Деятельность золотоизвлекательной фабрики по переработке руды месторождения «Мурунтау»

Введение

золото технология извлечение измельчение

Золото относится к благородным металлам, называющимся так вследствие его химической инертности (стойкости) по отношению к другим соединениям. Благодаря этому свойству, а также неизменяемости внешнего вида и массы, золото с развитием товарного хозяйства приобрело значение денег. При этом вначале в качестве денег использовалось серебро, но затем с увеличением товарооборота, его усложнением и расширением, серебро было вытеснено более дорогим золотом.

Содержание золота в земной коре очень низкое — 3 мкг/кг, но месторождения и участки, резко обогащённые металлом, весьма многочисленны. Золото содержится и в воде (и в морской, и в речной), 1л воды несёт примерно 4*10?9 г золота.

В природе известны 15 7золотосодержащих минералов: самородное золото с примесями серебра, меди и др., электрум Au; порпесит AuPd; медистое золото, бисмутоаурит (Au, Bi); родистое золото, иридистое золото, платинистое золото. Остальные минералы представлены теллуридами золота: калаверит AuTe2, креннерит AuTe2, сильванит AuAgTe4, петцит Ag3AuTe2, мутманит (Ag, Au) Te, монтбрейит Au2Te3, нагиагит Pb5AuSbTe3S6.

Золоторудные месторождения возникают преимущественно в районах развития гранитоидов, небольшое их количество ассоциирует с основными и ультраосновными породами. Золото образует промышленные концентрации в постмагматических, главным образом гидротермальных, месторождениях. В экзогенных условиях видимое золото является очень устойчивым элементом и легко накапливается в россыпях. Однако субмикроскопическое золото, входящее в состав сульфидов, при окислении последних приобретает способность мигрировать в зоне окисления. В результате золото иногда накапливается в зоне вторичного сульфидного обогащения.

В настоящее время успешно решаются задачи более полного и комплексного извлечения драгоценных металлов из руд россыпных и коренных месторождений. Широким фронтом ведутся работы по извлечению тонковкрапленного золота из упорных сульфидных, углистых и мышьяковистых руд.

По мере увеличения добычи золота приходится вовлекать в переработку более упорные руды с низким содержанием золота Целью дипломного проектирования является практическое применение навыков расчетов, умения пользования литературой и, в конечном итоге, знаний, накопленных за время обучения в университете на примере технологии извлечения золота из насыщенной смолы и гравиоконцентрата.

Отечественная и зарубежная практики обогащения

Технология переработки золото-урановых месторождения Витватерсранд (ЮАР). Ширина рудоносного поля составляет 25—50 км, иногда более 100 км. Содержание золота в рудах изменяется от 10—17 до 30 г/т. Кроме золота, эти руды обладают крупнейшими в мире запасами урана, с содержанием его 0,024—0,03%. Руды содержат в основном кварцевую гальку размером от 5 до 50 мм и слюдистые кварциты. Основные цементирующие минералы — кварц (70—80%), серицит, хлорит, пирофиллит и сульфидные минералы (пирит, халькопирит, пирротин), а также турмалин, рутил, монацит, циркон. Уран в руде присутствует в виде тонкодисперсного уранинита UO2 в прослойках углистого вещества. Кроме него, в руде встречается тухолит — органическое соединение U, Тh, Pb и TR. Применение комбинированных процессов (гравитационных, флотации и гидрометаллургии) позволяет получать, кроме золота, серебра и платиновых металлов, также уран и пирит, который является сырьем для производства серной кислоты, используемой затем для выщелачивания урана. Золото в конгломератах имеет крупность —0,1 мм и хорошо освобождается при измельчении в рудногалечных мельницах до 60—80% класса —0,074 мм. В цикле измельчения гравитационными методами улавливается до 40—70% золота. После измельчения руда направляется на цианирование, а хвосты — на ураново-сульфидную флотацию, которая проводится при рН 6 с подачей ксантогената (90 г/т), дитиофосфата (10—15 г/г) и пенообразователя (10— 20 г/т). Потери золота с хвостами флотации достигают 0,19 г/т. Из флотационного концентрата уран извлекают раствором серной кислоты, а из осадка после выщелачивания флотацией получают кондиционный пиритный концентрат, который после извлечения из него золота цианированием направляется на сернокислотное производство, где из него получают серную кислоту для выщелачивания урана. В качестве гравитационных аппаратов на фабрике применяют плоские столы — разновидность шлюзов непрерывного действия.

Исходные золотоносные месторождения Сьера де Жакобина перерабатываются на фабрике «Канавиерас де Жакобина». Исходный конгломерат после грохочения на классы —12 и +12 мм направляется: класс —12 мм на дробление, а класс + 12 на рудоразборку, где отбираются пустая порода и куски крупностью +75 мм, которые являются измельчающей средой при измельчении класса —12 мм. После измельчения золото извлекается на концентрационном столе на 70—72% исходной руды. Хвосты столов направляются на цианирование, где извлекается до 23—25% золота. Полученный золотосодержащий гравитационный концентрат доизмельчается и подвергается доводке амальгамацией. При содержании золота в исходном конгломерате не менее 15 г/т общее извлечение его по схеме достигает 95—97%.

