Золотоизвлекательная фабрика по переработке окисленной золотосодержащей руды месторождения "Мурунтау"
Дипломная работа - Геодезия и Геология
Другие дипломы по предмету Геодезия и Геология
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 характеристикепродукт КСД-2200Гр при S=30 ммпродукт КМД-3000Т при S=8 ммкрупность класса в долях максимального кускасуммарный выход класса по классу, %крупность класса, мм (d95 = 54 мм)крупность класса, мм (dп = 21 мм)+ 0,1805,42,1+ 0,26610,84,2+ 0,44021,68,4+ 0,62232,412,6+ 0,81143,216,8+ 1,0554,0216,0
Найдем по ситовым характеристикам
b+154 = 56%b-15IV = 73%
Q5 = 412,88 х (1+56 = 803,9 т/ч0,8573= Q8 = 803,9 - 412,88 = 391 т/ч
?8 =
По результатам расчета определим количество дробилок в каждой стадии:стадия
n = Q1=420,2 = 043 1QЩДП950,4стадия
n = Q3=412,9= 0,47 1QКСД869,1
III стадия
n = Q6=619,3= 0,95 1QКМД648
Найдем коэффициенты загрузки дробилок:
ЩДП 15 х 21420,2 = 0,43967,7КСД-2200Гр 412,9= 0,47869,1КМД-3000Т 619,3= 0,74841
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 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 Q50,85 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 м2q х d х k х l х m х n х o х p23,67х1,6х0,78х2,16х1,17х1х1х1
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=QгодХ Кн362 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=3000000Х 1=383,7 т/ч362 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)
?1-0,074=10% - содержание класса - 0,074 мм в дробленой руде
?7-0,074=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 ?2-74 - содержание класса - 0,074 мм в разгрузке мельницы I стадии
?2= ?1 +? 6 - ?11 + 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
?2-74= 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 (?6 - ?2)?6 х (R 6 - R 7)
Q7II= Q7I х Cопт Q7 = Q7I + Q7II
где ?6 и ?2 - содержание класса - 0,040 мм в продуктах, которое находим по табл. 14 стр. 102 [1] интерполяцией
для ?2 -74= 34,8%
?2= 17,3 + 24 - 17,3х (34,8 - 30) = 20,52 - 30
для ?6 -74= 77%
?6= 48 + 58 - 48х (77 - 70) = 55 - 70Q7 = 383,7 х3 х (0,55 - 0,2052)= 554,9 т/ч0,55 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= 0,000216525
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 - 0,0