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流程考察报告范本模板

选矿厂全泥氰化炭浸工艺(CIL)

流程考察报告

考察日期:

2012年三月二十二日至二十七日

考察项目:

1、磨矿车间一段磨矿的MQG2100*3000湿式格子型圆锥球磨机的磨矿效率。

2、磨矿车间的FG1500高堰式螺旋分级机的分级效率.

3、磨矿车间二段磨矿的MQY1500*3000湿式溢流型圆锥球磨机的磨矿效率。

4、磨矿车间的FX—150*4旋流器组的分级效率.

5、吸附车间的各浸出吸附槽的浸出吸附效果。

考察目标:

查找生产工艺流程中存在的问题并加以解决,以提高作业指标的稳定性。

本次选矿厂全泥氰化炭浸工艺流程考察工作于2012年三月二十二日9:

30开始8:

30结束,各取样点的分布如下:

其中①到⑧取样点考察浓度、细度进行流程计算,⑨和⑩(包括8个单独取样点)的取样点考察矿渣品位、贵液品位、氰化物浓度的变化趋势并进行选矿流程的质量计算.所采取样品均为该取样时间段内的综合样,具有代表性。

样品采集工作按照工艺流程的顺序及金属品位由低到高的原则进行。

 

选矿厂全泥氰化炭浸(CIL)工艺流程考察点分布示意图

原矿仓

1#磨机

分级机分级

旋流器分级

2#磨机磨机

尾矿泵排尾

⑩1#至8#浸吸槽的排矿

⑨中矿样

⑥溢流

⑧磨机排矿

⑦沉砂

②分级返砂

①原矿

浓密机

浸吸槽

④分级溢流

③磨机排矿

⑤泵池混合样

一、矿石真比重的测定

由于选矿厂的金矿石矿石比重随配比的变化而变化较大,因此考察该流程必须重新测定混合给矿的比重。

取烘干后的原矿样品500g,将其调制成矿浆并充分搅拌均匀后,导入1000ml的容量瓶中,并加水至刻度线,称重为1539g,矿浆重1316g;其中1000ml容量瓶净重223g,空瓶加水至1000ml刻度线称重为1221g,水的净重为998g,水的比重为998g/1000ml=0。

998g/ml,取其近似值1g/ml。

比重计算:

矿浆中的水量为1316—500=816g,水所占体积为816ml,矿浆中矿石所占体积为1000—816=184ml,矿石的真比重经计算为500/184=2.717g/ml。

二、一段磨矿的磨矿、分级效率的指标考察

分别采取原矿、分级机返砂,分级机溢流,1#磨机排矿的综合样品,采用浓度壶结合脱水烘干法测定各样品的浓度,采用标准筛筛析法测定—200目(74um)粒级的含量百分比,其数据如下表所示

一段磨矿分级流程的计算:

该取样时间段内平均给矿量为8。

95t/h,球磨机的单位容积生产能力(以新生成-200目粒级为计算粒级),计算公式如下:

q—---—按新生成-200目粒级计算球磨机的单位容积生产能力,t/(m³/h)

Q———1#球磨机的生产能力,t/(台*h)

β--—分级机溢流中—200目含量,%

α--—1#球磨机给矿中—200目含量,%

V—-—1#球磨机的有效容积,m³

球磨机新生成-200目的生产能力q=

=0.65t/(m³/h)

分级机的分级效率的计算公式如下所示:

E=

E———分级效率,%

α——-分级机给矿(球磨机排矿)中—200目含量,%

β--—分级机溢流中-200目含量,%

θ—--分级机返砂中—200含量,%

分级机的分级效率为

100%

=71.12%

分级机的返砂量及循环负荷率的计算公式为:

S---分级机的返砂量,t/h

C---球磨机的循环负荷率,%

α—-—分级机给矿(球磨机排矿)的-200目含量,%

β--—分级机溢流的-200目含量,%

θ--—分级机返砂的—200目含量,%

Q-——球磨机的给矿量,t/h

球磨机的返砂量为

=

=13.61t/h;

球磨机的返砂率为C=

=

=152。

10%

三、二段磨矿的磨矿、分级流程的指标考察

分别采取2#球磨机的给矿(旋流器组沉砂)、排矿、旋流器组溢流、泵池混合样采用浓度壶结合脱水烘干法测定各样品的浓度,采用标准筛筛析法测定—200目(74um)粒级的含量百分比,其数据如下表所示

二段磨矿分级流程的计算:

