Золотоизвлекательная фабрика по переработке окисленной золотосодержащей руды месторождения "Мурунтау"

Порядок расчета:

1. Определим общую степень дробления

I =	D1	=	950	= 63,3
	d7		15

Данную степень дробления можно достичь в три стадии.

2. Примем степени дробления в отдельных стадиях.

Определим среднюю степень дробления:

Iср = 3vI ? 3,98

Согласно Разумову К.А. при наличии поверочного грохочения в стадии мелкого дробления, в I и II стадиях степень дробления должна быть несколько меньше Iср, в III стадии - несколько больше.

Принимаем:

II = 3,3 III = 3,3

IIII =	Iобщ.	=	63,3	= 5,8
	II х III		3,3 х 3,3

3. Определим максимальную крупность продуктов после отдельных стадий:

D2 =	D1	=	950	= 288 мм
	II		3,3
D4 =	D1	=	950	= 87 мм
	II х III		3,3 х 3,3
D7 =	D1	=	950	= 15мм
	II х III х IIII		63,2

Определим ширину разгрузочных щелей в каждой стадии, приняв по типовым характеристикам Z - закрупнение дробленого продукта относительно размера разгрузочной щели.

ZI = 1,8ZII = 2,2ZIII = 3,0

S1=	D2	=	288	= 160 мм
	ZI		1,8
SII =	D4	=	63,3	= 31,65 ? 30 мм
	ZII		2,2

C учетом влажности и крепости перерабатываемой руды принимаем разгрузочную щель дробилки третьей стадии равной SIII = 8 мм.

Исходя из принятых щелей, пересчитываем фактические максимальные крупности продуктов дробления:

D2 = 160 х 1,8 = 288 мм

D4 = 30 х 2 = 60 мм

D8 = 7 х 3 = 21 мм

5. Выберем режим работы грохотов

аIII = 15 мм - принимаем размер отверстий сита по крупности, заданной проектом

Е-15III = 85 % - эффективность грохочения.

6. Проверим соответствие выбранной схемы дробления выпускаемому оборудованию.

По таблице 8 1 находим ориентировочное значение массы продукта 8.

8 150% Q8 = 412,88 х 1,5 = 619,3 т/ч

Требования, которым должны удовлетворить дробилки: приведены в таблице 3.2.

Таблица 3.2 - Параметры дробления

Показатели	Стадии дробления
	крупное	среднее	Мелкое
Крупность наибольших кусков в питании, не менее, мм (Dmax) Ширина разгрузочной щели, мм Требуемая производительность, т/ч / м3/ч	950 160 420,2 /262,6	288 30 412,88 /258	87 8 619,3/387

По ширине приемного отверстия и диапазону регулировки щели разгрузочной подходят дробилки:

для крупного дробления ЩДП-12 х 15

для среднего дробления КСД-2200Гр

для мелкого дробления КМД-3000Т

Найдем фактические производительности дробилок для условий, определенных проектом:

Qдр. факт = Qп х kдр. х k х kкр х kвл,

где Qп - паспортная производительность дробилки, м3/ч

kдр., k, kкр, kвл - поправочные коэффициенты на крепость (дробимость), насыпная плотность, крупность и влажность руды.

Значение коэффициентов находим по таблице 27 1:

а) крупное дробление

ЩДП-15 х 21S=160 мм

kвл = 1 (для влажности 5%)

kкр = 1,0 (для средней руды)

k = с/ 2,7= 2,7/2,7= 1

kкр = 1,08 (для dп/В = 1100/1500 = 0,73)

Q факт ЩДП = 550 х 1 х 1 х 1,08 х 1 = 594 м3/ч = 950,4т/ч

б) среднее дробление

КСД-2200ГрВ = 380 мм

По технической характеристике размер щели при диапазоне 15-40 мм, паспортная производительность 850-1200 м3/ч.

Найдем производительность при щели 30 мм:

Qп = 360 +	610 - 360	х (30 - 15) = 485 м3/час
	60 - 30

Значения kвл, kдр., k те же, что выше.

kкр = 1,12 (для dп =	208	= 0,54)
	380

QфактКСД-2200Гр = 485 х 1 х 1 х 1,12 х 1 = 543,2 м3/час = 869,12 т/час

в) мелкое дробление

КМД-3000ТВ = 95 мм

Паспортная производительность 320 - 440 м3/ч при диапазоне щелей 620 мм.

Найдем производительность при щели 8 мм:

Qп = 320 +	440 - 320	х (8 - 6) = 329 м3/ч
	20 - 6

Значения kвл, kдр., k те же

kкр = 1,23 (для	dп	=	54	= 0,57)
	В		95

QфактКМД-3000Т = 329 х 1 х 1 х 1,23 х 1 = 405 м3/ч = 648 т/ч

При работе в замкнутом цикле с грохотом производительность дробилки равна:

Qдр = Q х kц

где kц = 1,3 - коэффициент на замкнутый цикл 1 стр. 75

QзцКМД-3000Т = 405 х 1,3 = 526 м3/час = 841 т/ч

На основании принятых размеров щелей дробилок произведем уточненный расчет третьей стадии дробления:

при размере отверстий сит грохота а = 10 мм массы продуктов находим по формулам:

Q6 = Q5 - Q7

Q5 = Q4 х (	1	+	+154
	Е-15III		-15IV

где Е-15III = 0,85% - эффективность грохочения

+154 - содержание класса +15 мм в разгрузке дробилки КСД-2200Гр

-15IV - содержание класса -15 мм в разгрузке КМД-3000Т.

Для нахождения +154 и -15IV необходимо построить ситовые характеристики продуктов разгрузки дробилок на основании типовых характеристик.

Пересчет типовых характеристик для дробилок КСД-2200Гр и КМД-3000Т к проектным размерам выходных щелей.

Таблица 3.3 - Характеристика крупности руды и дробленых продуктов

По типовой характеристике	продукт КСД-2200Гр при S=30 мм	продукт КМД-3000Т при S=8 мм
крупность класса в долях максимального куска	суммарный выход класса по классу, %	крупность класса, мм (d95 = 54 мм)	крупность класса, мм (dп = 21 мм)
+ 0,1	80	5,4	2,1
+ 0,2	66	10,8	4,2
+ 0,4	40	21,6	8,4
+ 0,6	22	32,4	12,6
+ 0,8	11	43,2	16,8
+ 1,0	5	54,0	216,0

Найдем по ситовым характеристикам

+154 = 56%-15IV = 73%

Q5 = 412,88 х (	1	+	56	= 803,9 т/ч
	0,85		73

Q6 = Q8 = 803,9 - 412,88 = 391 т/ч

г8 =

По результатам расчета определим количество дробилок в каждой стадии:

I стадия

n =	Q1	=	420,2	= 043 1
	QЩДП		950,4

II стадия

n =	Q3	=	412,9	= 0,47 1
	QКСД		869,1

III стадия

n =	Q6	=	619,3	= 0,95 1
	QКМД		648

Найдем коэффициенты загрузки дробилок:

ЩДП 15 х 21	420,2	= 0,43
	967,7
КСД-2200Гр	412,9	= 0,47
	869,1
КМД-3000Т	619,3	= 0,74
	841

Принимаем к установке:

ЩДП 15 х 21 - 1 шт., КСД-2200Гр - 1 шт., КМД-3000Т - 1 шт.

3.2 Выбор оборудования для грохочения

Для руд с насыпным плотностям 1,6 т/м3 используют грохота вибрационные тяжелого типа 1 стр. 221.

Производительность грохота определяется по формуле:

Q = F х q х х k х l х m х n х o х p, т/ч,

где F - площадь сита, м2;

q - удельная производительность на 1 м2 поверхности сита, м3/м2 ·ч;

- насыпная плотность руды, т/ м3;

k, l, m, n, o, p -поправочные коэффициенты (находятся по таблице 30 1)

q = 23,67 м3/ч - по таблице 29 1 для отверстия сита 15 мм.

Для нахождения k и l нужно рассчитать содержание классов с размерами зерен больше размера отверстий сита грохота и с размерами меньше половины размера отверстий сит по формулам 28 и 29 стр. 72 1.

-155 =	Q7	=	412,9	= 0,604 = 60,4 %
	Е-15III х Q5		0,85 х 803,9

+155 = 100 - -155 = 100 - 60,4 = 39,6 %

-7,55 = 0,5 х -155 = 0,5 х 60,4 = 30,2 %

По таблице 30 1 находим:

k = 0,78 (для -7,55 = 30 %) - учитывает влияние мелких зерен

l = 2,16 (для +155 = 40%) - учитывает влияние крупных зерен

m = 1,17 (для Е-15III = 0,85) - поправка на эффективность грохочения

n = 1,0 - влияние формы зерен

0 = 1,0 - влияние влажности

р = 1,0 - влияние способа грохочения

Найдем необходимую минимально необходимую площадь сита грохота:

F =	Q5	=	803,9	=10,77 м2
	q х х k х l х m х n х o х p		23,67х1,6х0,78х2,16х1,17х1х1х1

Принимаем к установке грохот ГИСТ-72, общая площадь сит - 16 м2 Количество грохотов - 1 шт.

