По таблице 9 [12] находим значение удельной производительности грохота, она равна q = 46 м³/( м²ч).

Поправочные коэффициенты находим по таблице [12]. При этом при определении коэффициентов k и нужно знать содержание в поступающем на грохот продукте зерен размером менее половины размера отверстий сита (т.е. d ? 30 мм) и размером больше размера отверстий сита (т.е. d?60 мм). Для этого воспользуемся типовыми характеристиками крупности дробленых продуктов дробилок ЩДП [12]. Ширина разгрузочной щели дробилки нами определена и равна ₁= 126 мм. Отношение размера зерен заданной крупности к ширине разгрузочной щели равно:

По типовой характеристике находим процентное содержание этих классов крупности: _-30 = 10% и ₊₆₀ = 70%

Значения поправочных коэффициентов:

к=0,5; l=1,55; m=1,0;

n=1,0; o=0,95; p=1,0

Необходимая площадь грохочения равна:

Выбираем количество дробилок 2. При использовании приемного бункера крупнодробленой руды перед II стадией дробления достаточно установить 2 грохота (перед дробилкой) с подачей руды в дробилки пластинчатыми питателями и еще 2 грохота резервных.

По данным [14] выбираем грохот Sezetec SDS 58-6 с размером просеивающей поверхности В L = 1520х2450 мм или F = 3,72м². Мощность привода 2х3,5 кВт. Количество сит - 1. Производительность грохота 400-900 т/час. Эффективность грохочения по классу 2 мм - 80-90%.

Выбранный грохот проверяем по толщине слоя материала в разгрузочном конце грохота по формуле:

, (9)

где h - толщина слоя материала в разгрузочном конце грохота, м;

Q_НАД - масса надрешетного продукта, т/ч;

В - рабочая ширина грохота, м;

- насыпная плотность материала, т/м³;

_М - скорость продвижения материала по грохоту, м/с.

Практические значения _М для грохотов с круговыми колебаниями короба находятся в пределах 0,5 - 0,63 м/с [11,12], принимаем _М = 0,56 м/с.Количество надрешетного продукта (см. рисунок 2).

Q_НАД = Q₄ = 208,3 т/ч на грохот.

Количество грохотов

n=4/5.1=0.8=1

Принимаем количество грохотов перед второй стадией дробления равным 1.

Производим проверку грохотов по толщине слоя материала в разгрузочном конце грохота по формуле (9).

Тогда

Допустимая толщина слоя составляет 100 мм [11], следовательно выбранный грохот удовлетворяет данному условию, что вполне приемлимо.

Результаты расчетов и выбора грохотов сводим в таблицы 9 и 10.

Таблица 10. Результаты выбора грохотов

Модель	Площадь сита, м2	Мощность вибратора, кВт	Размеры просеивающей поверхности, м:	Размеры отверстий сит (решеток), мм:	Допускаемая крупность исходного материала, мм
			ширина	длина	верхнего	нижнего
Стадия среднего дробления
ГИТ-42М	5,1	15	1500	3340	60-300	-	800
ГИТ-51	6,125	22	1750	3500	50-300	-	400
Стадия мелкого дробления
ГИТ-71	12,5	22	2500	5200	20-150	-	800

Составляем спецификацию выбранного оборудования цеха дробления (таблица 11).

Таблица 11. Спецификация основного оборудования цеха дробления

Наименование оборудования	Тип	Кол-во, шт.	Производительность, м3/ч	Установочная мощность, кВт
				единицы	Всего
Щековая дробилка	Nordberg C 150	1	494,8	320	320
Мельница полусамоизмельчения	ММПС 7000Х4200	2	451,4	3150	3150
Конусная дробилка мелкого дробления	КМД-3000 Т	1	465,75	250	250
Скруббер-бутара	ГИТ-71 2500х5200	2	222	37	74
Грохот неподвижный	670х740 мм	1
Грохот	Sezetec SDS 58-6	4	220-500	7	28
Приемный бункер руды: высота - 2,88 м; Длина - 8,8 м.; Ширина - 3,6 м	Железобетон	4	64 м3 (108 т)
Бункер для дробленой руды: Высота - 1,69 м.; Длина - 7,68 м.; Ширина - 2,13 м.;	Металлический	2	23 м3 (39,5 т)
Пластинчатый питатель	2-18-90	2	350	37	74
Конвеер ленточный (2м/с)1200х75,4	КЛС-1200-У	1	533,3	45	45

2.2.5 Описание качественно-количественной схемы подготовки руды к флотации

Согласно технологической схеме рисунок 5 дробленая золотосодержащая руда после грохочения поступает (класс -12 мм) на классификацию в бутару. Вторичное грохочение подрешетного продукта бутары осуществляется в гидроциклонах, куда поступает и разгрузка песков шаровой мельницы.

Шаровая. Подрешетный продукт грохота направляют в зумпф, где он объединяется с разгрузкой шаровых мельниц. Далее пульпу насосом перекачивают на распределитель питания.

Распределитель питания обеспечивает равномерную нагрузку на защитные грохота. Надрешетный продукт грохотов объединяют с песками гидроциклонов в распределителе питания и направляют в шаровые мельницы. Подрешетный продукт грохотов насосом направляют в распределитель питания, с помощью которого материал равномерно разделятся между центробежными сепараторами.

Слив гидроциклонов является конечным по крупности продуктом измельчения и его направляют в отделение флотационного обогащения. Пески гидроциклонов являются питанием мельниц. Мельницы работают в закрытом цикле. На грохочение в гидроциклоны поступает 185,6 м^3/ч рудного материала, что составляет питание гидроциклонов в объеме 185,6 м³/час или 3,1 м³/мин. Технологическая схема для расчета качественно-количественной и водно-шламовой схем дробления и измельчения золотосодержащей руды представлена на рисунке 5.

