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;

n_p – количество продуктов разделения;

a_p – количество операций разделения;

С – число показателей, равное числу металлов по которому рассчитана схема.

2) Необходимое и достаточное число исходных показателей, относящихся к продуктам переработки вычисляется по формуле:

Nn=C·(np-ap),

(2)

где N_n – число исходных показателей, относящихся к продуктам переработки.

3) Сочетание исходных показателей, относящихся к продуктам переработки вычисляется по формуле:

Nn=Ng+Nb+Ne,

(3)

где N_g – число исходных значений выходов;

N_b – число исходных значений содержаний;

N_e – число исходных значений извлечений.

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.

И сходная руда γ₁

Золотая головка γ22

Раствор интенсивного цианирования γ23

Раствор десорбции γ21

Рисунок 9 – Схема баланса металлов

Итоговый расчет схемы баланса металлов представлен в таблице 10.

Таблица 10 – Баланс металлов

Операция, продукты			Выход, %	Au
				Содержание, г/т		Извлечение,
				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 цианирования
			99,99	0,3		15,1
Au-раствор десорбции			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 R_n и количество сухого продукта Q_n, взятого из качественно-количественной схемы обогащения.

Количество воды в операции или продукте вычисляется по формуле:

(7)

где W_n – количество воды, м³/ч;

Q_n – выход, т/ч;

R_n – разжижение, м³/т.

Разжижение в продуктах вычисляется по формуле:

(8)

где R_n – разжижение;

δ_n – массовая доля твердого,%.

Объем пульпы в операции или продукте вычисляется по формуле:

(9)

где V_n – объем пульпы в операции, м³/ч;

ρ_n – плотность твердого в пульпе, м³/т.

Итоговый расчет водно-шламовой схемы представлен в приложении Б.

2) Баланс воды составляется по результатам водно-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 L_T – 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

L_T =577 м³·ч/т.

Количество оборотной воды L_об составляет (0,85-0,9) от общего расхода технологической воды L_т .

Итак, L_об =0,9 L_T=0,86·577=519,3 (м³·ч)/т

Расход свежей воды L_св вычисляется по формуле:

Lсв= Lт- Lоб,

(12)

где L_св – расход свежей воды, (м³·ч)/т.

Итак, расход свежей воды L_св=577-517,3=57,7 (м³·ч)/т.

Итоговый расчет баланса воды выполнен с применением ЭВМ и представлен в таблице

Таблица 11 – Расчет баланса воды

Поступает в процесс	м3/ч	Выходит из процесса	м3/ч
С исх.рудой	6,31	С Золотой головкой	0,014978
В I ст. измельчения	200,83	кек	65,91587
В ЦВД1	180	С раствором интенсивного цианирование	21,96
В ЦВД 2	180	Со сливом сгустителя	489,04
В доводку на столе	10,42	С щепой	0,00645
Итого:	577,13	Итого:	577,13

2.5 Выбор и расчет основного и вспомогательного оборудования

2.5.1 Выбор и расчет оборудования для дробления

Проектируется отделение одностадиального крупного дробления [6], [7], [8].

1) Определение производительности дробильного отделения для конусной дробилки и щековой дробилки по формуле:

(13)

где Q – производительность дробильного отделения, т/ч;

Q_исх – производительность фабрики, т/год;

К_н – коэффициент неравномерности поступления руды, К_н=1,15;

t_м – машинное время, t_м = 365·24·k_в (k_в=0,75 – коэффициент использования оборудования для щековой дробилки и k_в=0,8 – для конусною дробилки).

t_м =365·24·0,75 = 6570, ч/год для щековой дробилки;

t_м =365·24·0,8 = 7008, ч/год для конусной дробилки.

Итак, по формуле (13) для щековой дробилки т/ч или с учетом насыпной плотности ρ_н =1,67 т/м³, м³/ч.

Для конусной дробилки т/ч или с учетом насыпной плотности ρ_н =1,67 т/м³, м³/ч.

2) Определение общей степени дробления по формуле:

(14)

где S_общ – общая степень дробления;

D_max – максимальный размер исходного куска;

d_max – максимальный размер конечного куска.

Итак, по формуле (14)

3) Выбор степени дробления:

S₁ =2 – степень крупного дробления;

S_общ = S₁=2.

4) Определение ширины загрузочного отверстия дробилки:

,

(15)

где, B – ширина загрузочного отверстия дробилки.

Итак, по формуле (15) ширина загрузочного отверстия на крупном дроблении: мм.