3.3 Расчет схемы измельчения

Выход гравиоконцентрата и магнитной фракции относительно исходного питания измельчения очень малы, и вследствие этого при расчетах ими можно пренебречь, представив схему измельчения в упрощенном виде (не учитывая гравитационный передел), сохранив нумерацию продуктов основной схемы.

Порядок расчета:

Определяем часовую производительность цеха измельчения, которая является фактически часовой производительностью всей фабрики, так как цех измельчения является главным корпусом рудоподготовки:

Qчас=	Qгод	Х Кн
	362 х 24 х Кв

где 362 - количество рабочих дней в году (по ГМЗ-2)

24 - непрерывная рабочая неделя 3 смены по 8 часов (3х8=24 часа)

Кв - коэффициент использования оборудования

Кн - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья

Принимаем: Кв=0,9Кн=1,0

Qчас=Q1=	3000000	Х 1	=383,7 т/ч
	362 х 24 х 0,9

Принимаем исходные данные

зададимся разжижением в сливе и песках классификации:

R6=3R7=0,28

(R7 взято на основе ряда 2 стр. 262 в зависимости от крупности слива)

в1-0,074=10% - содержание класса - 0,074 мм в дробленой руде

в7-0,074=77 % - содержание класса - 0,074 мм в сливе классификации.

Принимаем оптимальную циркуляционную нагрузку Сопт=200%.

Порядок расчета:

Измельчение I и II стадий представлены схемой типа ГЕ [1] стр. 86 рис. 23.

Расчет ведем согласно Разумову К.А. 1 стр. 107-108.

1. Определим в2-74 - содержание класса - 0,074 мм в разгрузке мельницы I стадии

В2= в1 +	в 6 - в1
	1 + k х m

где k - отношение удельных производительностей мельниц II стадии к мельницам I стадии, принимаем равным 0,85

m - отношение приведенных объемов мельниц II стадии к I стадии = 2

в2-74= 0,1 +	0,77 - 0,1	= 0,348 = 34,8%
	1 + 0,85 х 2

2. Определим массы продуктов второй стадии

В операции классификации предварительная и поверочная классификации совмещены. Для производства расчётов представим схему измельчения в развернутом виде:

Рисунок 3.1 - Схема измельчения в развернутом виде

Формулы для расчета берем со стр. 108 [1]

Q7'= Q1 х	R6 х (в'6 - в'2)
	в'6 х (R 6 - R 7)

Q7II= Q7I х Cопт Q7 = Q7I + Q7II

где в'6 и в'2 - содержание класса - 0,040 мм в продуктах, которое находим по табл. 14 стр. 102 [1] интерполяцией

для в2 -74= 34,8%

В'2= 17,3 +	24 - 17,3	х (34,8 - 30) = 20,52%
	40 - 30

для в6 -74= 77%

В'6= 48 +	58 - 48	х (77 - 70) = 55%
	80 - 70
Q7' = 383,7 х	3 х (0,55 - 0,2052)	= 554,9 т/ч
	0,55 х (3 - 0,28)

Q7II = 554,9 х 2 = 1109,8 т/ч

Q8 = Q7 = 554,9 + 1109,8 = 1664,7 т/ч

Для расчета Q6 необходимо сосчитать Q25 (количество гравиоконцентрата) и Q16. Из практики работы ГМЗ-2 выход магнитной фракции составляет примерно 16 = 0,013%

от исходной переработки. Выход гравиоконцентрата находится по формуле:

25 =	25 х	=	30 х 0,00018	= 0,000216%
	25		25

где - содержание Au в исходной руде

25 - содержание Au в гравиоконцентрате

25 - извлечение золота в гравиоконцентрат

После нахождения 25 сосчитаем Q16 и Q25

Q16 = 16 х Q2 100 = 0,013 х 383,7 100 = 0,05 т/ч

Q25 = 25 х Q2 100 = 0,000216 х 383,7 100 = 0,00083 т/ч

Из уравнения баланса для операции измельчения и классификации найдем Q6:

Q6 = Q1 - Q16 - Q25 = 383,7 - 0,05 - 0,00083 = 383,65 т/ч

Значение Q3 найдем при расчёте качественно-количественной схемы гравитационного предела.

3.4 Расчет гравитационного передела

Установлено что при отсадке рудного материала в виде слоя естественной постели достаточной толщины, количество зерен, проходящих через постель в единицу времени, является постоянной величиной, зависящей от физических свойств расслаиваемых частиц и параметров процесса.

Практика обогащения руд Мурунтау на ГМЗ-2 показывает, что количество подрешётного продукта при установившемся процессе - величина постоянная и равна примерно 5 т/час на отсадочных машинах ОМР -1А, что составляет около:

г4 =

(175 т/ч - производительность мельничного блока ГМЗ-2 при работе в открытом цикле).

Примем данную величину для расчета в проекте.

Извлечение на СКМ является максимальным в I перечистке и падает при последующих перечистках, так как уменьшается разница в плотности разделяемых минералов. Приняв это во внимание, а также воспользовавшись данными практики обогащения руд на ГМЗ-2, зададимся исходными показателями для расчета схемы:

= 1 = 1,8 г/т = 0,00018% - содержание Au в исходной руде

4 = 3,55% - выход концентрата отсадочных машин от исходного питания гравитационного передела

4 = 71 % - извлечение Au в концентрат отсадочных машин

25 = 30% - извлечение Au в конечный гравиоконцентрат

Е10 = 80% - частное извлечение Au в концентрат первой перечистки

Е19 = 50% - частное извлечение Au в концентрат второй перечистки

Е22 = 20% - частное извлечение Au в концентрат третьей перечистки

25 = 19 = 22 = 24 = 25 % - содержание Au в конечном концентрате

10 = 0,02% = 200 г/т - содержание Au в концентрате первой перечистки

11 = 0,002% = 20 г/т - содержание Au в крупном продукте барабанного грохота

'11 = 1% - частный выход крупных классов на барабанном грохоте от исходного питания операции

16 = 15 г/т = 0,0015% - содержание Au в магнитной фракции

'16 = 0,013% - выход магнитной фракции от исходной руды

'18 = '21 = 30% - частный выход промпродуктов II и III перечисток от исходного питания операций

С = 0,8 - степень концентрации Au в промпродуктах II и III перечисток относительно исходного питания операции

14 = 0 - в слив операции обезвоживания уходит только вода (твердое не уходит)

Для удобства расчётов представим схему гравитационного передела без операций измельчения и классификации, так как в этих операциях не происходит качественного изменения продуктов по содержанию Au, сохранив нумерацию продуктов основной схемы.

На основании принятых исходных показателей произведем расчет схемы обогащения.



Рисунок 3.2 - Схема гравитации

Порядок расчета схемы:

Определим 4 - содержание Au в концентрате отсадочных машин:

4 =	4 х	=	71 х 0,00018	= 0,0036%
	4		3,55

И далее расчёт производится по каждому продукту последующих операций по формулам:

n =	n х	; n =	n х	; n =	n х n
	n		n

Величины , находятся так же и по уравнениям баланса для операций

10 = 4 х Е10 = 71 х 0,8 = 56,8%

10 =	10 х	=	56,8 х 0,00018	= 0,5%
	10		0,02

9 = 4 - 10 = 3,55 - 0,5 = 3,05%

9 = 4 - 10 = 71 - 56,8= 14,2 %

9 =	9 х	=	14,2 х 0,00018	= 0,001%
	9		3,05

11 = '11 х 10 = 0,01 х 0,6 = 0,006%

11 =	11 х 11	=	0,002 х 0,006	= 0,066%
			0,00018

12 = 10 - 11 = 56,8 - 0,066 = 56,734%

12 = 10 - 11 = 0,5 - 0,006 = 0,494%

12 =	12 х	=	56,734 х 0,00018	= 0,02%
	12		0,494

мы приняли, что в слив сгустителя твердое не уходит (15 =0), тогда:

