Золотоизвлекательная фабрика №2 по переработке сульфидной руды Олимпиадинского горно-обогатительного комбината ЗАО "Полюс"

Ознакомление с вещественным составом и физико-механическими свойствами руды Олимпиадинского месторождения. Рассмотрение аппаратурных схем и характеристика основного оборудования, применяемого для подачи, дробления и транспортировки сульфидной руды.

Рубрика Геология, гидрология и геодезия
Вид отчет по практике
Язык русский
Дата добавления 26.09.2014
Размер файла 2,0 M

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Из воздушного коллектора посредством задвижки через полый вал импеллера флотомашины в каждую камеру подаётся сжатый воздух, который в пульпе при вращении импеллера диспергируется на мелкие пузырьки и обеспечивает вынос полезных компонентов в пенный слой на поверхности пульпы. Пенный продукт основной флотации самотёком направляется на первую перечистку, а камерный продукт поступает в расположенные ниже пять камер контрольной флотации.

В головную камеру I контрольной флотации через разгрузочный карман дозируются бутиловый ксантогенат и вспениватель флотанол. Пенный продукт контрольной флотации самотёком направляется в зумпфы из которых песковыми насосами перекачивается в загрузочный карман первой камеры основной флотации. Камерный продукт II контрольной флотации самотёком через автоматический проотборник оступает в пульподелитель и затем на сгущение в трёх сгустителях диаметром 30 метров. Осветленный слив этих сгустителей направляется в оборот в отделение рудоподготовки.

Пенный продукт основной флотации с добавлением карьерной воды самотёком поступает на первую перечистку в четырехкамерную флотомашину ФПМ-16. Камерный продукт первой перечистки подаётся в загрузочный карман первой камеры основной флотации. Пенный продукт первой перечистки с добавлением карьерной воды направляется в зумпф, из которого песковыми насосами закачивается на вторую перечистку в загрузочный карман двухкамерной флотомашины ФПМ- 16. Пенный продукт второй перечистки является готовым продуктом узла флотации, который с добавлением транспортной карьерной воды стекает в зумпф, затем песковыми насосами перекачивается через автоматический проотборник в сгустители флотоконцентрата в цехе биоокисления. Слив данных сгустителей направляется в оборот в отделение рудоподготовки (или на сгущение хвостов флотации). Камерный продукт второй перечистки разгружается в зумпф, из которого песковыми насосами закачивается в загрузочный карман головной камеры флотомашины первой перечистки.

В результате флотационного обогащения перерабатываемая руда разделяется на два продукта: флотоконцентрат с высоким содержанием полезных компонентов и хвосты флотации с их низким содержанием.

3.6 Отделение бактериального окисления флотационного концентрата

Флотоконцентрат из отделения флотации и раствор флокулянта поступают в сгуститель. Для интенсификации процесса сгущения в сгуститель подается раствор флокулянта из дозирующей емкости. Слив сгустителя возвращается в отделение измельчения. Сгущённая пульпа флотоконцентрата эрлифтами через пульподелитель подаётся в контактный чан 100 м3.

В чане 25 м3 растворяются питательные соли. Раствор питательных солей из чана 25 м3 поступает в контактный чан 100 м3. Из контактного чана насосом пульпа флотоконцентрата закачивается в пульподелитель на 9 струй, который распределяет питание на первые три цепочки, в пульподелитель на четвертую цепь и пульподелитель - на пятую линию. Из пульподелителей пульпа флотоконцентрата с питательными солями поступает в головные реакторы биоокисления. Из сборник через мерные ёмкости по мере необходимости для поддержания pH пульпы (не выше 2,1) подаётся в реакторы серная кислота.

Из последнего реактора каждой линии биопульпа поступает на нейтрализацию в отделение сгущения хвостов флотации и нейтрализации биопульпы.