Рисунок 5. Качественно-количественная схема дробления и измельчения золотосодержащего флотационного концентрата

2.3 Расчет качественно-количественной схемы измельчения

Принимаем следующие условные обозначения:

- выход продукта, % от исходной руды;

Q - выход продукта, т/ч;

- содержание расчетного класса -0,074 мм в продукте, %;

К - коэффициент использования оборудования, принимаем для дробления К_д=0,75; для измельчения К_и= 0,9.

Часовая производительность отделения измельчения равна:

Часовая производительность цеха измельчения:

Q_ч = 2200000 (1/(365*3*8*0,9) = 279,05 т/час

Объемная производительность цеха дробления:

Q_o = Q_ч /д_n = 279(5/1)*8 = 155,03 м³/ч

Требуемая производительность оборудования , т/час 279,05

К = 0,9- коэффициент использования оборудования.

Циркулирующая нагрузка шарового измельчения составляет ₁₁ =225%

от операции по проекту фабрики.

Q₂ = Q₁=334,9 т/ч

Q₃= Q₁+ Q₅=334,9+117,2= 452,11т/ч

Q₆=67,5 Q₁= 67,5334,9= 226,1т/ч

Q₇ = 2/3(Q₆+ Q₁) = 2/3 (226,1+334,9)= 374т/ч

Q₈= Q₉ = 1/3(226,1+334,9)=187 т/ч

Q₁₀= (Q₉+ Q₇)- Q₁₂= 187+374- 392,7 = 168,3 т/ч

Q₁₁ = Q₇+ Q₁₀ = 374+168,3= 542,3 т/ч

Q₆ = Q₁ + Q₁₁ = 1088,4 т/ч

Содержание твердого в разгрузке мельниц 55-50%. Результаты расчета наносим на схему (рисунок 6).



Рис. 6

2.3.1 Расчет водно-шламовой схемы подготовки руды к флотации

Целью расчета водно-шламовой схемы является обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях измельчения и классификации, а также определение плотности пульпы продуктов измельчения и классификации, установление объемов пульпы и составление баланса по воде.

Расчет водно-шламовой схемы сводится к составлению уравнений баланса по жидкому в каждой операции схемы.

Для получения заданной крупности измельченного продукта операции классификации и измельчения проводятся при оптимальных значениях плотности пульпы по твердому. Эти значения либо устанавливаются из учета опыта действующих фабрик, либо принимаются на основании справочных данных или соответствующих расчетов по рекомендуемым формулам, и носят название «исходные показатели».

В расчете водно-шламовой схемы устанавливают три группы показателей:

I группа - регулируемые показатели. Для схем измельчения ими являются содержание твердого в сливе мельниц, содержание твердого в исходном питании, сливе классификатора или гидроциклона;

II группа - нерегулируемые показатели: содержание твердого в песках классификаторов или гидроциклонов;

III группа - нормы расхода воды на одну тонну руды или продукта измельчения или классификации.

В схемах измельчения нормируется расход надситовой и подситовой воды при установке в цикле измельчения отсадочных машин.

Содержание твердого в сливе мельниц должно приниматься по данным обогатительной фабрики, перерабатывающей подобный тип руды (в дальнейшем - «фабрика, принятая за эталон»). При отсутствии необходимых данных содержание твердого в сливе мельниц назначают, исходя из типа устанавливаемых мельниц:

1) для стержневых - 70-75 %;

2) для шаровых в I стадии измельчения - 60-70 %;

3) для шаровых во II стадии измельчения - 55-60 %.

Содержание твердого в песках спирального классификатора по опыту работы обогатительных фабрик, перерабатывающих полиметаллические и другие руды следует назначать в пределах 80-85 %.

Принимаем следующие условные обозначения:

г - выход твердого, % от исходного питания;

в^т - содержание твердого в продукте, %;

Q - количество твердого, т/ч;

Т - объем твердого в продукте, м³/ч;

R - разжижение пульпы;

W - количество воды в продукте, м³/ч;

V - объем пульпы, м³/ч;

L - количество свежей воды, подаваемой в продукт или операцию, м³/ч.

Расчетные формулы:

, (10)

(11)

Баланс общей воды выражается равенством:

W1+УL = УWк,

где W1 - количество воды, поступающей с исходным сырьем;

УL - суммарное количество воды, добавляемое в процесс;

УWк - суммарное количество воды, уходящей из процесса с конечными продуктами. Для водно-шламовой схемы баланс общей воды ЗИФ приведен в таблице 3.5.

В расчете не учитывается потребление свежей воды на хозяйственно-бытовые нужды.

Содержание твердого в^т в продуктах принимаем на основании практических данных фабрики и литературных данных [13]:

Объем пульпы рассчитывается по формуле:

,

где д - плотность руды, в данном случае д=2,83 т/м³.

Результаты расчета баланса сводим в таблицы 12, 13 и наносим на схему (рисунок 7). Римскими цифрами нумеруем операции.

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

м³/ч

По уравнениям баланса воды, поступающей в операцию и выходящей из нее, определяем количество свежей воды, подаваемой в операции.

I

м³/ч

II

м³/ч

III

м³/ч

IV

м³/ч

V В измельчение коллективного концентрата вода не подается, поэтому L₅ = 0

Результаты расчета водно-шламовой схемы подготовки золотосодержащей руды к флотации представлены в таблице 6.

Как следует из таблицы 6 движение руды в технологических процессах дробления, грохочения, гравитации, измельчения, классификации взаимосвязано и подчинено одной цели - раскрыть минеральные ассоциации и максимально высвободить золото для выделения его при основных процессах обогащения, отделить пустую породу и использовать наиболее эффективное и экономически рациональное оборудование для этих целей.

