Золотоизвлекательная фабрика по переработке окисленной золотосодержащей руды месторождения "Мурунтау"

Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

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, 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. Однако значение золота далеко не исчерпывается его валютными функциями.

В настоящее время золото и его сплавы применяются при сварке и спайке жаростойких сплавов там, где особенно высоки требования к прочности и неокисляемости сварных швов: в деталях реактивных двигателей, ракет, ядерных реакторов, сверхзвуковых самолетов.

Весьма большое распространение получили всякого рода золотые покрытия, обеспечивающие антикоррозийную или тепловую защиту наиболее дефицитных и ответственных деталей или предметов, работающих в окислительной среде при повышенных температурах.

Сочетание химической стойкости золота с его высокой электропроводностью (по электропроводности золото занимает третье место среди металлов после серебра и меди) широко используется в электротехнике при изготовлении всякого рода контактов, штепсельных соединений, реле, высокоскоростных переключателей для вычислительных машин и подобных им устройств.

Вопрос увеличения количества добываемого золота стоит перед государством на одном из первых мест и совершенствование методов и процессов извлечения золота из руд, снижение его себестоимости является важной государственной задачей.

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 упорного тонковкрапленного золота из сульфидных углистых и мышьяковистых руд. На многих фабриках широко осваивается сорбционная технология.

По мере увеличения добычи золота приходится вовлекать в переработку более упорные руды с малым содержанием золота. Примером переработки золотых руд с малым содержанием, является ГМЗ-2, имеющий уникальную технологию ионообменного процесса золота, обеспечиваюшую на сегодняшний день достаточно высокое (до 94%) извлечение.

Целью дипломного проектирования является практическое применение навыков расчетов, умения пользования литературой и, в конечном итоге, знаний, накопленных за время обучения в институте.

Задачей, стоящей перед дипломным проектированием, является обобщение опыта работы предприятия, в выявлении узких мест технологии на основании анализа практической деятельности и показателей действующего предприятия, а также выявление достоинств технологической схемы с целью применения достигнутых показателей при выборе и расчете проектируемой фабрики.

1. ОБЩИЙ РАЗДЕЛ

1.1 Характеристика коренных золотосодержащих руд

Золото в рудах присутствует как в самородном виде (свободное), так и в виде изоморфных примесей с другими минералами, в основном с сульфидами, а также ультратонкого взаимного прорастания с минералами породы. С точки зрения механического обогащения золотосодержащие руды можно разделить на легкообогатимые и труднообогатимые.

Коренные золотосодержащие руды, в отличие от урановых или медных руд, характеризуются большим разнообразием минеральных форм нахождения золота, а также примесями, затрудняющими основной процесс промышленного извлечения - цианидно-сорбционную технологию. Так присутствие в рудах природной минеральной органики (углистого вещества) приводит к явлению природной сорбции, затрудняющей извлечение золота.

Условно, с точки зрения цианидно-сорбционной технологии, коренные золотосодержащие руды можно разделить на легкоцианируемые и упорные. Для извлечения золота из легкоцианируемых руд применяют наиболее простые схемы переработки. Так, богатые малосульфидные руды с крупновкрапленным свободным золотом, возможно, перерабатывать с приемлемым извлечением по чисто гравитационной схеме. Это наиболее желаемый вариант, однако, подобные руды в настоящее время встречаются все реже и их запасы практически исчерпаны.

Легкообогатимые руды со свободным, но тонковкрапленным золотом перерабатывают с использованием цианидного выщелачивания, которое в настоящее время является основным способом промышленного извлечения золота. Этот процесс предусматривает применение токсичных реагентов, что связано с проблемами обезвреживания сбросных отходов (хвостов).

Упорные труднообогатимые коренные руды характеризуются сложным вещественным составом, что делает необходимым применение специальных приемов по их переработке. Так, при переработке высокосульфидных руд применяют комбинированные схемы, включающие гравитацию для выделения свободного золота в «золотую головку», флотацию для извлечения золота, ассоциированного с сульфидами в бедный флотоконцентрат при получении хвостов с отвальным содержанием, и, наконец, переработку сульфидного концентрата. Переработка сульфидного концентрата может осуществляться либо простым цианированием, либо с предварительным обжигом, либо после предварительного разложения (окисления) в автоклавах,либо после биовыщелачивания (окисления). Подобные приемы приводят к удорожанию стоимости переработки, однако позволяют добиться более высокого извлечения.По качеству вновь вовлекаемых в переработку коренных золотосодержащих руд просматривается тенденция к снижению содержания в них золота.

Наряду со снижением содержания золота в рудах наблюдается тенденция усложнения минералогического состава. В переработку вовлекаются труднообогатимые сульфидные руды с высоким содержанием минеральной органики (Сэйдж, Невада), мышьяковистые руды (Тарор, Таджикистан), тонковкрапленные с крупностью золота 1-5 мкм (Алумбрера, Аргентина).

Как правило, на практике для повышения экономической эффективности переработка бедных, легкообогатимых забалансовых руд, а также окисленных руд верхней части месторождения, осуществляется с использованием технологии кучного выщелачивания, которая исключает дорогостоящий процесс измельчения всей массы руды.

В последнее время среди новых золотодобывающих предприятий увеличилась доля предприятий, перерабатывающих упорные, сложные по минеральному составу руды. Особенностью подобных руд является тонкая вкрапленность, высокое содержание сульфидов, наличие минеральной органики и мышьяковистых минералов и т.п. Для переработки таких руд применяют операции предварительного окисления (обжиг, автоклавный процесс, биовыщелачивание), что оборачивается повышенными эксплутационными расходами, которые могут быть компенсированы за счет более высокого извлечения золота из руд.

