Проектирование цеха рудоподготовки

Размещено на http://www.allbest.ru/

ИРКУТСКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

Институт недропользования

Кафедра Обогащения полезных ископаемых и охраны окружающей среды им. С.Б. Леонова

Проектирование цеха рудоподготовки

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к курсовому проекту по дисциплине

Проектирование обогатительных фабрик

Выполнил студент

Г.С. Шалтыкова

Нормоконтроль

Е.А. Малишевская

Иркутск 2020 г



Содержание

Введение

1. Основные сведения о предприятии

2. Технологическая схема обогащения

3. Расчёт качественно-количественной и водно-шламовой схемы

4. Выбор и расчет технологического оборудования

4.1 Выбор и расчет оборудования для дробления

4.2 Выбор и расчет оборудования для измельчения

4.3 Выбор и расчет грохотов

4.4 Выбор и расчет гидроциклонов

Заключение

Список использованных источников



Введение

Современные обогатительные фабрики -- это автоматизированные и высокомеханизированные предприятия, проектирование которых, как и дальнейшее развитие связано с применением новых технологических процессов, высокопроизводительного оборудования, совершенствования технологических схем, обеспечивающих полную, комплексную и малоотходную или безотходную переработку горной массы.

В данном курсовом проекте рассматривается проект цеха рудоподготовки обогащения «Олимпиадинского» золотоносного месторождения. В работе выполнен расчет качественно-количественной, водно-шламовой схем и произведен расчет и выбор оборудования для отделения рудоподготовки. Составлен план-разрез цеха рудоподготвки с указанием расположения основного и вспомогательного оборудования.

цех рудоподготовка месторождение



1. Основные сведения о предприятии

Разработка Олимпиадинского месторождения ведётся открытым способом. Из карьера руда доставляется самосвалами на фабрику.

Месторождение Олимпиадинское расположено на северо-восточных отрогах Енисейского кряжа Средне-Сибирского плоскогорья в районе с глубокими узкими долинами. По административному делению эта территория относится к Северо-Енисейскому району Красноярского края. Районным центром является поселок Северо-Енисейский.

Климат района резко континентальный, с продолжительной и довольно сухой зимой и коротким жарким летом. Северо-Енисейский район по климатическим условиям приравнен к районам Крайнего Севера.

Топография площади месторождения представляет собой холмы с тонким почвенным покровом, низкие болотистые участки и долины. Участок месторождения находится на высоте от 640 до 700 м над уровнем моря.

Зимний период года с октября по апрель месяц включительно, нормативная нагрузка снегового покрова 200 кг/м2, средняя температура воздуха в июле +150С, в зимний период средняя температура воздуха - 430С, мерзлота очаговая, глубина сезонного промерзания на открытых местах достигает 2,5-3,0 м. Господствующее направление ветра юго-западное.

Промышленная площадка расположена на левом берегу ручья Безымянный, на окраине п. Еруда. Источником электроснабжения фабрики служит подстанция п.г.т. Северо-Енисейского. Потребность предприятия в хозяйственно-питьевой воде обеспечивается из водохранилища Оллокон, полезный объем которого 400 тыс. м3. Подъездными путями является авиатранспорт и автодорога.



2. Технологическая схема обогащения

Исходная руда крупностью 900 мм поступает на крупное дробление. Дробленый продукт крупностью 250 мм служит питанием для мельницы самоизмельчения. Известно, что при измельчении руды вследствие мягкости и высокой пластичности самородного золота его частицы более подвержены расплющиванию, чем разрушению. Следствием этого является образование чешуек, причем этот процесс усиливается при увеличении размера зерен золота. Такая форма крупных зерен ухудшает показатели гравитационного и флотационного обогащения, однако благоприятна для процесса цианирования золота. Поэтому в голове процесса выбрана операция самоизмельчения во избежание наклепа золота. Слив мельницы самоизмельчения подвергается грохочению в бутаре по следующим классам крупности: -100+70 мм, -70+12 мм и минус 12 мм.