该取样时间段内平均,球磨机的单位容积生产能力(以新生成-200目粒级为计算粒级),计算公式如下:

q——--—按新生成-200目粒级计算球磨机的单位容积生产能力,t/(m³/h)

Q———1#球磨机的生产能力,t/(台*h)

C——-旋流器组的循环负荷率,%

β-—-2#球磨机排矿中-200目含量,%

α—-—2#球磨机给矿中-200目含量,%

V---2#球磨机的有效容积,m³

球磨机新生成—200目的生产能力为q=

=0.44t/(m³/h)

旋流器组的分级效率的计算公式如下所示:

E=

E———旋流器组的分级效率,%

α---旋流器组给矿(泵池混合样)中—200目含量,%

β-——旋流器组溢流中—200目含量,%

θ-——旋流器组沉砂中-200含量,%

旋流器组的分级效率为

100%

=67.75%

旋流器组的循环量及循环负荷率的计算公式为:

S—--旋流器组的沉砂量,t/h

C—--旋流器组的循环负荷率,%

α-——旋流器组给矿(泵池混合样)的—200目含量,%

β--—旋流器组溢流的—200目含量,%

θ——-分级机返砂的—200目含量,%

Q—-—球磨机的给矿量,t/h

旋流器组的循环负荷率为C=

=

=75。

74%

旋流器组的沉砂量为

=

=6。

78t/h;

四、浸出吸附工艺流程指标的考察

天目选矿厂200t/d全泥氰化炭浸工艺流程为双系列平行逆流吸附,每个浸出吸附系列为一级预浸,七级浸出吸附,其具体工艺流程如下图所示:

1#

1#

2#

2#

3#

3#

4#

5#

4#

5#

6#

7#

8#

6#

7#

8#

旋流器组溢流

尾矿

浓密机

中矿

浸出、吸附系统的浸出、吸附槽规格为φ3500*4000mm,单槽有效容积为33m³(共计16槽),总有效容积为528m³,有效容积的利用系数取90%,总利用有效容积为475m³。

以210t/d的原矿处理量计算,入浸矿浆的液固比为1.5,矿石真比重按平均2。

7计,总的理论浸出时间为:

=

=29h

氰化浸出、吸附工艺流程考察的取样点样品为各浸出、吸附槽的给矿、排矿样品,要求化验矿浆样品中矿渣、水相的含金量及氰化物的浓度变化情况,其具体各项数据明细如下表所示:

五、生产工艺流程分析

1一段磨矿分级系统

一段磨矿的新给矿的考察矿量为8.95t/h,—200目含量占5.45%,1#磨机新生成—200目的磨矿效率为0.61t/(m³/h),分级机的分级效率为71.12%,由于选矿厂所处理的矿石中含泥量较多,与矿石比重差异较大,在一定程度上影响了分级机的分级效果,分级机的返砂量相对较小,造成磨矿机的磨矿效率降低。

2二段磨矿分级系统

二段磨矿的2#磨机新生成-200目的磨矿效率为0.44t/(m³/h),旋流器组的分级效率为67.75%,二段磨矿的负荷主要取决以分级机溢流的浓度控制,旋流器的分级效率和二段磨矿的磨矿效果相互影响。

3全泥氰化浸出吸附系统

全泥氰化浸出系统采用的双系列平行一段预浸,预浸时间约3.5小时,七段边浸出边吸附的逆流吸附工艺,根据氰化浸出吸附流程中各取样点样品的化验数据及对各级浸出、吸附槽的浸出率、吸附率、回收率等选矿指标的计算后分析认为各级浸出槽、吸附槽的单级浸出率及浸出速度总体上呈下降的趋势,而吸附率则呈总体上升的趋势。

工艺流程在第七级至第八级浸出吸附槽的浸出效果显著下降,在该处浸出过程基本没有进行或明显减慢,而吸附过程因没有新产生已溶金进入贵液中,说明工艺过程浸出、吸附充分,已经能够满足生产工艺的需要。

在全泥氰化炭浸工艺中浸出和吸附基本同步进行,只是多增加了预浸作业,一般吸附时间是否充分主要取决于同一级的浸出过程进行的是否充分。

选矿厂的炭浸工艺流程在第七级浸出吸附槽浸出过程就已经基本结束,基本未新产生已溶金进入贵液中,因此将第二级浸出吸附槽改为预浸槽,减少一个吸附槽在浸出率、吸附率等工艺指标的实现上是可行的。

 

2012年3月28日

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