Размещено на http://www.allbest.ru/

Выбор, обоснование и расчет технологии переработки золотосодержащих руд

1. общая часть

золото руда обогащение

1.1 Методы обогащения 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.

1.2 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.

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.

1.3 Гравитационные методы извлечения золота из руд

Благородные металлы характеризуются высокой плотностью, намного превышающей плотность минералов вмещающей породы. Поэтому для извлечения крупного золота перед флотацией и цианированием в современной практике обработки золотых руд наиболее распространены процессы гравитационного обогащения. Эти процессы широко применяются и для извлечения платины.

Гравитационное обогащение дает хорошие результаты и при извлечении тонкой фракции благородных металлов. Это особенно ценно для извлечения платины из руд, так как она трудно извлекается непосредственным выщелачиванием, а некоторые платиновые минералы трудно флотируются.

Необходимость выделения крупного золота (0,1…0,2 мм и более для руд коренных месторождений; для россыпей принимают, что крупное золото имеет размер более 0,5 мм), которое присутствует практически во всех рудах, определяется следующими причинами:

- время растворения крупных частиц при цианировании чрезмерно велико;

- частицы крупного золота в цикле дробление - измельчение затираются, в них запрессовываются другие минералы; в результате падает их флотационная активность и затрудняется контакт с цианистыми растворами;

- быстрой реализацией значительной части золота (30-60 %) в голове процесса простыми и дешевыми способами.

Гравитационные методы обогащения проводят, как правило, в водной среде. Они основаны на различии скорости движения минеральных частиц различной массы в воде и применимы для обогащения руд, имеющих достаточную разницу в плотности разделяемых минералов и примерно одинаковую крупность частиц измельченной руды.

Разновидностью гравитационного обогащения является обогащение в тяжелых суспензиях, когда разделение минералов проводят в среде большой плотности.

В современной практике извлечения золота и платины из кварцевых руд и руд коренных месторождений применяют следующие основные и вспомогательные аппараты для мокрого гравитационного обогащения:

- отсадочные машины;

- концентрационные столы;

- шлюзы с мягким покрытием (шлюзовые драги);

- гидравлические ловушки;

- барабанные концентраторы;

- короткоконусные гидроциклоны.

1.4 Извлечение золота в отсадочных машинах

Отсадке подвергаются руды с крупностью частиц от 25 (реже 50) мм до 0,5…0,3 мм. Обогащение отсадкой основано на использовании разницы в скоростях падения минеральных частиц различной массы в восходящем потоке воды. При отсадке руда разделяется на слои минеральных зерен. В верхнем слое концентрируются легкие минералы, в нижнем - тяжелые.

В отсадочных машинах, представляющих собой прямоугольные камеры, измельченная руда помещается на решетке. С помощью поршневого механизма, диафрагмы или возвратно-поступательного движения самого решета (рис. 1, 2) в слое руды создается пульсирующее движение жидкости. При движении струи вверх слой руды разрыхляется и более тяжелые частицы стремятся спуститься вниз, а более легкие как бы всплывают на поверхность. При последующей нисходящей струе тяжелые зерна дополнительно продвигаются к решету, опережая легкие частицы. При повторении пульсаций воды руда расслаивается - внизу оказываются самые тяжелые зерна, а сверху - наиболее легкие.

Пульсатор (см. рис. 2) представляет собой наиболее простую по конструкции отсадочную машину. Прерывистая подача воды в камеру осуществляется под действием гидравлического клапана. Этот клапан соединен штоком с диском, в который упирается пружина, сжимающаяся при подъеме штока вследствие давления воды, вводимой по трубе из напорного резервуара. Давление воды передается гибкой диафрагме, приподнимающей клапан. После подъема на небольшую высоту клапан опять садится в свое гнездо. Необходимый напор воды составляет от 3 до 23 м. Гидравлический клапан производит до 500-600 колебаний в минуту. Число колебаний регулируется пружиной, сжимаемой и разжимаемой штоком и гайкой на нем.