Рисунок 6. Водно-шламовая схема подготовки золотосодержащей руды к флотации

Таблица 12. Результаты расчета водно-шламовой схемы

Наименование и нумерация Наименование продуктов и операций	Количество твердого	Кол-во воды W м3/ч	Разжижение R	Объем пульпы, V м3/ч
	Выход г, %	Кол-во, Q т/ч	Объем V, м3/ч
I Полусамоизмельч-е
Поступает:
1 Руда дробленая	100	452,11	251,17	14,69	0,06	265,86
Вода L1	-	-	-	114,01	-	114,01
Итого поступает	100	452,11	251,17	128,70	0,51	379,87
Выходит	100	452,11	251,17	128,70	0,51	379,87
3. Разгрузка мельницы	100	452,11	251,17	128,70	0,51	379,87
Итого выходит	100	452,11	251,17	128,70	0,51	379,87
II Грохочение I(кл.9 мм)
Поступает:
3. Питание мельницы	100	452,11	251,17	128,70	0,51	379,87
Вода L2	-			72,34	-	72,34
Итого поступает	100	452,11	251,17	201,04	0,8	452,21
Выходит:
Слив классификации		334,90	185,6	100,1	0,54	285,70
Пески		117,21	65,57	101,3	1,54	166,51
Итого выходит:	100	452,11	251,17	201,4	0,8	452,21
III Грохочение II
Поступает:
2. Слив классификации	100	334,9	186,06	100,1	1,08	289,48
3. Пески в МШР	67,5	226,1	125,61	152,64	0,95	244,46
Вода L3				135,96		135,96
Итого поступает	167	561	311,2	388,7	1,03	699,9
Выходит:
5. Слив классификации	30	187	103,4	274,4	2,64	377,8
9. Пески +2 мм	70	374	207,8	114,3	0,55	322,1
Итого выходит	100	561	311,2	388,7	1,22	699,9
IV Гравитационное обогащение ц/б классиф.
Поступает:
5. Слив классификатора	30	187,0	103,4	274,4	2,64	377,8
Вода L4	-	-		180	-	180,0
Итого поступает	105	187,0	103,4	454,4	4,4	557,8
Выходит:
7. Хвосты гравитации		187,0	103,0	454,4	4,4	557,8
Итого выходит:		187,0	103,0	454,0	4,4	557,8
V Классификация
Поступает:
Вода L5				29,84		29,84
9. Хвосты гравитации	75	187,0	103,4	274,4	2,65	377,8
Итого поступает:	75	187,0	103,2	304,24	2,95	407,44
Выходит:
8. Пески классификации	30	102,85	57,14	31,43	0,67	88,57
Слив		84,15	46,75	272,81	1,68	319,56
Итого выходит:	75	187	103,89	304,24	0,67	408,13
V Измельчение МШР
Поступает:
7. Пески классификации		102,85	57,14	31,43	0,67	88,57
Пески грохочения II		374,0	207,8	152,64	0,55	360,44
Вода L5				37,67		37,67
Итого поступает:		476,85	264,94	221,74	0,84	486,68
Выходит:
7. Пески измельчения	100	476,85	264,94	221,74	0,84	486,68

Таблица 13. Баланс воды в процессе измельчения

Поступает	м3/ч	Выходит	м3/ч
С дробленой рудой W1	14,69	С хвостами флотации W9	470,7
Свежей: L1	114,01	Со сливом сгущения флотоконцентрата	74,04
L2	72,34	С песками хвостов флотации W10	39,76
L3	135,96	Итого выходит	584,5
L4	180,0
L5	29,84
L6	37,67
Итого поступает	584,51

2.3.2 Выбор и расчет измельчительного оборудования

Исходные данные для расчета:

– производительность мельниц по руде 476,85 т/ч;

– пески грохочения доизмельчаются до 85 % кл. - 0,074 мм;

– измельчаемость руды 1,03;

– содержание класса - 0,074 мм в дробленой руде 8 %.

Качественно-количественная схема измельчения выбранная нами и рассчитана по стадиям технологического процесса представлена на рис. 5.

Для измельчения руды выбираем шаровые мельницы с разгрузкой через решетку (как имеющие высокую производительность по сравнению с мельницами с центральной разгрузкой). Для доизмельчения коллективного концентрата выбираем мельницы с центральной разгрузкой.

Для сравнительного анализа имеющихся в промышленности мельниц, расчет производительности мельниц производим по двум методам - по удельной производительности и по эффективности измельчения.

Расчет рудных мельниц по удельной производительности

Производительность мельницы по руде определяется формулой:

, т/ч (13)

где Q - производительность по руде, т/ч;

q - удельная производительность по вновь образованному расчетному классу, т/ч·м³;

V - рабочий объем мельницы, м³;

в - содержание расчетного класса в измельченном продукте, доли единицы;

б - содержание расчетного класса в исходном продукте, доли единицы.

Величину q определяем методом подобия, основываясь на показателях работы мельницы МШР 3200Ч3100 на Джезказганской фабрике [13, стр.364, табл.174], по формуле:

, (14)

где q - удельная производительность проектируемой мельницы, т/м³·ч;

q₁ - фактическая удельная производительность работающей (эталонной) мельницы, т/м³·ч;

К_к - коэффициент, учитывающий разницу в крупности исходного и конечного продуктов измельчения работающей (эталонной) и проектируемой мельниц;

К_и - коэффициент измельчаемости проектируемой руды по отношению к измельчаемости перерабатываемой руды;

Д₂ - диаметр проектируемой мельницы, м;

Д₁ - диаметр работающей (эталонной) мельницы, м;

К_т - коэффициент, учитывающий тип мельниц.