Таким образом, существует устойчивая тенденция вовлечения в переработку бедных (до 1 г/т), но легкообогатимых и труднообогатимых, но относительно богатых по содержанию золота руд. Критериями являются экономические показатели работы предприятий, например себестоимость получения 1 г золота.

1.2 Методы обогащения коренных золотосодержащих руд

Изначально золото из коренных руд извлекали в виде «свободных» зерен гравитационными методами обогащения с получением «шлихового» продукта или так называемой «золотой головки». После плавки шлихового продукта, смешанного с флюсами получают черновое золото (сплав Доре), содержащее кроме золота примеси: серебро, медь и другие цветные металлы. Для получения чистого золота, содержащего 99,99%, сплав Доре подвергают очистке на аффинажных заводах, использующих метод электролиза.

Гравитационными методами эффективно извлекали крупновкрапленное, свободное золото. С истощением запасов богатых, крупновкрапленных золотосодержащих руд в переработку стали вовлекать тонковкрапленные руды, которые эффективно перерабатывали с использованием метода флотации. Однако основным процессом извлечения золота из коренных руд является метод сорбционного цианирования, с применением которого работает абсолютное большинство современных золотоизвлекательных заводов.

Для переработки упорных золотосодержащих руд, имеющих сложный минералогический состав, содержащих вредные примеси, применяют методы предварительной обработки перед традиционным цианированием, такие как обжиг, автоклавное окисление, биовыщелачивание..

Горнодобывающие компании заинтересованы в более полном извлечении металлов при наименьших затратах, как из богатых (балансовых), так и из бедных (забалансовых) руд. В связи с этим при разработке месторождения применяют как индустриальный способ извлечения благородных металлов из балансовых руд на золотоизвлекательных фабриках (заводах), так и способ кучного выщелачивания из бедных забалансовых руд.

Для применения оптимальной технологии извлечения, необходимо проведение исследовательских работ по изучению вещественного состава, обогатимости и технологичности руд, экологии. На основании результатов изучения характеристики исследуемой руды может быть выбрана та или иная технология переработки, позволяющая достигать более полное извлечение золота при наименьших затратах.

Основным способом промышленного извлечения золота из коренных руд, вот уже столетие, является цианидно-сорбционная технология, позволяющая экономически выгодно перерабатывать бедные (до 0,8 г/т) руды с ультратонким золотом (1-5 мкм). С применением данной технологии только в последнее десятилетие построены десятки крупных золотоизвлекательных заводов, перерабатывающих миллионы тонн руды в год и выпускающие ежегодно по десять и более тонн золота каждое.

1.3 Практика действующих зарубежных и отечественных золотоизвлекательных фабрик

1.3.1 Золотоизвлекательный завод Форт Нокс (США)

Запасы руды составляют 146 млн. тонн со средним содержанием золота в рудах 0,86 г/т или примерно 130 т золота. Рудное тело представлено гранитами. Золото тонкое, в кварце имеет вкрапленность менее 100 мкм и концентрируется вдоль краев пегматитовых жил. Руда малосульфидная, легкообогатимая.

Предприятие рассчитано на 12 лет работы с производительностью 11,9 млн. т руды в год и получением ежегодно по 10,9 т золота.

Разработка месторождения осуществляется открытым способом. Добытую руду дробят в конусной дробилке Nordberg с диаметром конуса 1,52 м, до крупности - 203 мм, установленной на борту карьера и работающей с производительностью 3630 т/ч. Дробленую руду конвейером длиной 830 м и шириной 1,37 м транспортируют на фабрику в открытый напольный склад общим объемом 181 тыс. тонн.

Из напольного склада руду подают в мельницу полусамоизмельчения типа Каскад (SAG) размером DхL=10,4х4,6 м фирмы Svedala, работающей с добавкой шаров диаметром 127 мм в количестве до 15% объема барабана. Производительность мельницы по руде - 1360 т/ч (32650 т/сут), крупность помола - 25,4 мм..

Разгрузка мельницы Каскад самотеком поступает на двухситный вибрационный грохот. Надрешетный продукт грохота системой конвейеров возвращается обратно в мельницу Каскад. Подрешетный продукт грохота, объединенный с разгрузкой шаровых мельниц, насосом подают для классификации в батарею гидроциклонов.

Пески гидроциклонов распределяют на две шаровые мельницы фирмы Svedala размером DхL=6,1х9,15 м. Размер шаров 76 мм. Слив гидроциклонов крупностью 75% класса - 0,15 мм при плотности 30% твердого через щепоулавливающий грохот направляют в радиальный сгуститель фирмы Eimco диаметром 33,5 м.

Часть песков гидроциклонов (20%) направляют в цикл гравитации для выделения «свободного» золота: первоначально на конус Ричерта, затем нижний продукт - на винтовые сепараторы Ричерта, концентрат которых поступает на концентрацию на столах Дейстер. Полученную «золотую головку» направляют на плавку с получением сплава Доре, а промпродукты гравитации возвращают в цикл измельчения.

Для поддержания требуемой щелочности среды в цикл измельчения подают известь, которую смешивают с исходной рудой.

Измельченный продукт плотностью 55% твердого подвергают контрольной классификации на виброгрохоте, надрешетный продукт которого возвращают обратно в цикл измельчения. Подрешетный продукт контрольного грохота смешивают с раствором цианида и подают в цепочку из семи реакторов размерами DхL=17,1х15,25 м для цианирования в течение 14 часов. Затем в пульпу загружают активированный уголь, и цикл сорбции продолжается в течение 10 часов в цепочке.

На головном чане установлен грохот с ситом 0,8 мм для отделения из пульпы насыщенного угля. Насыщенный уголь загружают в бункер и направляют в цикл десорбции и регенерации.

