Проект відділення подрібнення збагачувальної фабрики
Зміст
1. Загальна частина
Введення
1. Характеристика мінеральної сировини
2. Характеристика руд родовища "Кокпатас"
2. Спеціальна частина
1. Вибір технологічної схеми подрібнення
2. Вибір технологічного обладнання
3. Особливості переробки руд родовища "Кокпатас"
4. Експлуатація млинів та іншого подрібнювального обладнання
3. Розрахунок технологічної схеми
4. Економіка виробництва
1. Організація праці та управління
2. Розрахунок фонду заробітної плати
Висновок
Література
1. Загальна частина
Введення
Розвиток промисловості Узбекистану з кожним роком потребує розширення сировинної бази. Видобуток руд збільшується і разом з тим змінюється якість видобутих корисних копалин. У першу чергу зменшується в них вміст корисного компонента. У зв'язку з цим змінюється технологія переробки і збагачення руд.
Безперервне вдосконалення технології переробки мінеральної сировини, застосування більш прогресивних методів і прийомів, вибір оптимальних схем збагачення дозволяють економічно обгрунтовано виділити з раннє безперспективних і бідних руд, рентабельні до відпрацювання.
З іншого боку, комплексне використання корисних копалин, ставить у ряд економічно вигідних, видобуток і переробку раннє відбракованих за кондицій родовищ і рудопроявів. Це значно розширює сировинну базу Узбекистану.
Узбекистан - одне з провідних держав у світі, з видобутку і випуску золота. Переробляються в даний час золотовмісні руди, характеризуються великою різноманітністю типів родовищ і руд. Кожен тип руд вимагає свого підходу до його переробки. З'являються нові технології збагачення. Впроваджуються безвідходні та маловідходні технологічні процеси, що забезпечують комплексне отримання корисних компонентів. Избегаются непередбачені втрати металу, зменшення витрати реактивів, води, повітря та інших матеріальних витрат.
Рудоперерабативающій комплекс Севр входить до складу Навоїйського Гірничо-Металургійного Комбінату. Комплекс складається з золоторудного розрізу Кокпатас і гідро-металургійного комплексу ГМЗ-3.
Перша черга ГМЗ-3 побудована з обліку переробки окислених руд родовища "Кокпатас", які становлять близько 30% усіх запасів родовища. Із завершенням будівництва ряду цехів і реконструкції гідрометалургійного обладнання, завод буде переробляти сульфідні золотовмісні руди родовища "Кокпатас", які становлять близько 70% усіх запасів родовища. Крім золота можна буде витягати срібло, і інші елементи, а також отримувати сірчану кислоту з власної сірки.
1. Характеристика мінеральної сировини
Фізико-хімічні властивості золота.
Золото один з унікальних хімічних елементів, що володіє рядом фізико-хімічних властивостей. Воно відрізняється високою стійкістю до корозії і до агресивних середовищ. За електро-та теплопровідності золото поступається лише сріблу і міді.
Хімічно чисте золото має яскраво-жовтий колір з сильним металевим блиском. Колір золота залежить від наявності різних домішок в ньому, і від агрегатного стану. Тонка золота платівка має зелений колір, який зберігається і в розплаві. Тонкодисперсні золото може мати колір від пурпурного, до синювато-сірого і навіть чорне. Якщо у золоті є домішки оксидів заліза або воно вкрите ними, то колір її змінюється від брудно-бурого до темно-коричневого.
Золото - дуже м'який метал. Чисте золото має твердість 2,5 за десятибальною шкалою, що порівнянно з кальцитом. Воно дуже легко стирається, перетворюючись на найдрібніший пил.
Золото має гарну ковкість і тягучість. Його можна розкувати до платівки товщиною 1 мкм.1 грам золота можна розтягнути в нитку довжиною 300 м, а 1 кг золотої фольги покриває поверхню в 530 м 2.
