Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы

Принцип работы всех типов оборудования, используемых для гравиометрической сепарации, заключается в том, что более плотные у частицы (золото, касситерит и др.) перемещаются сквозь флюидизированный слой более мелких частиц до тех пор, пока не становится возможным их скапливание и последующее извлечение.

Применение центробежной силы увеличивает разницу в плотности между более плотными и менее плотными частицами, что приводит к значительному повышению эффективности гравитационной сепарации. Слой частиц, собирающихся между кольцами на внутренней поверхности конуса, поддерживается во флюидизированном состоянии постоянным воздействием рыхлителей. Такое флюидизирующее действие в совокупности с большими центробежными силами, действующими на более плотные частицы, делает возможным постоянный взаимообмен между более плотными и более легкими частицами, в результате чего более плотные частицы аккумулируются между кольцами рядом с поверхностью конуса. Поскольку конструкция установки представляет собой конус, пульпа подвергается воздействию более значительных гравитационных сил, достигаемых посредством все повышающихся периферических скоростей по мере того, как она подталкивается кверху и выталкивается наружу, так что более мелкие золотые частицы собираются на верхних кольцах, в то время как более крупные частицы задерживаются на нижних кольцах.

Данные, полученные в ходе испытаний, показывают, что может быть получен очень высокий процент извлечения более крупного золота-при снижении процента извлечения по мере того, как золото становится более мелким.

Установка устанавливается непосредственно на любую плоскую платформу, сделанную из деревянных балок, цемента и др., включая мобильные платформы. Минимальные размеры платформы должны быть 2500 х 2500 мм. Очень важно также, чтобы платформа была совершенно ровной для обеспечения нормальной работы установки.

Максимальная производительность установки зависит. от характеристик твердого вещества, однако обычно составляет 30-50 м³/час сухой твердой первоначальной породы. Перед подачей первоначальной породы в установку необходимо добавить воду для получения пульпы с весовым содержанием твердого вещества примерно 20-40 %.

Подача первоначального материала в установку может осуществляться самыми разнообразными методами в зависимости от имеющегося оборудования и от условий конкретной местности.

С целью контроля количества твердого вещества, поступающего в установку, желательно измерять его поток. Простым методом измерения этой величины является заполнение мерного коллектора этим потоком с параллельным измерением времени, за которое происходит заполнение. Умножив найденную таким образом скорость потока на массовую долю твердого вещества, можно вычислить скорость переработки твердого вещества за единицу времени.

Загрузка материала в установку осуществляется с помощью лотков, или системы труб непосредственно в центральную трубу конуса. Загруженный материал подвергается немедленному воздействию центробежных сил и образует с помощью рыхлителей активизированный слой внутри конуса, кольца же при этом выполняют ту же роль, что и желобки в обычной установке гравитационной сепарации шлюзового типа.

Более плотные частицы концентрируются в нижней части активизированного слоя, то есть вдоль внутренней поверхности конуса, в то время как менее плотные выносятся из его верхней части и аккумулируются в лотках, расположенных по краям. Остаток пульпы поступает в хвосты.

Непрерывная эксплуатация установки рассчитана на период, не превышающий трех дней (в зависимости от содержания полезного компонента и масштабов работ), после чего установка должна быть остановлена (строго по инструкциям), а концентрат удален. Большинство пользователей проводят эту процедуру ежедневно.

При разгрузке установки в среднем извлекается около 250 кг пульпы или 100 кг сухого концентрата. Поэтому необходима его конечная очистка с применением вибрационных столов, а также, амальгамации и цианирования.

Идеальная скорость вращения установки 70-90 об/мин. Чтобы убедиться, что достигнута требуемая скорость вращения, достаточно наблюдая за створками концентрационного отсека, находящегося в основании конуса, подсчитать количество оборотов в минуту.

Расчет качественно-количественой схемы обогащения

Расчет количественной схемы обогащения выполняется с учетом следующих исходных данных:

часовая производительность промприбора = 80 м³ / ч;

выход фракции + 20 мм = 47 % ;

выход концентрата со шлюзов ШГН = 30 л / м² ;

коэффициент грохочения = 0,5 ;

выход концентрата на доводочном шлюзе = 5 % ;

выход подрешетного материала – 4 мм = 22,5 % .