Характеристика основного оборудования применяемого для сгущения флотационного концентрата приведена в таблице 3.6.1, для бактериального окисления - в таблице 3.6.2

Таблица 3.6.1 - Характеристика сгустителя с центральным приводом СЦ-15А

Параметры

Значения параметров

Диаметр чана, мм

15000

Высота в центре, мм

4000

Площадь осаждения, м2

175

Механизм подъема граблин, мм

гидравлический

Высота подъема граблин, мм

300

Период вращения гребкового устройства, об/мин

7,5±15 %

Электродвигатель механизма подъема граблин

марка

АИР112МВ6

мощность, кВт

2,2

Электродвигатель механизма поворота граблин

марка

АИР90L6ПР

мощность, кВт

4

Таблица 3.6.2 - Характеристика реакторов для окисления флотационного концентрата

№ реактора

Высота, м

Диаметр, м

Геометрический объем, м3

Высота от уровня крышки до уровня слива, м

Рабочий объем реактора, м3

Материал

Кол-во и мощность эл. двигателей мешалки, штЧм2

1/1

10,5

7,7

488,7

1,25

442

Нержавеющая сталь марки 12Х18Н10Т

1Ч50

2/1

10,5

7,7

488,7

1,35

437

2Ч55

3/1

10,5

7,7

488,7

1,50

430

1Ч55

4/1

10,5

7,7

488,7

1,55

428

1Ч110

5/1

10,5

7,7

488,7

1,65

423

2Ч55

6/1

10,5

7,7

488,7

1,65

423

1Ч110

1/2

10,5

7,7

488,7

0,77

465

1Ч110

2/2

10,5

7,7

488,7

0,77

465

2Ч55

3/2

10,5

7,7

488,7

1,08

450

1Ч110

4/2

10,5

7,7

488,7

1,74

419

1Ч110

5/2

10,5

7,7

488,7

1,65

423

1Ч110

6/2

10,5

7,7

488,7

1,65

423

2Ч55

1/3

10,5

7,7

488,7

0,92

458

1Ч110

2/3

10,5

7,7

488,7

1,06

451

2Ч55

3/3

10,5

7,7

488,7

1,37

436

2Ч55

4/3

10,5

7,7

488,7

1,64

423

2Ч55

5/3

10,5

7,7

488,7

1,61

425

1Ч110

6/3

10,5

7,7

488,7

1,65

423

2Ч55

1/4

10,5

7,7

488,7

1,08

450

1Ч110

2/4

10,5

7,7

488,7

1,05

452

1Ч110

3/4

10,5

7,7

488,7

1,18

445

1Ч110

4/4

10,5

7,7

488,7

1,7

420

1Ч110

5/4

10,5

7,7

488,7

2,0

406

1Ч110

6/4

10,5

7,7

488,7

2,0

406

1Ч110

1/5

10,5

7,7

488,7

0,97

455

1Ч110

2/5

10,5

7,7

488,7

1,04

452

1Ч110

3/5

10,5

7,7

488,7

1,2

444

1Ч110

4/5

10,5

7,7

488,7

1,3

440

1Ч110

5/5

10,5

7,7

488,7

1,4

435

1Ч110

6/5

10,5

7,7

488,7

1,5

432

1Ч110

3.7 Отделение сгущения хвостов флотации и нейтрализации продуктов биоокисления

Получаемые на фабрике хвосты флотации самотеком поступают на сгущение, где распределяются через пульподелитель по 3-м сгустителям.

Для интенсификации процесса сгущения в сгустителя подают раствор флокулянта из емкости, который готовят в контактном чане.

Осветленная вода (слив сгустителей) собирается в зумпфе и насосами ГРАТ 700/40, перекачивается в коллектор оборотной воды цеха измельчения для повторного использования в процессе рудоподготовки и обогащения, а также на другие технологические нужды.

Сгущенный продукт эрлифтами через пульподелитель делится на три потока и далее 1/3 направляется на нейтрализацию биокека в емкость, а 2/3 потока сгущенных хвостов флотации откачивается на сорбционное цианирование в пачуки.