Щільність чистого золота - 19,32 г/см3, то так як в чистому вигляді в природі воно не зустрічається, а будь-які домішки змінюють його щільність, вона становить 15 - 19 г/см3.
Золото - хороший провідник тепла і електрики. Температура його плавлення - 1063С, а кипіння - 2677С.
Золото має велику летючість, яка зростає в міру підвищення його температури. При цьому істотну роль грає крім його власної температури, складу навколишньої атмосфери, від наявності домішок, які знижують поверхневий натяг розплаву.
Золото утворює сполуки, в яких вона проявляє змінну валентність, рівну 1 або 3. Останнє більш стійко і часто зустрічається.
З киснем золото не взаємодіє навіть при високих температурах. На нього не діють кислоти та луги. У деяких рідинах золото може розчинятися, наприклад, у воді, яка містить хлор, сірчану кислоту, гумусові кислоти. Золото також добре розчиняється в ціанідів, у розчинах тіокарбоміда і в царській горілці (суміші азотної і соляної кислот в пропорції (1: 3).
З інших елементів золото добре з'єднується з хлором, бромом, йодом, миш'яком і фосфором. У водних розчинах з хлором утворюється хлорне золото AuCl 3, що при температурі 180С розпадається на AuCl і Cl 2 (хлористе золото), а при температурі вище 220С на золото і хлор.
Здатність золота розчинятися у присутності кисню в розчинах ціанідів, з утворенням подвійних комплексних солей, використовується при добуванні золота з руд методом ціанування.
У природі також відомі сполуки золота з телуром і ртуттю.
Мінерали і з'єднання золота: калаверіт, Електрум, Медист золото, порпецід, платіністое, ірідістое і родістое золото.
Сплавляння золота з іншими металами змінює його властивості. Наприклад, воно стає твердим з міддю і тендітним зі свинцем.
Дробность атомної маси природного золота (196,96) говорить про те, що воно складається з суміші різних за масою ізотопів. Всього відомо 15 ізотопів золота з атомною масою від 183 до 201.
Золото кристалізується в кубічний сінгоід. Структура: координаційна решітка гранецентрированная, по кутах і в центрі граней куба розташовані атоми золота, так що виходить дуже щільна упаковка. Зв'язок між атомами - металева. Магнітно - золото діамагнітне (має негативну сприйнятливість).
Злам гачкуватий. Чорта жовта, блискуча до оранжево-червоного.
Золото утворює сплави з багатьма металами. При високій температурі воно добре витягується сульфідами свинцю і міді і переходить разом з ними до складу заводських штейнів.
Сплави золота з ртуттю називають амальгама, і являють собою твердо-рідкі суміші. Ртуть утворює із золотом три стани - AuHg 2 - (фаза б), Au 2 Hg (фаза γ), Au 3 Hg (фаза β) і твердий розчин з концентрацією ртуті 18,7% (фаза α).
Сплави золота з платиною є тверді розчини до 25% - платина в золоті і більше 80% - золота в платині.
Сплави золото-паладій утворюють безперервний ряд твердих розчинів.
Золото осаджується з розчинів цинковим пилом, активованим вугіллям, аніонітами (АМ-2Б), електроліз.
З солянокислих розчинів, золото можна осадити сірчистим газом, сірчанокислої сіллю закисного заліза, вуглецем, хлористим оловом, щавлевою кислотою, гідразином, гидрохиноном, перекисом водню.
Типи золоторудних родовищ.
У мізерно малих кількостях золото присутнє в гірських породах і морських водах. Так, граніти американського штату Невада, містять 1,1 г / т золота, а діабази - 0,76 г / т.
Частіше за все, золото концентрується в кварцових жилах. Саме такими жилами і представлені більшість родовищ.
У тонні морської води міститься приблизно 5 - 10 мг золота, які нерівномірно розподілені по окремих морів. Так, в Карибському морі вміст золота досягає 15 - 18 мг / т. У районі берегів Австралії - до 65 мг / т. Золото потрапляє в моря й океани завдяки впадаю річках, які несуть масу золотовмісних мінералів. Досить сказати, що річка Амур виносить в океан до 8 т золота щороку.