Золотоизвлекательный завод Муссельвайт (Канада) Месторождение с запасами руды 9,7 млн. т содержит в среднем 5,62 г/т золота.

Руды коренные, первичные, силикатные, доминируют вулканические породы — грано-гарнит-амфиболы, которые отличаются очень высокой плотностью — до 3,3 т/м3. Золото самородное, ассоциировано в кварце. На месторождении различают четыре рудных тела, одно из которых сосредотачивает 80% запасов.

Проектная производительность рудника 3300 тонн руды в сутки или 1,2 млн. тонн в год с выпуском 6,2 т золота ежегодно.

Переработка руды осуществляется по гравитационно-сорбционной технологии. Исходная руда подвергается дроблению в две стадии — в щековой и конусной дробилках до крупности 80% класса — 25 мм. Измельчение дробленой руды осуществляется в две стадии в стержневой и шаровой мельницах до крупности 80% класса — 0,09 мм. Шаровая мельница работает в замкнутом цикле с гидроциклонами, часть песков которых направляют в цикл гравитации.

Гравитационное обогащение осуществляют в концентраторе Knelson диаметром 750 мм, перед которым установлено неподвижное шпальтовое сито. Надрешетный продукт сита и хвосты концентратора Knelson возвращают в цикл измельчения. Гравитационный концентрат разгружают один раз в сутки и перечищают на концентрационном столе с получением «золотой головки», направляемой на плавку.

Слив гидроциклонов после сгущения до 50% твердого направляют в цикл цианирования в течение 32 часов в четыре реактора. Растворенное золото сорбируют активированным углем в шести реакторах. Насыщенный уголь подвергают десорбции с получением золотосодержащего раствора — элюата.

Десорбированный уголь активируют в вертикальной печи, работающей на пропане. Золотосодержащие растворы пропускают через электролитические ванны с катодами из нержавстальной «ваты», на которую осаждается золото. Катоды с золотосодержащим осадком промывают, отжимают, фильтруют и после добавления «золотой головки» и флюсов сплавляют с получением слитков лигатурного золота Доре. Извлечение золота от руды составляет 90%.

Обезвреживание хвостов переработки осуществляют методом продувки газообразным сернистым газом. Хвосты направляют в хвостохранилище, осветленная вода которого используется для водооборота. Излишки воды перетекают в пруд-отстойник.

Многовершинная ЗИФ (Хабаровский край) Месторождение разрабатывают преимущественно подземным способом. Метод отбойки с подэтажным обрушением.

Исходную руду автосамосвалами КрАЗ доставляют в приемный бункер ЗИФ, откуда пластинчатым питателем подают на колосниковый грохот, надрешетный продукт (+200 мм) которого направляется в щековую дробилку ЩДП-900×1200. Дробленая руда крупностью -200 мм поступает в бункер главного корпуса, откуда подается на измельчение в два блока, включающих каждый мельницу самоизмельчения ММС-70×23, работающую с шаровой мельницей МШР-36×40. Мельницы «Каскад» первоначально были оснащены бутарами сеющего типа с отверстиями 10 мм. Класс — 20+10 мм из мельниц самоизмельчения системой конвейеров поступал в шаровую мельницу каждого блока. Мельницы работают в замкнутом цикле со спиральными классификаторами, слив которых подвергается контрольной классификации в гидроциклонах ГЦ-50.

Разгрузка мельниц, как шаровых так и самоизмельчения, подвергается гравитационному обогащению в отсадочных машинах МОД-2М. Грубый гравитационный концентрат отсадочных машин поступает в доводочное отделение для доводки на концентрационных столах и получения шлихового золота (золотой головки), отправляемой на плавку. Хвосты гравитационной доводки возвращаются в цикл измельчения. Извлечение в «золотую головку» составляет 12%.

Измельченный продукт крупностью 85% класса — 71 мкм, после отделения щепы на барабанных грохотах подвергается сгущению до 50% твердого в двух радиальных сгустителях диаметром 50 м. Сгущенная пульпа поступает в цикл сорбционного цианирования со смолой АМ-2Б. Десорбцию золота из насыщенной смолы осуществляют раствором тиомочевины, затем проводят электролиз золотосодержащих растворов с последующим получением лигатурного золота (сплав Доре). В 1997 г. производительность ЗИФ по руде составила 450 тыс. т. в год, общее извлечение — 70%.

Местоположение фабрики и характеристика месторождения

Месторождение расположено на южном склоне и в предгорье горы Мурунтау. Район относится к Тамдынскому району Навоийской области, расположен в центральной части Кызылкумов (Республика Узбекистан).