13 =1213= 1213 = 12

16 =	16 х 16	=	0,0015 х 0,013	= 0,108%
			0,00018

15 = 13 - 16= 0,494 - 0,013 = 0,481%

15 = 13 - 16 = 51,934 - 0,108 = 51,83%

15 =	15 х	=	51,83 х 0,00018	= 0,019 %
	15		0,481

19 = 15 х Е19 = 51,83 х 0,5 = 25,915%

19 =	19 х	=	25,915 х 0,00018	= 0,00019%
	19		25

18 = '18 х 15 = 0,15 х 0,481 = 0,0754%

19 =	16 х 19	=	0,0164 х 0,00023	= 0,02 %
			0,00018

17 = 15 - 19 - 18 = 51,83 - 20 - 12,4282 = 19,4 %

17 =	17 х	=	19,4 х 0,00018	= 0,008%
	17		0,4064

22 = 18 х Е22 = 12,4282 х 0,2 = 2,486%

22 =	22 х	=	2,486 х 0,00018	= 0,000022%
	22		20

21 = С х 18 = 0,8 х 0,0164 = 0,0131%

21 = '21 х 18 = 0,3 х 0,1743 = 0,0523%

21 =	21 х 21	=	0,0131 х 0,0523	= 3,806 %
			0,00018

20 = 18 - 22 - 21 = 12,4282 - 2,486 - 3,806 = 6,1362 %

20 = 18 - 22 + 21 = 0,0754 - 0,000022 + 0,0523 = 0,0231%

20 =	20 х	=	6,1632 х 0,00018	= 0,0048%
	20		0,0231

24 = 25 - 19 - 22 = 30 - 25,9316 - 2,486 = 1,5824%

23 = 21 - 24 = 3,806 - 1,5824 = 2,2236 %

24 =	24 х	=	1,5824 х 0,00018	= 0,000014%
	24		20

23 = 21 - 24 = 0,0523 - 0,000014 = 0,05228%

23 =	23 х	=	2,2236 х 0,00018	= 0,007%
	23		0,05228

25 = 19 + 22 + 24 = 0,0023 + 0,000022 + 0,000014 = 0,002336 %

26 = 9 + 11 + 17 + 20 + 23 = 2,95 + 0,006 + 0,4064 + 0,12197 + +0,05228 = 3,53665%

26 = 9 + 11 + 17 + 20 + 23 = 13 + 0,066 + 19,4 + 6,1362 +2,2236 = 40,8258%

26 =	26 х	=	40,8258 х 0,00018	= 0,0021%
	26		3,53665

По общему уравнению баланса для гравитационного передела произведем проверку правильности проведенных расчетов.

Проверка по :

4 = 25 + 16 + 26 = 0,002336 + 0,013 + 3,53665 = 3,55%

3,55 = 3,55

4 = 25 + 16 + 26 = 30 + 0,108 + 40,8258 = 71%

71 = 71

Найдём показатели продукта №6 (слив классификации):

6 = 2 - 24 - 16 = 100 - 0,000014 - 0,013 = 99,98699%

= 2 - 25 - 16 = 100 - 30 - 0,108 = 69,892%

Для составления балансовой таблицы качественно-количественной схемы, проведем расчет Q и P для каждого продукта по формулам:

Qn =	Q1 х n	; P = P1 х n,	где P1 = Q1 х 1 =	Q1 х
	100			100
P1 =	383,7 х 0,00018	= 0,0006906 т/ч = 690,6 г/ч
	100

Q4 = Q1 х 4: 100 = 383,7 х 3,55: 100 = 13,6213 т/ч

Q9 = Q1 х 9: 100 = 383,7 х 3,05: 100 = 11,7028 т/ч

Q10 = Q1 х 10: 100 = 383,7 х 0,5: 100 = 1,9185 т/ч

Q11 = Q1 х 11: 100 = 383,7 х 0,006: 100 = 0,0230 т/ч

Q12 = Q1 х 12: 100 = 383,7 х 0,494: 100 = 1,8954 т/ч

Q13 = Q1 х 13: 100 = 383,7 х 0,494: 100 = 1,8954 т/ч

Q14 = Q1 х 14: 100 = 383,7 х 0: 100 = 0 т/ч

Q15 = Q1 х 15: 100 = 383,7 х 0,481: 100 = 1,845 т/ч

Q16 = Q1 х 16: 100 = 383,7 х 0,013: 100 = 0,04988 т/ч

Q17 = Q1 х 17: 100 = 383,7 х 0,4064: 100 = 1,5563 т/ч

Q18 = Q1 х 18: 100 = 383,7 х 0,0754: 100 = 0,289 т/ч

Q19 = Q1 х 19: 100 = 383,7 х 0,00019: 100 = 0,00073 т/ч

Q20 = Q1 х 20: 100 = 383,7 х 0,0231: 100 = 0,0886 т/ч

Q21 = Q1 х 21: 100 = 383,7 х 0,0523: 100 = 0,2006 т/ч

Q22 = Q1 х 22: 100 = 383,7 х 0,000022: 100 = 0,00008 т/ч

Q23 = Q1 х 23: 100 = 383,7 х 0,05228: 100 = 0,2006 т/ч

Q24 = Q1 х 24: 100 = 383,7 х 0,000014: 100 = 0,000053 т/ч

Q25 = Q1 х 25: 100 = 383,7 х 0,002336: 100 = 0,008963 т/ч

Q26 = Q1 х 26: 100 = 383,7 х 3,53665: 100 = 13,5701 т/ч

P4 = P1 х 4: 100 = 690,6 х 71: 100 = 490,3 г/ч

P9 = P1 х 9: 100 = 690,6 х 14,2: 100 = 98,06 г/ч

P10 = P1 х 10: 100 = 690,6 х 56,8: 100 = 392,2 г/ч

P11 = P1 х 11: 100 = 690,6 х 0,066: 100 = 0,45 г/ч

P12 = P1 х 12: 100 = 690,6 х 56,734: 100 = 391,8 г/ч

P13 = P1 х 13: 100 = 690,6 х 56,734: 100 = 391,8 г/ч

P14 = P1 х 14: 100 = 690,6 х 0: 100 = 0 г/ч

P15 = P1 х 15: 100 = 690,6 х 51,83: 100 = 357,9 г/ч

P16 = P1 х 16: 100 = 690,6 х 0,108: 100 = 0,74 г/ч

P17 = P1 х 17: 100 = 690,6 х 19,4: 100 = 133,9 г/ч

P18 = P1 х 18: 100 = 690,6 х 12,4282: 100 = 85,8 г/ч

P19 = P1 х 19: 100 = 690,6 х 0,02: 100 = 0,14 г/ч

P20 = P1 х 20: 100 = 690,6 х 6,1362: 100 = 42,4 г/ч

P21 = P1 х 21: 100 = 690,6 х 3,806: 100 = 26,3 г/ч

P22 = P1 х 22: 100 = 690,6 х 2,486: 100 = 17,2 г/ч

P23 = P1 х 23: 100 = 690,6 х 2,2236: 100 = 15,3 г/ч

P24 = P1 х 24: 100 = 690,6 х 1,5824: 100 = 10,9 г/ч

P25 = P1 х 25: 100 = 690,6 х 32,5: 100 = 224,4 г/ч

P26 = P1 х 26: 100 = 690,6 х 40,8258: 117 = 281,9 г/ч

Результаты расчетов качественно-количественной схемы приведены в таблице.

Учитывая способность золота накапливаться в песках классификации, примем содержание Au в них равным 1,7 г/т.

