- •2) Баланс воды составляется по результатам вводно-шламовой схемы по формуле:
- •2.5.2 Выбор и расчет оборудования для грохочения
- •2) Классификация II
- •2) Расчет концентрационных столов
- •3) Расчет центробежного концентратора
- •2.5.6 Выбор и расчет оборудования для сгущения хвостов гравитационного обогащения
- •2.5.7 Выбор и расчет оборудования для фильтрации «золотой головки»
- •2.5.8 Выбор вспомогательного оборудования
2.4.2 Расчет баланса металлов и качественно-количественной схемы
1) Необходимое и достаточное число исходных показателей вычисляется по формуле [9, 10, 11]:
N=C·(1+np-ap) –1, |
(1) |
где N – необходимое и достаточное число исходных показателей;
np – количество продуктов разделения;
ap – количество операций разделения;
С – число показателей, равное числу металлов по которому рассчитана схема.
Итак, по формуле (1) N=2·(1+28-13) –1=31
2) Необходимое и достаточное число исходных показателей, относящихся к продуктам переработки вычисляется по формуле:
Nn=C·(np-ap), |
(2) |
где Nn – число исходных показателей, относящихся к продуктам переработки.
Итак, по формуле (2) Nn=2·(28-13)=30
3) Сочетание исходных показателей, относящихся к продуктам переработки вычисляется по формуле:
Nn=Ng+Nb+Ne, |
(3) |
где Ng – число исходных значений выходов;
Nb – число исходных значений содержаний;
Ne – число исходных значений извлечений.
Итак, по формуле (3) Ng=0, Ne=0→ Nb=30, Nn=0+30+0=30
Численные значения исходных показателей принимаются по промышленным данным, по результатам опробования действующих фабрик.
4) Расчет баланса металлов
Уравнения, связывающие технологические показатели (4), (5), (6):
γ1=γ21+γ22+γ23 |
(4) |
α1·β1=α21·β21+α22·β22+α23·β23 |
(5) |
ε1=ε21+ε22+ε23 |
(6) |
где g – выход продукта обогащения, масс. %;
a – содержание ценного компонента в исходной руде, масс. %;
b – содержание ценного компонента в продукте обогащения, масс. %;
e – извлечение ценного компонента в продукт обогащения, масс. %.
Расчет баланса металлов ведется по схеме, представленной на рисунке 9.
Исходная руда γ1
Золотая головка γ22 |
Раствор интенсивного цианирование γ23 |
|
Раствор дисорбции γ21 |
Рисунок 9 – Схема баланса металлов
Итоговый расчет схемы баланса металлов представлен в таблице 10.
Таблица 10 – Баланс металлов
|
|
Выход, |
|
Au |
|
|
|
||||||||||||
Операция, продукты |
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||
Содержание, |
|
Извлечение, |
|
|
|
|
|||||||||||||
|
% |
|
|
|
|||||||||||||||
|
|
|
г/т |
|
% |
|
|
|
|
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||
|
|
|
ГРАВИТАЦИЯ |
|
|
|
|
||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||||
Золотая головка |
|
0,01 |
4117 |
|
19,65 |
|
|
|
|
||||||||||
Хвосты гравитации |
|
99,99 |
1,6 |
|
80,35 |
|
|
|
|
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||
Итого руда |
|
100,0 |
2,1 |
|
100,0 |
|
|
|
|
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||
|
|
|
|
|
|||||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||||
Au-раствор |
|
- |
- |
|
64,9 |
|
|
|
|
||||||||||
Хвосты цианирова- |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||
ния |
|
99,99 |
0,3 |
|
15,1 |
|
|
|
|
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|||||||||||||
Au-раствор диссорбции |
|
0,001 |
- |
|
- |
|
|
|
|
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||||||
Итого руда |
|
100,0 |
2,1 |
|
100,0 |
|
|
|
|
||||||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
5) Аналогичный расчет качественно-количественной схемы проводится для всех показателей. Расчет качественно-количественной схемы представлен в приложении А.
2.4.3 Расчет водно-шламовой схемы и баланса воды
1) Водно-шламовая схема рассчитывается для обеспечения оптимального соотношения количества твердого к жидкому в операциях, для определения количества воды, добавляемой или удаляемой из процесса, для определения оптимальных разжижений продуктов в операциях, для определения объема пульпы в операциях и продуктах, для расчета баланса воды по операциям и во всей схеме, для определения удельных расходов воды.
Исходными показателями являются оптимальные значения разжижений Rn и количество сухого продукта Qn, взятого из качественно-количественной схемы обогащения.
Количество воды в операции или продукте вычисляется по формуле:
|
(7) |
где Wn – количество воды, м3/ч;
Qn – выход, т/ч;
Rn – разжижение, м3/т.