Обеспеченность рудным сырьем по оценкам геологов составляет более 50 лет. Основное водоснабжение ведется по линии водовода Амударья — Зарафшан, откуда и будет производиться основной водозабор предприятия. Помимо этого в 48 км южнее пром. площадки Бессопан, в районе которой намечено строительство цеха, находится Джангельдынский водозабор, а в 32 км западнее промплощадки находится Таскудукский водозабор хозяйственного назначения.

Размещение фабрики в непосредственной близости от рудника не потребует больших капитальных затрат на прокладку транспортных коммуникаций (ж/д полотна, автодорог).

Строительство и прокладка транспортных коммуникаций (ж/д полотна и автодороги), связывающих фабрику, не потребует больших капитальных затрат и сведет к минимуму налаживание связей с другими предприятиями.

Площадка для строительства выбрана вне зоны оруднения, имеет общий уклон (с прямолинейными участками) примерно 10−120 в южную сторону. Понижение уровня поверхности (уклон местности) позволяет максимально использовать возможность самотечного транспортирования продуктов из цеха в цех, а так же на хвостохранилище.

Поставка оборудования и химических реагентов осуществляется по ж/д полотну из Навоийского машиностроительного завода, Навоийского химического комбината «Навоийазот» и зарубежных стран.

Электроснабжение проектируется осуществлять путем подключения к единой среднеазиатской энергосистеме.

Кадры берутся из Зарафшанского промышленного колледжа, из Навоийского государственного горного института и из зарубежных вузов.

Доставка рабочих из города Зарафшан на промплощадку будет, осуществляется автобусами и рабочим поездом, оборудованным кондиционерами.

Климатические условия

Климат резкоконтинентальный с сухим жарким летом (температура воздуха в тени до 480С) и холодной зимой (температура до минус 290С). Среднегодовая температура 13,7 0С. Среднегодовое количество осадков 124 мм. Средняя высота снежного покрова 4 см., максимальная 22 см. Глубина промерзания грунта 0,8−1,2 м. Преобладающее направление ветра — восточное и северо-восточное. Средняя скорость ветра 3,6 м/с, максимальная 34 м/с, при порывах до 37 м/с. Сейсмичность района 7 баллов.

Состав руды подлежащей обогащению

Руды месторождения Мурунтау представлены двумя типами: кварцсульфидными с самородным золотом и алюмосиликатными малосульфидными с незначительным содержанием карбонатов и углеродистого вещества. Для месторождения характерно тонкодисперсное золото. Объемный вес руды 2,65 т/м3, насыпной вес — 1,6 т/м3, влажность 1−3%, средняя плотность по шкале Протодьяконова 12−14 (иногда до 18).

Минералогический состав. Месторождение Мурунтау относится к золото — кварцевому типу. В руде преобладают весьма тонкие выделения золота в кварце, реже в трещинах и на поверхности сульфидов. [8]

Из породообразующих минералов в рудах преобладают кварц, калиевый полевой шпат, биотин, серицит, хлорит, плагиоклаз (альбит).

Наиболее характерные рудные минералы: самородное золото, шеелит, арсенопирит, пирит и пирротин.

Типы руд. Различают два главных типа руд: окисленные и первичные.

Окисленные руды претерпели процесс выщелачивания в природных условиях. Агрегат породообразующих минералов в них частично или полностью разложился; полностью разложились сульфиды. Интенсивно развита трещиноватость, многочисленны пустоты на месте выщелоченных гипогенных минералов. Новообразованные гиперогенные минералы образуют пористый агрегат, легко проницаемый для растворов. Легко достигается контакт циансодержащего раствора, с самородным золотом, высвобожденным золотом, высвобожденном из сростков минералов и частично переотложенном в микрои макротрещины.

Среди первичных наиболее распространены руды, состоящие из камишпат-биотин-кварцевых метасоматитов с переменным количеством жильного кварца и низким содержанием сульфидов. По сравнению с окисленными рудами процесс выщелачивания золота из них замедленный.

Основной особенностью руд месторождения Мурунтау является то, что практически все они малосульфидные.

В целом для месторождения характерна тонкодисперсная вкрапленность золота.

Кварц, SiO2; состав Si - 46,6%; твёрдость 7; цвет - дымчатый, бурый, чёрный, фиолетовый, чаще серый, белый, порошок белый; плотность 2,6; температура плавления - 1728оС; растворяется в HF; очень распространён.

Полевые шпаты, общее название группы наиболее распространённых минералов, составляющих 50 - 60% массы земной коры. По химическому составу представляют собой алюмосиликаты K, Na, Ca, реже Ba. Полевые шпаты характеризуются трехмерной вязью кремнеи алюмокислородных тетраэдров, соединяющихся вершинами в трёхмерный каркас, в пустотах которого помещаются насыщающие заряд каркаса катионы (K,+ Na+, Ca2+). Структура полевых шпатов легко выводится из обладающего каркасной структурой кварца с заменой части Si на Al и дополнительные катионы.