Рис. 1. Схема устройства отсадочных машин (в поперечном сечении):

а - поршневые; б - диафрагмовые; в - с подвижным решетом

Рис. 2. Пульсатор: а - общий вид в разрезе; б - гидравлический клапан пульсатора; 1 - нижняя часть пирамидального ящика; 2 - отверстие для выпуска концентрата;

3 - резиновая диафрагма; 4 - подача воды в камеру; 5 - резиновый клапан;

6 - труба, соединяющая клапан с пирамидальным ящиком



Рис. 3. Распределение продуктов в отсадочной машине: 1 - решето; 2 - постель; 3 - диафрагма

Исходный материал на решето отсадочной машины подается непрерывно вместе с водой и движется по нему перпендикулярно плоскости рис. 1 и 2. В конце отсадочной машины легкая фракция (хвосты) сливается потоком воды через порог. Наличие порога обусловливает образование на решете постоянного слоя руды, называемого постелью. Тяжелая фракция при работе на крупном материале разгружается в камеру через специальные разгрузочные щели в решете.

При отсадке мелкого материала тяжелая фракция высыпается через отверстия решетки. В этом случае на решето укладывается искусственная постель из крупных зерен (рис. 3).

Плотность материала искусственной постели должна быть меньше плотности тяжелого материала разделяемой смеси и больше плотности легкого (7…8 г/см³). При обогащении золотых руд в качестве постели обычно используют металлическую дробь или гематитовую руду. Крупность частиц постели принимается в 3-6 раз больше максимальной крупности обогащаемого материала. Высота постели составляет 25…60 мм. Площадь решета отсадочных машин составляет 5…10 м², ширина щели решета - 3 мм. Производительность отсадочных машин составляет 30…50 т/ч.

Механизм разделения минеральных зерен на отсадочных машинах

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.

1.5 Извлечение золота на концентрационных столах

Разделение минеральных зерен на концентрационных столах и шлюзах происходит за счет особенностей движения частиц в потоке воды, движущейся по наклонной плоскости. При достаточно большой скорости все зерна взвешиваются, а при малой оседают в нижних слоях потока. При умеренных скоростях наиболее тяжелые зерна оседают на дно или движутся по наклонной плоскости перекатыванием. При турбулентном режиме движения воды, создаваемом нарифлениями на наклонной плоскости, вследствие образования вихрей в потоке возникают дополнительные вертикальные струи, которые взвешивают более легкие частицы и вымывают их из слоя осевших частиц.

Устройство концентрационного стола показано на рис. 4.

Основной частью стола, на которой происходит обогащение, является дека, выполненная в виде трапеции или параллелограмма (диагональная), имеющая регулируемый поперечный наклон.

Деку делают из дерева или алюминиевого сплава и покрывают линолеумом или резиной. На поверхность покрытия набивают или приклеивают рифли - деревянные или резиновые планки. Высота каждой планки уменьшается вдоль ее длины в направлении к разгрузочной стороне стола, что способствует более полному вымыванию мелких легких частиц. С одной стороны деки укреплен короткий желоб, в который подается рудная пульпа и из которого через щель у днища она вытекает на плоскость деки. Рядом с коротким укреплен длинный желоб, через который на стол подается смывная вода.

Рис. 4. Концентрационный стол: 1 - рама; 2 - дека; 3 - качательный (приводной) механизм; 4 - короткий желоб (для питания); 5 - длинный желоб (для смывной воды)

Приводной механизм сообщает деке возвратно-поступательное движение вдоль ее длинной оси. Движение деки вправо (рис. 5) происходит плавно, а влево рывком. При плавном перемещении деки осевшие частицы перемещаются к разгрузочной части стола. При резком возвратном движении рабочей площадки частицы взвешиваются инерционно и дека под ними перемещается на некоторое расстояние. При остановке деки частицы вновь оседают на ее поверхности.

Каждое зерно минералов на концентрационном столе находится под действием сил тяжести, инерции, трения и смывающего действия струи воды. При возвратно-поступательном движении деки зерна минералов перемещаются вдоль стола (вправо), причем зерна тяжелого минерала движутся с большей скоростью (v_т), чем зерна легкого минерала (см. рис. 5). Под действием струи воды, наоборот, зерна легкого минерала перемещаются вниз по наклону деки с большей скоростью (v_л), чем тяжелые частицы. Таким образом, при сложении обеих скоростей траектория движения тяжелых зерен будет характеризоваться линией т - т (концентрат), а легких - линией л - л (хвосты). Между линиями л - л и т - т разгружается промежуточный продукт.