Насыщенный уголь поступает в цикл десорбции, где золото переходит в насыщенный раствор, который подвергают электролизу. Катоды, нагруженные золотом после промывки и «отжима» подвергают плавке с получением сплава Доре и шлака, который возвращают в цикл измельчения.

Из хвостового чана пульпу направляют в цикл обезвреживания, в котором используют процесс «Inco» с продувкой сернистого газа (SO2) через пульпу. Для окончательного обезвреживания в две обезвреживающих емкости загружают бисульфит аммония. В качестве катализатора в емкости добавляют сульфат меди. После обезвреживания хвостовую пульпу после сгущения до 55% твердого сбрасывают в хвостохранилище.

Реальное извлечение золота на заводе Форт Нокс составляет 89%. Несмотря на невысокое содержание золота, руда легкообогатимая, требует мало извести и цианида, относительно грубый помол приводит к снижению затрат.

1.3.2 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..

1.3.3 ЗИФ «Sixteen to the mine» (Калифорния, США)

Месторождение разведано в 1896 г. Руды кварцевые, серпентиновые, высококачественные, золото самородное, в кварце.

Технология извлечения золота с использованием гравитации работала на фабрике вплоть до 1996 г. Существовавшие потери свободного золота в хвостах предопределили необходимость испытаний новых, современных аппаратов с целью увеличения извлечения золота и повышения производительности фабрики.

Исходную руду подземной добычи подвергают дроблению в щековой дробилке крупного дробления и короткоконусной до крупности - 12 мм, затем измельчают в шаровой мельнице, работающей в замкнутом цикле с отсадочной машиной и классификатором. Слив классификатора подают в винтовой сепаратор, хвосты которого направляют в отвал, а концентрат отправляют на доводку на концентрационном столе. Концентрат стола направляют на плавку, промпродукт возвращают обратно на винтовые сепараторы.

В 1996 г. на фабрике провели испытания переносного концентратора Нельсон диаметром 12 дюймов вместо чаши Кнудцена. Первоначально на концентратор Нельсон подавали концентрат отсадки и это увеличило извлечение в цикле гравитации. На концентратор Нельсона подавали всего 25% от питания чаш Кнудцена, но даже это привело к увеличению извлечения.

В 1997 г. на месте отсадочной машины постоянно установили промышленный концентратор Нельсон KC-CD 20, оснащенный сверху неподвижным грохотом со шпальтовым ситом с шириной щели 0,83 мм. Разгрузка шаровой мельницы самотеком поступала на шпальтовый грохот Нельсона, надрешетный продукт грохота посредством насоса возвращали обратно в мельницу.

Производительность концентратора Нельсон KC-CD 20 составляла 13,6 т/ч по твердому. Концентрат Нельсона поступал на плавку, а хвосты - на концентрационные столы Deister. Подача «ожижающей» воды в концентратор Нельсон составляет от 13,5 до 7,5 м3/ч. Степень концентрации 9,2-5,5 раз.

В результате установки концентратора Нельсон переработка руды на фабрике возросла на 280%, снизился расход электроэнергии, уменьшилась масса концентрата, повысилась его сохранность, извлечение свободного золота возросло с 70 до 96%.

1.3.4 Золотоизвлекательный завод Келайн (Индонезия)

Месторождение представлено коренными сульфидными золото - серебряными рудами. Запасами руды состаляют 85 млн. тонн с содержанием 1,9 г/т золота. Руды труднообогатимые.

Месторождение разрабатывают открытым способом. Добытую руду доставляют на открытый рудный склад, где осуществляется ее усреднение.

Дробление руды производят в двух идентичных технологических цепочках, включающих питатель, колосниковый грохот и щековую дробилку крупного дробления. Дробленая руда поступает в открытый напольный склад, предназначенный для поддержания требуемой производительности, если одна из дробилок окажется неисправна.

После дробления руду подают в две мельницы самоизмельчения размером DхL=8,4х3,7 м, работающих в открытом цикле. Разгрузка мельниц самоизмельчения поступает в батарею гидроциклонов, пески которых являются питанием шаровой мельницы. Часть песков гидроциклонов в количестве 200 т/ч подвергается гравитационному обогащению в центробежном чашевом концентраторе Knelson.

Применение гравитационного обогащения позволяет выделить «свободное» золото перед циклом цианирования. Слив гидроциклонов крупностью 80% класса - 0,15 мм является измельченным продуктом и через щепоулавливающий грохот поступает в цикл цианирования после промежуточного сгущения.

Объединенный поток пульпы после сгущения поступает в цикл цианидного выщелачивания, включающий шесть, последовательно соединенных между собой, реакторов чанового типа объемом по 400 м3 каждый, затем в другие шесть реакторов для сорбции золота на активированный уголь (процесс CIP). Время выщелачивания составляет 24 часа. После десорбции угля, извлечение золота из насыщенных растворов осуществляют электролизом, удаляют ртуть и затем в печах индукционного типа выплавляют лигатурное золото (сплав Доре).

Потери золота в растворах продуктов выщелачивания составляют менее 0,02 г/т. Однако, значительное количество золота в руде является нецианируемым. Этот упорный материал представлен, главным образом, сульфидами (в основном пиритом).

Хвосты фабрики после извлечения золота подвергают сгущению в радиальных сгустителях диаметром 28 м до 50-55% твердого, и после обезвреживания направляют в хвостохранилище. Осветленный слив сгустителей, имеющий концентрацию цианида 100 мг/л при рН=10,5, используют в качестве оборотной воды, и после добавления цианида возвращают в цикл измельчения.

В мельничном отделении достигнут высокий уровень технической готовности: коэффициент использования оборудования (КИО) для шаровой мельницы составляет 98%, для мельниц самоизмельчения - 95%.