Шеелит Ca[WO4]; состав Ca - 13,8%, W - 63,9% (CaО - 19,4, WО3 - 80,6%); примеси Мо, Cu; твёрдость 4,5; цвет серый, жёлтый, бурый, порошок белый; плотность 5,8−6,2; светится в УФ-излучении, разлагается в HCl и HNO3.

Арсенопирит FeAsS; состав Fe — 34,3,As - 46,0,S - 19,7%; примеси Co. Ni; твёрдость 5,5 - 6;; цвет оловянно-белый, порошок чёрный; плотность 5,9−6,3; разлагается в HNO3 с выделением S; встречается в рудах золота, олова, вольфрама, висмута и меди совместно с минералами этих металлов.

Скородит Fe[AsO4] · 2H2O; состав Fe - 24,7, As - 32,5%; примесь Al; твёрдость 3,5; цвет белый, бесцветный, порошок белый; плотность 3,3; минерал в зоне окисления месторождений, содержащих арсенопирит, встречается вместе с лёллингитом и арсенопиритом.

Золото Au; Au - 57−99%; примеси Ag - до 43%, Cu - до 21% и др.; твёрдость 2−3; пластично, ковко; цвет золотисо-жёлтый, порошок бурый; плотность 15,6−18,3; температура плавления = 1082оС; растворяется в смесях со свободным хлором, в цианистых растворах, в смеси HNO3+ HCl.

Методы переработки руд

Мировая практика обогащения малосульфидных и кварцсульфидных руд предопределяет использование для извлечения золота гравитационные методы, цианирование и флотацию. Флотационные методы применяются для руд с наибольшим содержанием сульфидов. Руды месторождения Мурунтау легко поддаются цианированию, имеют малое количество сульфидов, вступающих в реакцию с цианидами, вследствие чего расход цианида в процессе достаточно мал. Подобные руды имеются в ЮАР, где цианированием с предварительным гравитационным обогащением извлекают золото из подавляющей массы руд. На многих фабриках Австралии, Канады, США и др. цианирование в сочетании с гравитационным обогащением обеспечивает высокое и достаточно экономичное извлечение золота, что избавляет от необходимости использовать другие процессы.

Различие, зачастую, состоит в методах последующего извлечения золота из цианистых растворов, основными из которых являются — осаждение цинком, сорбция золота из цианистых пульп активированным углем, сорбция золота ионообменными смолами.

Работы ученых, проведенные в последнее время по созданию ионообменных смол с повышенной селективностью по золоту, выводит данный процесс (процесс сорбционного цианирования) в наиболее передовой и, несмотря на высокую стоимость ионообменных смол, в достаточной степени эффективный и экономически выгодный метод[2].

Гравитационное обогащение наиболее эффективно в замкнутом цикле измельчения для извлечения крупных зерен золота (в том числе с покровным образованием — пленкой) и сульфидов. Отсутствие в цикле измельчения гравитации приводит к загрязнению поверхности золота, переизмельчению зерен золота и сульфидов. Извлечение на гравитации колеблется на разных фабриках в широких пределах от 10 до 80%.

Для наиболее полного вскрытия зерен золота, как показала практика, необходим помол (крупность продукта) не менее 80% класса крупности -0,074 мм.

В качестве классифицирующих аппаратов чаще применяются спиральные классификаторы, преимущество которых — возможность замкнуть цикл мельница — классификатор без дополнительной перекачки пульпы, благодаря транспортирующей способности классификаторов возвращать недоизмельченные пески в мельницу[3].

Процесс цианирования в большей степени зависит от концентрации цианида в пульпе, поэтому, для снижения его расхода пульпу необходимо перед цианированием сгущать до Ж: Т= 1:1 и менее. Сгущение обычно проводят в сгустителях чанового типа. Ускорение операции обезвоживания и сгущения достигается применением реагентов-коагулянтов и флокулянтов. Из коагулянтов на большинстве фабрик используется известь.

Наибольшая флокулирующая способность наблюдается у катионно-анионных соединений, в частности у полиакриламида (ПАА).

Практика процессов цианирования

Цианирование — самая важная стадия процесса извлечения золота.

Реакции протекания растворения золота описывается уравнением:

2Au + 4NaCN + ?O2 + H2O = 2NaAu (CN)2 + 2NaOH

При этом золото переходит в раствор в составе аниона дицианоаурата:

NaAu (CN)2 = Na++ Au (CN)2;

Основной задачей в данное время является синтез смол, имеющих наибольшую селективность по золоту. Из практики выявлено, что наилучшей из поступающих в настоящее время отечественных смол является смола АМ-2Б.

Для обеспечения эффективности сорбционного процесса используется принцип противотока. При этом смола загружается в процесс в последний пачук и с помощью дренажных сеток, расположенных в головке пачука, и сжатого воздуха, аэролифтами передвигается в начало цепочки пачуков. В каждом последующем пачуке менее насыщенная смола контактирует с более концентрированным по золоту раствором пульпы и к моменту выгрузки из первого пачука становится максимально насыщенной и готовой к отправке в цех регенерации.