Таблица 3.4 - Результаты расчета качественно-количественной схемы

№ опе-рации прод.	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	, %	, %	, %	Р, г/ч
I	Измельчение I стадия
		Поступает
	1	Дроблёная руда	383,7	100,0	0,00018	100,0	690,6
		Выходит
	2	измельчённая руда	383,7	100,0	0,00018	100,0	690,6
II	Отсадка
		поступают
	2	продукт измельчения I стадии	383,7	100,0	0,00018	100,0	690,6
	26	объединенный продукт	13,57	3,53665	0,0023	40,8258	281,9
	8	продукт доизмельчения	1664,7	433,8	0,00017	409,7	2829,4
		Выходят
	4	концентрат	13,62	3,55	0,0036	71,0	3823,9
	5	Хвосты	2048,28	533,8	0,00015	435,1	3004,68
		ИТОГО:	2061,9	537,3	0,00018	550,5	3801,93
III	Классификация
		поступают
	5	хвосты отсадки	2048,28	533,8	0,00015	435,1	3004,68
		Выходят
	6	Слив	383,58	100	0,00016	88,88	613,86
	7	Пески	1664,7	433,8	0,00017	409,7	2829,4
		ИТОГО:	2048,28	533,8	0,00015	435,1	3004,68
IV	Измельчение II стадия
		Поступает
	7	пески классификации	1664,7	433,8	0,00017	409,7	2829,4
		Выходит
	8	доизмельченный продукт	1664,7	433,8	0,00017	409,7	2829,4
V	I Перечистка
		Поступает
	4	концентрат отсадки	13,62	3,55	0,0036	71	490,3
		Выходят
	9	Хвосты	11,70	3,05	0,001	14,2	98,06
	10	концентрат	1,92	0,5	0,02	56,8	392,2
		ИТОГО:	13,62	3,55	0,0036	71	490,3
VI	Грохочение
		Поступает
	10	концентрат I перечис.	1,92	0,5	0,02	56,8	392,2
	Выходят
11	класс + 5мм	0,02	0,006	0,002	0,066	0,45
12	класс - 5мм	1,89	0,494	0,02	56,734	391,8
	ИТОГО:	1,91	0,5	0,02	56,8	392,2
VII	Обезвоживание
	поступает
12	класс - 5мм	1,89	0,494	0,02	56,734	391,8
	выходят
13	обезвоженный продукт	1,89	0,494	0,0201	56,734	391,8
14	Слив	0	0	0	0	0
	ИТОГО:	1,89	0,494	0,02	56,734	391,8
VIII	Магнитная сепарация
	поступает
13	обезвоженный продукт	1,89	0,494	0,02	56,734	391,8
	Выходят:
15	немагнитная фракция	1,845	0,481	0,019	51,83	357,9
16	Магнитная фракция	0,05	0,013	0,0015	0,108	0,74
	ИТОГО:	1,89	0,494	0,02	56,734	291,8
	IX	II Перечистка
		Поступает
	15	немагнитная фракция	1,845	0,481	1,55	51,83	357,9
	Выходят
17	хвосты	1,556	0,4064	0,008	19,4	133,9
19	Концентрат	0,00073	0,00019	25	0,02	0,14
18	промпродукт II перечистки	0,289	0,0754	0,0178	12,4282	85,8
	ИТОГО:	1,845	0,481	1,55	51,83	357,9
X	III Перечистка
	Поступает
18	промпродукт II перечистки	0,289	0,0754	0,0178	12,4282	85,8
	Выходят
20	Хвосты	0,0886	0,0231	0,0048	6,1362	42,4
21	Промпродукт	0,20	0,0523	0,0131	3,806	26,3
22	Концентрат	0,00008	0,000022	25	2,486	17,2
	ИТОГО:	0,289	0,0754	0,0164	12,4282	85,8
XI	IV Перечистка
	Поступает
21	промпродукт III перечистки	0,20	0,0523	0,0131	3,806	26,3
	Выходят
23	Хвосты	0,2006	0,05228	0,007	2,2236	15,3
24	Концентрат	0,00005	0,000014	25	30	207,2
	ИТОГО:	0,20	0,0523	0,0131	3,806	26,3
	Объединение хвостов операций
		поступают
	9	хвосты I перечистки	11,70	3,05	0,001	14,2	98,06
	11	класс +5 мм грохота	0,02	0,006	0,002	0,066	0,45
	17	хвосты II перечистки	1,556	0,4064	0,008	19,4	133,9
	20	хвосты III перечистки	0,0886	0,0231	0,0048	6,1362	42,4
	23	хвосты IV перечистки	0,2006	0,05228	0,007	2,2236	15,3
	ИТОГО: (объединенный продукт)	13,57	3,53665	0,0021	40,8258	281,9
	Объединение гравиоконцентрата
		поступают
	19	концентрат II перечистки	0,00073	0,00019	25	0,02	0,14
	22	концентрат III перечистки	0,00008	0,000022	25	2,486	17,2
	24	концентрат IV перечистки	0,00005	0,000014	25	1,5824	10,9
	ИТОГО: (объединенный гравиоконцентрат)	0,0086	0,000226	25	32,5	224,4

Произведем балансовую проверку по количеству металла в продуктах, поступивших и вышедших из процесса:

Р1 = Р25 + Р16 + Р6

5882,9 = 1764,9 + 4,9 + 4113,1

5882,9 = 5882,9

3.5 Расчет водно-шламовой схемы рудоподготовки и гравитационного передела

Расчет водно-шламовой схемы необходим для определения количества воды, необходимой для создания оптимальных условий протекания процесса и для определения количества свежей воды, поступающей на фабрику.

1. Для расчета зададимся разжижениями* продуктов, исходя из требований технологической инструкции ГМЗ-2 и практических норм расхода воды в отдельных операциях.

* Разжижение - это отношение массы жидкого (воды) к массе твердого в продуктах.

Исходные данные для расчета водно-шламовой схемы приведены в таблицы 3.5.

Таблица 3.5 - Исходные данные для расчёта водно-шламовой схемы

оптимальные значения R, которые необходимо обеспечить	нерегулируемые значения R	нормы расхода воды в отдельных операциях
R1 = R2 = 0,3	R7 = 1,82	расход воды на деки концентрационных столов:
R6 = 4,25	R10 = 2,5	LV = LIX = LX = LXI = = 0,6 м3/т
RIV = R8 = 0,4	R11 = 0,5	расход смывной воды на транспортировку концентрата:
R4 = 3	R16 = 0,3	L10 = L15 = 1,5 м3/т
R13 = 2,5	R18 = Rх	расход подрешетной воды отсадочной машины на тонну руды:
оптимальные значения R, которые необходимо обеспечить	нерегулируемые значения R	нормы расхода воды в отдельных операциях
R24 = R19 = R22 = 0,11	R21 = RXI	LII = 2 м3/т
	Rисх = R1 = 0,025	расход воды для транспортировки немагнитного продукта магнитного сепаратора:
		L15 = 1,5 м3/т

2. Составим вспомогательную таблицу, куда внесем массу твердого в отдельных операциях и продуктах, найденные при расчетах, исходные разжижения для расчета и значения Wn, подсчитанные для продуктов с известным разжижением (Rn) по формуле Wn = Rn х Qn:

Таблица 3.6 - Вспомогательная таблица

№ операции и продуктов	Qn, т/ч	Rn	Wn, м3/ч
1	383,7	0,025	9,59
2	383,7	0,3	115,1
I	383,7	0,3	115,1
3	2061,97	-
4	13,62	3	40,86
5	2048,4	-
II	2061,97	-
6	383,58	4,25	1630,2
7	1664,7	0,28	466,1
III	2003,3	-
8	1664,7	0,4	665,88
IV	1664,7	0,4	665,88
9	11,7	-
10	1,91	2,5	4,77
V	13,61	-
11	0,02	0,5	0,01
12	1,89	-
VI	1,89	-
13	1,89	2,5	4,72
14	0	-
VII	1,89	-
15	1,845	-	-
16	0,05	0,3	0,015
VIII	1,89	-
17	1,55	-
18	0,289	-
IX	1,6	-
20	0,0886	-
19	0,00073	0,11	0,00008
21	0,2	-
22	0,00008	0,11	0,0000088
X	0,66	-
23	0,2206	-
24	0,00005	0,11	0,000005
XI	0,22065	-
25	0,008	0,11	0,00088
26	13,57	-

3. Определим количество воды в отдельных операциях и продуктах, м3/ч и разжижения продуктов:

LI = WI - W1 = 115,1 - 9,59 = 105,51 м3/ч

LIV = WIV - W7 = 665,88 - 466,1 = 199,78 м3/ч

LV = 0,6 х QV = 0,6 х 13,62 = 8,17 м3/ч

W9 = W4 + LV - W10 = 40,86 + 8,17 - 4,77 = 44,26 м3/ч

L10 = 1,5 х Q10 = 1,5 х 1,91 = 2,86 м3/ч

W12 = W10 + L10 - W11 = 4,77 + 2,86 - 0,01 = 7,62 м3/ч

W14 = W12 - W13 = 7,62 - 4,72 = 2,90 м3/ч

L15 = 1,5 х Q15 = 1,5 х 1,845 = 2,767 м3/ч

W15 = W13 - W16 = 4,72 - 0,015 = 4,705 м3/ч

LIX = 0,6 х QIX = 0,6 х 0,02 = 0,012 м3/ч

WIX = W15 + LIX + L15 = 4,705 + 0,012 + 2,767 = 7,484 м3/ч

RIX =	WIX	=	7,484	= 4,67 = R18
	QIX		1,6

W18 = R18 х Q18 = 4,67 х 0,289 = 1,35 м3/ч

W17 = WIX - W18 - W19 = 7,484 - 1,35 - 0,0008 = 6,13 м3/ч

LX = 0,6 х Q10 = 0,6 х 1,91 = 1,146 м3/ч

WX = W18 + LX = 0,1975 + 1,146 = 1,3435 м3/ч

RX =	WX	=	1,3435	= 2,68 = R21
	QX		0,5

W21 = RХ х Q21 = 2,68 х 0,2 = 0,536 м3/ч

W20 = WX - W21 - W22 = 1,3435 - 0,536 - 0,000008 = 0,81 м3/ч

LXI = 0,6 х QXI = 0,6 х 0,2 = 0,12 м3/ч

WXI = W21+ LXI = 0,536 + 0,12 = 0,656 м3/ч

W23 = WXI - W24 = 0,656 - 0,000005 = 0,6559

W26=W9+W11+W14+W17+W20+W23=44,26+0,01+2,90+4,548+

+0,81 + 0,6559 = 53,1839 м3/ч

LII = 2 х Q2 = 2 х 383,7 = 767,4 м3/ч

WII=W26+W2+W8+LII=53,1839+115,1+665,88+767,4 = 1601,56 м3/ч

W5 = WII - W4 = 1601,56 - 40,86 = 1560,7 м3/ч

WIII = W6 + W7 = 1015,95 + 466,1 = 549,85 м3/ч

LIII = WIII - W5 = 549,85 - 206,3 = 343,55 м3/ч

Результаты расчетов вносим в таблицу водно-шламовой схемы, в которой подсчитываем значения Rn по формуле Rn =Wn/Qn и значения Vn по формуле:

Vn = Qn х (Rn +	1	)
	д

Таблица 3.7 - Результаты расчета водно-шламовой схемы

№ операции и продуктов	Наименование операций и продуктов	Q, т/ч	R	W, м3/ч	V, м3/ч
1	2	3	4	5	6
I	Измельчение I стадия
		Поступает
	1	дроблёная руда	383,7	0,025	9,59	1029,15
	L I	свежая вода			105,51	105,51
		ИТОГО:	383,7	0,3	115,1	1732,54
		Выходит
	2	измельчённая руда	383,7	0,3	115,1	1732,54
II	Отсадка
		поступают
	2	продукт измельчения I стадии	383,7	0,3	115,1	1732,54
	26	объединенный продукт	13,57	4,34	71,9	414,7056
	8	продукт доизмельчения	1664,7	0,6	665,88	4124,51
	L II	подрешётная вода на отсадочную машину			767,4	5115,6
	3	ИТОГО:	2061,97	0,78	1620,2	11387,3556
		Выходят
	4	концентрат	13,62	3	40,86	298,03
	5	Хвосты	2048,4	1,03	2109,8	11089,3256
		ИТОГО:	2061,97	1,04	2150,7	11387,3556
III	Классификация
		поступают
	5	хвосты отсадки	2048,4	1,03	2109,8	11089,3256
	L III	свежая вода			343,55	1035,941
		ИТОГО:	2048,4	1,2	2453,35	12125,2666
		выходит
	6	Слив	383,58	4,25	1630,2	8637,4566
	7	Пески	1664,7	0,49	823,15	3487,81
		ИТОГО:	2048,4	1,2	2453,35	12125,2666
IV	Измельчение II стадия
		поступает
	7	пески классификации	1664,7	0,49	823,15	3487,81
	LIV	свежая вода			199,78	636,7
		ИТОГО:	1664,7	0,6	1022,93	4124,51
		выходит
	8	Доизмельченный продукт	1664,7	0,6	665,88	4124,51
V	I Перечистка
		поступает
	4	концентрат отсадки	13,62	3	40,86	298,03
	L V	вода на деку стола			8,17	52,95
		ИТОГО:	13,62	3,6	49,03	350,98
		выходят
	9	Хвосты	11,70	3,83	44,81	306,82
	10	концентрат	1,91	2,5	4,77	44,16
		ИТОГО:	13,62	3,6	49,03	350,98
VI	Грохочение
		поступает
	10	концентрат I перечистки	1,91	2,5	4,77	44,16
	L 10	вода для транспортировки концентрата			2,86	23,02
		ИТОГО:	1,91	4	7,64	67,18
		выходят
	11	класс + 5мм	0,2	0,5	0,01	0,07
	12	класс - 5мм	1,89	4,04	7,63	67,11
		ИТОГО:	1,91	4	7,64	67,18
VII	Обезвоживание
		поступает
	12	класс - 5мм	1,89	4,04	7,63	67,11
		выходят
	13	обезвоженный продукт	1,89	2,5	4,72	43,72
	14	Слив			2,91	23,39
		ИТОГО:	1,89	4,04	7,63	67,11
VIII	Магнитная сепарация
	поступает
13	обезвоженный продукт	1,89	2,5	4,72	43,72
	выходят
15	немагнитная фракция	1,845	2,55	4,7	43,5
16	магнитная фракция	0,05	0,3	0,015	0,22
	ИТОГО:	1,89	2,5	4,72	43,72
IX	II Перечистка
		поступает
	15	немагнитная фракция с магн./сепаратора	1,845	2,55	4,7	43,5
	L 15	вода на смыв немагн. Фракции			0,03	22,29
	L IX	вода на деку стола			0,012	8,92
		ИТОГО:	1,845	2,55	4,74	74,71
		выходят
	17	Хвосты	1,556	2,55	3,97	52,2962
	18	Промпродукт II перечистки	0,289	2,55	0,736	22,41
	19	концентрат	0,00073	0,11	0,00008	0,0038
		ИТОГО:	1,845	2,55	4,74	74,71
X	III Перечистка
		поступает
	18	промпродукт II перечистки	0,289	4,65	1,34	22,41
	L X	вода на деку стола			1,146	8,92
		ИТОГО:	0,289	8,6	2,486	31,33
		выходят
	20	Хвосты	0,0886	6,65	0,59	21,9296
	21	промпродукт	0,2	6,65	1,33	9,4
	22	концентрат	0,00008	0,11	0,000008	0,0004
		ИТОГО:	0,289	6,64	1,92	31,33
XI	IV Перечистка
		поступает
	21	промпродукт III перечистки	0,2	6,65	1,33	9,4
	L XI	вода на деку стола			0,12	0,8
		ИТОГО:	0,2	7,25	1,45	10,2
		выходят
	23	Хвосты	0,2006	7,25	1,45	10,1998
	24	концентрат	0,00005	0,11	0,000005	0,0002
		ИТОГО:	0,2	7,25	1,45	10,2

По результатам расчётов составим баланс общей воды по фабрике (смотрите таблицу 3.8.).

Таблица 3.8 - Баланс общей воды по фабрике

Поступает воды в процесс

м3/ч

Уходит воды из процесса

м3/ч

С исходной рудой

W 1

9.59

С конечным концентратом

В I стадию измельчения

L I

105,51

W25=W19+W22+W24

W 25

0,0001

На отсадочн. машины

L II

767,4

С магнитной фракцией

W 16

0,015

На классификацию

L III

343,5

В слив классификатора

W 6

1440,78

Во II стадию измельчения

L IV

199,78

На деки столов I перечистки

L V

8,17

На смыв концентрата I перечистки

L 10

2,86

На транспортировку немагнит. Продукта

L 15

2,762

На деки столов II перечистки

L IX

0,012

На деки столов III перечистки

L X

1,146

На деки столов IV перечистки

L XI

0,12

Итого: W 1 + сумма L

1440,8

Итого: сумма W к

1440,8

Расход общей воды по фабрике равен:

Lобщ = Wк - W1 = 1440,8 - 9,59 = 1431,21 м3/ч

С учётом сгущения слива классификации перед последующей его переработкой до Rсгущ = 0,95 и использованием слива сгустителей в качестве оборотной воды, сосчитаем возврат воды в процесс.

Количество воды, уходящей со сгущённым продуктом

Wсгущ = Q6 х Rсгущ = 338,65 х 0,95 = 321,7 м3/ч

тогда возврат оборотной воды (слива сгустителей) будет равен:

Wобор = W6 - Wсгущ = 1440,78 - 321,7 = 1119,08 м3/ч

Итоговый расход воды с учётом оборотного водоснабжения:

Lобор.сн = Lобщ - Wобор = 1431,21 - 1119,08 = 312,13 м3/ч

Удельный расход воды по фабрике:

g =	Lобор,	=	312,13	= 0,813 м3/т
	Q		383,7

3.6 Материальный баланс выщелачивания руды цианистым раствором

Степень взаимодействия компонентов руды с раствором NaCN принимается на основе испытаний. Расход NaCN и количество образующихся продуктов выщелачивания получен расчетом на 338,7 т руды в единицу времени (час). Руда содержит Au-1,6 г/т и Ag-6 г/т.

Количественный, химический рациональный состав кварцевая руда приведен в табл 1.

Железо - переходят в раствор FeO:

FeO-степень растворения принята 2%. Переходит в раствор FeO в количестве 0,0242·338,7·0,02=0,164 т.

Реакция взаимодействия:

FeO + 6NaCN + H2O = Na4Fe(CN)6 + 2NaOH

Расход NaCN: (6·49·0,164):71,85=0,671 т.

Образуется: Na4Fe(CN)6 в количестве (303,91·0,164):71,85=0,6937 т.

NaOH: (2·40·0,164):71,85=0,1826 т.

2. Золото - переходит в раствор 95% или 1,6·0,95=1,52 г/т.