Первинні (корінні) родовища золота утворилися в результаті кристалізації магми. Першою застигає силікатна частина магми, яка при диференціації розташовується у верхній частині. Сульфідні, хлоридні і карбонатні рудні частини магми важче і більш легкоплавкі, тому довше залишаються в розплаві і знаходяться в нижній частині магми. Вони піднімаються і застигають у тріщинах вже утвореної породи з силікатної магми. Разом з сульфідами, хлоридами і карбонатами металів піднімається золото і срібло. Останньою по тріщинах піднімається залишкова магма у вигляді гідротермальних розчинів. Вони несуть у собі жильні породообразующие мінерали, такі як кальцит, доломіт, барит, хлорит, разом з рудними мінералами і сполуками миш'яку, сурми, фтору, хлору, вуглекислоти з оловом і міддю, свинцем і цинком, золотом.
На підставі вищесказаного етапні золоторудні родовища мають наступні типи:
магматогенних. Тут золото витягується попутно з мідно-нікелевих і сульфідних руд;
гідротермальні високотемпературні золотоарсенопірітовие з піритом, кварцом, турмаліном. Рудні тіла - жили і окварцованние і пірітізірованние зони;
гідротермальні середньотемпературні золото-кварцові, золото-колчеданних і золотобарітовие освіти, в яких золото розташовується в сульфіду і між зернами кварцу;
гідротермальні низькотемпературні. Вони представлені жилами та штокверками, приурочені до ефузивних утворень;
екзогенні - зони окислення. У зоні окиснення верхні приповерхневі зони піддаються хімічному вивітрюванню. Залізовмісні мінерали в породі - сульфіди, арсеніди, пірит, арсенопірітом, діарсеніди заліза, нікелю, кобальту, які окислюються киснем, проникаючим в породу з водою (дощі, грунтові і підземні води). Залізо з двовалентного переходить у тривалентну форму, утворюючи нові мінерали типу гетиту, гідрогетитом, лімоніта. Разом з окисленням заліза з сульфідів та інших мінералів вивільняється золото, яке укрупнюється і скупчується серед вторинних металів.
екзогенні - розсипні родовища. Вони утворюються в результаті руйнування корінних золоторудних родовищ. Такі розсипи мають кілька типів освіти: елювіальні, утворені на місці руйнування породи (кора вивітрювання). Далі золото переноситься по схилу до підніжжя і далі зноситься в озера, моря, річками відкладаючись в руслах річок і в хвильоприбійних і гирлових частинах. Принаймні перенесення скупчення золота будуть визначатися як делювіальними, пролювіальниє, алювіальними. Розсипні родовища розташовуються близько до поверхні, і тому вони більш доступні до освоєння. До того ж при збагаченні виключаються дорогі операції дроблення і подрібнення. Разом з тим золото з розсипів чистіше, ніж рудне, тому що в процесі переносу вона очищається від домішок та інших порід.
метаморфогенні родовища представлені золотоносними конгломератами. Походження цих утворень точно не встановлено, хоча у світовому видобутку золота їх частка становить до 40% благородного металу.
2. Характеристика руд родовища "Кокпатас"
Одним з найбільших золоторудних родовищ Узбекистану є "Кокпатас".
Це родовище розташоване в межах Кизилкумскіх палеозойських піднять (гори Букантау) і приурочене до відкладів Кокпатасской брахіантікліналі. Комплекс порід представлений дислокованими і метаморфізованих вулканічно-осадовими утвореннями палеозою і слабометаморфізірованнимі пісковиками і глинисто-алевритових відкладеннями мезозойського чохла.
Рудні поклади локалізуються у лінійних зонах кварц-Сириця-карбонатних метасоматітов. Основні запаси зосереджені у великих покладах, що мають пластоподібні форму з роздуванням і пережимами.