5) выход поступающей руды на стадию крупного дробления равен 100 %,т.е.122,55т/ч.6) Определение ширины разгрузочного отверстия дробилки по формуле:

,

(16)

где b – ширина разгрузочного отверстия дробилки;

z – коэффициент закрупнения, z выбирается от 1,5 до 2 – для крупного дробления.

Согласно данным таблицы 1 и по графику типовых характеристик (рисунок 8 [6]) выбираем z =1,6

Итак, по формуле (16) мм.

7) Предварительный выбор дробилок.

Дробилки выбирают по ширине загрузочного отверстия В и проверяют по ширине разгрузочного отверстия b.

8) Предварительный выбор дробилок представлен в таблице 20.

Таблица 20 - Предварительный выбор дробилок

Типоразмер дробилки	Ширина загрузочного отверстия В	Ширина разгрузочного отверстия b	Производительность дробилки по каталогу, м3/ч	Число дробилок
ЩДС-7,5х9	500	250	79,25	1

2.5.1 Выбор и расчет оборудования для измельчения

1) Расчет первой стадии измельчения

Первая стадия измельчения проектируется в мельницах полусамоизмельчения с добавлением шаров в количестве 8 % от объема. На полусамоизмельчение поступает руда крупностью минус 250 мм. Массовая доля готового класса минус 0,074 мм в разгрузке мельницы составляет %. Требуемая производительность 135,448 т/ч.

В качестве эталонной мельницы принимаем мельницу ММС 7000х2300 (объем барабана 75 м³), установленную на ЗИФ «Рябиновое». Производительность этой мельницы составляет 140 т/ч.

Мельница, предлагаемая к установке на проектируемой фабрике – ММС 7000х2300 с объемом барабана 140 м³ .

Расчет производительности проектируемой мельницы ведется по формуле:

,

(13)

где Q_п – производительность запроектированной мельницы, т/ч;

Q_и – производительность испытанной мельницы, т/ч;

V_п – объем запроектированной мельницы, м³;

V_и – объем испытанной мельницы, м³;

D_п – диаметр проектируемой мельницы, м;

D_и – диаметр испытанной мельницы, м.

По формуле (13) находится производительность проектируемой мельницы:

- ММС 8500х3000:

т/ч

,

(22)

Количество мельниц определяется по формуле (22):

- ММС 8500х3000

К установке принимается 1 мельница ММС-8500х3000.

2) Расчет второй стадии измельчения

1. Определим часовую производительность 2-ой стадии измельчения, используя формулу:

Где – годовая производительность фабрики по руде, т/год

γ – выход продукта, д. е.;

– коэффициент использования оборудования главного корпуса. Для руды средней крепости = 0,96

- коэффициент неравномерности = 1,15

Режим работы - круглогодичный в 3 смены по 8 часов.

2. Варианты установки мельниц

Расчет мельницы проводится по методике Бонда [3].

Исходными данными для расчета являются:

- рабочий индекс измельчения (шаровая мельница) по Ф. Бонду – 11,55 кВт∙ч/т;

- крупность поступающей руды минус 32% кл.-0,074 мкм.

- конечный продукт – слив II стадии классификации 95% кл.-0,074 мкм в конечном продукте, мм;

Индекса Бонда –11,55 кВт∙ч/т. Для расчета необходимо определить:  – диаметр отверстий сита, через которые проходит 80 % материала в конечном продукте после измельчения, мкм;  – диаметр отверстий сита, через которые проходит 80 % материала в питании мельницы первой стадии измельчения, мкм.

Для определения крупности отверстий сита, через которые проходит 80 % материала в питании мельницы пользуются формулой:

(3.13)

где  – максимальный размер куска в питании мельницы, мм.

Так же определим размеры сит, через которые проходит 80 % материала для конечного продукта , воспользовавшись следующим рядом цифр, таблица 3.9, составленным по упрощенному уравнению характеристик крупности Розина – Раммлера [5].

Таблица 3.9 – Переход от крупности d₉₅ к d₈₀

Крупность конечного продукта, d, (95 %), мм	Размер сита через, которые проходит 80 % продукта (d80), мкм	Массовая доля класса минус 74 мкм в продукте измельчения, %
1	340	30
0,4	250	40
0,3	170	48
0,2	140	60
0,15	100	72
0,1	70	85
0,074	42	95
0,053	25	98

Таким образом, получаем

Для расчета возьмем мельницы большой единичной мощности:

МШЦ 3200х 4500

МШЦ 3600х 5000

МШЦ 4000х 5500

МШЦ метсо 3500х 5500

МШЦ метсо 4300х 6000

МШЦ метсо 4600х 5800

По формуле (3.14) определяется удельный расход энергии для заданных пределов крупности:

(3.14)

где  – удельный расход энергии для заданных пределов крупности, кВт·ч/т;

 – индекс работы определенный экспериментальным путем, кВт·ч/т;

 – диаметр отверстий сита через которые проходит 80 % материала в конечном продукте I стадии измельчения, мкм;

Далее определяется уточненный удельный расход энергии на измельчение для мельниц диаметром до 4 м по формуле (3.15):

(3.15)

 – удельный расход энергии на измельчение, скорректированный на диаметр мельницы, кВт·ч/т;

 – диаметр шаровой мельницы принимаемой для расчета, м.