Рисунок 1.1. — Схема геологического строения Мурунтауского рудного поля (по Ю. Ф. Баскакову, А. Т. Бендику, А. К. Воронкову, Г. В. Касавченко, А. И. Образцову, Ш. Ш. Сабдюшеву, Ю. С. Савчуку, М. Т. Хону, А.Д.Швецову).

1-карбонатные породы с базальными слоями в основании; 2-терригенные породы бесапанской свиты; 2-подсвита зеленого бесапана (надрудная); 3-подсвита пестрого бесапана (рудовмещающая); 4-подсвита серого бесапана (подрудная); 5-подсвита нижнего бесапана; 6-дайки основного, среднего и кислого состава мурунтауского интрузивного комплекса; 7-оси антиклиналей;8-оси синклиналей; 9-внутриформационные надвиги, межслоевые срывы; 10-продольные зоны смятия; 11-северо-восточные блокоформирующие разломы; 12-ветви сквозных разломов северо-западной системы; 13-прочие разломы; 14-золотоносные объекты: 1-Мурунтау, 2-Мютенбай, 3-Триада, 4-Бесапантау, 5-Бойлик, 6-Южный Бесапан, 7-Ташкумыр: 15-выход домезозойских пород на поверхность; 16-контур карьера; 17-шахты; 18-глубокие скважины.

Рисунок 1.2. — Схематический геологический разрез (разведочная линия 128) через рудное поле Мурунтау (по А. Д. Щвецову).

Масштаб увеличен по сравнению с рисунком 1.1. 1 — верхняя (безрудная) часть пестрого бесапана; 2 — нижная (рудная) часть пестрого бесапана; 3 — горизонты шахты «М»; 4 -скважина СГ-10. Остальные условные обозначения см. на рисунке 1.1.

Определение режима работы и производительности фабрики. Режим работы и производительность отделения крупного дробления

На фабрику руда Dmax = 1000 мм поступает с открытых горных работ месторождения «Мурунтау», расположенного на юге республики. По «Нормам проектирования обогатительных фабрик» принимается график доставки руды 340 дней в году в три смены по семь часов.

Годовой фонд рабочего времени:

Ф = nсут • nсм • tсм • k? =340•3•7•1 = 7140 ч/год, (1)

где: nсут — число рабочих дней в году;

nсм — число рабочих смен в сутки;

tсм — число рабочих часов в смене;

k' - коэффициент учёта крепости руды k' = 1,00 (средней крепости)[2].

Суточная и часовая производительности отделения крупного дробления рассчитываются (т/сут.; т/ч) по формулам

Qсут = Qгод/(n•k) = 12•106/(340•1) = 35 294 т/сут.; (2)

Qчас = =. (3)

где: QФ. г — годовая производительность фабрики, т/год;

Кн — коэффициент учета неравномерности подачи руды с рудника

(Кн = 1,0+ 1,1);

nсут — количество дней в году работы оборудования под полной нагрузкой;

nсм. — количество смен в сутки;

tcм — продолжительность смены, ч;

k' - коэффициент учета крепости руды;

k' = 1,0 (руда средней крепости).

Qсут.кр.др. = 12•106/(340•1,0) = 35 294 т/сут.;

Qчас.кр.др. = 12•106 •1,0/(340•3•7•1,0) = 1681 т/час.

Режим работы и производительность отделения среднего и мелкого дробления

По условиям эксплуатации оборудования для среднего и мелкого дробления (КСМД) размешают в одном здании. По общим условиям проектирования ОФ предусматривается склад крупнодробленой руды.

Режим работы отделения среднего и мелкого дробления 305 дней в году, в три семичасовые смены.

Qсут.ксмд= 12•106/(346 •1,0) = 34 682 т/сут.

Qчас.ксмд = 12 •106 •1,0/(346•3•7•1,0) = 1652 т/ч.

Режим работы и производительность отделения измельчения

Отделение измельчения входит в состав корпуса обогащения. Режим работы отделения измельчения семи дневная рабочая неделя, три смены по восемь часов, 343 дня в году.

Qсут.изм = 12 •106 / (343•1,0) = 34 985 т/сут.

Qчас.изм.= 12•106•1,0 / (343•3•8•1,0) = 1458 т/ч.

Для беспрерывной работы отделения измельчения и усреднения руды проектом предусматривается бункер, который обеспечит 12 часов работы цеха обогащения.

Объём бункера равен:

V= 12• Qчас. изм /pn, м3;

pn — насыпная плотность руды.

pn = 0,6р=0,6 • 2,65 = 1,59 т/м3

V= 12 •1458/1,59 = 11 003 м³

Принимая ячейку бункера размером и коэффициент использования объема К = 0,8 под мелкодробленую руду, а также учитывая, что бункер в нижней части (разгрузки) имеет форму усеченной пирамиды, определяют необходимое количество ячеек:

Vпирамиды = 1/3S0CH.H = 1/3 • 36 • 2,75 = 33 м³

Количество бункеров n = 11 003 / (6 • 6 • 6 • 0,8 + 33) = 53,4 = 54

Проектом принимаются 54 бункера.