Реакция:

2Au + 4NaCN + 0,5O2 +H2O = 2Na(AuCN)2 + 2NaOH

Расход NaCN: (4·49·1,52·338,7): (197·2)= 256,1г = 0,000256 т.

Образуется: Na(AuCN)2 в количестве (272·1,52·338,7):197=710,83 г = =0,000711 т.

NaOH: (40·1,52·338,7):197=104,5 г = 0,0001 т.

Серебро - переходит в раствор 90% или 6,0·0,9=5,4 г/т или 5,4·338,7=1829 г.

Реакция:

2Ag + 4NaCN + 0,5O2 +H2O = 2NaAg(CN)2 + 2NaOH

Расход NaCN: (4·49·1829): (107,87·2)=1661,65 г 0,001661 т.

Образуется: NaAg(CN)2 в количестве (182,88·1829):107,88=3100,5г= =0,0031 т.

NaOH: (40·1829):107,88=678,16 г = 0,000678 т.

Суммарный расход NaCN составил 0,6729 т на 338,7 т руды или 1,986 кг/т руды. Принимаем 10% на дополнительные потери NaCN (гидролиз, химическое разложение): 1,986+1,986·0,1=2,1846 кг/т руды.

При выщелачивание ж:т составляет по массе 1,5:1, следовательно, на 338,7 т руды загружается 508 т (м3) цианистого раствора с концентрацией NaCN 0,06 % (600 г/м3). Всего загружается NaCN 2,1846·338,7·1,5=1110кг= =1,11 т. При расходе NaCN 0,6729 т остаточное количество NaCN будет

1,11-0,6729=0,4371 т, что соответствует концентрации раствора (0,4371·1000):508=0,86 кг/м3 (860 г/м3).

Таблица 3.9 - Химический и рациональный состав руды, поступающей на выщелачивание, %

Элемент соединение	SiO2	Al2O3	CaO	MgO	Na2O	K2O	TiO2	P2O5	MnO2	V2O5	ZrO2	WO3	Fe	Sобщ.	O2	Прочие	Всего
SiO2 Al2O3 CaO MgO Fe2O3 FeO Na2O K2O Sобщ. TiO2 P2O5 MnO2 V2O5 ZrO2 WO3 Прочие Всего	67,4 - - - - - - - - - - - - - - - 67,4	- 13,9 - - - - - - - - - - - - - - 13,9	- - 2,25 - - - - - - - - - - - - - 2,25	- - - 2,46 - - - - - - - - - - - - 2,46	- - - - - - 3,5 - - - - - - - - - 3,5	- - - - - - - 3,6 - - - - - - - - 3,6	- - - - - - - - - 0,5 - - - - - - 0,5	- - - - - - - - - - 0,2 - - - - - 0,2	- - - - - - - - - - - 0,07 - - - - 0,07	- - - - - - - - - - - - 0,03 - - - 0,03	- - - - - - - - - - - - - 0,04 - - 0,04	- - - - - - - - - - - - - - 0,01 - 0,01	- - - - 1,68 1,88 - - - - - - - - - - 3,56	- - - - - - - - 0,8 - - - - - - - 0,8	- - - - 0,72 0,54 - - - - - - - - - - 1,26	- - - - - - - - - - - - - - - 0,42 0,42	67,4 13,9 2,25 2,46 2,4 2,42 3,5 3,6 0,8 0,5 0,2 0,07 0,03 0,04 0,01 0,42 100,0

Расход чистого оксида кальция CaO на реакции взаимодействия с кислотами, сульфатами, карбонатами, глиноземом, углекислотой воздуха при аэрации пульпы и др. принимаем 2,0 кг/т руды или на 338,7 т руды 677,4 кг= 0,677 т. При использовании технической извести, содержащей 80% CaO, расход ее составит 2:0,8=2,5 кг/т или на 338,7 т руды 846,75 кг = 0,847 т. при загрузке известкового молока с содержанием 10% CaO его потребуется (0,847·100):10=8,47 т или 8,47: 1,08=7,84 м3.

Начальная и конечная концентрации защитной щелочи в растворе принята 0,02% CaO (200 г/м3) или 338,7 т руды 0,2·508= 101,6 кг = 0,1016 т. Составы цианистого раствора и руды после выщелачивания приведен в таблице 3.10.

Таблица 3.10 - Состав раствора после выщелачивания 338,7 т руды при отношении ж:т=1,5:1

Соединение	Количество, т	Концентрация г/м3	Концентрация металла г/м3
NaCN CaO (100%-ный NaOH NaAu(CN)2 NaAg(CN)2 Na4Fe(CN)6	0,4371 0,1016 0,1834 0,00071 0,0031 0,6937	860 200 366,7 1,3 6,1 1365,5	- - - 0,94 3,59 251,6

Материальный баланс процесса выщелачивания руды цианистым раствором приведен в таблице 3.11.

Таблица 3.11 - Материальный баланс процесса выщелачивания руды цианистым раствором при отношении ж:т=1,5:1

Поступает	Выходит
Продукты и соединения	Количество, т	Продукты и соединения	Количество, т
Руда 338,7 В том числе: FeO 8,1965 Известковое молоко с содержанием 10 % CaO (80 % - ного) 8,47 Цианистый раствор 508 В том числе: NaCN 1,11 CaO 0,1016 Всего: 855,17	Руда 338,68 В том числе: FeO 8,0325 Известь (80 % - ная) 0,847 Цианистый раствор 515,643 В том числе: NaAu(CN)2 0.000711 NaAg(CN)2 0.0031 Na4Fe(CN)6 0.6937 NaOH 0.1834 NaCN 0.4371 Всего: 855,17

3.6.1 Материальный баланс сорбционного выщелачивания руды цианистым раствором с применением в качестве сорбента АМ-2Б

Как и при ионообменной процессе, выщелачивание руды производится в две стадии: а) предварительное цианирование пульпы (без загрузки сорбента) в течение 2-6 ч, при котором переходит в раствор до 70-80% золота, извлекаемого цианированием; б) сорбционное выщелачивание в присутствии активированного угля в каскаде сорбционных аппаратов в течение 8-12 ч, когда происходит дорастворение золота из руды с одновременной сорбцией активированным углем растворенного золота, серебра и других компонентов.

В качестве сорбента используется АМ-2Б.

Количество сорбента в потоке определяем по формуле:

сухого сорбента

Степень сорбции сорбентом компонентов раствора составляет, %: Au-99,0-99,8 (остаточное содержание в растворе при цианировании руд 0,02-0,03 г/м3); Ag - (при сорбции Au) 30-70; в расчете принято извлечение сорбцией, %: Au-99,8; Ag-50,0; CN-5,0.

Единовременную загрузку сорбента в аппараты сорбционного выщелачивания определяем, приняв продолжительность контакта сорбента с пульпой для достижения равновесной ёмкости по золоту в одной ступени 60 ч, а при четырех ступенях равновесия 4·60=240 ч. При потоке сорбента 125,89 кг/ч единовременная загрузка его составит Qед=125,89·240=30213,6 кг = 30,214 т, что соответствует 30,214·2,5=75,535 м3 набухшего анионита.

Количество сорбируемых сорбентом компонентов раствора при сорбционном выщелачивании рудной пульпы приведен в таблице 3.12.

Таблица 3.12 - Количество сорбируемых сорбентом компонентов раствора при сорбционном выщелачивании рудной пульпы

Компонент	Расчет количества W(м3/ч)·С(г/м3)·е (доли·ед)	Количество
		г/ч	г/кг сорбента
Au Ag CN- Всего	508·(1,066-0,02)+16,25(об) 508·4,00·0,5+304,83 (об) 508·860·0,05	547,618 1320,83 21844 23712,45	4,35 10,492 173,55 188,392

Потери сорбента с хвостовой пульпой сорбционного выщелачивания составляют 10-20 г на тонну руды сухого сорбента. Принимая величину потерь 10 г/т руды, получим общие потери сорбента 10·338,7=3387 г/ч или 3,387 кг/час. Содержание золота и серебра в теряемом сорбенте принимаем равным их содержанию в отрегенерированном сорбенте: Au - 0,15 г/кг и Ag - 0,05 г/кг. количество благородных металлов, уходящих в хвосты выщелачивания с сорбентом, будет: Au - 0,15 г/кг и Ag - 0,05 г/кг. Материальный баланс сорбционном выщелачивания руды приведен в таблице 3.13.