Нейтрализация биопульпы протекает в две стадии: первая - хвостами флотации в пяти последовательных чанах, вторая - известковым молоком при доведении pH пульпы до 10,5-10,8, в трех последовательных емкостях. Далее нейтрализованная биопульпа направляется в гидрометаллургическое отделение (ГМО-2) для последующего цианирования в чаны.

Характеристика оборудования для сгущения хвостов флотационного обогащения приведена в таблице 3.7.1, для нейтрализации биопульпы - в таблице 3.7.2.

Таблица 3.7.1 - Характеристика радиального сгустителя с центральным приводом Ц-30

Параметры

Значения параметров

Диаметр чана, мм

30000

Высота в центре, мм

5400

Площадь осаждения, м2

700

Механизм подъема граблин

гидравлический

Высота подъема граблин, мм

1500

Время одного оборота граблин, мин

12 - 23

Электродвигатель механизма подъема граблин

марка

4AM100S4 (1 шт.)

мощность, кВт

3,0

Электродвигатель механизма поворота граблин

марка

4ПБМ132. (2 шт.)

мощность, кВт

2,0

Таблица 3.7.2 - Характеристика чанов для нейтрализации биопульпы.

Параметры

Значения параметров

Диаметр, мм

3000

Высота, мм

4000

Рабочий объем, м3

25

Мощность электродвигателя перемешивателя, кВт

15

3.8 Гидрометаллургическое отделение

Для извлечения золота из продуктов обогащения сульфидной руды месторождения "Олимпиадинское" применяется ионообменная технология.

Участок сорбционного цианирования включает:

ь сорбционное цианирование нейтрализованной биопульпы (сорбция I);

ь сорбционное цианирование продукта смешения хвостов сорбции I и 2/3 частей сгущенных хвостов флотации (сорбция II).

Сорбция I

Включает две параллельно работающих линии, состоящие из 1 чана цианирования, 1 чана и 9 колонн для сорбционного выщелачивания.

Нейтрализованная биопульпа с участка сгущения и нейтрализации поступает через пульподелитель на цианирование в чаны, в которые из расходной емкости с помощью дозаторов подается раствор цианистого натрия. После цианирования пульпа подается эрлифтами через пульподелитель на сорбционное выщелачивание в чаны.

Дальнейшее сорбционное выщелачивание проходит по двум линиям в девяти последовательных колоннах, из которых в первые пульпа подается из чанов с помощью эрлифтов через пульподелитель. Далее поступает во вторые колонны, затем в третьи и т.д. до девятых. С последних колон сорбции I хвостовая пульпа эрлифтами откачивается в пульподелитель на II сорбцию. Раствор цианистого натрия подается в пятые и в восьмые сорбционные колонны.

Подача свежей отрегенерированной смолы осуществляется из накопительного бункера по колоннам противотоком. Во вторые колонны I сорбции подается насыщенная смола - выведенная с первых сорбционных колонн.

Сорбция II

Цианирование и сорбционное выщелачивание продукта смешения хвостов сорбции I 2/3 сгущенных хвостов флотации происходит по четырем параллельным линиям. Линии состоят из одной колонны цианирования, 8-ми сорбционных колон и одного сорбционного пачука.

Исходная пульпа в пульподелителе разделяется на 4 равных потока и направляется в колонны цианирования. Дальнейшее сорбционное цианирование проходит в 8-ми последовательных колоннах. Раствор цианистого натрия подается в первые колонны цианирования и в пятые колонны сорбционного выщелачивания.

Из последних колонн сорбционного выщелачивания пульпа поступает в замыкающий каждую линию сорбционный пачук. Далее выщелоченная и обеззолоченная пульпа выводится из сорбционных пачуков, объединяется и подается в пульподелитель, где разделяется на два потока, которые направляется на барабанные грохоты для отмывки хвостовой пульпы от смолы. Отмытая от пульпы смола с помощью эрлифтов подается в седьмые сорбционные колонны. Подрешётный продукт (хвостовая пульпа) с грохотов направляется самотеком на обезвреживание.