Верхний класс подвергается мелкому дроблению. Дробленый продукт и класс крупности -70+12 мм подвергается доизмельчению в шаровых мельницах. На сливе мельницы установлена бутара для отсева техногенной «щепы». Измельченный продукт поступает на классификацию в гидроциклонах. Продукты классификации подвергаются раздельному обогащению.

Песковый продукт подвергается грохочению с целью отсева класса плюс 1,7 мм. Подрешетный продукт служит питанием для центробежной сепарации (Knelson). Тяжелый продукт тяжелой сепарации проходит перечистку на концентрационных столах с получением золотой головки.

Шламовый цикл предусматривает флотационное обогащение, предусматривающую основную флотацию с перечистными и контрольными операциями.

Технологическая схема обогащения золотосодержащего сырья, рекомендуемая для применения на ЗИФ-3 представлена на рисунке 2.1

Рисунок 2.1 - Технологическая схема



3. Расчёт качественно-количественной и водно-шламовой схемы

Задачей расчета качественно- количественной схемы является составление баланса по следующим показателям:

Выход продуктов от исходного питания схемы ,%.

Масса продуктов обогащения Q, т/ч, т/сут.

Извлечение ценного компонента в продукт обогащения ,%

Для составления баланса производится расчет:

а) Общего баланса по всей схеме

б) Расчет частных узлов снизу-вверх по схеме

В расчете схемы используются следующие балансы:

-баланс масс

баланс выходов

баланс металла

баланс извлечения

В таблице 3.1 представлены качественно-количественные и водно-шламовые показатели переработки руды месторождения «Олимпиадинское» с исходным содержанием золота в перерабатываемой руде 3,0 г/тонну.

Порядок расчёта водно-шламовой схемы

С помощью формулы определяется количество воды в продуктах и операциях с заданными значениями , при этом значения берутся из количественной схемы.

По уравнениям баланса определяется количества воды, добавляемые в отдельные операции и количества воды в отдельных продуктах.

По формуле подсчитывается отношение Ж : Т в операциях и продуктах, для которых значение не были заданы.

По формуле подсчитываем объём пульпы для каждого продукта.

Принимаем следующие обозначения:

- весовое отношение жидкого к твёрдому в операции или продукте (Ж : Т);

- количество воды в операции или продукте в единицу времени, м3;

- количество воды, добавляемой в операцию или к продукту в единицу времени, м3;

- удельный вес твёрдого в продукте - 2,5 т/м3;

- объём пульпы в продукте в единицу времени;

- влажность продукта, доли единиц.

Целью проектирования шламовой схемы является:

Обеспечение оптимальных отношений Ж:Т в операциях схемы;

Определение количества воды, добавляемой в операции или наоборот, выделяемой из продуктов при операциях обезвоживания;

Определение отношений Ж:Т в продуктах схемы;

Определение объемов пульпы для всех продуктов и операций схемы;

Определение общей потребности воды по обогатительной фабрике и составление баланса по воде.