Таблица 3.6.2- Расчет количественной схемы обогащения

Таблица 3.6.4- Баланс технологической воды

Таблица 3.6.5- Техническая характеристика промывочного прибора ПКБШ-100

Таблица 3.6.6- Техническая характеристика установки “Орокон”

Качественно – количественная схема обогащения промприбра

ПКБШ-100

3.7 Отвалообразование.

На промплощадке обогатительной установки пески складируются в рудном складе. Затем бульдозером на базе Т-170 равномерно подаются в бункер ПКБШ –100. Объем подачи песков - 1142400 м³. Галечный отвал продуктов обогащения песков формируется перегружателем 03П – 800, а затем разваловывается бульдозером на базе ДЭТ-1250 в выработанное пространство. Материал эфельного отвала складируется бульдозером на базе Т-170 в эфельный отвал-накопитель, после этого также разваловывается в выработанное пространство.

Общий объем галечного отвала из фракции +20мм

V_{+ 20} = А_г * W_{+ 20} * К ^г_кр =1142400 * 0,47 * 1,3 = 698006 м³

где W_{+ 20} - выход фракции гали + 20 мм, W_{+ 20} = 47 % ;

К^г_кр – коэффициент разрыхления гали, К ^г_кр= 1,3

Объем эфельного отвала

V_{- 20} = А_г * W_{- 20} * К ^эф_кр = 1142400 * 0,53 * 1,1 = 666019 м³

где W_{- 20} - выход фракции эфелей - 20 мм, W_{- 20} = 53 % ;

К ^эф_кр – коэффициент разрыхления эфелей, К ^эф_кр= 1,1

Общий объем отвала

V^о_общ = V_{+ 20} + V_{- 20} = 698006 + 666019 = 1364025 м³

Расчет необходимого количества бульдозеров на уборку гали и эфелей

Количества бульдозеров ДЭТ-250 на уборку гали

N ^г_б = V_{+ 20} / Q^г _б * N = 698006 / 258120 * 5 = 1 шт.

где Q^г _б - сезонная норма выработки бульдозера ДЭТ-250 на уборку гали, Q^г _б =258120 м³ (смотри пкнкт 3.1.2) ;

N - cрок отработки россыпи, N = 5 лет

Затраты на уборку гали в год.

Ц_уг = V¹₊₂₀ * Ц_дт = 139600 * 17 = 2373200 рублей;

где Ц_дт – стоимость затрат с1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_дт = 17 рублей (смотри таблицу 3.1.2.11);

V¹₊₂₀ – годовой объем гали, V¹₊₂₀ = 139600 м³

Количества бульдозеров Т-170 на уборку эфелей

N ^э_б = V_{- 20} / Q^э _б * N = 666019 / 180 * 5 = 1 шт.

где Q^э _б - сезонная норма выработки бульдозера Т-170 на уборку эфелей, Q^э _б =180тыс.м³ (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на уборку эфелей в год.

Ц_уэ = V¹_-20 * Ц_т1 = 133200 * 14.9 = 1984680 рублей;

где Ц_д1 – стоимость затрат с 1м³ для бульдозера Т-170, Ц_д1 = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);

V¹_-20 – годовой объем эфелей, V¹_-20 = 133200 м³

Общие затраты на отвалообразования.

Ц_гэ = Ц_уг + Ц_уэ = 2373200 + 1984680 = 4357880 рублей.

8. Водоснабжение горных работ.

В соответствии с требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения и норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи реки Хомолхо (Кадали-Макнтская терраса) принято оборотное водоснабжение промывочной установки ПКБШ -100.Для организации промывки песков принята система технологического водоснабжения внешнего типа с площадкой хвостового хозяйства на борту карьера.

Исходя из рельефа поверхности, горно-геологических условий, характера распределения запасов и порядка их отработки проектом определено наиболее рациональное место размещения очистных сооружений карьера в непосредственной близости от места производства работ у нижней границы запасов участка россыпи на отработанных площадях.