Подача свежей отрегенерированной смолы осуществляется:

ь из накопительного бункера в последние сорбционные пачуки;

ь из накопительного бункера в пятые сорбционные колонны.

Смола, выведенная из первых колонн II сорбции, направляется во вторые колонны I сорбции.

Насыщенная смола выводится из чанов и подается на инерционный грохот. Отмытая от пульпы на грохоте смола подается эрлифтом в цикл регенерации, а пульпа заводится назад в сорбционные чаны.

Выведенная с процесса сорбционного выщелачивания смола после отмывки от пульпы на инерционном грохоте поступает на двухстадиальную последовательную отмывочную операцию от илов на инерционных грохотах. Далее с грохота разделяется на два потока и направляется на концентрационные столы. На концентрационных столах от смолы отбивается тяжелая песковая фракция, которая отправляется на измельчение, а смола, как легкая фракция, с поверхности стола поступает в отмывочные колонны.

Кислотная обработка смолы

Отмытая от илов смола порциями перекачивается эрлифтом в регенерационную колонну. По окончании передвижки смолы из промывочной колонны в регенерационную колонну подается раствор, содержащий 3 % серной кислоты из емкости. При этом происходит замещение ионов цианидов кобальта, меди, частично железа на ион SO42-. Контроль колонны на определение pH осуществляется ежечасно. Момент окончания обработки определяется по достижению pH=0,1-1 или по заданному времени. Соотношение объемов смола-раствор составляет 1:2,5-3. Отработанный раствор объединяется с отработанным раствором после щелочной обработки и поступает на нейтрализацию в емкость.

Сорбция тиомочевины

После кислотной обработки смола порциями (0,2-0,3 м3/ч) эрлифтом перекачивается в регенерационную колонну для сорбции тиомочевины на смолу. Через слой смолы пропускают 1-2 объема сернокислого раствора тиомочевины. Цель операции сорбции тиомочевины - это подготовка смолы к десорбции золота. Контроль процесса производится ежечасным отбором проб отработанного раствора на определение содержания в нём концентрации золота и тиомочевины. Момент окончания обработки определяется по появлению тиомочевины в сливе колонки. Отработанный раствор направляется в емкость, далее в контактный чан, где доукрепляется и расходную емкость.

Десорбция золота

После сорбции тиомочевины смола порциями (0,2-0,3 м3/ч) эрлифтом перекачивается в регенерационную колонну для десорбции золота со смолы. Операция предназначена для извлечения золота из смолы в раствор, для получения концентрированного товарного регенерата. В виду меньшей скорости десорбции благородных металлов операцию проводят в 4-х последовательно соединенных колоннах с использованием принципа противотока. Операция производится кислым тиомочевинным раствором содержащим 3-3,5 % серной кислоты и 7-9 % тиомочевины. Исходным раствором для позиции является приготовленный кислый раствор из сборника. Раствор с емкости поступает в регенерационную колонку, слив с этой колонны эрлифтом перекачивается в регенерационную колонну и т.д. Пройдя все 4 колонны раствор обогащается золотом. В первоначальный период после загрузки регенерационной колонны смолой, если концентрация золота в товарном регенерате менее 150 мг/л, то его направляют в сборник для сорбции тиомочевины. При концентрации золота более 400 мг/л раствор направляют в сборник товарного регенерата. Контроль процесса - ежечасный отбор проб отработанного раствора на содержание золота в нём. Момент окончания десорбции золота определяется по достижению концентрации золота до 400 мг/л. Соотношение объемов смола-раствор - 1:3-4. По мере накопления товарного регенерата в сборнике он насосами перекачивается через фильтр-прессы и является исходным раствором для процесса электролиза.