Определяем значения всех составляющих формулы (14) т/м³·ч по таблице 12.

, (15)

где m₁ - относительная производительность работающей (эталонной) мельницы при фактической крупности исходного и конечного продуктов измельчения;

m - относительная производительность той же мельницы при измененной (проектной) крупности исходного и конечного продуктов измельчения.

Значения m и m₁ определяем по таблице 14, составленной на основании литературных данных [11,12].

Таблица 14. Относительная производительность m шаровых мельниц, рассчитанная по литературным данным [12,13]

Крупность исходного материала, мм	Содержание класса - 0,074 мм в измельченном продукте, %
	40	48	50	55	60	65	72
-40+0	0,77	0,81	0,81	0,82	0,83	0,82	0,81
-30+0	0,83	0,86	0,86	0,86	0,87	0,86	0,85
-25+0	0,86	0,89	0,89	0,89	0,89	0,88	0,87
-20+0	0,89	0,91	0,92	0,92	0,92	0,90	0,88
-15+0	0,96	0,98	0,98	0,97	0,96	0,94	0,91
-10+0	1,02	1,03	1,02	1,01	1,00	0,97	0,93
-5+0	1,15	1,13	1,12	1,08	1,05	1,01	0,95
-3+0	1,19	1,16	1,14	1,10	1,06	1,01	0,95

;

Коэффициент - для золотосодержащей руды.

Коэффициент - в обоих случаях для мельниц МШР.

Отношение рассчитываем для мельниц нескольких размеров, так как заранее неизвестно, какие из них будут приняты к установке. Выбираем мельницы диаметром 3,2; 3,6; 3,7; 4,0; 4,5 м [12, стр.409, прилож.18], диаметр Д₁ нам известен и равен 3,2 м. С учетом толщины футеровки (75 мм) диаметры этих мельниц в свету равны 3,05; 3,45; 3,55; 3,85; 4,35 м.

Определяем отношение , которое равно:

Для мельницы Д=3,2 м =

Для мельницы Д=3,6 м =

Для мельницы Д=3,7 м =

Для мельницы Д=4,0 м =

Для мельницы Д=4,5 м -

Подставляя найденные значения в формулу 14 находим удельную производительность мельниц с учетом их размеров:

q_3,2 = 1,03·1,10·1,03·1,00·1,00 =1,17 т/м³·ч

q_3,6 = 1,03·1,10·1,03·1,06·1,00 =1,24 т/м³·ч

q_3,7 = 1,03·1,10·1,03·1,08·1,00 =1,26 т/м³·ч

q_4,0 = 1,03·1,10·1,03·1,12·1,00 =1,31 т/м³·ч

q_4,5 = 1,03·1,10·1,03·1,19·1,00 =1,39 т/м³·ч

Рабочий объем мельниц, принятый к расчету, равен [4, стр.409, прилож.18]:

V_3,2Ч3,1 = 22 м³ V_3,7Ч5,0 = 45 м³

V_3,2Ч4,5 = 32 м³ V_4,0Ч5,0 = 55 м³

V_3,6Ч4,0 = 36 м³ V_4,5Ч6,0 = 68 м³

Производительность шаровых мельниц по руде равна:

МШР 3200Ч3100 т/ч

МШР 3200Ч4500 т/ч

МШР 3600Ч4000 т/ч

МШР 3700Ч5000 т/ч

МШР 4000Ч5000 т/ч

МШР 4500Ч600 т/ч

МШЦ4500 х 7500

2.3.3 Расчет рудных мельниц по эффективности измельчения

Эффективность измельчения в шаровых мельницах по вновь образованному классу определяется формулой [3]:

, (16)

где Э - эффективность измельчения, т/(кВт·ч);

Q - производительность мельниц по руде, т/ч;

в - содержание расчетного класса в измельченном продукте, доли единицы;

б - содержание расчетного класса в исходной руде, доли единицы;

N - потребляемая мельницей мощность, кВт.

В качестве эталонной выбираем мельницу МШР 3200Ч3100, перерабатывающую эталонную медную руду на Джезказганской обогатительной фабрике [13]. Производительность этой мельницы по руде Q=52 т/ч, содержание расчетного класса - 0,074 мм в исходной руде б=0,03 и измельченном продукте в=0,5, мощность двигателя N=600 кВт [4, стр.409, прилож.18]. Эффективность измельчения этой мельницы определяем по формуле:

т/(кВт·ч)

Эффективность измельчения проектируемых мельниц зависит от коэффициентов крупности и измельчаемости руды и рассчитывается по формуле:

, (17)

где К_к и К_и - коэффициенты крупности и измельчаемости, которые нами были определены ранее при расчете мельниц по удельной производительности (К_к=1,10 и К_и=1,03). Подставляя найденные нами значения в формулу, находим эффективность измельчения проектируемых мельниц:

т/(кВт·ч)

При расчете мельниц по эффективности измельчения расчетная мощность двигателя принимается равной 85 % от установленной мощности. С учетом этого коэффициента производительность мельниц по руде составит:

МШР 3200Ч3100 т/ч

МШР 3200Ч4500 т/ч

МШР 3600Ч4000 т/ч

МШР 3700Ч5000 т/ч

МШР 4000Ч5000 т/ч

МШР 4500Ч6000 т/ч

МШЦ 5800х7100 т/ч

Результаты расчета мельниц сводим в таблицу 13.