Рис. 5. Схема движения частиц легкого (л) и тяжелого (т) минералов на концентрационном столе

Основным достоинством концентрационных столов является то, что они позволяют получать богатые концентраты при высоком извлечении золота. Однако, поскольку обогащение на столах осуществляется в тонком слое воды, производительность этих аппаратов низкая. Поэтому на золотоизвлекательных фабриках концентрационные столы применяют только в качестве перечистных аппаратов, как правило, для перечистки концентратов отсадочных машин.

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 отсадкам 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.

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).

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 циана 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 постели160 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.

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 5-6^о.

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.

2. ТехнологическАЯ ЧАСТЬ

2.1 Расчет схемы дробления

Руда средней крупности (f=12±14 ед. по шкале профессора Протодьяконова) характеризуется плотностью с = 2,7 т/м³ , на фабрику поступает с влажностью 1,5%. Максимальный кусок D=800 мм.

По величине производительности обогатительная фабрика относится к категории средней производительности (табл. 4/2/), по международной классификации - к группе С.

На фабрику руда D_max. =800 мм подается с открытых горных работ месторождения «Каракутан».

1. Определим производительность цеха крупного дробления. Расчет производительности ведем по Разумову К.А. 1, стр. 39-40. Проектом принята доставка руды 259 дней в году, в 2 смены по 7 часов, 5 дней в неделю.

где:Q _{ч..ц. др} - часовая производительность цеха дробления , т/ч

k_n - коэффициент учитывающий неравномерность свойств сырья,

n_сут - расчетное число рабочих дней в году,

n_см - количество смен в сутки,

t_см - продолжительность смены,

k' - коэффициент учета крепости руды,

Расчет годового фонда рабочего времени:

Ц = (n_сут. · n_см. · t_см ) = 259 · 2 · 7 = 3626

Коэффициент использования по времени:

k_в = 3626/8760 = 0,41 д.е. = 41%

2. Расчет схемы дробления. Расчет ведем согласно стр. 68-78 2.

По заданию влажность исходной руды - 1,5%,т. е.

Порядок расчета:

1. Определим степень дробления

2. Примем степень дробления.

I ? 3,6

3. Определим максимальную крупность продуктов после дробления:

4. Определим ширину разгрузочных щель дробилки, приняв по типовым характеристикам Z - закрупнение дробленого продукта относительно размера разгрузочной щели.

Z_I = 1,8

2.2 Расчет схемы измельчения

Выбранная в проекте схема измельчения представляет собой разновидность ВА Разумов К.А. стр. 86.

В представленной схеме 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:

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

где 343- количество рабочих дней в году

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

К_в - коэффициент использования оборудования

К_н - коэффициент, учитывающий неравномерность свойств сырья

Принимаем: К_в=1, К_н=1,0

Склад крупнодробленой руды обеспечивает двухсуточный запас руды:

V= 48 • 145,8 / 2,7 = 2592

Принимаем исходные данные

зададимся разжижением в сливе и песках классификации:

R₁₀=3R₁₁=0,28

(R₁₃ взято на основе ряда К.А. Разумов, Проектирование ОФ стр. 262 в зависимости от крупности слива)

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

в₁₀^-0,074=80 % - содержание класса - 0,074 мм в сливе классификации.

Принимаем оптимальную циркуляционную нагрузку С_опт=200%.

