны носить противопылевые респираторы типа «лепесток» и
Р-1. Борьба с пылеобразованием и доведением содержания пыли в воздухе до
предельно допустимых концентрацией обеспечивается:
путем увлажнения руды;
герметизацией дробилки и мест перепада
материала;
аспирацией мест пылевыделения;
гидрообеспыливанием;
систематической гидроуборкой помещения.
Устройства гидрообеспыливания выполнены в
автоматическом режиме и сблокированы с основным оборудованием.
Борьба с шумом производится по двум направления
- уменьшение шума, издаваемого собственно дробилкой и индивидуальная защита
работающих. Для уменьшения шума, издаваемого дробилкой ее необходимо закрыть
кожухом. Между корпусом дробилки и кожухом в проекте предусмотрена закладка из
шумопоглащающего материала типа войлок. Корпус дробилки установлен на упругие
амортизаторы. Для обслуживающего персонала предусмотрена в помещении дробилки
звукоизолированная кабина с пультом управления и монитором, на котором
отображены показатели работы дробилки (данные контрольных приборов).
Для предотвращения воздействия вибрации рабочие
площадки вокруг дробилки имеют амортизационное покрытие из резины, фундамент
дробилки выполняется по спецпроекту, исключающими его непосредственную связь с
конструкциями производственного помещения. В цехе предусмотрено снабжение
дробильщика специальной обувью на толстой резиновой подошве с воздушными
прослойками.
Помещение цеха дробления относится к пожаро-
взрывобезопасным категории Д, без повышенной опасности поражения электрическим
током. Все электродвигатели и электроприборы имеют заземление, двигатель
дробилки соединен с общей заземляющей шиной медным кабелем, сопротивлением
менее 2 Ом. Двигатели имеют съемные ограждения, предотвращающие прикасание к
ним человека.
5.2 Цех измельчения и гравитации
Основные узлы мельниц имеют вращательное
движение, поэтому они ограждены:
большие и малые шестерни сплошным металлически
кожухом, закрепленным на фундаментной раме мельниц;
трансмиссионные передачи, валы, торцовые части
валов, соединительные шуфты - съемными кожухами, либо сетчатыми ограждениями;
собственно барабаны мельниц - сетчатыми
ограждениями.
Смазка подшипников и венцовых шестерен
осуществляется централизованным автоматическим поступлением смазочного
материала. Ручная смазка движущихся частей исключена. Для уменьшения шума от
мельниц, создающегося при ударах шаров о футеровку технологическому персоналу
необходимо строго соблюдать режим их эксплуатации: не допускать недогрузку,
своевременно останавливать для замены изношенные брони и футеровки. Достаточно
велик уровень шума от работы зубчатого зацепления привода мельниц. Основным
мероприятием по снижению уровня шума является качественная центровка привода и
барабана мельниц при ППР и капремонтах. Машинист мельниц обслуживающий
измельчительное оборудование обязан пользоваться антифонами, для снижения
шумовой нагрузки цех измельчения оборудован шумоизолированными кабинами, где на
монитор выведены все основные контролируемые параметры мельничных блоков.
Защита от вибрации аналогична цеху дробления.
Основным местом пылевыделения являются течки
перепада с вибропитателей на конвейер и с конвейера в загрузочное устройство
мельниц первой стадии измельчения. Течки перепада снабжены аспирационной
вытяжкой, а также системой гидроорошения. Предусмотрена гидроуборка
производственного помещения через каждые 4 часа.
Основным требованием при обслуживании
гидроциклонных установок является надёжная защита фланцевых соединений с
помощью установки кожухов на нагнетательном трубопроводе насосов, закачивающих
пульпу в гидроциклоны под давлением 0,1-1,5 МПа.
При обслуживании беспоршневых отсадочных машин
обслуживающий персонал обязан выполнять требования техники безопасности,
предусмотренные при эксплуатации сосудов, работающих под давлением, т.к.
используется при работе сжатый воздух. Концентрационные столы, совершающие
возвратно-поступательные движения ограждены сетчатым ограждением. Резервуары
отсадочной машины, трубопроводы, связанные с ней и концентрационным столом
должны поддерживаться в исправном состоянии и не иметь течи. Разгрузочные
отверстия концентрата ОМР закрываются кожухами, т.к. разбрызгивание воды и
наличие течи в желобах, трубах и резервуарах приводит к загрязнению и
антисанитарному состоянию производственного помещения. Учитывая значительную
влажность при гравитационных процессах, особенно тщательно обслуживающему
персоналу необходимо контролировать состояние изоляции и исправность заземления
электродвигателей.
Производственное здание цеха измельчения и
гравитации относится к классу Д пожаро- взрывобезопасных помещений. По степени
опасности поражения электрическим током - к помещениям с повышенной опасностью
характеризующимися сыростью (относительная влажность превышает 75%) и
токопроводящими полами (типа «рифленка»), а также возможностью одновременного
прикосновения человека к имеющим соединения с «землей» металлоконструкциям здания,
технологическим аппаратам, механизмам с одной стороны и к металлическим
корпусам электрооборудования - с другой.