Таблица 3.1 - Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы

№	Операция/продукты	Q, т/ч	г, %	в, г/т	е, %	Т, %	R, ж:т	W, м3/час	V, м3/час
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
	Измельчение I
	Поступает:
2	Дробленая руда	577,6	100,0	3,0	100,0	98,0	0,0	11,8	242,8
	Вода							235,8	235,8
	Итого	577,6	100,0	3,0	100,0	70,0	0,4	247,6	478,6
	Выходит:
3	Измельченная руда 1	577,6	100,0	3,0	100,0	70,0	0,4	247,6	478,6
	Итого	577,6	100,0	3,0	100,0	70,0	0,4	247,6	478,6
	Классификация в бутаре I
	Поступает:
3	Измельченная руда 1	577,6	100,0	3,0	100,0	70,0	0,4	247,6	478,6
	Вода							36,9	36,9
	Итого	577,6	100,0	3,0	100,0	67,0	0,5	284,5	515,6
	Выходит:
4	Класс +70 мм	33,9	5,9	3,5	6,9	90,0	0,1	3,8	17,3
5	Класс -70+12 мм	63,9	11,1	3,2	11,8	85,0	0,2	11,3	36,8
6	Класс -12+0 мм	479,8	83,1	2,9	81,3	64,0	0,6	269,5	461,4
	Итого	577,6	100,0	3,0	100,0	67,0	0,5	284,5	515,6
	Дробление II
	Поступает:
4	Класс +70 мм	33,9	5,9	3,5	6,9	90,0	0,1	3,8	17,3
	Итого	33,9	5,9	3,5	6,9	90,0	0,1	3,8	17,3
	Выходит:
7	Дробленая руда 2	33,9	5,9	3,5	6,9	90,0	0,1	3,8	17,3
	Итого	33,9	5,9	3,5	6,9	90,0	0,1	3,8	17,3
	Измельчение II
	Поступает:
7	Дробленая руда 2	33,9	5,9	3,5	6,9	90,0	0,1	3,8	17,3
5	Класс -70+12 мм	63,9	11,1	3,2	11,8	85,0	0,2	11,3	36,8
14	Пески г/ц 1 (2/3)	642,5	111,2	8,9	331,5	69,9	0,4	276,3	533,3
13	Класс +1,7 мм	32,5	5,6	3,1	5,7	95,0	0,1	1,7	14,7
20	Пески г/ц 2	250,3	43,3	9,0	130,0	65,0	0,5	134,8	234,9
	Вода							254,2	254,2
	Итого	1023,1	177,1	8,2	485,9	60,0	0,7	682,1	1091,3
8	Слив мельниц 2	1023,1	177,1	8,2	485,9	60,0	0,7	682,1	1091,3
	Итого	1023,1	177,1	8,2	485,9	60,0	0,7	682,1	1091,3
	Классификация в г/ц 1
	Поступает:
6	Класс -12+0 мм	479,8	83,1	2,9	81,3	64,0	0,6	269,5	461,4
8	Слив мельниц 2	1023,1	177,1	8,2	485,9	60,0	0,7	682,1	1091,3
	Вода							541,1	541,1
	Итого	1502,9	260,2	6,5	567,2	50,2	1,0	1492,7	2093,8
	Выходит:
9	Слив г/ц 1	539,1	93,3	2,3	70,0	33,3	2,0	1078,2	1293,9
10	Пески г/ц 1	963,8	166,9	8,9	497,2	69,9	0,4	414,4	800,0
	Итого	1502,9	260,2	6,5	567,2	50,2	1,0	1492,7	2093,8

Таблица 3.2 - Баланс общей воды

Поступает:	W, м3/час	Выходит:	W, м3/час
С дробленой рудой	11,79	Слив г/ц	1078,2
Измельчение I	235,77
Классификация в бутаре I	36,95
Измельчение II	254,24
Классификация в г/ц 1	541,15
Итого	1078,2	Итого	1078,2

Все приведенные данные в таблице 2.8 относятся к воде, потребляемой для технологических целей. Чтобы определить общую потребность воды для обогатительной фабрики, необходимо учесть еще расход ее на смыв полов, промывку аппаратов (в случае их остановки) и на другие нужды. Обычно при проектировании принимают, что общее потребление воды фабрикой на 10-15% превышает потребление воды для технологических целей, следовательно необходимый объем воды составит: 1078,2*1,15=1239,93 мі/сут

Удельный расход воды составит: 1239,93/577,6 = 2,15 мі/ч.

Качественно-количественная и водно-шламовая схема представлены в Приложении 1



4. Выбор и расчет технологического оборудования

4.1 Выбор и расчет оборудования для дробления

В каталоге объединенных машиностроительных заводов (ОМЗ) - «Горные оборудования» производительность дробилок представлена для руд средней крупности с насыпной массой 1,6 т/м3. Так как проектные условия отличаются, то введем поправочные коэффициенты. Ориентировочные поправки к производительности приведены в таблице 4.1.