Всі рудні тіла з поверхні до глибини 10 - 40 м окислені. Окислення проникло по проникним разностям порід, якими є тонкозернисті і дрібнозернисті глинисто-слюдисті пісковики і в меншій мірі алевропіліти.
Характерними мінералами зони окислення є гетит, гідрогетит, Ярозит, скородь, каолініт, які визначають забарвлення окислених порід від жовтувато-сірого до темно-бурого, з червоними і коричневими відтінками.
В міру окислення вміщуючих і рудних мінералів відбувалося вивільнення золота та сульфідів, укрупнення зерен до 30 - 40 мкм у діаметрі і перенесення в нижні частини проникних лінз і пластів. Форма золотих зерен зазвичай ізометричні і рідше подовжена.
Підготовка мінеральної сировини.
Видобута руда має, як правило, дуже низький вміст корисного компонента, і тому її безпосередня металургійна обробка економічно невигідна. Часто, що містяться в руді компоненти не тільки марні, але й шкідливі. У золотовмісних рудах родовища "Кокпатас" такими компонентами є сірка і миш'як. Шкідливі домішки повинні бути максимально віддалені з руди до металургійної обробки.
Масу порожньої породи необхідно видаляти перед збагаченням. Якщо руда містить тільки корисні мінерали, то вона різноманітна за крупності. Така сировина також непридатне для металургійної переробки.
Тому перед збагаченням необхідна певна підготовка руди, яка полягає в дробленні і подрібненні (зменшенні крупності шматків руди до розмірів, визначених крупністю корисних компонентів). Необхідно також виконати операції поділу руди по крупності (грохочення і класифікація).
Подрібнення є заключною операцією в циклі підготовки руди до збагачення. Процес подрібнення проводиться в апаратах, званих млинами.
В результаті подрібнення необхідно отримати продукт, придатний за крупністю до збагачення і містить корисні мінерали у вигляді частинок, максимально звільнених від порожньої породи. У даному випадку крупність подрібнення повинна становити не менше 80% класу - 0,074 мм.
Всі подрібнювальні агрегати за своїм принципом дії можна розділити на дві основні групи: механічні, та аеродинамічні. Останні, застосовуються рідко, лише у випадках тонкого, і надтонкого подрібнення матеріалу.
Механічні млини залежно від геометричної форми робочого корпусу, поділяються на барабанні, кільцеві, чашевие і дискові.
Барабанні млини широкого застосування розрізняються між собою за такими ознаками:
типом подрібнюємо середовища (кулі, стрижні, галька, шматки руди);
геометричній формі барабана (короткий або довгий циліндр, конус);
способу розвантаження матеріалу з барабана (розвантаження періодична або безперервна, вивантаження крізь грати або безпосередньо через цапфу);
способу подрібнення (сухий або мокрий).
Виходячи з цього млина поділяються на стрижневі, кульові, рудногалечние і млини самоподрібнення.
Подрібнення.
Руда в млині подрібнюється під дією удару падаючих дроблять тел (куль, стрижнів, великих шматків руди). Крім того подрібнення походить від зіткнення дроблять тіл і внутрішньої поверхні млинів.
Млини завантажуються через порожнисту завантажувальну цапфу з одного кінця, а розвантажуються з іншого. Подрібнення може бути мокрим і сухим.
Принцип роботи всіх млинів однаковий, тому розглянемо умови роботи однієї з них - кульовий.
У кульових млинах дроблять тілами є ковані або штамповані сталеві кулі, які при обертанні млини піднімаються на певну висоту, і падаючи, подрібнюють руду.
Швидкість обертання барабана, при якій кулі притискаються до внутрішньої поверхні барабана, під дією відцентрової сили, називається критичною.
Чим вище висота підйому куль, тим сильніше їх ударну дію на шматки руди.
