Деятельность золотоизвлекательной фабрики по переработке руды месторождения "Мурунтау"

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

золото технология извлечение измельчение

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

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

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

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

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

По мере увеличения добычи золота приходится вовлекать в переработку более упорные руды с низким содержанием золота

Целью дипломного проектирования является практическое применение навыков расчетов, умения пользования литературой и, в конечном итоге, знаний, накопленных за время обучения в университете на примере технологии извлечения золота из насыщенной смолы и гравиоконцентрата.

Отечественная и зарубежная практики обогащения

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

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

Золотоизвлекательный завод Муссельвайт (Канада)

Месторождение с запасами руды 9,7 млн. т содержит в среднем 5,62 г/т золота.

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

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

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

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

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

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

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

Многовершинная ЗИФ (Хабаровский край)

Месторождение разрабатывают преимущественно подземным способом. Метод отбойки с подэтажным обрушением.

Исходную руду автосамосвалами КрАЗ доставляют в приемный бункер ЗИФ, откуда пластинчатым питателем подают на колосниковый грохот, надрешетный продукт (+200 мм) которого направляется в щековую дробилку ЩДП-900 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%.

Местоположение фабрики и характеристика месторождения

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

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

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

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

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

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

Электроснабжение проектируется осуществлять путем подключения к единой среднеазиатской энергосистеме.

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

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

Климатические условия

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

Состав руды подлежащей обогащению

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

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

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

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

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

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

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

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

В целом для месторождения характерна тонкодисперсная вкрапленность золота.

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

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

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

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

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

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

Методы переработки руд

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

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

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

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

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

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

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

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

Практика процессов цианирования

Цианирование - самая важная стадия процесса извлечения золота.

Реакции протекания растворения золота описывается уравнением:

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

При этом золото переходит в раствор в составе аниона дицианоаурата:

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

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

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



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

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

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

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

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

На фабрику руда Dmax = 1000мм поступает с открытых горных работ месторождения «Мурунтау», расположенного на юге республики. По «Нормам проектирования обогатительных фабрик» принимается график доставки руды 340 дней в году в три смены по семь часов [1].

Годовой фонд рабочего времени:

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

где: nсут - число рабочих дней в году;

nсм - число рабочих смен в сутки;

tсм - число рабочих часов в смене;

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

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

Qсут = Qгод/(n•k) = 12•106/(340•1) = 35294 т/сут.; (2)

Qчас = = . (3)

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

Кн - коэффициент учета неравномерности подачи руды с рудника

(Кн = 1,0+ 1,1);

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

nсм. - количество смен в сутки;

tcм - продолжительность смены, ч;

k' - коэффициент учета крепости руды;

k' = 1,0 (руда средней крепости).

Qсут.кр.др. = 12•106/(340•1,0) = 35294 т/сут.;

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

Режим работы и производительность отделения среднего и мелкого дробления

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

Режим работы отделения среднего и мелкого дробления 305 дней в году, в три семичасовые смены [1].

Qсут.ксмд= 12•106/(346 •1,0) = 34682 т/сут.

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

Режим работы и производительность отделения измельчения

Отделение измельчения входит в состав корпуса обогащения. Режим работы отделения измельчения семи дневная рабочая неделя, три смены по восемь часов, 343 дня в году [1].

Qсут.изм = 12 •106 / (343•1,0) = 34985 т/сут.

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

Для беспрерывной работы отделения измельчения и усреднения руды проектом предусматривается бункер, который обеспечит 12 часов работы цеха обогащения [1].

Объём бункера равен:

V= 12• Qчас.изм /pn, м3;

pn - насыпная плотность руды.

pn = 0,6р=0,6 • 2,65 = 1,59 т/м3

V= 12 •1458/1,59 = 11003 м3

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

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

Количество бункеров n = 11003 / (6 • 6 • 6 • 0,8 + 33) = 53,4 = 54

Проектом принимаются 54 бункера.

Расчет технологического баланса

Исходными данными для расчета технологического баланса являются содержание ценных компонентов в перерабатываемой руде и принятое извлечение ценных компонентов в концентраты или другие конечные продукты [1].

е = г • в/б ; г = (е • б Au)/ в

Исходные данные занесены в таблицу № 2.1

Таблица № 2.1 - Технологический баланс продуктов обогащения

Наименование продукта	Выход, %	Массовая доля золота,%	Извлечение золота, %
Концентрат гравитационный	0,000233	33,0	30,8
Анионит насыщенный	0,000143	75,0	62,0
Хвосты отвальные	99,999624	0,0000658	7,2
Исходная руда	100,00	2,5	100

Расчет схемы дробления

Рисунок. 2.1 - Гранулометрический состав исходной руды.

Выбор степеней дробления

Проектом принимается вариации измельчения руды в шаровых мельницах, поскольку физические свойства руды таковы, что возможно мелкое дробление руды. Назначаю крупность руды для питания мельниц 10мм. Эта крупность может быть достигнута при конусных дробилках мелкого дробления работающих в замкнутом цикле с грохотом [1].

Общая степень дробления iобщ будет равна:

iобщ = Dисх/dк = 1000/10 = 100 (4)

где: Dисх - исходная крупность руды, мм;

dк - конечная крупность руды, мм.