Десорбция тиомочевины

После десорбции золота смола порциями эрлифтом перекачивается в регенерационную колонну для десорбции тиомочевины на смоле. После десорбции золота на поверхности смолы остается тиомочевина, которую необходимо возвратить в процесс. Для этого проводят отмывку смолы 2-3 % раствором серной кислоты подаваемой из емкости. Исходным раствором для процесса являются отработанные растворы регенерационной колонны. Отработанный раствор с регенерационной колонны направляется в сборник, далее в емкость и в сборник. По мере прохождения раствора серной кислоты через слой смолы концентрация тиомочевины в растворе увеличивается и в начале операции достигает максимального значения, а с течением времени убывает. Момент окончания обработки определяется по достижению концентрации тиомочевины 10-20 г/л. Контроль процесса проводится ежечасным отбором проб отработанного раствора на определение концентрации тиомочевины в нем. Соотношение объемов смола-раствор - 1:1,0-1,8.

Отмывка от кислоты

После десорбции тиомочевины в регенерационной колоне смола порциями (0,2-0,3 м3/ч) эрлифтами перекачивается в регенерационную колонну для отмывки смолы от кислоты. Отмывка смолы от кислоты необходима для возвращения кислоты в процесс, а также для уменьшения расхода щелочи в последующей операции. Отмывку проводят технической водой. Отработанный раствор с регенерационной колонны направляется в регенерационную колонну. По мере прохождения воды через слой смолы концентрация серной кислоты увеличивается и в начале операции достигает максимального значения и с течением времени - убывает. Момент окончания обработки определяется по достижению концентрации серной кислоты 10-15 г/л. Контроль процесса производится ежечасным отбором проб отработанного материала по определению концентрации серной кислоты в нём. Соотношение объемов смола-раствор - 1:1,0-1,5.

Щелочная обработка

После отмывки смолы от кислоты в регенерационной колонне, смола порциями (0,2-0,3 м3/ч) эрлифтом перекачивается в регенерационную колонну для щелочной обработки.

Обработку проводят 4,5-5 % раствором NaOH подаваемым из емкости. Исходным раствором является приготовленный щелочной раствор. По мере прохождения щелочи через слой смолы, концентрация щелочи увеличивается с минимального значения и с течением времени возрастает. Момент окончания обработки определяется по достижению концентрации щелочи 10-15 г/л. Контроль процесса производится ежечасным отбором проб отработанного раствора по определению концентрации щелочи в нем. Соотношение объемов смола-раствор - 1:2,5-3,0.

Отработанный раствор с регенерационной колонны объединяется с отработанным раствором регенерационной колонны и поступает в сборник для нейтрализации.

Отмывка от илов и щепы

Смола порциями по трубопроводу поступает в верхнюю часть промывочной колонны, далее в колонну.

Вниз колонны (в конусную часть) противотоком подается техническая вода из емкости. Илы (тонкоизмельченная глинистая составляющая руды) выносится из колонны потоком. Слив колонны направляется в неподвижный грохот и далее на обезвреживание в емкость, а смола АМБ-2Б на операцию кислотной обработки в колонны.

4. ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ И ОХРАНА ТРУДА

Процесс извлечения золота из первичных руд связан с воздействием на персонал ряда опасных и вредных факторов, а именно:

­ производственные вредности, связанные с применением, минерального сырья (руда, известь) и химических веществ;

­ шум и вибрация производственного оборудования;

­ взрывоопасность;

­ пожароопасность;

­ электроопасность;

­ воздействие теплового излучения;

­ опасность травматизма при проведении технологических процессов и обслуживании оборудования.

5. ИНДИВИДУАЛЬНЫЕ ЗАДАНИЯ

5.1 Усреднение руды на фабрике

Анализ геологических данных показывает, что содержание золота в руде по горизонтам карьера непостоянно. При этом для Олимпиадинского месторождения распределение золота в недрах близко к нормальному закону распределения.