Порядок расчета:

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

Расчет схемы В сводится к определению весов продуктов 2 и 5 (выхода продуктов находятся по общей формуле г_n= Q_n : Q₁)

Q₇ = Q₁ С_опт =145,8 · 2 = 291,6 т/ч;

Q₄= Q₅ = Q₃ + Q₇ = 145,8+291,6=437,4 т/ч;

Q₆ = Q₃;

г₄ = г₅ = 300 %;

г₇ = 200 %;

г₃ = г₆ = 100 %

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

1. Расчет схемы А

Q₈ = 140,6 %, в₁₀ =80 % ; в₈ = 32 %

Q₈ = Q₁₀; Q₁₁ = Q₁₂;

Q₉ = Q₈ + Q₁₂ = 140,6+ 90,5= 231,1 т/ч

г₁ = 100 % ; г₈ = г₁₀ = 96,45 %;

г₁₁ = г₁₂ =Q₁₂ : Q₁ = 90,5 : 145,8 = 62,1 % ;

г₉ = Q₉ : Q₈ = 231,1 : 145,6 = 164,4 %

Для расчета гравитационного процесса необходимо сосчитать Q₂₆ (количество гравиоконцентрата) и Q₁₈ . Из практики работы ГМЗ-1 выход магнитной фракции составляет примерно ₁₈ = 0,013% от исходной переработки. Выход гравиоконцентрата находится по формуле:

где - содержание Au в исходной руде,

₂₆ - содержание Au в гравиоконцентрате,

₂₆ - извлечение золота в гравиоконцентрат,

После нахождения ₂₆ сосчитаем Q₁₈ и Q₂₆

Q₁₈ = ₁₈ х Q₁ 100 = 0,013 х 145,8 100 = 0,019 т/ч

Q₂₆ = ₂₆ х Q₁ 100 = 0,00023 х 145,8 100 = 0,00034 т/ч

Значение Q₁₅ найдем при расчёте качественно-количественной схемы гравитационного предела.

По типовым правилам проектирования предусмотрим склад крупнодробленой руды.

2.5 Выбор основных оборудований

2.5.1 Расчет и выбор дробилок

Исходные данные для расчета и выбора дробилок приведены в таблице 4.

Таблица 4. - Исходные данные для расчета и выбора дробилок

Наименование параметра	Единицы измерения	Значение параметра
Размер максимального куска в питании	мм	800
Размер разгрузочной щели	мм	125
Производительность дробилки по питанию	т/ч; м3/ч	364 / 227,5

По ширине приемного отверстия и диапазону регулировки щели разгрузочной подходят дробилки марки ККД 1200/ 150.

Произведем расчет производительности дробилки по формуле (109/2/):

Q_кат. = м³ /ч

Q_дроб. = Q_кат. · с_n · k_f · k_кр. · k_вл. · k_ц , m³/ч (7)

где с_n - насыпная плотность руды = 1,6 т/м³,

Q_кат. - паспортная производительность дробилки, м³/ч

k_f., k_вл. , k_кр, k_ц - поправочные коэффициенты на крепость (дробимость), насыпная плотность, крупность и влажность руды.

Значение коэффициентов находим по таблице k_f =1,6; k_кр =1,05; k_вл. =1%;

k_ц = 1,0.

Q_кат. = S_пр. / S_н · Q^н = 125 / 150 · 680 ? 567 м³ /ч

Найдем фактические производительности дробилки для условий, определенных проектом:

Q_дроб. = 567 · 1,2· 1,00 · 1,05 · 1 · 1 = 714 т/ч

По результатам расчета определим количество дробилки:

Принимаем к установке ККД 1200/ 150 - 1 шт.

2.5.2 Выбор оборудования для измельчения

Примем в проекте к установке на первой стадии измельчения, мельницы мокрого самоизмельчения (ММС) применяющий чаще всего при переработке золотосодержащих руд с последующим цианированием и на второй стадии мельницы шаровые с центральной разгрузкой (МШЦ), т.к. согласно [К.А. Разумов] 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 2 мм, то есть крупность исходного питания МШЦ 2-0 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

в_k, в_исх - 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 = q_э k_k k_L k_D

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

k_k k_L k_D - коэффициенты длины, диаметра мельницы и крупности исходного продукта

k_L = (Lэ/L)^0,15,

где Lэ - длина эталонной, L -- длина проектируемой мельницы...

k_D = ,

где D ,D_э , - диаметры мельниц проектируемой и эталонной

0,15 - средняя толщина футеровки мельниц, м

k_k =

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.