Средняя степень дробления:

iср = , (5)

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

iср = 1001/3 = 4,6.

Принимаем степень дробления для крупного дробления равной 4.

Подсчитываем степень дробления в стадии среднего и мелкого дробления

= , (6)

Определение крупности по стадиям дробления

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

где: j - номер стадии дробления

Dj - максимальная крупность питания

ij - степень дробления.

dI = 1000/4 = 250 мм

dII= 1000 /(4 • 5) = 50 мм

Максимальная крупность продукта в разгрузке дробилок мелкого дробления (цикл дробления замкнутый) не совпадает с максимальной крупностью руды после стадии мелкого дробления и рассчитывается после принятия решений по п. 2.3.4. по формуле [1]:

dIII = SIII • (Zmax.) III ,

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

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

dIII =7,5 х 3 = 22,5 мм.

Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления

Bj =(l,l - l,2)xDj Вj (7)

ВI = 1,1 • 1000 = 1100 мм;

ВII = 1,1 • 250 = 275 мм;

ВIII = 1,1 • 50 = 55 мм.

Определение ширины разгрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления

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

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

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

SI = 250/ 1,8 = 140 мм

SII = 50 / 2,2 = 25 мм SIII= 22,5/3 =7,5 мм

Так как расчетное значение ширины разгрузочной щели дробилки третьей стадии меньше конструктивно возможной, то она принята с учетом практики дробления и крепости руды: SIII = 7,5 мм

Далее следует проверить, выдерживается ли практическая рекомендация по соотношению величин разгрузочной щели дробилки предыдущей стадии дробления и загрузочной щели дробилки в последующей стадии [1]:

Bj>(l,5-2) •Sj, (9)

ВI >(1,5 - 2) • 140

250 = 250

ВII > (1,5 - 2) •25

50 = 50

Определение размеров сит для грохочения

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

aII = (l,5-l,8) • SII (10)

aII = (37,5 - 45);

aII = 40 мм

Для третьей стадии:

aIII = dIII

aIII = 25 мм

Выбор типа грохотов и их эффективности грохочения

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

pn = 0,6р=0,6 х 2,65 = 1,59 т/м3

1,6 т/м3 = 1,6 т/м3

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

В третьей: Е-25 = 90%

Рисунок 2.2 - Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки первой стадии.

Расчет количественной схемы дробления

Рисунок 2.3 - схема первой стадии дробления.

Пример расчета I стадии дробления.

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

dk = SI • zk

Например, при

zk = 0,2 мм

dk= 140 • 0,2 = 28 мм

Q1= Q2= 35294 т/сут.;

г1= г 2 = 100 %

Расчёт количественной схемы II стадии дробления

Рисунок 2.4 - схема второй стадии дробления.

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

Выхода и массы продуктов определены по формулам:

г4= г3 • в-40 • E-40

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

г4 = 100· 0,18·0,9 = 16,2%;

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

г7 = г6 + г4 = 83,8 + 16,2 = 100%;

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

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

Q5 = Q6 = 1384 т/час.

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

Для составления гранулометрической характеристики руды после второй стадии дробления выбираем расчетные точки dk = 6; 10; 15; 25; 35. [1].

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

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

dk5 = 0,67 • 50 = 35.

Вспомогательные расчеты выполнены по формуле:

в7-dk = в3-dk + в3+dk • в6-dk;

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

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

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

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

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

Рисунок 2.5 - Гранулометрический состав разгрузки дробилки второй стадии.

Расчет количественной схемы третьей стадии дробления

Рисунок 2.6 - Схема третьей стадии дробления.

Рис.

Гранулометрическая характеристика разгрузки дробилки третьей стадии приведены на рисунке 2.7

Расчет цикла третьей стадии дробления начинается с определения выхода дробленного продукта по балансовому варианту [2].

г7 = г9; Е-10 = 90%;

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

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

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

Сравнивая результаты, проектом принимаем :

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

Циркулирующая нагрузка составит:

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

Определяем производительность продуктов:

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

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

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

Таблица № 2.2 - Расчет количественной схемы дробления

Поступает	Выход
Продукт	Выход, %	Производительность, т/ч	Продукт	Выход, %	Производительность, т/ч
Дробление I стадия
Исходная руда класс 1000+0мм	100,00	1681	Дробленый продукт класс -250+0мм	100,00	1681
Итого	100,00	1681	Итого	100,00	1681
Складирование
Дробленый продукт класс -250+0мм	100,00	1681	Дробленый продукт класс -250+0мм	100,00	1681
Итого	100.00	1681	Итого	100,00	1681
Грохочение II стадия
Дробленый продукт класс -250+0мм	100,00	1652	Дробленый продукт класс -40+0мм	16,2	268
			Дробленый продукт класс -250+40мм	83,8	1384
Итого	100,00	1652	Итого	100,00	1652
Дробление II стадия
Дробленый продукт класс -250+50мм	83,8	1384	Дробленый продукт класс -50+0мм	83,8	1384
Итого	83,8	1384	Итого	83,8	1384
Грохочение III стадия
Дробленый продукт класс -40+0мм	16,2	268	Дробленый продукт класс -10+0мм	100,00	1652
Дробленый продукт класс -50+0мм	83,8	1384
			Дробленый продукт класс -50+0мм	118,00	1949
Дробленый продукт класс -15+0мм	118,00	1949
Итого	218,00	3601	Итого	218,00	3601
Дробление III стадия
Дробленый продукт класс -50+0мм	118,00	1949	Дробленый продукт класс -15+0мм	118,00	1949
Итого	118,00	1949	Итого	118,00	1949
Складирование
Дробленый продукт класс -10+0мм	100,00	1652	Дробленый продукт класс -10+0мм	100,00	1652
Итого	100,00	1652	Итого	100,00	1652