Расчет технологического баланса

Исходными данными для расчета технологического баланса являются содержание ценных компонентов в перерабатываемой руде и принятое извлечение ценных компонентов в концентраты или другие конечные продукты.

е = г • в/б; г = (е • б Au)/ в

Исходные данные занесены в таблицу № 2.1

Таблица № 2.1 — Технологический баланс продуктов обогащения

Расчет схемы дробления

Рисунок. 2.1 — Гранулометрический состав исходной руды.

Выбор степеней дробления

Проектом принимается вариации измельчения руды в шаровых мельницах, поскольку физические свойства руды таковы, что возможно мелкое дробление руды. Назначаю крупность руды для питания мельниц 10 мм. Эта крупность может быть достигнута при конусных дробилках мелкого дробления работающих в замкнутом цикле с грохотом.

Общая степень дробления iобщ будет равна:

iобщ = Dисх/dк = 1000/10 = 100 (4)

где: Dисх — исходная крупность руды, мм;

dк — конечная крупность руды, мм.

Средняя степень дробления:

iср =, (5)

где: n — количество стадий дробления — принимаем равное 3.

iср = 1001/3 = 4,6.

Принимаем степень дробления для крупного дробления равной 4.

Подсчитываем степень дробления в стадии среднего и мелкого дробления

= , (6)

Определение крупности по стадиям дробления

Крупность дробленого продукта после каждой стадии дробления для открытого цикла: dj = Dj/ij

где: j — номер стадии дробления

Dj — максимальная крупность питания

ij — степень дробления.

dI = 1000/4 = 250 мм

dII= 1000 /(4 • 5) = 50 мм Максимальная крупность продукта в разгрузке дробилок мелкого дробления (цикл дробления замкнутый) не совпадает с максимальной крупностью руды после стадии мелкого дробления и рассчитывается после принятия решений по п. 2.3.4. по формуле [1]:

dIII = SIII • (Zmax.) III ,

где: SIII — принятая разгрузочная щель (мм) дробилки мелкого дробления (принята по пункту 2.3.4.)

(Zmax.) III — максимальная относительная крупность продукта в разгрузке дробилки третьей стадии. Zmax. =3,0.

dIII =7,5×3 = 22,5 мм.

Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления

Bj =(l, l — l, 2) xDj Вj (7)

ВI = 1,1 • 1000 = 1100 мм;

ВII = 1,1 • 250 = 275 мм;

ВIII = 1,1 • 50 = 55 мм.

Определение ширины разгрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления

Ширина разгрузочных щелей дробилок определяется по результатам промышленных испытаний и рассчитана через максимальную относительную крупность по формуле [1]:

S j = dj / (zmax)j (8)

где: dj — крупность материала в разгрузке дробилки j-ой стадии (Zmax)j — значение относительной максимальной крупности.

SI = 250/ 1,8 = 140 мм

SII = 50 / 2,2 = 25 мм SIII= 22,5/3 =7,5 мм Так как расчетное значение ширины разгрузочной щели дробилки третьей стадии меньше конструктивно возможной, то она принята с учетом практики дробления и крепости руды: SIII = 7,5 мм Далее следует проверить, выдерживается ли практическая рекомендация по соотношению величин разгрузочной щели дробилки предыдущей стадии дробления и загрузочной щели дробилки в последующей стадии [1]:

Bj>(l, 5−2) •Sj, (9)

ВI >(1,5 — 2) • 140

250 = 250

ВII > (1,5 — 2) •25

50 = 50

Определение размеров сит для грохочения

Размер отверстия сит для предварительного грохочения второй стадии выбран с учетом распределения работы дробления между стадиями. Для второй стадии:

aII = (l, 5-l, 8) • SII (10)

aII = (37,5 — 45);

aII = 40 мм

Для третьей стадии:

aIII = dIII

aIII = 25 мм

Выбор типа грохотов и их эффективности грохочения

Так как влажность руды невысокая, крупность руды после I стадии дробления умеренная и требуется сравнительно малая крупность конечного продукта, то наилучшие результаты будут достигнуты при грохочении на вибрационных грохотах, исполнение грохотов — легкое:

pn = 0,6р=0,6×2,65 = 1,59 т/м3

1,6 т/м3 = 1,6 т/м3

Во второй стадии принятая эффективность грохочения: Е-40 = 90%

В третьей: Е-25 = 90%

Рисунок 2.2 — Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки первой стадии.

Расчет количественной схемы дробления

Рисунок 2.3 — схема первой стадии дробления.

Пример расчета I стадии дробления.