При невеликій швидкості обертання барабана, кулі будуть скачуватися з мінімальної висоти, при цьому обертаючись навколо своєї осі, роботи не виробляють. Тому необхідно правильно визначати швидкість обертання барабана млина.
Найкращими умовами роботи млина є швидкість обертання її барабана в межах 75 - 88% від критичної. Якщо швидкість складає 25 - 30% критичної, зовнішній шар куль дробящего дії не справляє, що зменшує продуктивність млина і знижує її корисний об'єм.
Оптимальна робота млини оцінюється економічними показниками, тобто в показник ефективності входить головним чином вартість енергії, що витрачається, витрати дроблять тіл і футеровки.
З досвіду збагачувальних фабрик, витрата енергії при тонкому подрібненні становить 10 - 15 кВтг на 1 т подрібненої руди.
Перевантаження млини кулями веде до підвищеного витраті енергії і зносу куль, а недовантаження - різко знижує продуктивність, викликає підвищений знос футерувального матеріалу, а також зменшує внутрішню поверхню барабана млина.
Найбільша продуктивність млина відповідає її завантаженні кулями на 50% об'єму. Оптимальна маса кульової завантаження залежить від окружної швидкості обертання барабана млина і коефіцієнта її заповнення. Зазвичай, рівень кульової завантаження млина на кілька сантиметрів нижче її осі обертання.
Для швидкості обертання рівною 75 - 88% критичної, оптимальна маса куль для завантаження становить 1700 - 1950 кг/м3 обсягу млина при щільності куль 7,9 т/м3.
Л.Б. Левінсон пропонує визначити найбільшу масу кульової завантаження за формулою:
G = 6440 R 2 L, кг
За даними В.А. Петрова і В.Ю. Бранда, масу кульової завантаження млина діаметром барабана Д і довжиною L, при коефіцієнті заповнення Y (не більше 0,4), можна визначити за формулою:
G = 3,77 Y Д 2 L, т
при насипній масі куль - 4,8 т/м3.
Під час роботи млина, кулі поступово зношуються, знижуючи частина кульової завантаження, що знижує продуктивність млина. Тому в млин постійно дозагружают певну кількість куль.
Середня витрата куль на 1 тонну подрібненого продукту показано в таблиці 1.
Таблиця 1
Матеріал куль | Крупність подрібненого продукту | |||
До 0,2 мм | До 0,15 мм | До 0,074 мм | ||
Сталь | Хромиста | 0,5 | 0,75 | 1,0 |
Вуглецева | 0,75 | 1,0 | 1,25 | |
Чавун | 1,0 | 1,25 | 1,25 | |
Максимальна крупність куль залежить від максимального розміру крупності шматків руди. Для визначення діаметра куль, існують наступні формули:
За Разумова К.А. Д = 25 березня √ d,
де Д - діаметр кулі, мм;
d - середній розмір шматка вихідної руди.
За Орловському В.А. Д = 6 (lgd k) √ d,
де d k - Крупність готового продукту;
d - крупність вихідної руди.
Дрібні кулі розміром 25 - 30 мм, не рекомендується застосовувати разом з великими, так як вони швидко стираються і виносяться з млина.
При роботі, кулі зношуються і зменшуються, погіршуючи подрібнення, тому періодично необхідно проводити пересортування.
При цьому дрібні кулі видаляються, а в млин довантажується нові кулі.
2. Спеціальна частина
1. Вибір технологічної схеми подрібнення
В останні роки, на збагачення надходить все більше складних руд. Ефективність переробки таких руд з важко вилученими золотом можлива лише при поєднанні її правильної підготовки до збагачення і подальшої переробки.
При збагаченні золотовмісних руд звичайно застосовують гідрометалургійні схеми збагачення.
У ряді випадків, до визначення технологічної схеми переробки тієї чи іншої руди, проводять оцінку різних схем на укрупнених напівпромислових установках. Отримані при цьому дані лягають в основу промислової схеми збагачення.