Разжижение в продуктах вычисляется по формуле:
|
(8) |
где Rn – разжижение;
δn – массовая доля твердого,%.
Объем пульпы в операции или продукте вычисляется по формуле:
|
(9) |
где Vn – объем пульпы в операции, м3/ч;
ρn – плотность твердого в пульпе, м3/т.
Итоговый расчет водно-шламовой схемы представлен в приложении Б.
2) Баланс воды составляется по результатам вводно-шламовой схемы по формуле:
|
(10) |
где – объем воды, поступающий в схему, м3/ч;
– объем воды, выходящий из схемы, м3/ч.
Итак по формуле (10) м3/ч.
Удельный расход общей технологической воды вычисляется по формуле:
|
(11) |
где LT – удельный расход общей технологической воды, м3·ч/т;
∑L – вода, добавляемая в процесс, м3/ч;
Q – выход, т/ч.
Итак по формуле (11), удельный расход общей технологической воды
LT =567м3·ч/т.
Количество оборотной воды Lоб составляет (0,85-0,9) от общего расхода технологической воды Lт .
Итак, Lоб =0,9 LT=0,86·567=489,04 (м3·ч)/т
Расход свежей воды Lсв вычисляется по формуле:
Lсв= Lт- Lоб, |
(12) |
где Lсв – расход свежей воды, (м3·ч)/т.
Итак, расход свежей воды Lсв=567-489=78 (м3·ч)/т.
Итоговый расчет баланса воды выполнен с применением ЭВМ и представлен в таблице 11.
Таблица 11 – Расчет баланса воды
Поступает в процесс |
м3/ч |
Выходит из процесса |
м3/ч |
С исх.рудой |
6,31 |
С Золотой головкой |
0,0148 |
В I ст. измельчения |
200,83 |
кек |
65,9159 |
В ЦВД1 |
180 |
С роствором интенсивного цианирование |
11,54 |
В ЦВД 2 |
180 |
Со сливом сгустителя |
489,04 |
В доводка на столе |
0,62 |
С щепой |
0,00645 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Итого: |
567,13 |
Итого: |
567,13 |
2.5 Выбор и расчет основного и вспомогательного оборудования
2.5.1 Выбор и расчет оборудования для измельчения
1) Расчет первой стадии измельчения
Первая стадия измельчения проектируется в мельницах полусамоизмельчения с 8 % загрузкой шаров от объема. На полусамоизмельчение поступает руда крупностью минус 350 мм. Массовая доля готового класса минус 0,074 мм в разгрузке мельницы составляет %. Требуемая производительность 71,84 т/ч.
Эталонная мельница принимается ММС-90×30А, производительностью, как показывает практика работы на предприятии «Эрдэнэт», 350 т/ч и объемом барабана 160 м3.
Проектируемые мельницы – ММС-50×23 с объемом барабана 36,5 м3 и ММС-70×23А с объемом барабана 80 м3.
Расчет производительности проектируемой мельницы ведется по формуле:
, |
(13) |
где Qп – производительность запроектированной мельницы, т/ч;
Qи – производительность испытанной мельницы, т/ч;
Vп – объем запроектированной мельницы, м3;
Vи – объем испытанной мельницы, м3;
Dп – диаметр проектируемой мельницы, м;
Dи – диаметр испытуемой мельницы, м.
По формуле (13) находится производительность проектируемой мельницы:
- ММС-50×23:
т/ч |
|
- ММС-70×23А:
т/ч |
|
, |
(22) |
Количество мельниц определяется по формуле (22):
- ММС-50×23:
|
|
- ММС-70×23А:
|
К установке принимаются 2 мельницы ММС-50×23.
2) Расчет второй стадии измельчения
Производительность эталонной мельницы рассчитывается по формуле:
, |
(14) |
где Qэт – производительность эталонной мельницы, т/ч;
Qгод. – годовая производительность цеха обогащения для эталонной фабрики;
Кв – коэффициент использования оборудования, равный 0,9;
Кн – коэффициент, учитывающий неравномерность свойств руды, равный 0,98.
Расчет удельной производительности эталонной мельницы ведется по формуле:
, |
(15) |
где qэт – удельная производительность эталонной мельницы, т/(м3·ч);
Qэт – производительность эталонной мельницы, т/ч;
– содержание готового класса в песках мельницы, %;
– содержание готового класса в исходной руде, %;
D – диаметр барабана без футеровки, м;
t – толщина футеровки, м;
L – длина цилиндрической части барабана, м;
n – число мельниц, шт.