Для мельниц диаметром 4 м и более поправка остается постоянной и равна 0,858.

Мощность, потребляемая шаровой мельницей намеченного типоразмера на валу венцовой шестерни определяется по формуле (3.16):

:

(3.16)

 – мощность, потребляемая шаровой мельницей на валу венцовой шестерни, кВт;

 – насыпная плотность шаровой нагрузки, в таблице 3.10, т/м³;

 – внутренний диаметр мельницы, м;

 – длина барабана мельницы, м;

 – коэффициент заполнения мельниц шарами, в таблице 3.10, доли ед.;

 – коэффициент, учитывающий относительную частоту вращения мельницы в таблице 3.11, доли ед.

Таблица 3.10 – Насыпная плотность шаров в мельнице и объем пустот между шарами

Вид нагрузки	Насыпная плотность, т/м3	Объем пустот, %
Кованые шары, бывшие в работе	4,65	40
Чугунные шары, бывшие в работе	4,65	40

Таблица 3.11– Значения коэффициентов ,  и в формуле (3.16) мощности шаровых

Относительная частота вращения мельницы	0,84	0,81	0,82	0,80	0,82	0,82
	0,495	0,594	0,682	0,760	0,790	0,810
Заполнение мельниц шарами , д.е.	0,75	0,75	0,83	0,75	0,75	0,60
	0,76	0,76	0,76	0,76	0,76	0,76
	1,240	1,400	1,540	1,660	1,740	1,800

кВт

МШЦ 3200х 4500	МШЦ 3600х 5000	МШЦ 4000х 5500	МШЦ метсо 3500х 5500	МШЦ метсо 4300х 6000	МШЦ метсо 4600х 5800
	600	500	1000	1250	1525	1864
	0,84	0,81	0,82	0,80	0,82	0,82

Производительность мельницы намеченного типоразмера рассчитывается по формуле (3.17):

(3.17)

где  – производительность мельницы намеченного типоразмера, т/ч.

Аналогично проводится расчет и для мельниц 3200х 4500, 3600х 5000, 4000х 5500, 3500х 5500, 4300х 6000, 4600х 5800. Результаты расчета приведены в таблице 3.12.

Таблица 3.12 – Результаты расчета мельниц

Типоразмер	, м	, м	, кВт	, т/ч
3200х 4500	3,20	4,50	600	94,08
3600х 5000	3,60	5,00	500	142,11
4000х 5500	4,00	5	1000	185,11
3500х 5500	3,50	5,5	1250	145,23
4300х 6000	4,3	6	1525	270,59
4600х 5800	4,6	5,8	1864	249,41

Таблица 3.13 – Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям

Типоразмер	n, шт	Масса без шаров и электрооборудования, т		Установочная мощность, кВт		Коэффициент запаса
		Одной	Всех	Одной	Всех	По двигателю	По производительности
3200х 4500	3	-	-	600	1800	1,36	1,4
3600х 5000	2	-	-	500	1000	1,04	1,4
4000х 5500	2	-	-	1000	2000	1,47	1,8
3500х 5500	2	-	-	1250	2500	1,26	1,43
4300х 6000	1	-	-	1525	1525	0,88	1,35
4600х 5800	1	-	-	1864	1864	1,19	1,2

При сравнении по массе и мощности и по производительности варианты установки мельницы 4600х 5800оказался наиболее выгодным. Однако они имеют чуть болши коэффициент запаса электродвигателя и производительности (запас по двигателю должен быть не ниже 15 %, по производительности – около 10-15 %). Следует остановиться на одной мельнице 4600х 5800, которые имеют оптимальные коэффициент запаса производительности 1,2. Таким образом, к установке принимаются одна мельницы шарового измельчения МШЦ4600х 5800, метсо.

Таблица 3.14 – Принятые к установке мельницы

Стадия	Требуемая произво-дительность, т/ч	Крупность , мкм		Типо-размер мельницы	Объем мельницы, м3	Масса, т	Устан. мощность, кВт	Кол. мельниц, шт
		Начальная	Конечная
II	150	225 (130)	74 (42)	4600х 5800	85	165	2500	1