2.5.3 Расчёт оборудования для первой стадии измельчения

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

в_исх = 10%в_к = 32% Q₁ = 145,8 т/час

Определим k_k:

значения m₁ и m₂ найдём по [К.А. Разумов]табл. 33:

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

m₂ = 0,98 (для крупности исходного 10-0 мм и конечного 34,8% класса -0,074 мм)

k_k =

Примем для сравнения варианты установки мельниц:

1) ММС-50х231

2) ММС-70х23

3) ММС-90х30

1. Рассчитаем поправочные коэффициенты и производительности мельниц:

ММС- 50 х 23 (V = 36,5 м³)

К_к=

К_D=

q=q_эk_kk_Lk_D=0,92x1,13x1x1=1,040 т/м³·ч

Q=

ММС - 70 х 23 (V = 80 м³)

К_к=

К_D=

q=q_эk_kk_Lk_D=0,92 x 1,13 x 1 x 1,19=1,23 т/м³·ч

Q=

ММС - 90 х 30 (V = 160 м³)

К_к=

К_D=

q=q_эk_kk_Lk_D=0,92x1,13x1,39x1,35=1,95 т/м³·час

Q=

2. Определяем количество мельниц:

n =

ММС-50х23 n = 145,8 : 171,13 = 0,85 ? 1 шт.

ММС- 70х23 n = 145,8 : 448,8 = 0,32 ? 1 шт.

ММС- 90х30 n = 145,8 : 1418,7= 0,1 ? 1 шт.

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

Таблица сравнения вариантов установки ММС

Размеры Барабана мельниц	Число мельниц, ш т	масса мельниц, т	установочная мощность эл. двигателя, кВт	Коэффициент запаса
		одной	всех	одной	всех
5000x2300	1	202	202	630	630	1 : 0,85 = 1,17
7000x2300	1	429	429	1600	1600	1 : 0,32 = 3,1
9000x3000	1	816	816	4000	4000	1 : 0,1 = 10

При сравнении вариантов установки мельниц видно, что наиболее экономичным по потребляемой электроэнергии при незначительно большей массе является вариант установки мельниц ММС - 50 х 23.

Принимаем в первой стадии измельчения ММС - 50 х 23 в количестве 1 штук.

2.5.4 Выбор и расчёт грохота

Слив мельниц полусамоизмельчения насосами подается на вибрационный грохот с размером отверстий сит равным 1 мм. Класс + 1 мм самотёком подаётся на доизмельчение в мельницу ММС.

В первый стадии грохочения принимается к установке вибрационный грохот ГИСТ 72 с размером отверстий сита 1,0 мм и площадью грохочения 16 м². Производительность принятого к установке вибрационного грохота определяется:

Q = F·q_о·p_H·ki·k₂·k₃·k₄·k₅·k₆=16·4,4·l,6·l,4·l,3·0,9·l,25·l·l,4=322,9 т/ч,

где F - полезная площадь сита, м²;

q_о -удельная объемная производительность, м³ /(м² ·ч);

р_н - насыпная плотность руды,т/м³;

k₁, k_2, k₃,k₄,k₅,k₆- поправочные коэффициенты /4/.

k₁=1,4; k₂ =1,09; k₃= 0,9; k₄ =1,25; k₅ =1; k₆ =1,4.

Принятый к установке грохот ГИСТ 72 обеспечивает проектную производительность цеха измельчения.

2.5.5 Расчёт оборудования для второй стадии измельчения

Расчет ведем для условий:

в_исх = 32%, в_к = 80%, Q = 90,5 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 q_э = q_э х 0,85 = 0,92 х 0,85 = 0, 799 т/м³ • час

Определим k_k:

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 80% класса -0,074 мм)

k_k = =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)

К_к=

К_D=

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

Q=

МШЦ - 45 x 80 (V = 114м³)

К_к=

К_D=

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

Q=

МШЦ - 55 х 65 (V = 141 м³)

К_к=

К_D=

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

Q=

2. Определяем количество мельниц

n =

МШЦ - 45 х 60n = 90,5 : 146,1 = 0,61 ? 1 шт.

МШЦ - 45 х 80n = 90,5: 212,2 = 0,43 ? 1 шт.