Необходимая вместимость технологического илоотстойника расчитывется исходя из объема промываемых песков, условий складирования хвостов, коэффициентов их разрыхления и набухания илисто глинистых частиц.

Расчет вместимости илоотстойника выполнен по формуле:

W_ил = V_п * Л { Кр + ( D – D_0.05) * 10 ^{- 2} * Кн } + Q^п/п_ч * q_т * t =

= 1142400 * 0.0816[1.1 +(10.2 – 3.8) * 10 ^{– 2} * 1.1]+ 80 * 5.75 * 19.5 = 118074 м³

где V_п -планируемый объем промывки песков, V_п = 1142400 м³;

Л - коэффициент, учитывающий условия складирования при расположении всего объема хвостов промывки на борту карьера на ранее нарушенных площадях, Л = 0,0816

Л = Лэ * D * 10 = 0.8 * 10.2 * 10 = 0.0816;

где Лэ - коэффициент эфельности, принят на основании качественно-количественной схемы обогащения песков на промприборе ПКБШ- 100, Лэ = 0.8;

D, D_0.05 -массовая доля в промываемых золотосодержащих песках фракции размером 1мм и илисто-глинистых частиц размером менее 0.05 мм, принята на основании гранулометрического состава исходных песков,

D =10.2 % и D_0.05 = 3.8 % ;

Кн -коэффициент набухания илисто-глинистых частиц, Кн = 1.1;

К_Р - коэффициент разрыхления складируемых пород, К_Р = 1.1;

Q^п/п_ч - производительность промывочною прибора, Q^п/п_ч = 80 м³ / ч

q_т – удельный расход технологической воды при промывке золотосодержащих песков, согласно принятой технологии обогащения.

q_т = 5.75 м³ / м³ ;

t - продолжительность работы промприбора в сутки , t = 19.5 ч ;

Необходимая вместимость илоотстойника технологического водоснабжения составляет - 120 тыс.м ³.

Емкость илоотстойника образуется за счет выемки, достигаемой бульдозерными работами ( ДЭТ-250), с размещением породы в насыпь ( среднее расстояние транспортирования 90 м) , образующей на поверхности совместно с отвалами отработки прошлых лет водоудерживающую толщу значительной мощности. Объем работ по сооружению непосредственно емкости отстойника (водонакопителя) составляет 120 тыс.м³.

С целью ограничения территории размещения эфельного отвала в нижней чести площади складирования хвостов сооружается оградительная дамба.

Высота плотины выбирается из условий полного размещения необходимого объема илоотстойника с учетом полной длины осаждения частиц. Высота дамбы равняется 5 метров.

Ширина гребня плотины

___ ___

b_п = 1.65 * √ H = 1.65 * √ 5 = 4 м,

Ширина плотины по низу

В_п = b_п + m₁ * H + m₂ * H = 4 + 1 * 5 + 1 * 5 = 14 м,

где m₁, m₂ - заложение мокрого и сухого откоса плотины, m₁ = 1, m₂ =1;

Объем пород, укладываемые в тело плотины.

V_пп = (b_п + В_п) * Н * L_п / 2 = (4 + 14) * 5 * 100 / 2 = 4500 м³;

Определяем затраты на сооружения дамбы.

Ц_сд = V_пп * Ц_дт = 4500 * 17 = 76500 рублей;

где Ц_дт – стоимость затрат с1м³ для бульдозера ДЭТ-250, Ц_дт = 17 рублей;

Для безопасной эксплуатации очистных сооружений карьера и предупреждения возможных аварийных ситуаций в период ливневых дождей, проектом предусмотрен значительный объем дополнительной вместимости отстойника, что гарантирует предотвращение аварийного сброса сточных вод с территории системы технологического водообеспечения карьера в результате ливней.

Основные параметры очистных сооружений обогатительной установки приведены в таблице 3.8.1

Таблица 3.8.1- Параметры очистных сооружений

Расчет насосной установки.