Для нормального закона, задаваясь уровнем надежности , определяем квантиль, отвечающий уровню вероятности:

, (5.1.1)

Допустимое отклонение содержания компонента в руде выражается через стандартное отклонение выходного потока

(5.1.2)

Откуда:

(5.1.3)

Выходной поток связан с входным соотношением

(5.1.4)

где - стандартное отклонение входного потока;

- количество порций руды.

Соответственно:

(5.1.5)

Выразив в(5.1.5) через формулу (5.1.3) получим

(5.1.6)

Формулы (5.1.5) и (5.1.6) использованы для определения минимального объема руды в усреднительном складе.

Учитывая, что на ЗИФ должна поступать руда с дисперсией содержания золота в руде не более 0,1, проектом, для стабилизации качества руды, поступающей на ЗИФ, предусматривается устройство буферно-усреднительного склада открытого типа.

Объем штабеля склада определен исходя из необходимого числа порций руды (n), обеспечивающей достижение заданной степени усреднения:

n=(Dвх/Dвых)2, (5.1.7)

гдеDвых и Dвх - дисперсия содержания золота в грузопотоке руды,входящим на штабель и выходящим из штабеля.

Поскольку, по опыту работы золотодобывающих карьеров, отношение максимально допустимого значения среднеквадратичного отклонения содержания усредняемой руды в сменных и суточных объемах добычи к среднеквадратичному отклонению содержания в экскаваторных забоях изменяется незначительно, за порцию руды принимается суточный объем добычи. На средние условия (дисперсия 0,66), по формуле (5.1.7) получим, что объем штабеля должен быть не менее 900 тыс. т (n=43). Площадь штабеля около 30000 м2.

Учитывая, что с увеличением высоты штабеля, усреднение улучшается, проектом принимается максимальная высота штабеля равная 10 м, т. е. менее максимальной высоты черпания ЭКГ-5А, которые предусматриваются для отгрузки руды со склада.

Основание склада отсыпается скальными породами, поверхности придается уклон i=0,002 в сторону формирования, обеспечивающий сток воды. На спланированной поверхности склада слоем 0,3-0,5 м, формируется буферный слой из мелкой фракции для подготовки площади основания под отработку горно-транспортным оборудованием и четкого определения контакта по подошве склада. В зависимости от требуемого качества усреднения руды и сроков формирования склада, отсыпка производится наклонными и горизонтальными слоями или по комбинированной схеме. Выбор конкретного способа отсыпки производится после получения уточненных данных по качеству руды на планируемый период (квартал, год) и окончательно определяется на стадии формирования в зависимости от требования качества усреднения.

Распределение руды по складам, в зависимости от качественного состава руды производится геологической и технологической службой ГОКа, непосредственно перед началом работ и контролируется в процессе формирования.

Способ формирования штабеля горизонтальными слоями применяется для уменьшения сегрегации руды при формировании штабеля и большего сглаживания усредненного рудопотока принимается. При этом применяется площадная схема разгрузки автомобилей с планировкой конусов выгруженной руды бульдозером. Штабель представляет площадку условно разбитую на квадраты размером 10х10 м, в углах которых разгружаются автосамосвалы. Поскольку толщина слоя отсыпки руды в штабеле оказывает значительное влияние на степень усреднения ), проектом принимается толщина слоя планировки 0,3-1 м, число слоев 10-30.

Отгрузка руды со склада производится экскаватором ЭКГ-5 по направлению формирования, обеспечивая дополнительное усреднение по высоте черпанья экскаватора. Погрузка производится в Белазы грузоподъемностью 30т. На планировочных работах по складу - один бульдозер Д 275.

Склад состоит из четырех штабелей: один в разгрузке, другой в формировании, третий в резерве. Кроме того, предусмотрен четвертый штабель, для смешивания руд с резкими колебаниями содержания вредных компонентов.

Штабель №1 емкость 778 тыс. м3 или 2100 тыс.т.

Штабель №2 емкость 608 тыс. м3 или 1640 тыс.т.

Штабель №3 емкость 814 тыс. м3 или 2200 тыс.т.

Штабель №4 емкость 778 тыс. м3 или 2100 тыс.т.

