V - Северо-Кавказский горно

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РФ
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
«СЕВЕРО-КАВКАЗСКИЙ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ
(ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ)»
Кафедра «Металлургия цветных металлов»
Технологические расчеты
по переработке золотосодержащих руд
Методические указания к практическим занятиям
Для студентов, обучающихся по направлению подготовки
150400.62 «Металлургия»
профиль «Металлургия цветных металлов»
Составитель:
Свистунов Н. В., Кокоева Н. Б.
Допущено
редакционно-издательским советом
Северо-Кавказского горно-металлургического института
(государственного технологического университета).
г. Владикавказ 2011 г.
1
Введение
Целью практических занятий является овладение принципами количественных расчетов технологических схем переработки золотосодержащих
руд различных минеральных типов с составлением материальных балансов
твердого, жидкого, являющихся основой для выбора и расчета технологического оборудования, а также балансов золота, серебра и, если необходимо,
других ценных сопутствующих компонентов, которые определяют основные
технологические показатели производства.
В настоящее время основным гидрометаллургическим способом извлечения золота и серебра из коренных золотосодержащих руд является цианирование, в ходе которого предварительно вскрытые металлы (дроблением и
тонким измельчением) выщелачиваются слабыми растворами цианидов щелочных или щелочно-земельных металлов в присутствии кислорода. При
этом золото и серебро переходят в раствор в виде комплексных дицианауратов по реакции:
4Au + 8NaCN + 2H2O +O2 = 4Na[Au(CN)2] + 4NaOH.
Цианиды – соли цианистоводородной кислоты (синильной) в растворах
обладают сильноосновной реакцией, так как будучи солями сильных оснований и весьма слабой цианистоводородной кислоты подвержены гидролизу по
реакции:
CN- + H2O = HCN + OH-.
В процессе гидролиза часть цианида превращается в слабодиссоциирующую синильную кислоту, не растворяющую золота, отличающуюся чрезвычайно высокой токсичностью. При концентрации в воздухе 0,06 – 0,07
мг/л вызывает мгновенную смерть человека. Синильная кислота – бесцветная
жидкость с запахом горького миндаля, кипит при температуре 25,7 OC.
В процессе цианирования золотосодержащих руд серебро извлекают в
качестве сопутствующего ценного компонента. Серебро при этом ведет себя
аналогично золоту. Однако показатели его извлечения, как правило, более
низкие, чем у золота, что объясняется и термодинамическими свойствами, и
большим разнообразием минеральных форм нахождения серебра в природе.
Однако следует иметь в виду, что серебро весьма дефицитный благородный
металл, уровень производства которого ниже уровня потребления.
Выбор технологической схемы переработки золотых руд во всех случаях проводят только на основе предварительного технологического исследования, в процессе которого устанавливают физико-химический состав руды,
минеральный состав руды, формы нахождения золота в руде, крепость, дробимость, измельчаемость, ситовой состав и другие характеристики. На основании проведенного исследования разрабатывается технологическая схема и
основные технико-экономические показатели. Все эти данные являются исходными для разработки рабочего проекта золотоизвлекательного предприятия.
Наиболее важными факторами, определяющими возможную технологическую схему переработки золотосодержащей руды, являются запасы зо2
лота в месторождении, определяемые в процессе геологических изысканий,
минеральный состав руды (тип руды) и формы нахождения золота в руде.
Золото в рудах преимущественно находится в самородном состоянии в
виде мелких зерен, вкрапленных в минералы вмещающих пород. Наряду с
мелкими выделениями золота 20 – 100 мкм встречаются крупные, видимые
размерами 200 – 250 мкм до 1 – 2 мм и более. Крупное золото медленно растворяется в цианистых растворах, требует продолжительного выщелачивания, иногда до 48 – 72 часов, и иногда приводит к снижению извлечения и
увеличению производственных расходов на операцию выщелачивания.
Наличие же в руде чрезмерно мелких включений золота затрудняет или делает вообще невозможным его вскрытие современной техникой измельчения.
Часть золотин в руде, как правило, имеет на поверхности пленки различного
минерального состава, нерастворимые в цианиде, а та или иная часть золотин
оказывается включенной при принятой крупности измельчения в сульфидных минералах – пирите, халькопирите, арсенопирите и других. Золото в нерастворимых оболочках «в рубашке», а также в сульфидах не может быть извлечено цианированием. Для извлечения такого золота в технологические
схемы практически на всех предприятиях включают операции гравитационного обогащения в отсадочных машинах, короткоконусных гидроциклонах,
барабанных концентраторах, на концентрационных столах и других аппаратах. Первичные гравиоконцентраты подвергают перечистке, получают небольшое количество богатого золотом гравиоконцентрата, который направляют на плавку на медеплавильных заводах, либо перерабатывают на месте
специальными методами, например, амальгамацией, обжигом с последующим выщелачиванием огарка для удаления вредных для цианирования примесей и цианированием в особых условиях. Хвосты гравитационного обогащения цианируют, отделяют золотосодержащие цианистые растворы, отмывают золото от рудной массы (хвостов) и осаждают золото из золотосодержащих растворов цементацией цинковой пылью. Хвосты цианирования и избыточные цианистые растворы обезвреживают и направляют в хвостохранилище.