Точки построения (dk) нанесены по оси абсцисс с расчетом их координат по формуле:

dk = SI • zk

Например, при

zk = 0,2 мм

dk= 140 • 0,2 = 28 мм

Q1= Q2= 35 294 т/сут.;

г1= г 2 = 100%

Расчёт количественной схемы II стадии дробления

Рисунок 2.4 — схема второй стадии дробления.

Точки построения (dk) нанесены по оси абсцисс с расчетом их координат по формуле: dk = SII xzk

Выхода и массы продуктов определены по формулам:

г4= г3 • в-40 • E-40

При аII =40мм; в-40 = 18%; E-40 = 90%.

г4 = 100· 0,18· 0,9 = 16,2%;

г5 = 100 — г4 = 100−16,2 = 83,8%; г5 = г6 = 83,8%.

г7 = г6 + г4 = 83,8 + 16,2 = 100%;

Q4 = г4 • Q3 = 0,162· 1652 = 268 т/час.

Q5 = г5 • Q3 = 0,838· 1652 = 1384 т/час.4

Q5 = Q6 = 1384 т/час.

Q7 = Q4 + Q6 = 268 + 1384 = 1652 т/час.

Для составления гранулометрической характеристики руды после второй стадии дробления выбираем расчетные точки dk = 6; 10; 15; 25; 35.

Абсцисса рассчитана по правилу «Золотого сечения» (плечи 0,13; 0,2; 0,3; 0,44; 0,67).

dk1 = 0,13 • 50 = 6; dk2 = 0,2 • 50 = 10; dk3 = 0,3 • 50 = 15; dk4 = 0,44 • 50 = 25;

dk5 = 0,67 • 50 = 35.

Вспомогательные расчеты выполнены по формуле:

в7-dk = в3-dk + в3+dk • в6-dk;

при dk = 35, в7−35 = в3−35 + в3+35 · в6−35 = 0,16 + 0,84· 0,87 = 0,89;

при dk = 25, в7−25 = в3−25 + в3+25 · в6−25 = 0,12 + 0,88· 0,7 = 0,73;

при dk = 15, в7−15 = в3−15 + в3+15 · в6−15 = 0,08 + 0,88· 0,46 = 0,48;

при dk = 10, в7−10 = в3−10 + в3+10 · в6−10 = 0,05 + 0,88· 0,31 = 0,32;

при dk = 6, в7−6 = в3−6 + в3+6 · в6−6 = 0,03 + 0,88· 0,19 = 0,19

Рисунок 2.5 — Гранулометрический состав разгрузки дробилки второй стадии.

Расчет количественной схемы третьей стадии дробления

Рисунок 2.6 — Схема третьей стадии дробления.

Рис.

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки третьей стадии приведены на рисунке 2.7

Расчет цикла третьей стадии дробления начинается с определения выхода дробленного продукта по балансовому варианту.

г7 = г9; Е-10 = 90%;

г11 = г7• (в9−10/(Е-10 • в11−10) — в7−10/ в11−10) = 100•(100/0,9•0,94 — 0,32/0,94) г11 = 117,86 = 118%

Необходимо сравнить результат, который получается по формуле с вычислением по Разумову [2]:

г11 = г10•(1/ Е-10 + в10+10/ в11−10 — 1) = (1/0,9 + 0,68/0,94 — 1) = 0,82 = 82%

Сравнивая результаты, проектом принимаем :

г11 = 118%; г10 = г11; г8 = г7 + г11 = 100 + 118 = 218%

Циркулирующая нагрузка составит:

С = 100 • г11/ г9 = 100 •118/100 = 118%

Определяем производительность продуктов:

Q11 = Q10 = Q7 • г8 = 1652 •0,118 = 1949 т/час.

Q8 = Q7 • г8 = 1652 •0,218 = 3601т/час.

Q9 = Q8 — Q11 = 3601 — 1949 = 1652т/час.

Таблица № 2.2 — Расчет количественной схемы дробления

Расчет схемы измельчения. Расчет схемы измельчения I стадии

Рисунок 2.8 — Схема измельчения.

Согласно практике измельчение будем проводить в шаровых мельницах с центральной разгрузкой (МШЦ) Исходные данные [1]:

Q12 = Q13= 1652 т/час; в13−71 = 35%; в12−71 = 4%; k = 0.83; m = 1;

в27 -71 = 90%;

в13−71 = в12−71 +(в27 -71 — в12−71)/(1 + k + m) = 0,04+(0,9−0,04)/(1 +0.83 + 1) в13−71 = 36,3%

Качественно-количественная схема гравитации. Расчет технологического баланса

В соответствии заданию содержание золота в руде б = 2,5г/т., согласно технологической схеме переработки руды планируется получить концентрат двух типов — гравиоконцентрат и насыщенную смолу (анионит).

Гравиоконцентрат должен содержать не менее 30% золота, насыщенный анионит 75% золота.

В соответствии с практикой переработки аналогичного сырья извлечение в гравиоконцентрат составляет 30,8%, а извлечение методом сорбционного выщелачивания составляет 62%, общее извлечение составляет 92,8%.