Для сглаживания сезонных колебаний, которые характерны для глубоких карьеров из-за простоев при возрастании загазованности атмосферы в зимний период, ведения добычных работ в стесненных условиях, проектом предусматривается резервный штабель руд №4, емкостью около 1000 тыс. м3 или 2500 тыс.т.

В одновременной отработке может находиться до 5 складов. При этом каждый склад разделен на сектор формирования и отгрузки.

5.2 Компоновочные чертежи основного оборудования

Дробилка шнекозубчатая ДШЗ 1000 - 320А

Рисунок 5.2.1 - Эскиз шнекозубчатой дробилки ДШЗ 1000 - 320А

1 - корпус дробилки, 2 - редуктор, 3 - электродвигатель, 4 - зубчатый шнек, 5 - зубья шнека.

Таблица 5.2.1 - Техническая характеристика дробилки ДШЗ 1000 - 320А

Параметры

Значения параметров

Расстояние между осями шнеков, мм

1000

Ширина разгрузочной щели, мм

320

Наибольший кусок в исходном питании, мм

1200

Размеры загрузочного окна, мм

2360Ч1920

Частота вращения шнеков, об/мин

17,3

Производительность при заданной ширине разгрузочной щели, м3/час

400

Марка электродвигателя

ВА02-355М8

Мощность электродвигателя, кВт

2Ч200

Масса, т

81,318

Мельница мокрого полусамоизмельчения ММПС 7х7

Рисунок 5.2.2 - Мельница мокрого полусамоизмельчения ММПС 7х7

1 - цилиндрический барабан; 2,3 - торцевые крышки; 4 - разгрузочная цапфа; 5 - загрузочная цапфа; 6 - коренные подшипники; 7 - футеровочные плиты; 8 - тихоходный привод; 9 питающая течка; 10 - венцовая шестерня

Мельница шаровая с центральной разгрузкой МШЦ 5,0х8,4

Рисунок 5.2.3 - Эскиз мельницы МШЦ 5х8,4

1 - цилиндрический барабан; 2,3 - торцевые крышки; 4 - загрузочнаяя цапфа; 5 - разгрузочная цапфа; 6 - тихоходный привод; 7 - венцовая шестерня; 8 - коренные подшипники.

Таблица 5.2.2 - Техническая характеристика измельчительного оборудования

Параметры

ММПС 7,0Ч7,0

МШЦ 5,0Ч8,4

Внутренний диаметр барабана (без футеровки), мм

7000

5000

Длина барабана, мм

6790

8400

Рабочий объем барабана, м3

212

145

Частота вращения барабана, мин-1

12,9

14

Масса, т:

шаровой загрузки (максимальная), %

30

40

шаровой загрузки (минимальная), %

10

35

мельницы (без двигателя и шаров)

675

422

Электродвигатель:

мощность, кВт

4000

4000

частота вращения, мин-1

750

750

тип привода

СДМЗ 3-2-21-91

СДМЗ 3-2-21-49

Климатическое исполнение по ГОСТ 15150-69

УХЛ-4

УХЛ-4

Гидроциклон ГРЦ 500

Рисунок 5.2.4 - Эскиз гидроциклона ГРЦ 500

1 - Сливной патрубок, 2 - питающая труба, 3 - цилиндрическая часть, 4 - коническая часть, 5 - песковая насадка.

Таблица 5.2.3 - Техническая характеристика гидроциклона ГРЦ 500

Параметры

ГРЦ-500

Диаметр, мм (предельное отклонение ±2 %)

500

Угол конусности, град

20

Эквивалентный диаметр питающего отверстия, мм

130

Диаметр сливного отверстия, мм

150

Диаметр пескового отверстия, мм

80

Давление на вводе, МПа

0,5-1,5

Производительность по питанию с содержанием твердого 40 % при давлении 0,08 МПа, м3/час

165,5

Максимальная крупность слива, мм не более

0,2

Габаритные размеры

длина

900

ширина

1000

высота

2500

Масса, кг не более

363

Количество розеток, шт.