Расчет схемы измельчения. Расчет схемы измельчения I стадии

Рисунок 2.8 - Схема измельчения.

Согласно практике измельчение будем проводить в шаровых мельницах с центральной разгрузкой (МШЦ)

Исходные данные [1]:

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

в27 -71 = 90%;

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

Качественно-количественная схема гравитации. Расчет технологического баланса

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

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

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

Исходными данными для расчета технологического баланса являются содержание ценных компонентов в перерабатываемой руде и принятое извлечение ценного компонента в концентрат или другой конечный продукт

е = (г * в)/ б; гk = (еk* бAu)/ вAu

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

Выход гравиоконцентрата г21 равен:

г21 = (30,8*2,5*10-4)/33 = 0,000233 %;

Выход хвостов гравитации равен:

гхв.гр = 100 - 0,000233 = 99,999767 %;

Содержание золота в хвостах гравитации составит:

хAu/хв.гр = (100/ бAu - г21* в21)/ гхв.гр = (100*2,5 - 0,000233*33)/99,999767 хAu/хв.гр = 1,73 г/т.

Выход концентрата в насыщенной золотом смоле г34 составит:

г34 = (еAu* бAu)/ в34 = (62*0,000173)/75 = 0,000143%;

Выход хвостов сорбции г33 равен:

г33 = гхв.гр - г34 = 99,999767 - 0,000143 = 99,999624 %;

Содержание золота в отвальных хвостах:

хAu/хв = (100* бAu - г21* в21 - г34* в34)/ г33 = (100*0,00025 - 0,000233*33 - 0,000143*75)/99,999624 = 0,658 г/т.

Проверим по уравнению баланса:

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

Невязка расчета равна 0.

Исходные данные: г13 = 100%; в13 = 2,5•10-4 %; в21 = 33%; е21 = 30,8%; гхв.гр = г16 = 99,999767%

Как показала практика, содержание золота в продукте отсадки равен

в15 = 5%, а в продукте после первой перечистки равен в18 = 18%.

Частное извлечение в концентрат составляет: Е21 = 82%; Е18 = 80,5% [2]. Определяем значение извлечений:

е18 = е21/ Е21 = 30,8/82 = 37,5%;

е20 = е18 - е21 = 37,5 - 30,8 = 6,7%;

е17 = е18/ Е18 = 37,5/80,5 = 46,6%;

е19 = е17 - е18 = 46,5 - 37,5 = 9%;

е14 = е19 + е13 = 100 + 9 = 109%;

е15 = е17 - е20 = 46,5 - 6,7 = 39,8%;

е16 = е14 - е15 = 109 - 39,8 = 69,2%;

е13 = е21 + е16 = 30,8 + 69,2 = 100%

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

г15 = 2,5•10-4•39,8/5 = 0,002 %;

г18 = 2,5•10-4•37,5/18 = 0,00052 %;

Остальные выхода определяем по технологической схеме методом баланса:

г20 = г18 - г21 = 0,00052 - 0,000233 = 0,000287 %;

г17 = г15 + г20 = 0,00199 + 0,000287 = 0,002277%;

г14 = г15 + г16 = 0,00199 + 99,999767 = 100,001757 %;

г19 = г14 - г13 = 100,001757 - 100 = 0,001757 %;

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

в20 = 2,5·10-4·6,7/0,000287 = 5,83 %;

в19 = 2,5·10-4·9/0,001757 = 1,28 %;

в17 = 2,5·10-4·46,5/0,002277 = 5,1 %;

в16 = 2,5·10-4·69,2/0,99999767 = 1,73 %;

в16 = гхв.гр = 1,73 %;

Определим массу продуктов по формуле: Qn = Q12• гn

Q14 = 1652•(100,001757 % / 100%) = 1652,029 т/час;

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

Q16 = 1652•(99,999767 % / 100%) = 1652,99615 т/час;

Q17 = 1652•(0,002287 % / 100%) = 0,03778 т/час;

Q18 = 1652•(0,00052 % / 100%) = 0,00859 т/час;

Q19 = 1652•(0,00176 % / 100%) = 0,029 т/час;

Q20 = 1652•(0,000287 % / 100%) = 0,00474 т/час;

Q21 = 1652•(0,000233 % / 100%) = 0,00385 т/час;

Расчет схемы измельчения II стадии

Исходные данные:

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

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

Определяем массу продуктов Q23 и Q28

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

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