Таблица 4.1 - Поправочные коэффициенты на условия дробления

Коэффициент	Значение
Коэффициент перехода от крупности питания к загрузочной пасти	1,15
Коэффициент, учитывающий крепость руды (f по Протодьяконову) Kf	1
Коэффициент, учитывающий влажность руды Kвл	1
Коэффициент kкр, учитывающий крупность руды	расч

Для последующего сравнительного анализа предварительно отбираем дробилки, соответствующие требованиям таблицы 2.10 Предварительный выбор дробилок приведен в таблице 4.2

Таблица 4.2 - Предварительный выбор дробилок

Модель	Ширина приемного отверстия, мм	Разгрузочная щель, мм	Объемная производительность, м3/час	Мощность, кВт	Масса, тонн	Данные для предварительного выбора дробилок
	B	I max	I min	Q max	Q min	W	M	i	B
Крупное дробление
Alta DCD4706	1600	300	150	860	400	160	116,8	161,29	1035
ККД-1500/180	1500	180		1520		400	406	161,29	1035
ЩДП 15х21	1500	180		600		250	233	161,29	1035
Мелкое дробление
КМД-3000Гр-Д	220	25	12	650	450	400	225	12,00	103,5
КМД-1750Гр-Д	130	20	9	200	135	160	51	12,00	103,5
КМД-2200Гр-Д	140	20	10	325	220	250	93	12,00	103,5

Окончательный выбор варианта дробильного оборудования производится в результате сравнительного технико-экономического анализа, исходные данные и результаты которого приведены в таблице 4.3

Таблица 4.3 - Сравнительный анализ вариантов установки дробильного оборудования

Модель	Параметры дробилки	Нагрузка на дробилку, м3/час	Количество	Характеристика варианта
	производительность, м3/час	масса, тонн	мощность, кВт		по расчету	выбранное число	масса, тонн	мощность, кВт	коэффициент загрузки
Крупное дробление
Alta DCD4706	537,85	116,8	160	566,73	1,05	2	233,6	320	0,53
ККД-1500/180	1634,41	406	400	566,73	0,35	1	406	400	0,35
ЩДП 15х21	913,98	233	250	566,73	0,62	1	233	250	0,62
Мелкое дробление
КМД-3000Гр-Д	625,91	225	400	17,33	0,03	1	225	400	0,03
КМД-1750Гр-Д	169,17	51	160	17,33	0,10	1	51	160	0,10
КМД-2200Гр-Д	278,87	93	250	17,33	0,06	1	93	250	0,06

Анализ технических условий предполагает учет факторов, влияющих на условия эксплуатации проектируемой технологической схемы, а также факторов, оказывающих опосредованное влияние на капитальные и эксплуатационные затраты. Учитываются особенности сопряжения дробилок разных стадий.

В конечном итоге, наш выбор пал на щековую дробилку с простым качанием щеки ЩДП 15х21. Из технико-экономических показателей дробилок крупного дробления при прочих равных условиях видно, что это дробилка имеет меньшие показатели по установленной мощности и массе по сравнению с другими моделями. Коэффициент загрузки равен 0,62, а для дробилок крупного дробления допускается снижения коэффициента до 0,6 -0,7.

4.2 Выбор и расчет оборудования для измельчения

Определяем производительность мельниц рудного самоизмельчения на основании результатов испытаний на мельнице рудного самоизмельчения промышленного размера, то есть основываемся на данных фабрики аналога, так как на ней используется мельницы самоизмельчения. Если размеры мельницы, на которой проводились испытания, не совпадают с размерами запроектированной мельницы, то производительность определяется по следующей формуле:

Qп = Qи,

где Qп - производительность запроектированной мельницы, т/ч;

Qи - производительность испытанной мельницы, т/ч;

Vп и Vи - объемы мельниц соответственно запроектированной и испытываемой;

Dп и Dи - внутренние диаметры соответственно запроектированной и испытываемой мельницы;

n - показатель степени равный 0,3.