Вибір технологічної схеми виконують залежно від крупності початкового і кінцевого продуктів подрібнення, продуктивності збагачувальної фабрики, необхідності роздільної обробки пісків і шламів, необхідності стадіального збагачення, фізичних властивостей руди.
Одностадіальние схеми подрібнення застосовуються без контрольної класифікації зливу при порівняно невеликому ступені подрібнення, або ж при малій продуктивності збагачувальної фабрики.
При великій продуктивності і підвищеної крупності вихідного харчування і кінцевого продукту, застосовуються двухстадіальние схеми подрібнення. При цьому, в першій стадії встановлюють стрижневі млини. Інші типи двухстадіальних схем використовуються при тонкому помелі руди або при необхідності уникнення акумуляції благородних металів у циклі подрібнення.
Вихідними даними для цього проекту будуть служити відносно висока продуктивність збагачувальної фабрики - 5000000 тонн руди на рік.
Добова продуктивність фабрики по вихідному продукту складе:
Q з = Q / n · η,
де Q с - добова продуктивність цеху подрібнення;
Q - річна продуктивність цеху подрібнення;
N - заплановане календарне число робочих днів цеху подрібнення;
Η - коефіцієнт використання обладнання.
Q з = 5 000 000 / 0,82 · 365 = 16 705 т / добу.
Годинна продуктивність фабрики при цьому складе:
Q ч = 16 705/24 = 696 т / год
2. Вибір технологічного обладнання
З млинів зі сталевими дроблять тілами, на збагачувальних фабриках застосовуються: стрижневі, кульові з розвантаженням через решітку, кульові з центральною розвантаженням.
У порівнянні з кульовими, стрижневі млини дають більш високу продуктивність при подрібненні до 1-3 мм, але вони не можуть ефективно працювати коли потрібно отримати дрібний продукт. Вони застосовуються при грубому подрібненні мелковкрапленних руд, що збагачуються гравітаційними і магнітними методами, а також у першій стадії подрібнення при двухстадіальной схемою.
З кульових млинів найбільш поширені млини з розвантаженням через решітку. Вони більш продуктивні і видають подрібнений продукт з меншим змістом шламів, ніж млини з центральною розвантаженням. Недоліком таких млинів є складність конструкції і тому більш висока вартість на одиницю ваги або на одиницю корисного обсягу.
Недоліком млинів з центральною розвантаженням є мала продуктивність і більш сильне отшламованіе подрібнювати продукти. Млини з центральною розвантаження повинні встановлюватися в тих випадках, коли переізмельченіе є корисним чинником, при подальшої переробки руди, наприклад, при ціанування золотих руд, з тонкодисперсної і колоїдальному вкрапленнями золота.
За умов технологічної схеми, після подрібнення проводиться повірочна класифікація. Існує кілька типів класифікаторів: механічні класифікатори і гідроциклони, чашевие гідроклассіфікатори з вібруючою чашею, Гідросепаратори, гідравлічні класифікатори, пірамідальні відстійники, конуси.
До механічних класифікаторам відносяться рейкові, спіральні й чашевие. У порівнянні з рейковими, спіральні класифікатори мають більш спокійну зону класифікації. Внаслідок цього злив менше забруднюється некондиційними по крупності зернами. Це дає можливість одержання більш щільних зливів, забезпечує меншу вологість пісків і більш високу ефективність класифікації. Вони мають більший кут нахилу корита, що дозволяє здійснити самопливне пару з млином. Механічні класифікатори проти гідроциклонів витрачають менше електрики, можуть класифікувати більший матеріал і мають більш тривалі міжремонтні періоди. Основний їх недолік - висока вартість і великі габарити. Це збільшує витрати на устаткування і вартість будівель.
Гідроциклони останнім часом витіснили механічні класифікатори.
У першій і другій стадіях подрібнення, даної технологічною схемою передбачена установка механічних класифікаторів.