Таблица 3.13 - Материальный баланс сорбционного выщелачивания руды

Продукт	Количество продукта, т/ч	Au, г/ч	Ag, г/ч
Поступает: Руда Раствор NaCN Известковое молоко (10%-й раствор Оборотный раствор NaCN Промвода шламовая Нейтральные растворы регенерации 0,086·18·1,05 Сорбент единовременной загрузки Сорбент отрегенерированный Сорбент свежий Всего: Выходит Руда Раствор NaCN Растворы регенерации Сорбент единовременной загрузки Сорбент насыщенный Сорбент с пульпой (потери) Всего:	338,7 508 8,47 1,45 1,527 1,63 30,214 0,126 0,0039 890,12 338,7 516,47 4,6 30,214 0,126 0,0039 890,12	541,92 - - 16,25 - - - 18,9 - 577,07 27,1 3,126 - - 546,344 0,5 577,07	2032,2 - - 304,83 - - - 6,3 - 2920,4 203,2 1256,83 - - 1460,2 0,17 2920,4

3.7 Выбор и расчет оборудования

3.7.1 Выбор оборудования для измельчения

Примем в проекте к установке мельницы шаровые с центральной разгрузкой (МШЦ), т.к. согласно [1] стр. 229 «мельницы МШЦ отличаются более сильным ошламованием измельчаемых продуктов, поэтому мельницы с центральной разгрузкой следует устанавливать в тех случаях, когда переизмельчение продукта является полезным для последующей его обработки, например при цианировании золотых руд с весьма тонкой вкрапленностью золота или при доизмельчении тонковкрапленных продуктов».

В качестве эталонной мельницы примем МШЦ-45х60, работающую на действующем предприятии во второй стадии измельчения. Она доизмельчает продукт разгрузки ММС, имеющей размер разгрузочной решётки 20мм, то есть крупность исходного питания МШЦ 20-0 мм. Конечная крупность измельчения -80% класса - 0,074 мм. Согласно справок ЦЗЛ МШЩ-45х60, работая в этих условиях, имеет удельную производительность 0,92 т/м3 * ч

Производительность мельниц по исходной руде определяется по формуле:

Q = ,

где V - объем мельницы, м3;

q - удельная производительность по классу - 0,074 мм;

вk, висх - содержание класса - 0,074 мм в конечном и исходном продукте.

В тех случаях, когда для проектируемой фабрики применяется одинаковая по измельчаемости с эталонной руда, а при измельчении используется мельница того же типа, удельная производительность проектируемой мельницы будет определяться по формуле:

q = qэ kk kL kD [2] стр. 191

где qэ - удельная производительность эталонной мельницы (работающей на производстве)

kk kL kD - коэффициенты длины, диаметра мельницы и крупности исходного продукта

kL = (Lэ/L)0,15, где Lэ - длина эталонной, L - длина проектируемой мельницы...

kD = , где D,Dэ, - диаметры мельниц проектируемой и эталонной

0,15 - средняя толщина футеровки мельниц, м

kk =

где m1 - относительная производительность эталонной мельницы при той крупности конечного и исходного продукта, которая имеет место на действующем предприятии

m2 - то же, при запроектированных крупностях продуктов.

3.7.2 Расчёт оборудования для первой стадии измельчения

Согласно расчётам, мельница первой стадии измельчения работает при следующих крупностях продуктов:

висх = 10%, вк = 34,8%, Q1 = 383,7 т/ч

Определим kk:

значения m1 и m2 найдём по [1]табл. 33:

m1 = 0,87 (для крупности исходного 20-0 мм и конечного 80% класса -0,074мм)

m2 = 0,98 (для крупности исходного 15-0 мм и конечного 34,8% класса -0,074 мм)

kk =

Примем для сравнения варианты установки мельниц:

1) МШЦ-45х60

2) МШЦ-45х80

3) МШЦ-55х65

1. Рассчитаем поправочные коэффициенты и производительности мельниц: МШЦ - 45 х 60 (V = 82 м3)

Кк=

КD=

q=qэkkkLkD=0,92x1,13x1x1=1,040 т/м3·час

Q= т/ч

МШЦ - 45 х 80 (V = 114 м3)

Кк=

КD=

q=qэkkkLkD=0,92 x 1,13 x 1,044 x 1=1,085 т/м3·час

Q= т/ч

МШЦ - 55 х 65 (V = 141 м3)

Кк=

КD=

q=qэkkkLkD=0,92x1,13x1,012x1=1,167 т/м3·час

Q= т/ч

2. Определяем количество мелниц:

n =

МШЦ-45х60 n = 383,7: 343,9 = 1,14 ? 2 шт.

МШЦ~45к80 n = 383,7: 493,8 = 0,77 ? 1 шт.

МШЦ-55к65 n = 383,7: 663,5 = 0,58 ? 1 шт.

Произведем сравнение вариантов установки мельниц по установочной мощности электрических двигателей, массе (характеризует стоимостьмельницы) и коэффициенту запаса производительности.

Таблица 3.14 - Сравнение вариантов установки МШЦ

Размеры барабана мельниц	Число мельниц, ш т	масса мельниц, т	установочная мощность эл. двигателя, кВт	Коэффициент запаса
		одной	всех	одной	всех
4500x6000	2	355	710	2500	5000	2: 1,14 = 1,75
4500x8000	1	450	450	3150	3150 4000	1: 0,77 = 1,30
5500x6500	1	690	690	4000		1: 0,58 = 1,72

При сравнении вариантов установки мельниц видно, что наиболее экономичным по потребляемой электроэнергии при незначительно большей массе является вариант установки мельниц МШЦ 45 х 80.

При этом общая площадь, занимаемая мельницами равна:

МШЦ - 45 х 804,5х8х1=36м2

МШЦ - 55 х 655,5 х 6,5 х 1 = 36 м 2

То есть установка МШЦ 45 х 80 экономит капитальные затраты на строительство здания цеха измельчения.

Принимаем в первой стадии измельчения МШЦ - 55 х 65 в количестве 1 штук.

3.7.3 Расчёт оборудования для второй стадии измельчения

Расчет ведем для условий:

висх = 34,8%, вк = 77%, Q = 383,7 т/час

В формулу удельной производительности введём коэффициент удельной производительности мельниц II стадии к мельницам I стадии (согласно расчёта схемы измельчения), так как впервой стадии избирательно измельчаются наиболее мягкие минералы, а во вторую стадию поступают более трудноизмельчаемые зёрна руды.

То есть qэ = qэ х 0,85 = 0,92 х 0,85 = 0, 799 т/м3 • час

Определим kk:

значения m1 и m2 найдём по [1]табл. 33:

m1 - 0,87 (для крупности исходного 20-0 мм и конечного 80% класса -0,074 мм)

m2 - 0,93 (для крупности исходного 3-0 мм и конечного 77% класса -0,074 мм)

kk = =1,07

Примем для сравнения варианты установки мельниц:

1)МШЦ - 45 х 60

2)МШЦ - 45 х 80

3) МШЦ - 55 х 65

1. Рассчитаем поправочные коэффициенты и производительности мельниц: МШЦ - 45 х 60 (V=82м3)

Кк=

КD=

q=qэkkkLkD=0,799x1,07x1x1=0,855 т/м3·ч

Q= т/ч

МШЦ - 45 x 80 (V = 114м3)

Кк=

КD=

q=qэkkkLkD=0,799x1,07x1,044x1=0,893 т/м3·ч

Q= т/ч

МШЦ - 55 х 65 (V = 141 м3)

Кк=

КD=

q=qэkkkLkD=0,799x1,07x1,012x1,109=0,959 т/м3·ч

Q=т/ч

2. Определяем количество мельниц

n =

МШЦ - 45 х 60n = 383,7: 166,1 = 2,4 ? 3 шт.

МШЦ - 45 х 80n = 383,7: 241,2 = 1,6 ? 2 шт.

МШЦ - 55 х 65n = 383,7: 320,4 = 1,2 ? 2 шт.

Произведем сравнение вариантов установки мельниц по установочной мощности электрических двигателей, массе (характеризует стоимость мельницы) и коэффициенту запаса производительности.

Таблица 3.15 - Сравнение вариантов установки МШЦ

размеры барабана мельниц	число мельниц, шт.	масса мельниц, т	Установочная мощность эл. двигателя, кВт	коэффициент запаса
		одной	всех	одной	всех
4500x6000	3	355	1065	2500	7500	3: 2,4 = 1,25
4500x8000	2	450	900	3150	6300	2: 1,6 = 1,25
5500x6500	2	690	1380	4000	8000	2: 1,2 = 1,7

При сравнении вариантов установки мельниц видно, что наиболее экономичным по потребляемой электроэнергии при незначительно большей массе является вариант установки мельниц МШЦ - 45 х 80.

При этом общая площадь, занимаемая мельницами равна:

МШЦ - 45 х 804,5x8x2 = 72 м2

МШЦ - 55 х 655, 5 x 6,5x 2 = 71,5 м2

То есть установка МШЦ - 45 х 80 сэкономит капитальные затраты на строительство здания цеха измельчения, что компенсирует расходы на приобретение мельниц.