Таблица 13. Результаты расчета мельниц

Размер мельниц	Требуемая производительность, т/ч	Расчетная производительность	Кол-во мельниц для установки	Потребляемая мощность, квт	Коэф. запаса по производ.
		По уд. произв.	По эффективности		Одной мельницы	Всех
МШР 3600 х 4000	476,85	93,0	93,1	6	1000	6000	1,03
МШР 3700 х 5000	476,85	138,0	116,4	5	1250	6250	1,02
МШР 4000 х 5000	476,85	171,5	186,2	3	2000	6000	1,17
МШР 4500 х 6000	476,85	225,0	232,7	3	2500	7500	1,25
МШЦ 4000 х 5500	476,85	278,7	288,59	2	3100	6200	1,2

Выбираем к установке 2 мельницы МШР4000х5500 имеющую коэффициент запаса 1,2 и потребляющую наименьшее количество энергии.

2.4 Выбор и расчет классифицирующего оборудования

Наиболее эффективная классификация гравитационных песков по классам крупности перед флотацией осуществляется в гидроциклонах, которые нашли широкое применение в обогатительной практике. Сливы гидроциклонов направляются на флотацию, что позволяет значительно снизить энергозатраты и уменьшить износ мельниц за счет снижения процесса переизмельчения частиц руды.

К основным преимуществам гидроциклонов можно отнести:

· высокую удельную производительность по обрабатываемой суспензии;

· сравнительно низкие расходы на строительство и эксплуатацию установок;

· отсутствие вращающихся механизмов, предназначенных для генерирования центробежной силы;

· центробежное поле создается за счет тангенциального ввода пульпы;

· возможность создания компактных автоматизированных установок.

Выбор и расчет гидроциклонов

Гидроциклоны предварительно выбираются из условия получения необходимой крупности слива, рассчитываются на производительность по исходной пульпе, и проверяются на производительность по пескам. Следует стремиться к установке минимального количества аппаратов, обеспечивающих требуемую крупность слива.

Для расчета выбираем стандартные гидроциклоны ГЦ-50, ГЦ-71 и ГЦ-100 диаметром 500, 710 и 1000 мм соответственно с углом конусности 20⁰. Давление на входе в гидроциклоны принимаем равным 1 кг/см².

Требуемая объемная производительность гидроциклонов в целом по отделению измельчения, согласно расчетам составляет:

- по питанию 407,44 м³/ч=6,8 м³/мин=6800 л/мин;

- по пескам 103,4 м³/ч=1,72 м³/мин=1720 л/мин;

- по сливу 304,04 м³/ч=5,07м³/мин=5070 л/мин .

Требуемая крупность слива 75% -0,074 мм

Объемная производительность гидроциклона по питанию определяется по формуле:

, л/мин (23)

где K_D - коэффициент на диаметр гидроциклона;

K - коэффициент на конусность гидроциклона;

d - диаметр сливного патрубка, см;

d_n - эквивалентный диаметр питающей насадки в наименьшем сечении, см;

g = 9,8 м/сек² - ускорение силы тяжести;

H - давление на входе в гидроциклон, кг/см².

Коэффициент K_D определяется по формуле [5]:

(24)

где D - диаметр гидроциклона, см.

Коэффициент K определяется по формуле [5]:

(25)

где - угол конусности гидроциклона, град.

Значения d и d_n принимаем средними по [13].

Определяем для каждого типоразмера гидроциклона все расчетные величины, подставляем их значение в формулу (23) и определяем производительность гидроциклонов по питанию.

;

;

;

.

Величина К=1,00 одинакова для всех рассчитываемых гидроциклонов.

, л/мин;

, л/мин;

, л/мин.

Наиболее удобным вариантом компоновки оборудования является установка двух гидроциклонов на мельницу. Для обеспечения этого условия нам требуется 4 гидроциклона. Выбираем гидроциклоны ГЦ-500, обеспечивающие суммарную производительность по питанию

, л/мин (при требуемой 6800 л/мин).

Коэффициент запаса равен 1,1.

Определяем требуемый диаметр песковой насадки гидроциклона по формуле [13]:

, мм (26)

где d - диаметр сливного патрубка, мм;

- диаметр песковой насадки, мм;

Q_n - объем песков, л/мин;

Q_c - объем слива, л/мин.

Для одного гидроциклона л/мин и л/мин.

Диаметр сливного патрубка определен ранее и равен d=22 см =220 мм.

мм.

Этот размер находится в пределах, допустимых для гидроциклона данного размера.

Окончательно для установки принимаем по 2 гидроциклона ГЦ-50 на каждую мельницу, всего 4 гидроциклона.

Основной статьей затрат, капитальных и эксплуатационных, при использовании гидроциклонов, являются затраты на транспортировку и нагнетание пульпы.

2.5 Автоматизация процессов дробления и измельчения

Автоматическое регулирование процесса дробления сводится в основном к стабилизации нагрузки на дробилку, используя в качестве сигнала отклонения потребляемую двигателем мощность. В качестве входного сигнала в схеме принято отклонение удельного расхода электроэнергии. Сигнал пропорциональный удельному расходу энергии определяется путем деления в блоке сигнала от преобразователя мощности на сигнал от весоизмерительной системы. При чрезмерном заполнении дробилки материалом на регулятор поступает информация от датчика уровня, запрещающая дальнейшее увеличение нагрузки на дробилку [15,16].

Для автоматизации заполнения бункеров используется аппаратура автоматического управления загрузкой бункера, включающая устройство дистанционной передачи информации и аппаратуру автоматизации загрузки бункера. Аппаратура управляет передвижением загрузочного механизма над бункером в автоматическом, дистанционном и местном режимах с помощью логических схем, например, на базе бесконтактных элементов ("Оператор").