Согласно принятой технологии и расчетам
применяемого оборудования, выбранного типа оборудования для каждого цеха
(отделения) в проекте предусмотрены мероприятия по охране труда и приведены
основные правила безопасного обслуживания оборудования.
5.3 Цех дробления руды
В настоящее время дробилки выпускаются с уже
разработанной системой автоматического контроля уровня масла в редукторах,
положения дробящего корпуса и рабочей щеки и оборудованы автоматической
централизованной системой смазки всех узлов, которая поставляется с дробилкой
заводом-изготовителем. Это позволяет обслуживающему персоналу во время работы
дробилки не находиться на рабочей площадке и наблюдать за ведением процесса из
операторской кабины.
Для предупреждения выброса кусков руды из
дробилок их загрузочные отверстия закрывают глухими съемными ограждениями, либо
боковыми глухими ограждениями высотой не менее 1 м с козырьком. Во время работы
иногда возникает необходимость осмотра ленты загрузочного питателя и состояния
дробилки. В проекте предусмотрена для этого случая рабочая смотровая площадка,
огражденная сетчатым ограждением для предотвращения попадания случайно
вылетевшего из дробилки куска руды. Там же предусмотрено проектом наличие в
цехе специального устройства типа «крюк» и «захват», подвешивающегося на кран.
Устройства необходимы для механизации работ по очистке рабочего пространства
дробилок от негабаритных кусков руды, а также для снижения трудоемкости данного
процесса. Над лентой питателя и конвейера предусмотрена установка магнитной
шайбы и металлоуловителя, что значительно снизит вероятность заклинивания
рабочих органов дробилки при попадании металла с рудой.
Основной вредный фактор в цехе - пыль,
образующаяся при дроблении и пересыпке дробленых продуктов, а также пыль при
разгрузке ж/д вагонов на приемном бункере. Для защиты работающих от пыли в цехе
предусмотрены аспирационные устройства течек перепада, а также вытяжка над
дробилкой. Загрузка руды в бункер осуществляется при работающем гидроорошении,
которое включается автоматически при подъезде транспорта. Предусмотрено также
автоматическое включение общего гидроорошения в помещении цеха при включении
дробилки и питателя. Шум, издаваемый дробилкой, превышает допустимые 80 ДБ,
поэтому для обслуживающего персонала предусмотрены специальные
звукоизолированные кабины. За процессом следит оператор, на пульте и щите
операторского пункта выведены сведения на дисплей о режимах работы
(температура, мощность, наличие руды в исходном и приемном бункере).
Запроектирована установка систем блокировки
аппаратов (от последнего к первому) для исключения завалов при остановке
какого-либо последующего аппарата. Индивидуальными средствами защиты в цехе
являются спецодежда, очки, респираторы, антифоны (беруши, наушники). Применение
респираторов и антифонов является обязательным. Также при работе дробилок
возникают значительные вибрации, косвенно передающиеся на человека посредством
металлоконструкций, перекрытий и других строительных сооружений. Для снижения
влияния вибрации дробилка установлена на специальном фундаменте, имеющим
вибрационную подушку. Движущиеся части конвейеров и питателя ограждены съемными
ограждениями, конвейера оборудованы концевыми выключателями (тросиком,
расположенным по всей длине конвейера), позволяющими останавливать конвейер с
любого места в случае аварийной ситуации. По пожароопасности помещение цеха
относится к классу Д (пожаро- взрывобезопасное), т.к. рудная пыль пожаро-
взрывобезопасна и не токсична.
По электробезопасности помещение цеха дробления
относится к категории без повышенной опасности поражения электрическим током.
5.4 Цех измельчения руды
В проекте запроектирована установка датчиков
забивки перегрузочных устройств, перелива зумпфов, контроль количества руды на
лентах питающих конвейеров. Процессы отбора проб сливов классифицирующих
аппаратов механизирован и автоматизирован с помощью установки гранулометров.
Обслуживающий персонал ведет контроль за внешним состоянием оборудования, а
также производит контрольные проверки работоспособности приборов. Основными
источниками пыли в цехе являются места перепада руды и ее перегрузки.
Предусмотрена полная аспирация течек перепада и коробов лотков вибропитателей,
а также установка в этих местах гидроорошения, постоянно работающего.
При вращении мельниц образуется шум, издаваемый
мелющимися телами, ударяющимися о футеровку, а также зубьями шестерен привода.
Снижение шума возможно при соблюдении обслуживающим персоналом условий
эксплуатации (не допускать недогрузов), а также необходимо вести жесткий
контроль за точностью центровки привода и своевременной замене изношенных
шестерен. Барабаны мельниц имеют сетчатое ограждение, установленное по всему
периметру барабана на площадке обслуживания. Синхронный двигатель имеет
сплошное ограждение, преграждающее случайное соприкосновение с токоведущими и
вращающимися частями. Запуск мельниц оборудован сигнализацией, обеспечивающей
безопасность, т.е. предусмотрено реле времени на пускателе и наличие звуковой и
световой сигнализации, которая включается автоматически за 15 - 20 сек. до
момента пуска двигателя мельницы.
Похожие работы на - Состояние и перспективы развития производства кокса и пека из нефтяного сырья
|