1.3.5 Золотоизвлекательный завод Омай (Гайана)

Рудные запасы месторождения Омай составляют 69 млн. тонн руды при среднем содержании золота 1,5 г/т. Руды легкообогатимы, без вредных примесей, с содержанием сульфидов менее 0,5%.

Руду, представленную крепкими коренными и мягкими разрушенными разновидностями в соотношении 3:1, перерабатывают на золотоизвлекательном заводе производительностью 12000 т/сут (4,25 млн. т/г), работающем по схеме, включающей гравитационное обогащение, цианидное выщелачивание и сорбцию золота на уголь в пульпе (CIP).

Коренные руды исходной крупности подвергают дроблению в щековой дробилке размером 1,38х1,89 м и загружают в открытый склад объемом 100 тыс. т. На внешней стороне рудного склада дробленой руды отсыпают разрушенные сапролиты и пески, которые не требуют дробления. Коренные и разрушенные руды смешивают при подаче в цикл измельчения.

Измельчительный цикл включает одну мельницу самоизмельчения SAG размером DхL=9,15х3,96 м, оснащенную приводом с переменной частотой вращения, мощностью 5512 кВт; короткоконусную дробилку диаметром 1,68 м и две шаровые мельницы размером DхL=5,0х8,23 м с приводом мощностью по 3308 кВт. Шаровые мельницы работают в замкнутом цикле с двумя батареями из пяти гидроциклонов диаметром от 50 до 500 мм.

Пески одного гидроциклона каждой шаровой мельницы являются питанием цикла гравитационного обогащения, включающего конусы Ричерта, винтовые сепараторы и концентрационные столы «Дейстер». Концентрат гравитационного обогащения после доводки направляют на плавку в индукционную печь совместно с катодным осадком основного гидрометаллургического передела извлечения золота. Извлечение золота в цикле гравитации составляет 20% от руды.

После измельчения пульпа поступает в радиальный сгуститель диаметром 60 м, откуда сгущенный продукт перекачивают на ленточный фильтр площадью 20 м2 для удаления щепы.

Очищенная пульпа смешивается с раствором цианида и поступает на цианирование в четыре, последовательно соединенные чановые реакторы размером DхH=16х16 м и объемом 3200 м3 каждый с мешалками пропеллерного типа. Время цианирования составляет 16 часов.

Сорбция растворенного золота осуществляется на «уголь в пульпе» в шести последовательно соединенных реакторах идентичного размера. Отделение насыщенного угля производят на двух грохотах «NKM». Насыщенный золотом уголь десорбируют в одном из двух десорбаторов при температуре реагента 140 0С, с концентрацией NaOH 15 г/л. Десорбированный уголь вновь активируют в пламенной печи, работающей на дизельном топливе, и возвращают в хвостовой реактор.

Извлечение золота из насыщенных растворов осуществляют электролизом с последующей плавкой в индукционной печи с получением сплава Доре.

Хвосты обогащения после обезвреживания перекачивают в хвостохранилище. Осветленную дамбовую воду возвращают в оборот обратно на завод.

1.3.6 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 х 1200. Дробленая руда крупностью -200 мм поступает в бункер главного корпуса, откуда подается на измельчение в два блока, включающих каждый мельницу самоизмельчения ММС-70х23, работающую с шаровой мельницей МШР-36х40. 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%.

1.3.7 Корпорация «Казах Алтын» (Казахстан)

Предприятие включает три рудника, три обогатительные фабрики, промышленную базу и геологоразведочную партию.

Разведанные запасы золота на начало 1999 г. составляют 117 млн. т. Руды кварцевые и карбонатно-кварцевые, малосульфидные. Среднее содержание золота от 7 до 20 г/т, при этом свободного золота до 78%. Рудные тела залегают на глубине от 140 до 700 м. Добычу руды осуществляют подземным способом.

Рудник «Аксу», имеющий 8 стволов шахт, разрабатывает месторождение Аксу и Кварцитовые Горки. Разведанные запасы соответственно: 793 и 2700 тыс. т руды, 12,8 и 15,6 т золота при среднем содержании 16,1 и 5,9 г/т.

Обогатительная фабрика «Аксу» перерабатывает руду по гравитационно-флотационной схеме. Технология обогащения предусматривает трехстадиальное дробление руды, измельчение до 70% класса - 0,074 мм, отсадку в цикле измельчения, доводку концентрата отсадки на центробежном сепараторе «Нельсон», флотацию хвостов гравитации с получением бедного флотоконцентрата, отправляемого на центральную Жолымбетскую фабрику. Извлечение золота в гравитационный концентрат составляет 8-10%, во флотационный концентрат - от 75 до 88%.

Рудник «Бестюбе» проектной производительностью 350 тыс. т руды, имеющий 6 стволов шахт с поверхности и 4 «слепых», добывает аналогичные руды, которые перерабатывают на Бестюбинской фабрике производительностью 220 тыс. тонн в год. Схема обогащения гравитационно-флотационная. Содержание золота в руде колеблется от 7 до 20 г/т. Извлечение золота в гравитационный концентрат до 46%, суммарно в гравитационно-флотационный концентрат - 85%. Концентраты отправляют для дальнейшей переработки на Жолымбетскую фабрику.

Жолымбетская обогатительная фабрика проектной производительностью 350 тыс. т руды в год перерабатывает золотокварцевые руды с содержанием золота 14 г/т, а также концентраты фабрик Аксу и Бестюбе. Технология обогащения руды гравитационно-флотационная. Гравитационные концентраты трех фабрик корпорации подвергают амальгамации. После выпаривания ртути получают золотосодержащие шлихи, соответствующие ТУ 98 РК-1-93. Флотационные концентраты со всех фабрик корпорации подвергают цианированию с последующим осаждением золота из растворов с применением цинковой пыли (процесс Меррил-Кроу). Получаемый золотосодержащий цинковый осадок (ТУ 98 РК-2-94) отправляют на аффинажные заводы Казахстана.