Выбор насоса осуществляется за счет часовой производительности промприбора ( 438 м³/ ч смотри пункт 3.6) и величины напора.

Определяем величину необходимого напора насоса.

Н = Н_в + Н_н + h_в + h_м + h_ост = 1.5 + 35 + 1.4 + 0.1 + 5 = 43 м

где Н_в – высота всасывания воды насосом, Н_в = 1.5 м;

Н_н – высота нагнетания воды, Н_н = 35 м;

h_в – потери напора на трение по длине трубопровода, h_в = 1.4;

h_м – местные потери напора, h_м = 0.1;

h_м = (0.05 – 0.1) h_в = 0.1 * 1.4 = 0.1 м;

h_ост – остаточный напор в конце пульповода, h_ост = 5 м.

При необходимом напоре 43 м и производительности промприбора 438 м³/ ч

выбираем насос типа Д 500 – 65.

Определяем диаметр трубопровода.

______________ _____________

Д = 1.128 √ Q^п/п_в / 3600 * V_в = 1.128 √ 438 / 3600 * 2 = 278 мм;

Q^п/п_в - расход воды промприбором, Q^п/п_в = 438 м³ / ч;

V_в – скорость воды в трубопроводе, V_в = 2 м/с.

Принимаем стандартное значение труб 299 мм.

3.10 Охрана природы.

3.10.1 Охрана водных ресурсов.

В соответствии с требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения и норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи реки Хомолхо (Кадали-Макнтская терраса) принято оборотное водоснабжение промывочной установки

ПКБШ -100.

Определяем расход сточных вод по формуле:

Q_сточ = N_сточ * А = 0.7 * 0.015 = 0.01 м³/с

где N_сточ – норматив по сбросу сточных вод, N_сточ = 0.7 м³/м³;

А – производительность карьера, А = 0.015 м³/с

Определяем мутность сточных вод.

С_сточ = ε * μ * А * ρ / Q_сточ= 0.01 * 0.02 * 0.017 * 2650000 / 0.01 = 901 г/м

где ε- доля частиц которые выносятся из водоема, ε = 0.01;

μ – коэффициент глинистости пород, μ = 0.02;

ρ- плотность взвесей, ρ = 2650000 г/м³.

Рассчитываем предельно допустимую концентрацию.

ПДК = [С_д * (Q_мин * d / Q_сточ)] + С_пр = [ 0.25 * ( 0.73 * 0.4 / 0.01) + 7] = 14.3 г/м³

где С_д – допустимое увеличение концентрации взвеси в реке, С_д = 0.25 г/м³;

Q_мин – минимальный расход воды, Q_мин = 0.73 м³/с;

С_пр – природные концентрации взвеси в реке, С_пр = 7 г/м³;

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0.4;

d = 1 – В / 1 + ( В * Q_мин / Q_сточ) = 1 – 0.02 / 1 + ( 0.02 * 0.73 / 0.01) = 0.4

где В - коэффициент учитывающий условия смещения, В = 0.02;

где L – расстояние по фарватеру разбавляющего водостока, L = 500 м;

а- коэффициент, учитывающий гидравлические условия смещения, а = 0.5;

________ ___________

а = Е * Y √ Е_д / Q_сточ = 1 * 1.3 √ 0.0016 / 0.01 = 0.5

где Е – условия выпуска сточных вод, Е = 1;

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1.3;

Е_д – коэффициент турбулентной диффузии, Е_д = 0.0016;

Е_д = V_с * Н_с / 200 = 0.46 * 0.68 / 200 = 0.0016;

где V_с – скорость водного потока, V_с = 0.46 м/с;

Н_с – глубина водного потока, Н_с = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс.

ПДС = ПДК * Q_сточ = 14.3 * 0.01 = 0.143 г/м³

Определяем долю частиц которую необходимо осадить.

Ч = С_сточ - ПДК / С_сточ = 901 – 14.3 / 901 = 98%

Размер частиц которую необходимо осадить при 98 % будет 0.005 мм.

Определяем длину осаждения частиц.