В данном проекте испытанной мельницей является ММПС 70х70. При выборе и расчете оборудования для измельчения были рассмотрены модели мельниц следующих изготовителей:

- ОАО «ТяжМаш», г. Сызрань;

- ОМЗ - Горное оборудование;

- МК «УралМаш».

Технические характеристики данных мельниц взяты из официальных сайтов изготовителей, а также из справочника Андреева «Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению»

Таблица 4.4 - Сравнительный анализ вариантов установки мельниц самоизмельчения

Модель	Мощность двигателя, кВт	Масса мельницы , т	Q	N	Ки	Общая масса, т	Мощность, кВт
Эталонная мельница
ММПС 70х70	4000	820	634
Проектируемые мельницы
ММПС-50х34	630	200	150,99	4	0,96	800	2520
ММПС-57-18,5	800	250	140,38	5	0,82	1250	4000
ММС-87-26	3150	840	447,47	2	0,65	1680	6300
ММС-90x30	4000	820	516,71	2	0,56	1640	8000
ММС 95х29	4000	850	525,30	2	0,55	1700	8000
ММС-105х54	8000	1650	1387,75	1	0,42	1650	8000
ММПС 70х70	4000	820	634,00	1	0,91	820	4000

Из представленных типоразмеров мельниц выбрали мельницу ММПС-70х70. Выбранный вариант имеет более низкие показатели по потреблению электроэнергии, а коэффициент использования 0,91.



Таблица 4.5 - Сравнительный анализ вариантов установки шаровых мельниц

Модель	Кd	КкрКdКmКu	Удельная производительность по классу -74 мкм, т/м3 час	Производительность по твердому, т/ч	Выбранное количество	Общая масса, т	Установленная мощность, кВт	Коэффициент загрузки
1	2	3	4	5	6	7	8	9
МШЦ-900х1800	0,37	0,41	0,58	0,71	1440	7488	31680	1,00
МШЦ-1500х3100	0,50	0,55	0,77	4,66	220	5060	24200	1,00
МШЦ-2100х2200	0,60	0,66	0,93	8,28	124	4960	19840	1,00
МШЦ-2100х3000	0,60	0,66	0,93	11,21	92	4278	18400	0,99
МШЦ-2700х3600	0,69	0,76	1,06	26,22	40	3080	16000	0,98
МШЦ-3200х3100	0,76	0,83	1,16	35,04	30	2700	18000	0,97
МШЦ-3200х4500	0,76	0,83	1,16	50,97	21	2940	18900	0,96
МШЦ-3600х4000	0,80	0,88	1,24	60,99	17	2414	17000	0,99
МШЦ-3600х5500	0,80	0,88	1,24	83,01	13	2080	16250	0,95
МШЦ-4000х5500	0,85	0,93	1,31	109,16	10	2500	20000	0,94
МШЦ-4500х6000	0,90	0,99	1,39	161,69	7	2485	17500	0,90
МШЦ-4500х8000	0,90	0,99	1,39	216,86	5	2250	15750	0,94
МШЦ-5500х6500	1,00	1,10	1,54	297,45	4	2760	16000	0,86
МШЦ-5500х8000	1,00	1,10	1,54	364,96	3	1950	18900	0,93
МШЦ-7000х9000	1,13	1,24	1,74	763,86	2	2070	16800	0,67
МШЦ-5500х7500	1,00	1,10	1,54	345,97	3,00	2040,00	15000,00	0,99

Из представленных типоразмеров мельниц выбрали мельницу МШЦ - 7000х9000 в двух количествах. Выбранный вариант имеет более низкие показатели по потреблению электроэнергии, а коэффициент загрузки 0,67. Две мельницы обеспечат непрерывную работу при внезапной поломке одного из них.