Автоматический контроль процесса измельчения зависит от ряда входных технологических факторов, число которых определяется видом технологической схемы. К ним следует отнести: расход руды, поступающей в мельницу, циркулирующая нагрузка (песковая нагрузка классификатора), степень загрузки мельницы, расход воды на мельницу, гранулометрический состав измельчаемого продукта, плотность пульпы на сливах. Основные выходные параметры - гранулометрический состав измельченной руды и производительность процесса [17].

Степень загрузки мельницы рудой и циркулирующими песками является одним из основных параметров, определяющих ход процесса измельчения. Для оценки степени загрузки используется метод, основанный на измерении шума мельницы в различных частотных диапазонах.

Гранулометрический состав продуктов измельчения измеряют непосредственно автоматическими гранулометрами, установленными на сливе классификатора. Плотность пульпы в разгрузочном продукте мельницы измеряется в основном радиоизотопными плотномерами.

Автоматический контроль за состоянием измельчительного оборудования сводится к измерению температуры подшипников и обмоток электродвигателей и контролю за работой системы смазки.

В задачу автоматического регулирования многостадиального измельчения входит также распределение нагрузки между стадиями.

Схема автоматизации включает: АСР загрузки мельницы рудой, плотности пульпы в мельнице и гранулометрического состава слива классификатора.

В АСР загрузки мельницы служит для суммирования сигналов, пропорциональных расходу руды (датчик 1) и циркулирующей нагрузке (датчик 2 и 3). Регулирующий блок управляет производительностью питателя, изменяющего нагрузку на мельницу.

Регулирование расхода воды в мельницу осуществляется также с учетом загрузки мельницы рудой, песками и текущим расходом воды. Регулирование гранулометрического состава слива классификатора осуществляется путем стабилизации плотности слива с коррекцией по песковой нагрузке [18].

2.6 Технико-экономические показатели

Производительность рабочего на добычу в сутки:

где V_СУТ - объем добычи в сутки, V_СУТ = 1404 м3;

П_ЯВ - явочное число рабочих, П_ЯВ = 50 человек;

Трудоемкость работ:

Расчет фондоотдачи по товарной продукции:

где Ф_ОСН - годовая стоимость основных фондов, Ф_ОСН = 78353 тыс.рублей;

V_Т - годовой объем товарной продукции, V_Т = 161019,6 тыс.рублей;

где ц - цена за 1 грамм золота, ц = 310 рублей.

Расчет фондоемкости:

Фондоемкость есть обратная величина фондоотдачи.

Расчет прибыли:

где ц - цена за 1 грамм золота, ц = 310 рублей.

Расчет фондоемкости:

Фондоемкость есть обратная величина фондоотдачи.

Расчет прибыли:

Общая рентабельность:

где ФОБ - нормируемые оборотные средства, ФОБ = 15670480 рублей.

Расчетная прибыль:

где Н - налог на прибыль, 24 % от прибыли, Н =9944065 рублей;

ПРЕН - фиксированные платежи, 10 % от прибыли, ПРЕН =4143360рублей;

ПКР - оплата за кредит, 15 % от прибыли, ПКР =6215041 рублей.

Расчетная рентабельность:

Капитальные затраты на 1 г годовой добычи золота определяем как:

де УК - сметная стоимость строительства карьера, УК = 1657684273 рублей (см. табл. 3.5);

Срок окупаемости капитальных вложений:

Т_ок = = 114703134/41433604= 2,1 года

дробление грохочение измельчение золотосодержащий

3. Техника безопасности, охрана труда и окружающей среды

Техника безопасности и охрана труда

Охрана труда - система обеспечения безопасности жизни и здоровья работников в процессе трудовой деятельности, включая правовые, социально-экономические, организационно-технические, санитарно-гигиенические, лечебно-профилактические и иные мероприятия. Конституция Российской Федерации, Трудовой кодекс, Основы законодательства РФ об охране труда, устанавливают гарантии осуществления права трудящихся на охрану труда, отвечающих требованиям сохранения жизни и здоровья работников[20].

Статьи из Конституции Российской Федерации[19]:

- Статья 7, п. 2.

.«В РФ охраняется труд и здоровье людей, устанавливается гарантированный минимальный размер оплаты труда, обеспечивается гос. поддержка семьи, материнства, отцовства и детства, инвалидов и пожилых граждан..».

- Статья 37, п. 3.

«Каждый имеет право на труд в условиях, отвечающих требованиям безопасности и гигиены, на вознаграждение за труд без какой бы то ни было дискриминации и не ниже установленного федеральным законом минимального размера оплаты труда».

- Статья 39, п.1.

«Каждому гарантируется соц.обеспечение по возрасту, в случае болезни, инвалидности, потери кормильца, для воспитания детей и в иных случаях, установленных законом».

- Статья 41, п.1.

«Каждый имеет право на охрану здоровья и медицинскую помощь.

- Статья 42.

«Каждый имеет право на благоприятную окружающую среду, достоверную информацию о ее состоянии и на возмещение ущерба, причиненного его здоровью или имуществу экологическим правонарушением».

Статьи из Трудового кодекса Российской Федерации[20]:

- Статья 212. Обязанности работодателя по обеспечению безопасных условий и охраны труда.

Администрация предприятий, учреждений, обязана обеспечивать надлежащее техническое оборудование всех рабочих мест и создавать на них условия работы, соответствующие единым межотраслевым и отраслевым правилам по охране труда, санитарным правилам и нормам, разрабатываемым и утверждаемым в порядке, установленном законодательством...

- Статья 215. Соответствие производственных объектов и продукции требованиям охраны труда.

Производственные здания, сооружения, оборудование, технологические процессы должны отвечать требованиям, обеспечивающим здоровые и безопасные условия труда...