3. Особливості переробки руд родовища "Кокпатас"
Основними вихідними параметрами для подрібнення є крупність вихідного харчування - 12 мм, фортеця руди - 10 (фортеця за шкалою Протодьяконова), щільність в моноліті - 3 г/см3 і зміст шламів.
У зв'язку з тим, що руда малоглинистих, вона надходить на подрібнення безпосередньо після останньої стадії дроблення. При цьому продуктивність млинів висока, за рахунок малої крупності вихідного матеріалу, а також за рахунок наявності в подрібненої руді змісту готового класу. Підбір режими подрібнення в першій стадії ведуть за рахунок зміни продуктивності млинів, тобто ступеня завантаження її рудою, вмісту твердого в зливі класифікуючих апаратів, стрижневою завантаження млинів.
При збільшенні продуктивності по руді і зниженні щільності пульпи, підвищується обсяг пульпи і швидкість її протікання через млин. Збільшується винос готового матеріалу.
Якщо необхідна стабільність в продуктивності млинів, то швидкість проходження руди через млин і зміна кількості необхідного нам продукту можна досягти шляхом регулювання зливів класифікаторів.
Щільність пульпи регулюється продуктивністю і об'ємом води, що надходить у млин. Для наших руд вміст твердого в пульпі становить 60-70% (Т: Ж = 1: 0,5), в першій стадії подрібнення і 75-80% - у другій.
Кульова і стрижнева завантаження млинів здійснюється до рівня середини барабана або на 10-20 см нижче осі обертання. Для ефективної роботи млинів, підбираються оптимальні склади кульової і стрижневий завантаження.
Частота обертання млинів повинна бути встановлена на 80-90% від критичної. Подрібнена пульпа з млина насосом відкачується на спіральний класифікатор з подвійною погружний системою спіралей діаметром 3м і частотою обертання спіралей 1,5 об / хв. Нахил корита становить 18,5 0. Піски класифікатора повертаються в млин на доізмельченіе, а злив проходить попередню класифікацію на батарейному гидроциклоне ГБ-1. злив гидроциклона надходить у загальну систему зливу, а піски подаються піскові насосами назад в млин. З млина пульпа самопливом надходить в гідроциклони, де проходить перевірочні класифікацію. Піски класифікації повертаються на доізмельченіе, а злив надходить у загальну систему зливу, і далі на збагачення.
При регулюванні процесу подрібнення руд, що містять самородне і вільний від сульфідів золото і срібло, перед подрібненням необхідно передбачити концентраційні столи для виділення їх з руди.
Класифікація руди має свої особливості. При зупинці та пуску класифікатора проводять його регулювання шляхом зміни щільності пульпи.
Щільність і склад зливу класифікатора залежать від налаштування режиму роботи млина, обсягу води, що подається в млин і класифікатор, висоти і розташування зливного порога.
4. Експлуатація млинів та іншого подрібнювального обладнання
На сучасних збагачувальних фабриках, коефіцієнт використання обладнання сягає 93-95%, що є результатом правильної технічної експлуатації обладнання, своєчасного та якісного проведення ремонтних робіт.
Млин включається в роботу тільки після пуску централізованої системи рідкої і густого мастила.
При роботі млинів, машиніст повинен стежити за станом приводу, не допускаючи його пульсацій і ударів. Шум від роботи відкритої зубчастої передачі повинен бути рівним, без періодичного посилення й ослаблення звуку.
Щоб уникнути протікання пульпи, болти повинні бути туго затягнуті і мати під гайками ущільнювальні прокладки. У разі появи течі, млин повинна бути негайно зупинена.
При появі течі пульпи через контрольний отвір в цапфах, необхідно перевірити прилягання поверхонь цапфи й патрубка, а також наявність ущільнювального шнура між живильником і завантажувальним патрубком.
Необхідно стежити за відсутністю течі олії в маслопріводе і ущільнювачах.