Принимаем во второй стадии измельчения МШЦ - 45 х 80 в количестве 2 штук.

3.7.4 Выбор оборудования для классификации

Для классификации продуктов измельчения шаровых мельниц рекомендовано применение гидроциклонов, которые имеют малые габариты и достаточно большую эффективность..

Исходные данные для расчета:

VIII = 3307,38 м3/ч - требуемая (расчётная) объёмная производительность

втвIII= %

- содержание твердого в питании гидроциклонов

В-74слив = 77% - требуемая крупность слива классификации по классу - 0,074 мм

согласно таблице 14 [1] это соответствует номинальной крупности слива 150 мкм

по таблице 45 [1] для заданных условий подходит гидроциклон диаметром 500 мм, для этого типоразмера имеем стандартные:

dп = 13 - диаметр питающего отверстия, см

d = 16 - диаметр сливного отверстия, см

Д = 4,8- 15 - диаметр пескового насадка (в пределах), см

б = 200 - угол конусности, град

Объёмная производительность гидроциклона определяется по формуле, м /час:

V = 3 x kб x kD x dn x d x

где kб - поправка на угол конусности (для б - 200 kб = 1)

kD - поправка на диаметр гидроциклона (для D = 500 мм, kD=1)

Р0 -рабочее давление пульпы, МПа

Определим производительность гидроциклона при оптимальном давлении 0,1 МПа

Vгц = 3х1х1х13х16х)= 197, 3 м 3/ час

тогда необходимое количество гидроциклонов равно:

n = ?17 шт.

Исходя из равномерного распределения гидроциклонов на 2 мельниц II стадии измельчения примем 18 гидроциклона (по 9 ГЦ 500 на каждую мельницу), тогда фактическая объёмная нагрузка на один гидроциклон составит:

Vгц факт = м 3/ ч

Определим фактическое рабочее давление на входе в гидроциклон:

P0= МПа

Это давление находится в пределах допустимых давлений (0,04-0,15 Мпа).

Проверим, какая нагрузка будет на песковое отверстие, если принять насадок Д = 10 см

q =

Qпеск. = т/м2·час

q = т/см2·час

эта нагрузка находится в пределах нормы (5 -25 т/м2·час) и можно принять насадок 10 см.

Далее проверим номинальную крупность слива, которую может обеспечить гидроциклон, мкм:

dн = 1,5 х

где D - диаметр гидроциклона, см

ви тв - содержание твёрдого в исходном питании гидроциклона, %

g, g0- плотности твердой и жидкой фазы, т/м3

D=50cм, ви тв - 46,3% g-2,65т/м3 g0-1 т/м3 (вода)

dн = 1,5 х мкм

это значение меньше требуемого dн = 150 мкм, значит гидроциклон обеспечит заданную крупность слива.

Принимаем в проекте к установке гидроциклоны ГЦ 500 в количестве 18 шт. (по 9 шт. на каждую мельницу второй стадии измельчения).

3.7.5 Выбор оборудования для отсадки и перечистки

На действующем предприятии очень хорошо зарекомендовали себя отсадочные машины ОМР-1А (ОМП), которые по сравнению с МОД (диафрагмовые машины) не требуют специального создания постели из дроби, более эффективны и просты в обслуживании. Примем к расчету отсадочные машины ОМР-1 А.

Производительность отсадочных машин определяется по нормам удельной производительности на 1м2 площади решета. Производительность машин возрастает с увеличением разности в плотности разделяемых минералов и крупности питания.

Практическая удельная производительность ОМР-1А на ГМЗ-2 равна q = 75 т/м2· ч.

Рассчитаем площадь, необходимую для отсадки материала, поступающего в процесс:

S = QII: q = 2061,9: 75 = 28 м2

Площадь решета одной камеры ОМР-1А равна 2 м2. Тогда для отсадки необходимо:

n = S: 2 = 28: 2 = 14 шт. камер

Принимаем 3-х камерную отсадочную машину ОМР-1А в количестве 5 штук.

Для доводки концентрата отсадочных машин воспользуемся СКМ-1А (СКО-7,5), которые подходят по крупности исходного питания (0-5 мм) и прекрасно зарекомендовали себя на производстве.При расчете производительности концентрационных столов необходимо учесть, что паспортная (или расчетная) производительность при перечистках продуктов концентрации при каждой последующей перечистке уменьшается примерно в 1,5 - 2 раза из-за того, что продукты разделения в каждой последующей перечистке имеют меньшую разницу в плотностях, в связи с чем, для большей эффективности разделения, нагрузку на стол необходимо уменьшать.

Производительность концентрационных столов определяется по формуле:

Q = 0,1 x д (F x dср(д1 - 1) / (д2 - 1))0,6,

Где Q - производительность по сухому исходному питанию, т/ч;

д, д1,д2 - плотность соответственно руды, полезного минерала и пустой породы

F- площадь деки стола, м2 (у СКМ-1А F = 7,5м2)

dср - среднеарифметическая крупность зерен в питании, мм.

Для руд Мурунтау:

д = 2,65 г/см3; д1 -19,26 г/см3; д2 - 2,65 г/см3

dср = 2,5 (т.к. на решете ОМР используется сетка 5x5 мм)

Q скм-1А = 0,1 х 2,65 х (7,5 х 2,5 х ((19,26 - 1) / (2,65 - 1))0,6 = =6,51 т/ч

Исходя из вышеуказанного, расчётная производительность

СКМ-1А будет равна:

на II перечистке 6,51: 1,5 = 4,34 т/ч;

на III перечистке 4,34: 1,5 = 2,89 т/ч;

на IV перечистке 2,89: 1,5 = 1,93 т/ч.

Рассчитываем количество СКМ-1А на перечистках:

I перечисткаn = QV: 6,51 = 13,61: 6,51 = 2 шт.

II перечисткаn = Q1Х: 4,34 = 1,6: 4,34 = 0,37?1 шт.

III перечисткаn = Qх: 2,89 = 0,66: 2,89 = 0,23?1 шт.

IV перечисткаn = QXI: 1,93 = 0,22: 1,93 =0,12?1 шт.

Итого принимаем в операциях перечистки концентрата отсадочных машин с учётом поблочной компоновки оборудования:

I перечисткаСКМ-1А (СКО-7,5) 2 шт. (по одному столу на каждую отсадочную машину)

II перечисткаСКМ-1А (СКО-7,5) 1шт.

III перечисткаСКМ-1А (СКО-7,5) 1 шт.

IV перечисткаСКМ-1А (СКО-7,5) 1 шт.

3.7.6 Выбор оборудования для грохочения

Для промывки и отделения крупной фракции случайно попавшей в гравиоконцентрат при порывах сетки решета ОМР-1А обычно используют барабанные грохота.

Производительность грохота определяется по формуле:

Q = q • a • F, т/ч

где q - удельная производительность, т/м2 · час на 1 мм ширины отверстия а - размер отверстий сита, мм

F- площадь сита, м2.

По данным каталогов, при размере сита 5 мм q = 2 т/м2 час.

Найдем необходимую для грохочения площадь сита грохота:

F = QVI / (q • a) = = 0,19 м2

Принимаем стандартный барабанный грохот 1,5 х 3 размерами

D = 1,5 м; L = 3 м; S = 5,3 м2 с размером ячеек сита 5x5 мм

Принимаем к установке барабанный грохот 1,5 х 3 в количестве 1 штук.

3.7.7 Выбор оборудования для обезвоживания

Принимаем в проекте для обезвоживания гравиоконцентрата пластинчатый сгуститель. Пластинчатый сгуститель при небольших габаритах имеет достаточно большую площадь сгущения.

Производительность пластинчатого сгустителя определяется по формуле:

Q = q х S, т/ч

где q -удельная производительность сгущения, т/м2 час,

S - площадь пластин сгустителя

q = 0,5 т/м2 час - из опыта работы ГМЗ-2.

Определим необходимую площадь сгущения

S = м2

Принимаем в проекте для обезвоживания гравиоконцентрата пластинчатый сгуститель с общей площадью пластин 4 м2.

3.7.8 Выбор оборудования для магнитной сепарации

Магнитная фракция (железо), выделяемая на данной операции является сильномагнитным продуктом, поэтому по техническим характеристикам выбираем сепаратор для сильномагнитных продуктов.

Нам необходима производительность QVIII = 1,89 т/час

Из серийно выпускаемых магнитных сепараторов подходит по производительности по исходному материалу - ПБМ 90/250 - 30 т/час (размеры барабана D=900 мм, L=500 мм).

Принимаем для магнитной сепарации ПБМ 90/250 (противоточный барабанный магнитный) в количестве 1 шт.

3.7.9 Выбор оборудования для цианирования и сорбции