Расчет удельной производительности проектируемой мельницы ведется по формуле:
, |
(16) |
где qпр – удельная производительность проектируемой мельницы, т/(м3·ч);
qэт – удельная производительность эталонной мельницы, т/(м3·ч);
Киз – коэффициент измельчаемости, Киз = 1 если руда на проектируемой и эталонной
фабрике одинаковой крепости;
КD – коэффициент, учитывающий различие в диаметрах мельниц;
Кт – коэффициент, учитывающий различие в типе мельниц, Кт = 1 при отсутствии
перехода;
Кк – коэффициент, учитывает разницу в крупности исходной и конечной руды;
КL – коэффициент, учитывающий длину мельницы;
Кφ – коэффициент, учитывающий объемное заполнение мельницы измельчающей средой.
Кψ – коэффициент, учитывающий частоту вращения мельницы.
Коэффициент КD рассчитывается по формуле:
, |
(17) |
где Dпр – диаметр проектирумой мельницы, м;
Dэт – диаметр эталонной мельницы м.
Коэффициент Кк рассчитывается по формуле:
, |
(18) |
где m1 – относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на действующей обогатительной фабрике, при той крупности исходного и конечного продуктов, которые имеют место на фабрике;
m2 – то же, для руды, проектируемой к обработке, при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов.
Коэффициент Кφ рассчитывается по формуле:
, |
(19) |
где φ – степень заполнения объема проектируемой мельницы измельчающей средой;
φэт – степень заполнения объема мельниц проектируемой и эталонной.
Коэффициент КL рассчитывается по формуле:
, |
(20) |
где L – длина проектируемой мельницы, м;
Lэт – длина эталонной мельницы, м.
Производительность мельницы определяется по формуле:
, |
(21) |
где Qм – производительность мельницы, т/ч;
V – объем мельницы, м3;
βкон – содержание готового класса в песках мельницы, %;
βисх – содержание готового класса в исходной руде, %.
Количество мельниц необходимое для обеспечения требуемой производительности в операции вычисляется по формуле:
, |
(22) |
где Q – требуемая производительность, т/ч;
Qм – производительность мельницы, т/ч.
Для второй стадии измельчения выбираем тип мельницы МШР – мельница шаровая с разгрузкой через решетку. Эталонная мельница МШР 1500×1600, %, %.
Производительность эталонной мельницы определяется по формуле (14):
т/ч.
Удельная производительность эталонной мельницы находится по формуле (15):
т/(м3·ч).
Расчет и выбор мельницы осуществляется по трем вариантам:
- МШР 2100×1500 V = 4,3 м3;
- МШР 2100×2200 V = 6,2 м3;
- МШР 2100×3000 V = 8,5 м3.
Коэффициент измельчаемости: Ки = 1.
Коэффициент крупности рассчитывается по формуле (18):
значение m2 для проектируемых условий измельчения ( %, %) равно 0,9333 (Таблица 33 [10]);
значение m1 для условий измельчения действующей мельницы ( %, %) равно 0,9375;
тогда .
Коэффициент типа мельницы Кт = 1.
Коэффициент диаметра рассчитывается по формуле (17):
- для мельницы МШР 2100×1500 ;
- для мельницы МШР 2100×2200 ;
- для мельницы МШР 2100×3000 .
Коэффициент длины рассчитывается по формуле (20):
- для мельницы МШР 2100×1500 ;
- для мельницы МШР 2100×2200 ;
- для мельницы МШР 2100×3000 .
Коэффициент заполнения мельницы измельчающей средой рассчитывается по формуле (19):
(стр.190 [12])
Коэффициент частоты вращения Кψ =1.
Удельная производительность проектируемой мельницы ведется по формуле (16):
- для МШР 2100×1500 т/(м3·ч);
- для МШР 2100×2200 т/(м3·ч);
- для МШР 2100×3000 т/(м3·ч).
Производительность мельницы определяется по формуле (21):
- для МШР 2100×1500 т/ч;
- для МШР 2100×2200 т/ч;
- для МШР 2100×3000 т/ч.
Количество мельниц необходимое для обеспечения требуемой производительности в операции вычисляется по формуле (22):
- – 2 мельницы МШР 2100×1500;
- – 2 мельницы МШР 2100×2200;
- – 2 мельницы МШР 2100×3000.
Результаты расчета мельниц сведены в таблице 12.
Таблица 12 – Результаты расчета оборудования для измельчения
Стадия измельче-ния |
Произво-дительность мельницы, т/ч |
Содержание готового класса, масс. % |
Типоразмер мельницы |
Рабочий объем мель-ницы, м3 |
Удельная произво-дитель-ность (т·ч)/м3 |
Коли-чество мель-ниц, шт. |
|||||
исх. |
кон. |
||||||||||
I стадия II стадия |
162,29 35,28 |
2 55 |
55 95 |
ММС-50×23 МШР 2100×3000 |
36,50 8,50 |
- 1,66 |
2 2 |
Технические характеристики выбранного оборудования для измельчения представлены в таблице Б.1.