4.3 Выбор и расчет грохотов

В операции грохочении обогатительной фабрики используются вибрационные грохоты в среднем и тяжелом исполнении, необходимая площадь грохочения которых рассчитывается по формуле:

,

где Q - производительность грохота по питанию, т/ч;

q - удельная производительность грохота, м3/(м2·ч);

k - коэффициент, учитывающий влияние мелочи;

l - коэффициент, учитывающий влияние крупности зерен;

m - коэффициент, учитывающий влияние эффективности грохочения;

n - коэффициент, учитывающий форму зёрен;

o - коэффициент, учитывающий влияние влажности;

p - коэффициент, учитывающий способ грохочения

Условия грохочения, поправочные коэффициенты расчет площади грохочения приведен в таблице 2.15.



Таблица 4.6 - Условия грохочения, поправочные коэффициенты и расчет площади грохочения

Условия грохочения, учитываемые коэффициентом	Коэффициент	Условие	Значения коэффициентов
Удельная производительность, м3/м2час (при заданном размере ячейки грохота, мм)	q	3	7,5
Содержание в исходном материале зерен размером менее половины отверстий сита, %	k	70	1,6
Содержание в исходном материале зерен размером более размера отверстий сита, %	l	60	1,32
Эффективность грохочения, %	m	90	1
Форма зерен	n	руда	1
Влажность материала	o	влажный	0,85
Способ грохочения	p	мокрое	1,4
Нагрузка на грохоты, м3/час			321,27
Необходимая площадь грохочения, м2			17,04

Предварительный выбор грохотов из каталога производится по допускаемой крупности исходного материала, числу ярусов сит и размеру отверстий сит. Последний параметр не является жестким ограничением. Результаты расчетов приведены в таблице 4.7

Таблица 4.7 - Результаты расчетов и выбор грохота

Модель	Крупность разделения, мм	Площадь сита, м2	Мощность привода, кВт	Масса, т	n расч	n оконч	Общая мощность, кВт	Общая масса, т
1	2	3	4	5	6	7	8	9
ГИЛ 053	0,1 - 15	0,515	0,55	0,21	33,09	34	18,7	7,14
ГИЛ 053	0,1 - 15	0,515	0,55	0,22	33,09	34	18,7	7,48
ГИЛ 11	0,1 - 20	1,275	1,5	0,44	13,37	14	21	6,16
ГИЛ 12	0,1 - 20	1,275	1,5	0,52	13,37	14	21	7,28
ГИЛ 13	0,1 - 20	1,275	1,5	0,58	13,37	14	21	8,12
ГИЛ 14	0,1 - 20	1,275	1,5	0,68	13,37	14	21	9,52
ГИЛ 21	0,1 - 30	2	3	0,76	8,52	9	27	6,84
ГИЛ 22	0,1 - 30	2	3	0,825	8,52	9	27	7,425
ГИЛ 23	0,1 - 30	2	3	1,1	8,52	9	27	9,9
ГИЛ 31	0,5 - 30	3,35	5,5	1,45	5,09	6	33	8,7
ГИЛ 32	0,5 - 30	3,35	5,5	1,7	5,09	6	33	10,2
ГИЛ 33	0,5 - 30	3,35	5,5	2	5,09	6	33	12
ГИЛ 42	0,5 - 40	5,55	11	2,4	3,07	4	44	9,6
ГИЛ 43	0,5 - 40	5,55	11	2,6	3,07	4	44	10,4
ГИЛ 51	0,5 - 40	8,14	15	2,65	2,09	3	45	7,95
ГИЛ 52	0,5 - 40	8,14	15	3,45	2,09	3	45	10,35
ГИЛ 53	0,5 - 40	8,14	15	4	2,09	3	45	12
ГИЛ 62	0,5 - 50	9,3	15	3,6	1,83	2	30	7,2
Окончательный выбор
ГИЛ 62	0,5 - 50	9,3	15	3,6	1,83	2	30	7,2

Из представленных моделей грохотов наш выбор пал на ГИЛ 62 в количестве 2 штук, так как технико-экономические показатели грохота отвечают нашим требованиям, а именно большой запас использования, оптимальные габариты по сравнению с другими моделями, а также меньшая установленная мощность.