L_ос = V_с * Н_ос / U – U_вз = 0.0004 * 2.5 / 0.000008 - 0.00000001 = 125 м;

где V_с – скорость транзитного потока, V_с = 0.0003 м/с;

Н_ос – глубина транзитного потока, Н_ос = 2.5 м;

U- скорость осаждения частиц данного размера, U = 0.000008 м/с;

U_вз – взвешенное состояние движущих частиц, U_вз = 0.00000001

V_с = Q_сточ / К_тр * В_ос * Н_ос = 0.01 / 0.3 * 30 * 2.5 = 0.0004 м/с

где К_тр – коэффициент транзитности, К_тр = 0.3;

В_ос - ширина транзитного потока, В_ос = 30 м.

U_вз = 4 * n * V_с² / Н_ос^0.2 = 4 * 0.018 * 0.0004² / 2.5 ^0.2 = 0.00000001

где n – коэффициент шероховатости, n = 0.018.

Длина отстойника.

L_о = L_ос * К_з = 125 * 1.1 = 140 м.

где К_з – коэффициент запаса, К_з = 1.1

Илоостойник сооружается оградительными дамбами со следующими параметрами:

высота дамбы 5 м;

ширина гребня 4 м;

углы заложения откосов 45 градусов;

объем 120000 м³

3.10.2 Рекультивация нарушенных земель.

4 Энергоснабжение.

4.1 Расчет электроснабжения участка горных работ.

Таблица 4.1 - Расчет потребности мощности и расхода электроэнергии.

Расчет электрических нагрузок и определение мощности трансформаторных подстанций.

Расчетная активная нагрузка.

Р_расч = Р_пом * К_с , кВт

где К_с – коэффициент спроса электрооборудования;

Р_пом – активная номинальная мощность двигателей главных преобразовательных агрегатов, квт.

Расчетная реактивная нагрузка.

Q_расч = Р_расч * tg , кВар,

где tg  – коэффициент мощности однородных приемников.

Полная расчетная нагрузка.

___________________ _______________

S_расч = К_р √ ( ∑ Р_расч)² + ( ∑ Q_расч)² = 0.9√ (1803)² + (236)² = 1820 кВа,

где К_р – коэффициент равномерности в нагрузке, К_р = 0.9;

На участке находится обогатительная установка и мощные технологические установки относящиеся к электропотребителям первой категории.

При этом необходима установка двух трансформаторов, которые при выходе

одного из строя второй обеспечить 75% общей нагрузки.

Номинальная мощность трансформатора.

S _{ном тр} >= 0.75 S_расч ,

S _{ном тр} >= 0.75 * 1820 = 1365 кВа.

Исходя из расчетных данных принимается двухтрансформаторная подстанция с трансформатором типа ТМ – 2500 / 35.

Расчет воздушных линий и кабельных сечений на участке.

Выбор сечения проводов и кабелей по нагреву токами и сравнения расчетного тока с допустимыми токами.

Расчетный ток нагрузки для определения сечения проводов питающих подстанцию.

__

I_расч = S_расч / √ 3 * U_ном = 1820 / 1.7 * 35 = 30 А;

где U_ном – номинальное напряжение сети, U_ном = 35 кВ.

Определение сечения провода по экономической плотности тока.

S = I_расч / j = 30 / 1,1 = 28 мм²;

где j - экономической плотности тока, j = 1.1 а / мм²;

Выбираем ближайшее стандартное значение 50 мм². Марка провода АС – 50.

I_доп = 210А > 37А.

Проверка линии на потерю напряжения.

Потеря напряжения в трехфазной сети определяется.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 1.7 * 30 * 40 * (0.46 * 0.7 + 0.44 * 0.37) * 100 / 35000 = 2.8%,

где L – длина линии, 40 км;

r_o, x_o – активное и индуктивное сопротивление 1 км. линии, r_o = 0.46, x_o= 0.44;

Потери напряжения в проводах допускается не выше 10%.

Расчет линий ведущих к электроприемнику с напряжением 6 кВт.

Расчетный ток нагрузки.

29-04-2015, 00:28