2

Количество штук в розетке

5

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Золотодобыча - сложный и ответственный бизнес. ОАО "Полюс Золото" сегодня - это: ведущая российская золотодобывающая компания, лидер отрасли; надежный бизнес-партнер, отличающийся безусловным выполнением планов и соблюдением обязательств, имеющий долгосрочные перспективы и проработанную стратегию роста производства и сырьевой базы; ответственная компания, обеспечивающая устойчивое социальное развитие и сохранение экологии в регионах присутствия; современная компания, соблюдающая высокие стандарты корпоративного управления и являющаяся привлекательным, надежным и высокодоходным объектом для инвестиций; инновационная компания, постоянно совершенствующая используемые технологии для сохранения и повышения конкурентных преимуществ.

Размещено на Allbest.ru


Подобные документы

  • Характеристика коренных золотосодержащих руд. Исследование обогатимости руды месторождения "Мурунтау". Расчет схемы дробления с выбором оборудования. Материальный баланс выщелачивание руды цианистым раствором. Расчёт рентабельности продукции и прибыли.

    дипломная работа [273,1 K], добавлен 29.06.2012

  • Условия применения и эффективность подземного механического дробления руды. Характеристика оборудования дробильных комплексов. Механизация дробления в условиях Горно-Шорского филиала ОАО "Евразруда". Выбор дробилки, классификация и область применения.

    курсовая работа [1,2 M], добавлен 01.11.2015

  • Геологическая характеристика месторождения. Анализ работы обогатительной фабрики. Изучение состава руды, технология ее переработки. Проектирование водоснабжения и хвостового хозяйства. Автоматизация системы контроля и управления технологическим процессом.

    курсовая работа [70,3 K], добавлен 23.01.2014

  • Общие сведения о районе разработки золоторудного месторождения. Основные технологические процессы: бурение взрывных скважин, экскавация горной массы, рекультивация. Карьерный транспорт. Обоснование параметров технологии усреднения качества руды.

    дипломная работа [333,0 K], добавлен 20.03.2011

  • Назначение процессов подготовки руды. Характеристика крупности исходной и дробленой руды. Разработка проекта отделений рудоподготовки с обоснованием и расчетом схемы используемого оборудования. Выбор грохотов и дробилок для разных стадий дробления.

    курсовая работа [515,9 K], добавлен 26.06.2011

  • Характеристика вещественного состава руд Волдинского месторождения. Выбор и обоснование технологической схемы обогащения, дробления и измельчения руды. Выбор основного и вспомогательного оборудования: дробилок, грохота, флотомашин, мельниц и сушилок.

    дипломная работа [231,4 K], добавлен 16.08.2011

  • Горно-геологическая характеристика месторождения. Производственная мощность и срок службы рудника по горным возможностям. Вскрытие залежи, проветривание и транспорт руды. Система разработки этажно-камерной системы с отбойкой руды вертикальными слоями.

    курсовая работа [1,4 M], добавлен 09.12.2014

  • Понятие железных руд, их классификация, химический состав и промышленные типы. Общая характеристика, структура и месторасположение основных видов месторождений железных руд. Анализ современных мировых тенденций по добыче и переработке железной руды.

    реферат [26,3 K], добавлен 02.06.2010

  • Система разработки с торцевым выпуском руды. Благоприятные условия для применения систем с подэтажной выемкой. Процессы очистных работ. Расчет параметров взрывной отбойки. Схемы отбойки руды скважинами. Выпуск, погрузка и особенности доставки руды.

    контрольная работа [249,8 K], добавлен 22.06.2011

  • Определение количества руды и металла в недрах с выяснением распределения запасов по отдельным сортам и по участкам месторождения. Определение качества руды и степени надежности и достоверности цифр подсчета запасов и степени изученности месторождения.

    презентация [2,1 M], добавлен 19.12.2013

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.