На рудниках корпорации скопилось общей сложности 44,5 тыс. тонн забалансовых руд и хвостов обогащения с содержанием от 0,6 до 2,2 г/т золота, которые могут быть сырьем для кучного выщелачивания.

1.3.8 Ангренская ЗИФ (Узбекистан)

Фабрика перерабатывает кварцево-сульфидные мышьяковистые руды месторождений Коч-Булак, Кызыл-Алмасай, Каульдинское, Бургунда, Зарница и др. Золото в рудах свободное, мелкое - 90% крупностью 0,05-0,02 мм (20-30% золото в кварце, 20% связано с телуридами). Пробность золота от 465 до 924. Руды средней крепости, плотностью 2,68 т/м3.

Добыча руды осуществляется подземным способом, крупность исходной руды - 300 мм.

По проекту измельчение руды должны производить в три стадии до крупности 65% класса - 0,074 мм.

Извлечение золота осуществляют по комбинированной гравитационно-флотационно-сорбционной технологии с получением бедных гравитационных и флотационных концентратов с содержанием не менее 30 г/т золота и мышьяка менее 0,7%.

Первая стадия измельчения исходной руды осуществляется в мельнице самоизмельчения типа «Каскад» МБ-50х18 с разгрузочной решеткой 35 мм. Производительность - 35-40 т/ч. На разгрузочном конце «Каскада» установлена бутара сеющего типа с отверстиями 6 мм. Надрешетный продукт бутары крупностью - 35+6 мм поступает во вторую стадию измельчения в мельницу МШР-32х31, работающую с отсадочной машиной МОД-2М. Хвосты отсадки песковым насосом 8Грк-8 закачивают в гидроциклоны ГЦ-71, работающие в замкнутом цикле с шаровой мельницей. Фактический КИО мельниц составляет 0,73. Слив гидроциклонов крупностью 70-80% класса - 0,071 мм служит питанием основной флотации.

Основную флотацию проводят во флотомашинах ФП-100, хвосты флотации насосами 8Грк-8 подают в гидроциклоны ГЦ-71, работающие в замкнутом цикле с мельницей доизмельчения МШР-32х45. В цикле доизмельчения хвостов основной флотации работает отсадочная машина «Кливленд». Выход концентрата отсадки Кливленд - 1,1%. Слив гидроциклонов крупностью 95% класса - 0,074 мм поступает в контрольную флотацию во флотомашине ФП-80. Концентраты флотомашин объединяют и подвергают сгущению.

Хвосты флотации после сгущения подвергают цианированию с последующей сорбцией на ионообменную смолу АМ-2Б. Золотосодержащие концентраты отправляют на дальнейшую переработку на Алмалыкский ГМК.

1.4 Гравитация

Гравитационными процессами обогащения называют такие, в которых разделение минеральных частиц, отличающихся плотностью, размером или формой, обусловлено различием в характере и скорости их движения в среде под действием силы тяжести и сил сопротивления. Обогащение в водной среде, применяемое в цехе-2 ГМЗ-2, относится к гравитационным методам обогащения. В зависимости от плотности минералы подразделяют на тяжелые (более 4000 кг/м), промежуточной плотности (2700-4000 кг/м3) и легкие (менее 2700 кг/м3). К наиболее легким минералам относится кварцит (плотность примерно 2650 кг/м3), к наиболее тяжелым - самородное золото (13000-19000 кг/м3), что позволяет эффективно разделять их гравитацией.

Группы частиц минералов определенной плотности, полученные при гравитационном разделении, называют фракциями. Всплывшие частицы называют легкой фракцией, утонувшие - тяжелой фракцией, а взвешенные - трудной фракцией.

ОТСАДОЧНЫЕ МАШИНЫ. Механизм разделения минеральных зерен. На постели отсадочной машины, устойчиво работающей в непрерывном цикле обогащения, существуют три четко выраженных слоя минералов: верхний слой состоит из зерен с низкой плотностью; средний слой - из зерен с промежуточной плотностью; нижний слой - из зерен с высокой плотностью. Высота постели ОМР-1А для условий цеха-2 составляет 160 мм от плоскости решета (сетки) отсадочной машины.

Четкость разделения минералов в постели ОМР-1А обеспечивается в том случае, когда правильно организованы: подача исходного питания на поверхность постели отсадочной камеры; смыв и разгрузка легкой фракции; погружение тяжелых зерен на дно отсадочной камеры; вытеснение легких зерен на поверхность постели.

Исходное питание следует подавать равномерно по всей поверхности постели. Поток пульпы должен быть достаточным для транспортирования легкой фракции, но не должен смывать зерна тяжелой фракции. При сильной струе все исходное питание может смываться с поверхности без обогащения. При малой скорости потока образуется порог из легкой фракции, и процесс отсадки прекратится.

Отсадочная машина ОМР-1А имеет боковое расположение воздушных камер, которые отделены от отсадочного отделения продольной перегородкой с каплеобразным обтекателем. Корпус машины собран из трех (двух) отдельных унифицированных секций (камер), каждая из которых снабжена съемной кассетой с отсадочным решетом, выполненным из нержавстальной сетки с размером ячейки 5х5 мм. Толщина проволок сетки 1,6-2 мм. В ряде случаев допускается применение шпальтовых (щелевых) сеток, хотя эффективность процесса отсадки при этом несколько снижается.

Кассету устанавливают на опорные брусы и крепят с помощью клиньев. В нижней части камеры имеются съемные разгрузочные насадки. Частоту пульсаций воздуха регулируют шкивами роторного пульсатора. Указанная частота должна находиться в пределах 160-220 об/мин. Подачу воздуха к пульсатору и оборотной воды в камеру регулируют соответствующими задвижками.