МШЦ - 55 х 65n = 90,5: 281,7 = 0,32 ? 1 шт.

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

Таблица сравнения вариантов установки МШЦ

Размеры барабана мельниц	число мельниц, шт.	масса мельниц, т	Установочная мощность эл. двигателя, кВт	коэффициент запаса
4500x6000	1	355	2500	1 : 0,61 = 1,6
4500x8000	1	450	3150	1 : 0,43 = 2,32
5500x6500	1	690	4000	1 : 0,32 = 0,03

При сравнении вариантов установки мельниц видно, что наиболее экономичным по потребляемой электроэнергии при незначительно большей массе является вариант установки мельниц МШЦ - 45 х 60. Принимаем во второй стадии измельчения МШЦ - 45 х 60 в количестве 1 штук.

2.5.6 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:

V₉ = Q₉ x (R₄+1/2,7)=231,1 x (5,465+1/2,7)=1348,55 м³/час - требуемая (расчётная) объёмная производительность

в^тв_IV= %

- содержание твердого в питании гидроциклонов

В^-74_слив ⁼ 80% - требуемая крупность слива классификации по классу - 0,074 мм

Cогласно таблице 14 [К.А.Разумов] это соответствует номинальной крупности слива 150 мкм

По таблице 45 [К.А.Разумов] для заданных условий подходит гидроциклон диаметром 710 мм, для этого типоразмера имеем стандартные:

d_п = 14 - диаметр питающего отверстия, см

d = 17 - диаметр сливного отверстия, см

Д = 7,5-- 20 - диаметр пескового насадка (в пределах), см

б = 20⁰ - угол конусности, град

Объёмная производительность гидроциклона определяется по формуле, м /час:

V = 3 x k_б x k_D x d_n x d x

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

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

Р₀ -рабочее давление пульпы, МПа

Определим производительность гидроциклона при оптимальном давлении 0,1 МПа

V_гц = 3х1х1х14х17х)= 225,78 м ³/ час

тогда необходимое количество гидроциклонов равно:

n = ?6

Для мельницу II стадии измельчения примем 6 рабочих и 4 резервных гидроциклонов ГЦ 500.

Определим фактическое рабочее давление на входе в гидроциклон:

P₀= МПа

Это давление находится в пределах допустимых давлений (0,03-0,35 МПа).

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

q =

Q_песк. =Q₉ = 231,1 т/·ч

q = т/см²·ч

эта нагрузка находится в пределах нормы (0,5 -2,5 т/м²·ч) и можно принять насадок 10 см.

Итак, принимаем к установке гидроциклоны ГЦ 500 в количестве 10 шт.

2.5.7 Выбор оборудования для отсадки и перечистки

На фабриках небольшой производственной мощности целесообразно применение машин типа МОД. Эти же машины устанавливают в цикле измельчения с целью извлечения минералов с высокой плотностью из продукта разгрузки мельниц работающих в замкнутом цикле.

Примем к расчету отсадочные машины МОД - 1М.

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 МОД - 1М равна q = 40 т/м²· час.

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

S = Q₁₅ : q = 150,96 : 40 =3,77 ? 4 м²

Площадь решета одной камеры МОД-1М равна 1м. Тогда для отсадки необходимо:

n = 4 : 1 = 8 шт. камер

Принимаем 2-х камерную отсадочную машину МОД - 1М в количестве 2 штук.

Для доводки концентрата отсадочных машин воспользуемся СКМ-1А (СКО-7,5), которые подходят по крупности исходного питания (0-5мм) 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 d_ср(д₁ - 1) / (д₂ - 1))^0,6

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

д _, д_{1 ,}д₂ - плотность соответственно руды, полезного минерала и пустой породы

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

d_ср - среднеарифметическая крупность зерен в питании, мм.

Для руд Каракутан:

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

d_ср = 2,5 (т.к. на решете МОД 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

Рассчитываем количество СКМ-1А на перечистках:

I перечисткаn = Q₁₇ : 6,51 = 5,157 : 6,51 = 0,79 ? 1

II перечисткаn = Q₂₂ : 6,51 = 2,009 : 6,51 = 0,3 ? 1

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

...