4.4 Выбор и расчет гидроциклонов

Производительности гидроциклона по исходной пульпе рассчитываем по формуле:

V=3••••d•, /ч

где - поправка на угол конусности гидроциклона;

- поправка на диаметр гидроциклона;

- диаметр питающего отверстия, см;

d - диаметр шламового отверстия, см;

- давление на входе, МПа.

Исходные данные для расчета гидроциклонов представлены в таблице 4.8

Таблица 4.8 - Исходные данные для расчета гидроциклонов

Показатели	1 стадия	2 стадия
Плотность жидкой фазы, г/см3	1	1
Плотность твердого, г/см3	2,5	2,5
Содержание твердого в исходном питании, %	50,17	50,02
Питание, м3/час	2093,84	403,68
Производительность по пескам, т/ч	963,81	250,30
Давление на входе, МПА	0,1	0,1

Полученные данные приведены в таблице 4.9

Таблица 4.9 - Исходные данные для расчета и результаты расчетов

Модель	Производительность ГЦ, м3/час	Классификация 1	Классификация 2
		Выбранное количество	Нагрузка на песковое отверстие q, т/(см2 ч)	Проверка крупности номинального зерна в сливе	Выбранное количество	Нагрузка на песковое отверстие q, т/(см2 ч)	Проверка крупности номинального зерна в сливе
25	0,52	4009	1918,41	67,49	773	498,22	67,39
50	0,17	12303	852,63	35,90	2372	221,43	35,85
75	3,88	541	424,84	156,66	105	110,33	156,41
150	19,20	110	106,21	244,94	22	27,58	244,56
250	39,96	53	21,83	273,86	11	5,67	273,44
360	79,53	27	13,32	351,13	6	3,46	350,58
500	159,83	14	5,46	392,58	3	1,42	391,97
710	230,53	10	2,13	415,23	2	0,55	414,58
1000	403,43	6	1,96	541,41	2	0,51	540,57
1400	876,01	3	0,95	659,53	1	0,25	658,50
2000	1678,26	2	0,49	783,69	1	0,13	782,47

По результатам расчетов были выбраны гидроциклоны ГЦ 710.



Заключение

Под обогатительными предприятиями подразумевают, как правило, горные предприятия, которые осуществляют первичную переработку полезных ископаемых, превращая их в продукты, которые имеют техническую и практическую ценность.

Проектирование обогатительный предприятий - очень важная и ответственная задача, ведь от него во многом зависит безопасность, окупаемость и эффективность производства. Грамотно проведенное проектирование является залогом успешной деятельности предприятия.

В ходе выполнения курсового проекта был произведен расчет количественных показателей цеха рудоподготовки золотосодержащей руды месторождения «Олимпиадинское», выбрано и рассчитано основное и классифицирующее оборудование.



Список использованных источников

1. Баденикова Г. А. Проектирование обогатительных фабрик: учеб. пособие для специальности 09.03 "Обогащение полезных ископаемых" / Г. А. Баденикова, Н. И. Никольская. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2001. - 67 с.

2. Федотов К. В. Проектирование обогатительных фабрик: учеб. Пособие для специальности 09.03 «Обогащение полезных ископаемых»/ К. В. Федотов, Н.И. Никольская. - Иркутск. Изд-во ИрГТУ, 2005.

3. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрики/Под ред. О.С. Богданова, Ю. Ф. Ненарокомова, 2-е изд., перераб. и доп. М., Недра, 1984, с. 358.

4. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: В 2 кн./Редкол.: О. Н. Тихонов и др. - М.: Недра, 1988.-Кн. 1/В. Ф. Баранов, П. С. Вольфсон, П. И. Крупа и др.- с. 374: ил.

5. Клебанов О.Б., Шубов Л.Я., Щеглова Н.К. Справочник технолога по обогащению руд цветных металлов. М., «Недра», 1974, 472 с.

Размещено на Allbest.ru