Большое влияние на режим отсадки оказывают частота пульсаций и давление воздуха. При малых частотах пульсаций достигается максимальный подъем постели и повышается степень ее разрыхленности, но режим становится менее устойчивым и более чувствительным к изменениям производительности аппарата, гранулометрического и фракционного состава исходного питания. При высоких частотах пульсаций устойчивость режима увеличивается, но снижается степень разрыхленности постели. Увеличение давления воздуха обусловливает увеличение скоростей восходящего и нисходящего потоков и амплитуды колебаний, а также и подъем постели. Наиболее благоприятный режим пульсаций при отсадке рудного материала определенного типа подбирают экспериментально. При регулировании процесса отсадки особую роль играет подрешетная вода, способствующая стабилизации оптимальной разрыхленности постели. С помощью подачи воздуха осуществляют грубую регулировку разрыхленности постели в случаях резких изменений гранулометрического состава исходного питания и (или) значительных колебаниях удельной производительности. Окончательную доводку разрыхленности постели осуществляют регулировкой расхода подрешетной воды. Значительные колебания расхода подрешетной воды при обогащении тонких частиц золота могут полностью нарушить процесс отсадки.

КОНЦЕНТРАЦИЯ НА СТОЛАХ. Обогащение в потоке воды, текущей по наклонной плоскости, основано на различии характера движения частиц рудного материала под влиянием динамического воздействия на них струй воды. Разделение частиц минералов осуществляется при движении потока суспензии малой глубины (толщины) по наклонной плоскости. Глубина потока, как правило, не превышает 10-кратного размера максимального зерна разделяемой смеси.

При движении потока суспензии по наклонной плоскости (например, по желобу, образованному двумя соседними рифлями концентрационного стола) находящиеся в разделяемом продукте зерна минералов будут двигаться с неодинаковой скоростью, зависящей от их плотности. Более тяжелые частицы под действием силы тяжести оседают на дне желоба и движутся с меньшей скоростью, более легкие находятся в верхнем слое потока и движутся со скоростью, близкой к скорости потока. Препятствия в виде рифлей обуславливают турбулентный (вихревой) характер движения потока суспензии в нижнем слое и ламинарный (спокойный) - в верхнем. Тяжелые зерна минералов задерживаются рифлями, а легкие уносятся потоком. Вследствие турбулентности потока в нижнем слое происходит перемешивание осевших зерен и вынос легких частиц в верхние слои.

Концентрационный стол СКМ-1А представляет собой наклонную плоскость, изготовленную из сосновых досок и покрытую резиной, поверх которой набиты деревянные рифли. В случае применения полиуретанового покрытия рифли составляют с покрытием единую конструкцию. Наклонную плоскость называют декой. Дека с помощью шарнирных опор крепится на раме. От электродвигателя посредством приводного механизма и возвратной пружины дека приводится в возвратно-поступательное движение, параллельное нарифлениям. Скорость движения деки минимальна в начале переднего хода и максимальна в конце его; при обратном движении наоборот - в начале хода максимальна, в конце минимальна. Частота качаний стола составляет 275-300 об/мин; ход деки - 15-20 мм. Наклон деки в поперечном и продольном направлениях регулируется с помощью кренового механизма и составляет, соответственно, 0 и 5-6о.

Исходное питание (концентрат отсадки или продукт предыдущих перечисток) подается на загрузочную часть стола и стекает со скоростью, зависящей от наклона деки и Ж:Т суспензии, в направлении, поперечном нарифлениям. При движении потока суспензии тяжелые минералы задерживаются рифлями и благодаря возвратно-поступательному движению деки перемещаются вдоль нарифлений, а легкие частицы продолжают движение с потоком в поперечном направлении. Высота нарифлений снижается по мере удаления от привода, поэтому слой задержанного рифлями материала будет уменьшаться под действием смывной воды, подаваемой на деку. При наличии сростков золота и легких минералов потоком воды вслед за легкими минералами смываются сростки с малым содержанием золота, затем сростки с повышенным содержанием, и в конце деки разгружаются наиболее тяжелые минералы - золото, пириты, шеелит и др. Большая часть магнитной фракции, прошедшей через отсадку, также переходит в концентрат столов, установленных в цехе, и затем отделяется на магнитном сепараторе.

Применение гравитационного обогащения в цикле рудоподготовки при переработке золотосодержащих руд встречается часто, но не является абсолютным правилом и в каждом конкретном случае определяется как составом руд, формой нахождения золота, так и соображениями сохранности золота.

Назначение гравитации в схеме современных золотоизвлекательных фабрик - выделение частиц свободного золота, обособившихся при измельчении, в отдельный продукт, называемый «золотой головкой», после доводки, которого можно получать металлическое золото (лигатурный сплав Доре). Выделение частиц свободного золота в гравитационный продукт позволяет исключить его переработку в основном гидрометаллургическом переделе и тем самым уменьшить расход реагентов, время выщелачивания, а также избежать потерь золота, поскольку время растворения крупных частиц свободного золота значительно больше времени цианирования основной массы руды. Как правило, включение операции гравитации в технологическую схему приводит к увеличению общего извлечения золота.

Следует отметить, что включение гравитации в схему извлечения приводит к ее усложнению - появляются дополнительные технологические аппараты, требующие регулировки и обслуживания, несколько возрастают эксплутационные расходы. Однако эти дополнительные издержки от применения гравитации компенсируются за счет повышения общего извлечения золота в суммарный продукт, которое достигается при перераспределении количества золота, извлекаемого гравитацией и гидрометаллургией и проявляется при высоком уровне извлечения на переделе гидрометаллургии - 90-95%.