Исходными данными для расчета технологического баланса являются содержание ценных компонентов в перерабатываемой руде и принятое извлечение ценного компонента в концентрат или другой конечный продукт е = (г * в)/ б; гk = (еk* бAu)/ вAu

Как показала практика содержание золота в гравиоконцентрате составляет в среднем 33%.

Выход гравиоконцентрата г21 равен:

г21 = (30,8*2,5*10−4)/33 = 0,233%;

Выход хвостов гравитации равен:

гхв.гр = 100 — 0,233 = 99,999 767%;

Содержание золота в хвостах гравитации составит:

хAu/хв.гр = (100/ бAu — г21* в21)/ гхв. гр = (100*2,5 — 0,233*33)/99,999 767 хAu/хв.гр = 1,73 г/т.

Выход концентрата в насыщенной золотом смоле г34 составит:

г34 = (еAu* бAu)/ в34 = (62*0,173)/75 = 0,143%;

Выход хвостов сорбции г33 равен:

г33 = гхв. гр — г34 = 99,999 767 — 0,143 = 99,999 624%;

Содержание золота в отвальных хвостах:

хAu/хв = (100* бAu — г21* в21 — г34* в34)/ г33 = (100*0,25 — 0,233*33 — 0,143*75)/99,999 624 = 0,658 г/т.

Проверим по уравнению баланса:

100* бAu = г21* в21 + г34* в34 + хAu/хв 0,0025 = 0,0025

Невязка расчета равна 0.

Исходные данные: г13 = 100%; в13 = 2,5•10−4%; в21 = 33%; е21 = 30,8%; гхв. гр = г16 = 99,999 767%

Как показала практика, содержание золота в продукте отсадки равен в15 = 5%, а в продукте после первой перечистки равен в18 = 18%.

Частное извлечение в концентрат составляет: Е21 = 82%; Е18 = 80,5%. Определяем значение извлечений:

е18 = е21/ Е21 = 30,8/82 = 37,5%;

е20 = е18 — е21 = 37,5 — 30,8 = 6,7%;

е17 = е18/ Е18 = 37,5/80,5 = 46,6%;

е19 = е17 — е18 = 46,5 — 37,5 = 9%;

е14 = е19 + е13 = 100 + 9 = 109%;

е15 = е17 — е20 = 46,5 — 6,7 = 39,8%;

е16 = е14 — е15 = 109 — 39,8 = 69,2%;

е13 = е21 + е16 = 30,8 + 69,2 = 100%

Определяем выхода продуктов с известным значением вn: гn = бn• еn/ вn

г15 = 2,5•10−4•39,8/5 = 0,002%;

г18 = 2,5•10−4•37,5/18 = 0,52%;

Остальные выхода определяем по технологической схеме методом баланса:

г20 = г18 — г21 = 0,52 — 0,233 = 0,287%;

г17 = г15 + г20 = 0,199 + 0,287 = 0,2 277%;

г14 = г15 + г16 = 0,199 + 99,999 767 = 100,1 757%;

г19 = г14 — г13 = 100,1 757 — 100 = 0,1 757%;

Определяем содержание золота в продуктах: вn = б* еn/ гn

в20 = 2,5· 10−4·6,7/0,287 = 5,83%;

в19 = 2,5· 10−4·9/0,1 757 = 1,28%;

в17 = 2,5· 10−4·46,5/0,2 277 = 5,1%;

в16 = 2,5· 10−4·69,2/0,99 999 767 = 1,73%;

в16 = гхв. гр = 1,73%;

Определим массу продуктов по формуле: Qn = Q12• гn

Q14 = 1652•(100,1 757% / 100%) = 1652,029 т/час;

Q15 = 1652•(0,002% / 100%) = 0,033 т/час;

Q16 = 1652•(99,999 767% / 100%) = 1652,99 615 т/час;

Q17 = 1652•(0,2 287% / 100%) = 0,3 778 т/час;

Q18 = 1652•(0,52% / 100%) = 0,859 т/час;

Q19 = 1652•(0,176% / 100%) = 0,029 т/час;

Q20 = 1652•(0,287% / 100%) = 0,474 т/час;

Q21 = 1652•(0,233% / 100%) = 0,385 т/час;

Расчет схемы измельчения II стадии

Исходные данные:

Q22 = Q16 = Q27 = 1651,996 т/час; R23 = 2,3; R24 = 0,42; R27 = 3,77; R28 = 0,67; в27−71 = 90%;

Циркулирующая нагрузка Сопт = 250% [Разумов, стр. 102]

Определяем массу продуктов Q23 и Q28

Q23 = Q16 * (в27−40 * (R27 — R28)) / (в23−40 * R27 — в27−40 * R28)

Q23 = 1651,996*(0,715(3,75−0,67))/(0,438*3,75 — 0,715*0,67) = 3123,715 т/час;