Статьи из закона РФ «Основы законодательства РФ об охране труда»[21]:

В статьях 3,4,5,9 говорится о том, что государство заботится об улучшении условий и охране труда на предприятиях. Каждый работник имеет право на условия, отвечающие требованиям безопасности и гигиены, а администрация обязана внедрять современные средства безопасности, предупреждающие возникновение профессиональных заболеваний рабочих и служащих.

Анализ опасностей и вредностей

В проектируемом цехе дробления и измельчения руд имеют место следующие опасности и вредности:

1. Опасность получения травм при механическом воздействии. Это автотранспорт и различные движущиеся механизмы, в том числе дробилки, мельницы, барабанные вращающиеся грохота, кран- балки, клнвейеры и др.;

3. Опасность поражения электрическим током (электропроводка, электроприводы механизмов);

4. Опасность воздействия вибрации и различных шумов на производстве.

5. Опасность возникновения пожара.

Помимо этого, на предприятии должны быть соблюдены санитарно-гигиенические нормы по метеоусловиям. Особое внимание следует уделить освещению, отоплению и вентиляции цеха.

Рабочая площадка оператора, наблюдающего за подачей руды в дробилку и ее работой, должна иметь решетчатые металлические ограждения для предохранения от возможного выброса кусков руды из дробилок на площадку.

Для ликвидации зависаний горной массы над рабочим пространством дробилок на фабрике должны быть разработаны и утверждены техническим руководителем фабрики инструкции, определяющие методы, последовательность операции и приемы безопасного выполнения работ по ликвидации зависания.

При застревании в рабочем пространстве дробилок больших кусков руды их необходимо удалять из дробилки подъемными средствами со специальными приспособлениями. Извлекать или разрушать застрявшие в рабочем пространстве дробилки куски руды вручную запрещается.

Резку металла, попавшего в дробилку, необходимо осуществлять под наблюдением лица технического надзора по наряд-допуску, в соответствии с проектом организации работ.

На проведение работ, связанных со спуском людей в приемные воронки питателей и бункера для осмотра или проведения ремонтных работ, оформляется наряд-допуск, работы производятся в соответствии с проектом производства работ. При этом должны соблюдаться следующие требования:

а) бункер, его конструкции, надбункерные площадки и железнодорожные пути на этом участке должны быть полностью очищены от материала и проветрены. Организован контроль за состоянием воздушной среды в бункере;

б) обеспечено постоянное наблюдение лиц технического надзора и обязательное проведение инструктажа рабочих в соответствии с производственными инструкциями по безопасному ведению работ в бункерах;

в) на рабочих площадках приемных и транспортных устройств промежуточных бункеров, у механизмов бункерных затворов должны быть установлены предупредительные знаки, указывающие на проводимые внутри бункеров работы;

г) перед спуском рабочих в бункер необходимо остановить загрузочные и разгрузочные питатели, отключить их и повесить плакаты: «Не включать! Работают люди!», разобрать электрические схемы, обесточить приводы предыдущего и последующего технологического оборудования;

д) при невозможности предотвратить падение предметов в бункер, где проводятся работы, должны быть устроены надежные перекрытия, исключающие травмирование работающих в бункере людей;

е) бригада при работах в бункере должна состоять не менее чем из трех человек, двое из которых должны находиться в надбункерной части;

ж) должны применяться предохранительные пояса. Вдоль всего периметра приемного бункера (кроме подъездной части) должен натягиваться страховочный канат (трос) для подсоединения к нему страховочного пояса. Предохранительные пояса и страховочные канаты при эксплуатации должны не реже одного раза в течение 6 месяцев испытываться на статическую нагрузку 2250 кН в течение 5 мин и иметь клеймо с указанием даты последнего испытания. Запрещается привязывать трос или канат предохранительного пояса к рельсам железнодорожных путей, рамам челноковых конвейеров и разгрузочных тележек, а также к другому технологическому оборудованию;

з) работники обеспечиваются изолирующими СИЗ органов дыхания;

и) при возникновении опасности для работающих в бункерах людей их следует немедленно удалить;

к) внутри бункера для освещения должны применяться переносные лампы напряжением не выше 12 В.

В случае аварийной остановки дробилок под "завалом" разгружать и запускать ее следует по проекту производства работ, утвержденному техническим руководителем организации.

Перекрытия и площадки, на которых располагаются вибрационные грохоты, должны быть рассчитаны на вибростойкость. Грохота должны устанавливаться на виброизолирующие опоры, поглощающие вибрации, возникающие при работе оборудования.

На грохотах и дробилках должны быть предусмотрены защитные приспособления, предохраняющие людей от случайного выброса кусков руды:

а) для конусных дробилок - глухие съемные ограждения, кроме дробилок крупного дробления 1-й стадии, работающих под «завалом»;

б) для щековых дробилок - глухие съемные ограждения со смотровыми окнами, исключающие возможность выброса кусков руды из зева дробилки.

Рабочие, обслуживающие грохота, должны пользоваться противошумовыми наушниками.

Для наблюдения за работой щековой дробилки запрещается использовать площадки, предусмотренные по проекту для их обслуживания в период ремонта, смазки и т.д., устроенные на корпусах, в опасной близости к входу в ее рабочее пространство. Вход на такие площадки, должен быть ограничен дверью или калиткой, сблокированной с системой пуска дробилки.

Расчищать лотки электровибропитателей во время их работы, становиться на борта питателя, прикасаться к ним, а также очищать зазоры виброприводов запрещается.

При работе барабанного грохота запрещается:

- чистить перфорацию, производить чистку или замену роликов;

- эксплуатировать грохот со снятыми ограждениями.

Шуровка в выпускных отверстиях питателей, подающих руду на грохот, в загрузочных и разгрузочных воронках при работающих питателях и грохотах возможна только при наличии специальных приспособлений и устройств.