Традиционно гравитационное извлечение золота в цикле измельчения осуществляли с использованием отсадочных машин, концентрат которых подвергают последующей доводке на концентрационных столах. Питанием отсадочных машин обычно служит разгрузка мельниц. С учетом циркулирующей нагрузки мельниц объем питания отсадок возрастает в несколько раз, что увеличивает нагрузку и приводит к снижению эффективности извлечения. Кроме того, установка отсадочных машин в измельчительном цикле приводит к обводнению продуктов измельчения и нарушению процесса классификации за счет подачи подрешетной воды отсадочных машин.

В качестве альтернативы отсадке часто используют винтовые сепараторы (спиральные шлюзы), которые позволяют избежать излишнего обводнения при сопоставимых технологических показателях. Кроме того, винтовые сепараторы не имеют вращающихся частей и не требуют расхода электроэнергии.

В зарубежной практике на гравитацию для выделения золота направляют не весь поток, а только небольшую часть (2030%) песков гидроциклонирования, как, например на ЗИФ Омай, Келайн, Форт Нокс и др. Этого оказывается достаточно для стабильного выделения циркулирующего, а в цикле измельчения «раскрывшегося» золота и позволяет уменьшить объем питания гравитационных аппаратов.

В последнее время за рубежом, в качестве аппарата для гравитационного обогащения, широкое распространение получили центробежные конусные (чашевые) сепараторы с «псевдоожиженным» слоем, в частности концентраторы компании Knelson и Falcon. В настоящее время разработаны концентраторы модели КС-CD-48 с диаметром конуса 1,22 м и производительностью до 100 т/ч.

Мировая практика обогащения малосульфидных и кварцевых руд предопределяет использование для извлечения золота гравитационные методы и цианирование. 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. Цианирование является одним и даже единственным методом извлечения золота из кварсульфидных руд на таких фабриках как Вестен Лин Левлз, Саайплааз (ЮАР), Карлин (США).

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.

На большинстве современных ЗИФ дробление руд осуществляется в две или три стадии с последующим измельчением в стержневой мельнице, однако, в последнее время идет тенденция использования полу- и самоизмельчения. Самоизмельчение в чистом виде и доизмельчение в рудогалечных мельницах, при котором в качестве измельчающей среды (гали) используются куски самой руды, помимо снижения расхода стали, обеспечивает повышенное извлечение золота цианированием, снижение расхода цианидов и общее удешевление измельчения. Рудно-галечное измельчение применяют десятки ЗИФ ЮАР, Канады. Сухое самоизмельчение руд является весьма труднорегулируемым процессом и применяется редко. Однако, для применения самоизмельчения необходимо определение физических свойств вмещающих пород. Литературными источниками рекомендуется установка мельниц шаровых с центральной загрузкой, обеспечивающую равномерную крупность продукта, что очень важно при обогащении золота процессом гравитации. Гравитационные методы применяются на большинстве фабрик как дополнение к цианированию. Обычно в каждой руде присутствует золото, которое в силу своего характера может быть легко извлечено только одними гравитационными методами. Даже незначительное количество такого золота всегда оправдывает применение гравитации.

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%. На ЗИФ ЮАР это извлечение в среднем составляет 50 %. Практически на всех фабриках, где раньше применялись гидроловушки, неподвижные шлюзы, в последнее время это оборудование демонтируется и отдается предпочтение пневматическим отсадочным машинам, как наиболее компактным и не требующим больших затрат ручного труда. Параметры работы отсадочных машин на ГМЗ-2, при которых достигается наибольшее извлечение, следующие:

- расход воды на 1 т руды2 м3

- отношение Ж:Т концентрата3:1

- высота постели 160 мм

- частота пульсаций200 мин-1

В зависимости от изменения крупности золота режимы работы отсадки корректируются (снижается расход воды и частота пульсаций). Для доводки концентрата ОМР используются концентрационные столы СКМ-1А, показавшие себя надежными в работе и обеспечивающие высокие технологические показатели, большую степень концентрации золота в концентрате. Все попытки заменить их на столы другого типа заканчивались неудачей - либо недостаточным извлечением, либо ненадежной механической частью столов, приводящей к частым поломкам. Соблюдая регламентные углы наклона и количество воды на деку стола, мы сможем получить в проекте извлечение золота в гравиоконцентрат на уровне 30%. Очень важным является процесс удаления магнитной сепарацией магнитной крошки из гравиоконцентрата I перечистки, которая, имея плотность 7,8 т/м3, попадает в конечный концентрат и приводит к резкому повышению расхода реагентов при обработке концентрата в аффинажном цехе. Гравитационное обогащение основано на разнице в скорости движения тяжелых и легких частиц в потоке воды и за счет большой удельной плотности золота являются весьма эффективным. Перед магнитной сепарацией следует обязательно предусмотреть сгущение (удаление лишней воды), т.к. при транспортировке гравиоконцентрата к магнитному сепаратору расходуется много сливной воды, что приводит к обводнению сепарируемого продукта и снижению эффективности магнитной сепарации. Для наиболее полного вскрытия зерен золота, как показала практика работы ГМЗ-2, необходим помол (крупность продукта) не менее 77% класса крупности -0,074 мм. В качестве классифицирующих аппаратов применяются спиральные классификаторы, преимущество которых - возможность замкнуть цикл мельница - классификатор без дополнительной перекачки пульпы, благодаря транспортирующей способности классификаторов возвращать недоизмельченные пески в мельницу. Классификаторы надежны в работе, не требуют частых ремонтов, но слишком громоздки и занимают много места. Достоинство гидроциклонов - отсутствие подвижных частей, малые габариты и высокая производительность. К недостаткам гидроциклонов относится необходимость подачи пульпы под некоторым давлением, в результате чего наблюдается быстрый износ насосов и песковых насадок, а также забивка насадок крупным материалом. Для нашей схемы предпочтительнее использовать гидроциклоны, так как на классификацию поступает довольно мелкий продукт измельчения шаровых мельниц.