Не допускається перегрів корінних підшипників млина вище 60С, тому що підвищення температури може призвести до розплавлення бабітових вкладишів. При температурі 65С, автоматично включається сигналізація, а при 75С млин відключається.
Необхідно систематично стежити за надходженням масла в підшипники через спеціальні оглядові вікна та надходженням густого мастила на зубчасте зачеплення.
3. Розрахунок технологічної схеми
Виходячи з річної продуктивності, визначаємо середньогодинну продуктивність відділення подрібнення:
Q 1 = Q р / 365 · 24 · КВО = 5 000 000/365 · 24 · 0,82 = 696 т / год.
Використовуючи залежність між харчуванням і виходом класифікаторів знаходимо навантаження на класифікатори першої та другої стадії:
Q 5 = Q 8 · (β 8 - β 5) / (β 5 - β 7) = 232 · (78 - 24,4) / (24,4 - 4,5) = 601,6 т / год
Q 6 = Q 10 · (β 10 - β 6) / (β 6 - β 9) = 464 · (75 - 24,4) / (24,4 - 4,0) = 686,9 т / год
Визначаємо кількість матеріалу, який іде у піски класифікаторів обох стадій:
Q 7 = Q 5 - Q 8 = 601,6 - 232 = 369,6 т / год
Q 11 = Q 9 = Q 6 - Q 10 = 1150,9 - 464 = 686,9 т / год
Q 3 = Q 2 = Q 7 + Q 1 = 369,6 + 696 = 1065,6 т / год
Q 4 = Q 3 + Q 11 = 1065,6 + 686,9 = 1752,5 т / год
Тепер ми можемо підрахувати циркулюючу навантаження в обох стадіях процесу подрібнення:
З 1 = Q 7 / Q 1 / 3 = 369,6 / 232 · 100% = 159%
З 2 = Q 2 / 2 Q 1 / 3 = 686,9 / 464 · 100% = 148%
Головною характеристикою ефективності роботи млинів є їх питома продуктивність, яка визначається за формулою:
q (млини) = Q м · (β в - β n) / V м, т/м3 · год
де Q м - продуктивність млина;
β в - зміст розрахункового класу на розвантаженні млина;
β n - зміст розрахункового класу в харчуванні млини;
V м - геометричний об'єм млини.
q ММС = (Q 3 · β 3) - (Q 2 · β 2) / 240 = 0,799 т/м3 · год
q МШЦ = (Q 11 · β 11) - (Q 11 · β 9) / 246 = 0,686 т/м3 · год
Ефективність роботи класифікуючих апаратів або ефективність класифікації можна визначити за такою формулою:
Е КСП = (Q с - Q п) / (Q п - Q пес),%
де Е КСП - ефективність процесу класифікації пульпи;
Q з - продуктивність класифікатора по зливу;
Q п - навантаження на класифікатор з харчування;
Q пес - продуктивність класифікатора по пісках.
Е КСП-1 = (Q 8 - Q 5) / (Q 8 - Q 7) = (76 - 24,4) / (76 - 4,5) · 100% = 72%
Е КСП - 2,3 = (Q 10 - Q 6) / (Q 10 - Q 9) = (75 - 24,4) / (75 - 4,0) · 100% = 71%
Розрахунок шламової схеми.
Розрахунок шламової технологічної схеми має на меті визначити витрату води в продуктах подрібнення, кількість оборотної води, що додається в процес для приготування пульпи.
Для розрахунку шламової схеми готується допоміжна таблиця.
№ операції, продукту | Qn, т / добу | Rn | Wn, м 3 / доб | Vn, м 3 / доб | № операції, продукту | Qn, т / добу | Rn | Wn, м 3 / доб | Vn, м 3 / доб |
1 | 696, 0 | 0,05 | 34,8 | 287,9 | III | ||||
2 | 1065,6 | 0,10 | 112,4 | 499,9 | 9 | 686,9 | 0,22 | 151,1 | 400,9 |
I | IV | ||||||||
3 | 1065,6 | 0,38 |