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

тогда возврат оборотной воды (слива сгустителей) будет равен:

Итоговый расход воды с учётом оборотного водоснабжения:

Удельный расход воды по фабрике:

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 326,0 т руды в единицу времени (час). Руда содержит Au-1,8 г/т и Ag-6 г/т.

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

1. Железо - переходят в раствор FeO:

FeO-степень растворения принята 2%. Переходит в раствор FeO в количестве 0,0242 · 326,0 · 0,02 = 0,158 т.

Реакция взаимодействия:

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

Расход NaCN: (6·49·0,158) : 71,85 = 0,646 т.

Образуется: Na4Fe(CN)6 в количестве (303,91·0,158):71,85=0,668 т.

NaOH: (2·40·0,158):71,85=0,176 т.

2. Золото - переходит в раствор 95% или 1,8 · 0,95 = 1,71 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.

2. Серебро - переходит в раствор 90% или 6,0·0,9=5,4 г/т или 5,4·326,0=1760 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 0,06729 т на 326,0 т руды или 0,206 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 326,0 т руды загружается 508 т (м3) цианистого раствора с концентрацией NaCN 0,06 % (600 г/м3). Всего загружается NaCN 2,1846·326,0·1,5=1110кг= =1,11 т. При расходе NaCN 0,06729 т остаточное количество NaCN будет

1,11-0,06729=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, %

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 326,0 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 326,0 т руды 815,0 кг = 0,815 т. при загрузке известкового молока с содержанием 10% CaO его потребуется (0,847·100):10=8,15 т или 8,15: 1,08=7,54 м3.

Начальная и конечная концентрации защитной щелочи в растворе принята 0,02% CaO (200 г/м3) или 326,0 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 326,0 т руды при отношении ж:т=1,0:1,0

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=1,0:1,0

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

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 5·326,0=1630 г/ч или 1,63 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

3.7 Выбор и расчет оборудования

3.7.1 Выбор оборудования для измельчения

Мельницы мокрого полу-самоизмельчения с разгрузкой через решетку с использованием в качестве дробящих - измельчающих тел (каскадно-водопадный режим измельчения) стальные шары диаметром 100-125 миллиметров. Использование этих мельниц в первой стадии измельчения позволяет устранить операции среднего и мелкого дробления, складирование, снизить количество основного и передаточного оборудования, капитальные затраты, затраты на электроэнергии и т.д. Для получения тонины помола 80 % класса минус 0,074 мм во второй стадии измельчения рекомендуется использование шаровых мельниц с центральной разгрузкой продукта.

Расчет ММПС по эффективности измельчения определяется по формулам:

Q=N/щ, (2.24)

где Q - производительность (т/ч) проектируемой мельницы;

N - мощность, потребляемая мельницей на валу шестерни венцовой передачи кВт;

щ - удельный расход электроэнергии на измельчение кВт/т;

щ= N/Q=Kб*((1/)-(1/)), (2.24)

где Kб- коэффициент «закона Бонда»;

D80, d80 - крупность исходного материала и продукта, размеры ячеек сит, через которые проходит 80% материала, мкм;

Кб=(Nш/Q)*(1/((1/)-(1/))), (2.25)

где Nш - мощность, потребления при измельчении мельницами шаровыми сливного типа, кВт.

Nш=3,82*дш*D2,3 *L*rщш*r кшш ,

где Nш - мощность, потребления мельницей на валу шестерни венцовой передачи, кВт;

дш- насыпная плотность шаровой нагрузки, т/м3;

D - диаметр барабана мельницы внутри футеровки, метры;

L - длина барабана мельницы, м;

rщш - коэффициент учитывающий заполнение мельницы шарами;

rшш - коэффициент учитывающий относительную частоту вращения мельницы, д.е.прс.

ш=(n)/42,3 (2.26)

где ш - относительная частота вращения барабана;

n - частота вращения, об/мин.

Ш=(12,82* )/42,3=0,802

(по таблице 36 стр. 239 [8] rщш = 0,35)

Nш=3,28 * дш * D2,3 * L * rщш * rшш

Nш= 3,28 * 4,80 * 7,02,3* 2,3 * 0,35 * 0,76 = 866,17 кВт;

Кб= (Nш/Q) * (1/((1/) - (1/))),

По практике работы Q = 160 т/час х 1 ММС

Кб = (866,17/130) * (1/((1/) - (1/))) = 36,87

Отсюда по ф. закона Бонда,

щ= N/Q=Kб*((1/) - (1/)), (2.27)

щ = 36,87 * ((1/) - (1/)) = 5,21 кВт*ч/т,

Q = N/щ; Q = 866,17 / 5,21 = 166,25 т/час (2.28)

ni =Qу.и.час/Qi = 326 / 166,25 = 1,96 ? 2 шт. (ММС 70х23) (2.29)

3.7.3 Расчёт оборудования для второй стадии измельчения

Расчет ведем для условий:

висх = 34,8%, вк = 77%, Q = 326т/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 60 n = 326,0 : 166,1 = 1,96 ? 2 шт.

МШЦ - 45 х 80 n = 326,0 : 241,2 = 1,35 ? 2 шт.

МШЦ - 55 х 65 n = 326,0 : 320,4 = 1,11 ? 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

При сравнении вариантов установки мельниц видно, что наиболее экономичным по потребляемой электроэнергии при незначительно большей массе является вариант установки мельниц МШЦ - 45 х 60.

При этом общая площадь, занимаемая мельницами равна:

МШЦ - 45 х 60 4,5x6x2 = 54 м2

МШЦ - 55 х 65 5 , 5x6,5x2 = 71,5 м2

То есть установка МШЦ - 45 х 60 сэкономит капитальные затраты на строительство здания цеха измельчения, что компенсирует расходы на приобретение мельниц.

Принимаем во второй стадии измельчения МШЦ - 45 х 60 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 = ?12 шт.

Исходя из равномерного распределения гидроциклонов на 2 мельниц II стадии измельчения примем 12 гидроциклона (по 6 ГЦ 400 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 400 в количестве 12 шт. (по 6 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 1 м2 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 (0-5мм) и хорошо 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 перечистка n = QV : 6,51 = 13,61 : 6,51 = 2 шт.

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

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

IV перечистка n = 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 перечистка СКМ-1А (СКО-7,5) 2 шт. (по одному
столу на каждую отсадочную машину)

II перечистка СКМ-1А (СКО-7,5) 1шт.

III перечистка СКМ-1А (СКО-7,5) 1 шт.

IV перечистка СКМ-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 сгущения

Исходные данные:

Rисх= 2,35 Rкон=1,0 х=1,2 м/с, к=0,6,

Sуд. =(Rи - Rk )/(х*?*к)=(2,35-1,0)/(1,2*1,0*0,6) = 1,9 м2*ч/т

Общая площадь сгущения S (м2 ) составит

S=GT* Sуд. = 326*1,9=619,4 м2 (2.51)

Производительность по сливу Q (м3/ч)

Q=S*х=619,4*1,2=743,3 м3/ч (2.52)

Диаметр сгустителя D (м):

= 4*329,7 / (3,14 * 1,2) = 39 м; (2.53)

S50 = р * D2 /4 = 3,14 * 502 / 4 = 1962,5 м2. (2.54)

Число сгустителей:

n=S/(K*Sc)=619,4/(0,6*1962,5) = 1,52 шт ? 2 шт.

К установке принимается 2 сгустителя типа Ц - 50;