1.5 Исследование обогатимости руды месторождения «Мурунтау»

Наименование	Значение	Периодичность контроля	Кто контролирует
Концентрат отсадки	Т:Ж = 1: 35	Постоянно	Концентраторщик
Расход подрешетной воды	140 - 160 м3/ч	Постоянно	Концентраторщик
Диаметр песковой насадки	Не более 24 мм	Постоянно	Концентраторщик
Расход смывной воды на деку СКМ-1А	3 - 6 м3/ч	Постоянно	Концентраторщик
Содержание золота в продуктах ОМР и СКМ	Не регламентируется	1 раз в год и при необходимости	ЦЗЛ
Выход магнитной фракции	Не регламентируется	Постоянно	Концентраторщик
Высота постели	160 мм от сетки	Постоянно	Концентраторщик
Частота пульсаций постели ОМР-1А	160 - 220 мин-1	1 раз в год и при необходимости	ЦЗЛ
Частота качаний деки СКМ-1А	275 - 300 мин-1	-//-	ЦЗЛ
Ход деки	15 - 20 мм	-//-	ЦЗЛ
Наклон деки: продольный Поперечный	0 5-6 о	-//-	ЦЗЛ

2. ХАРАКТЕРИСТИКА руды МЕСТОРОЖДЕНИЯ МУРУНТАУ

Руды месторождения Мурунтау представлены двумя типами: кварцсульфидными с самородным золотом и алюмосиликатными малосульфидными с незначительным содержанием карбонатов и углеродистого вещества. В число основных рудообразующих минералов входят кварц, полевой шпат, шеелит, арсенопирит, гидрооксиды железа, скородит и др. Содержание свободного диоксида кремния - до 50%. Целевым рудным компонентом является золото. Для месторождения характерно тонкодисперсное золотое частицы крупностью 0,05-0,1 мм и 0,15-0,25 мм.

Размер частиц золота в руде приведен в таблице 2.1.

Таблица 2.1 - Размеры частиц золота

Классы, мкм	Выход, %
0-10	80
10-50	15
50-100	5
>100	-

Таблица 2.2 - Минеральный состав, %

Кварц	- 27,9	кальцит	- 3,4
полевой шпат	- 37,0	пирит	- 1,6
Серицит	- 16,0	арсенопирит	- 0,08
Хлорит	- 8,0	антимонит	- 0,08

Таблица 2.3 - Вещественный состав, %

SiO2	- 67,4	MnO2	- 0,07
TiO2	- 0,5	CaO	- 2,25
Al2O3	- 13,9	MgO	- 2,46
Fe2O3	- 2,4	FeO	- 2,42
Na2O	- 3,5	V2O5	- 0,03
K2O	- 3,6	ZrO2	- 0,04
Sобщ	- 0,8	WO3	- 0,01
P2O3	- 0,2

Основными сопутствующими компонентами в рудах являются вольфрам и серебро. Из других элементов отмечены висмут, свинец, ртуть, марганец, титан, алюминий и пр.

Плотность руды (в монолите) 2,65 т/м3, насыпная плотность - 1,6 т/м3, влажность - 1-1,5 %, средняя крепость по шкале проф. М.М. Протодьяконова 12-14 (иногда до 18).

Забалансовые руды представлены, в основном, метаморфизованными алевролитами, песчаниками и слюдисто-кварцевыми сланцами.

Таблица 2.4 - Минеральный состав, %

Кварц	- 41,0	Сфен	- 1,47
полевой шпат	- 36,5	Апатит	- 0,2
Биотит	- 13,4	Магнетит	- 0,36
Серицит	- 2,5	Пирит	- 0,6
Хлорит	- 1,7	Арсенопирит	- 0,16
Кальцит	- 3,2	Пирротин	- 0,6

3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ РАЗДЕЛ

3.1 Расчет схемы дробления с выбором оборудования

1. Определим производительность цеха крупного дробления. Расчет производительности ведем по Разумову К.А. 1, стр. 39-40. При весьма большой производительности (свыше 3 млн. /год) режим работы цеха крупного дробления непрерывный (без выходных), семидневная рабочая неделя, продолжительность смены 7 часов по 3 смены в сутки. Расчетное число рабочих дней в году - 340, отсюда

Qц. др.	Qф. год	х kн, т/ч,
	340 х 3 х 7

гдеQц. др. -производительность цеха дробления часовая, т/час

3 - количество смен в сутки; 340 - расчетное число рабочих дней

kн - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья, принимаем равным 1 (для руд однородных по составу)

Qц. др. =	3000000	=420,16 т/ч
	340 х 3 х 7

По типовым правилам проектирования предусмотрим склад крупнодробленой руды, чтобы цех среднего и мелкого дробления работал независимо от графика подачи руды с рудника. График работы отделений среднего и мелкого дробления принимаем по нормам института «Механобр» - три смены в сутки по 7 часов. Расчетное число рабочих дней в году - 346, отсюда

руда месторождение дробление выщелачивание

Qчас.ср мелк. др. =	QГ	=	3000000	= 412,88 т/ч
	346 • 3 • 7		7266

Расчет схемы дробления.

Расчеты ведем по методике приведенной в 2.

По заданию влажность исходной руды очень низкая - 2,5%,т. е. при операциях дробления, и, особенно, грохочения, будет образовываться огромное количество пыли. Опыт работы фабрик показывает, что введение дополнительных операций грохочения неблагоприятно сказывается на запыленности рабочих мест, и, как следствие, влияет на здоровье обслуживающего персонала. Поэтому предусмотрим операцию поверочного грохочения только на стадии мелкого дробления. Введение операции грохочения обеспечит равномерную крупность дробленого продукта.