Расчищать лотки электровибропитателей во время их работы, становиться на борта питателя, прикасаться к ним, а также очищать зазоры виброприводов запрещается.

Очищать вручную разгрузочные воронки грохотов и спускать в них людей разрешается только при соблюдении настоящих правил.

Дробление руды, образующей при измельчении взрывоопасную пыль, должно проводиться с выполнением мероприятий, исключающих взрывы пыли.

Для предотвращения попадания металла в дробилки среднего и мелкого дробления, питающие их рудой ленточные конвейеры, должны быть оборудованы металлоискателями, извлекателями, магнитными шайбами и другими специальными приспособлениями.

Снимать металл с ленты конвейера и магнитного извлекателя, не выведенного из рабочей зоны, разрешается только после остановки конвейера и отключения магнитной системы.

Измельчение и классификация

При местном управлении пусковые устройства мельниц и классификаторов должны быть расположены таким образом, чтобы работник, включающий мельницу и классификатор, мог наблюдать за их работой.

Работать внутри мельницы разрешается только по наряду-допуску после выполнения всех установленных в нем требований безопасности согласно технологической карте (проекту производства работ).

Запрещается снимать гайки крышки люка или ослаблять их, когда мельница находится в положении люком вниз, закреплять болты кожуха улиткового питателя и кожуха зубчатого венца при работе мельницы.

При погрузке шаров в контейнеры место погрузки должно быть ограждено и вывешен плакат: «Опасно!». При подъеме контейнера люди должны находиться от него на безопасном расстоянии. Контейнеры загружают шарами до уровня на 100 мм ниже бортов.

В случае использования шаровых питателей, а также механизмов по загрузке стержней должны быть разработаны мероприятия, определяющие порядок их безопасной работы.

Для обслуживания классификаторов рабочие площадки необходимо располагать на уровне не менее чем 600 мм ниже борта ванны классификатора. Со стороны, противоположной ванне классификаторов, рабочие площадки оборудуют металлическими перилами высотой 1000 мм.

На классификаторах должны быть мостики (площадки) с перилами для безопасного обслуживания механизмов вращения и подъема спиралей или реек, а также ограждения элементов привода согласно требованиям настоящих Правил.

Вдоль всей площадки обслуживания на борту ванны классификатора необходимо устанавливать сетчатое ограждение (25Ч25) высотой не менее 300 мм.

3.1 Противопожарные мероприятия

На случай возникновения пожара должна быть обеспечена безопасная эвакуация людей из зданий и помещений обогатительной фабрики через эвакуационные выходы. Из каждого производственного здания должно быть не менее двух эвакуационных выходов.

Пожарная профилактика - это система организационных и технических мероприятий, направленных на обеспечение пожарной безопасности объектов.

По характеру защитного действия все пожарно-профилактические мероприятия можно разбить на две группы:

1. Мероприятия, направленные на устранение причин возможных пожаров.

2. Мероприятия, обеспечивающие успешную локализацию (ограничение) и ликвидацию (тушение) возникающих пожаров.

Вновь поступающие на работу рабочие проходят первичный инструктаж в пожарной охране, а в процессе работы -- повторный на рабочем месте с учетом особенностей пожарной опасности цеха. для каждого цеха разрабатываются противопожарные инструкции, которые обязаны выполнять все работающие лица.

Должны быть первичные средства пожаротушения, подходы к которым не должны загромождаться. Отводятся места для курения, для сбора и хранения обтирочного материала.

Работающий персонал должен знать правила поведения чрезвычайных ситуациях.

Рабочие площадки в цехах крупного дробления устанавливаются у бункерных питателей, вдоль ленточных и пластинчатых конвейеров, у хвостовых и приводных барабанов. У дробилок устанавливаются площадки на уровне загрузочной пасти с целью подхода к ней во время остановки для пропуска отдельных кусков или разгрузки забившиеся пасти дробилки. При конусных дробилках с такой площадки можно разбирать дробилку и регулировать разгрузочную щель. Для наблюдения за загрузкой предусматривается специальная площадка или кабина над дробилкой, часто на уровне привода пластинчатого питателя. Площадка должна быть также на уровне привода дробилки для доступа к подшипникам и электродвигателю, а также к смазочному устройству. При опускании эксцентрика вниз в дробилках крупного дробления площадка устраивается на уровне рельсов для выкатывания тележки с эксцентриком.

Удобные подходы проектируются к масляному хозяйству дробилок и мельниц, расположенных ниже верхнего обреза фундамента.

Во всех производственных, административно-конторских и бытовых помещениях должна быть предусмотрена вентиляция - естественная, механическая или смешенная. Поступление вредных выделений в воздух рабочих помещений и их распространение должны предотвращаться в первую очередь мероприятиями технологическими и строительными, например: процессы со значительным выделением пыли должны быть изолированы; оборудование (или части его), являющееся источником выделения пыли, должно быть укрыто и максимально герметизировано; при дроблении и транспорте пылящих руд необходимо применять обрызгивание их водой; производственные процессы, сопровождающиеся выделением ядовитых газов и пыли, должны быть максимально механизированы и производится в герметически замкнутой аппаратуре, как правило, под разрежением.

3.2 Охрана окружающей среды

Основными продуктами обогатительных фабрик, загрязняющими окружающую среду, являются: пыль, газы, сточные воды [22].

На участках пылевыделения (разгрузка руды из транспортных средств, перегрузка ее при транспортировании питателями и ленточными конвейерами, при грохочении и др.) эффективными мерами по обеспылеванию очагов образованию пыли являются применение рукавных фильтров, электрофильтров, мокрых пылеуловителей, специальных аспирационных систем, гидрообеспылевания.

Особенно...