При высоком содержание в руде сульфидных минералов, многие из которых хорошо растворяются в цианиде, загряняют цианистые золотосодержащие растворы и являются причиной резкого снижения растворимости золота. В технологические схемы переработки таких руд включают операцию
флотации и перечистки концентратов. При этом сульфидные минералы, часть
свободных зерен золота и золото, включенное в сульфидах, извлекают в отдельный флотоконцентрат. Извлекают золото из флотоконцентратов чаще
всего плавкой на медеплавильных заводах или по специальным технологиям
на месте.
В технологии переработки золотосодержащих руд коренных месторождений важной начальной операцией является вскрытие золота а процессе
рудоподготовки. Это весьма трудоемкий и дорогостоящий процесс, включающий дробление крупнокусковой руды, поступающей с рудников в кусках
3
крупностью от 250 мм до 900 - 1000 мм и более, до крупности 10 - 12 мм,
тонкое мокрое измельчение до крупности, обеспечивающее максимальное
вскрытие золота и других рудных минералов для их успешного извлечения
методами гравитационного, флотационного обогащения и цианирования.
Расходы на операции рудоподготовки определяют на основе техникоэкономического сравнения нескольких вариантов.
Из курса "Обогащения полезных ископаемых"известно, что дробление
проводят в одну, две, три и более стадий в зависимости от крупности поступающей руды и требуемой степени измельчения. Для крупного дробления
применяют щековые дробилки ЩКД или конусные ККД, позволяющие в
один прием достичь степени дробления до 5. Для среднего дробления применяют конусные дробилки КСД, обеспечивающие степень дробления 6 - 8, а
для мелкого дробления конусные дробилки КМД и стержневые мельницы, а
также валковые дробилки, позволяющие достичь степени дробления в открытом цикле от 3 до 5, а в замкнутом цикле с грохочением до 12. На каждой
стадии дробления предусматривают операции предварительного или поверочного грохочения, позволяющие "не дробить ничего лишнего", отделяя готовый по крупности продукт, и тем самым избежать перегрузки дробилок.
Мелкодробленая руда крупностью 3 - 12 мм поступает в процесс мокрого измельчения в шаровых мельницах. Измельчение проводят в одну, две
или три стадии с операциями поверочной, предварительной и контрольной
классификации в зависимости от требуемой конечной крупности, обеспечивающей максимальное вскрытие золота для его извлечения в операциях обогащения и гидрометаллургии. На первой стадии измельчения устанавливают
мельницы с разгрузкой через решетку для предупреждения накопления
крупного золота и пассивация его вследствие наклёпа и вковывания в поверхность золотин рудных шламов. На второй стадии или на треть ей, если
такая предусматривается, устанавливают мельницы с центральной разгрузкой - сливного типа МШЦ, позволяющие получать более тонкий продукт в
разгрузке. На заводах с высокой производительностью - 1500 т/сут и выше
широко применяют бесшаровое измельчение в мельницах самоизмельчения
"Каскад", которых в качестве дробящих тел используют крупные куски измельчаемой руды. Благодаря применению этих мельниц снижается расход
стали (шары, футеровка) в пять раз, снижается расход электроэнергии на 15 20 %, повышается извлечение золота на 1 - 2 % за счет устранения причин,
ухудшающих поверхность вскрываемого при измельчении золота.
Для классификации пульп широко применяют спиральные классификаторы с непогружаемой спиралью КСН и гидроциклоны.
Отсадочные машины для извлечения крупного свободного золота, покрытого нерастворимыми в цианиде оболочками и ассоциированного с сульфидами, устанавливают на разгрузке мельниц в цикле измельчение - классификация. Чаще всего применяют машины типа МОД.
Мокрое измельчение, гравитационное обогащение и классификация
могут проводится как в воде, так и в обеззолоченном оборотном растворе,
4
содержащем цианид. Измельчение в оборотных цианистых растворах позволяет значительную часть золота перевести в раствор, что позволяет значительно уменьшить продолжительность последующего выщелачивания и
пневмомеханических или пневматических перемешивателях. однако при
этом снижается общее извлечение золота вследствие его цементации свежеобнаженным натертым в мельницах железом; в оборотных растворах накопляется все больше нежелательных примесей в результате снижается их растворяющая по отношению к золоту активность, такие растворы выводят из
процесса. Кроме того, при измельчении и классификации в оборотных растворах образуется большой объем золотосодержащих растворов с низким содержанием золота, что вынуждает несколько раз оборачивать их в процесс
для накопления золота до концентраций, обеспечивающих наиболее высокие
показатели при осаждении цинком. Большие объемы цианистых растворов,
циркулирующих в процессе, являются причиной многократного превышения
предельно - допустимых концентраций по HCN во всех производственных
помещениях и за их пределами. Поэтому на всех новых предприятиях в
стране и за рубежом перешли на измельчение в водной среде.
Подготовленную пульпу для извлечения золота сгущают до максимальной плотности - обычно 50 % твердого, в механических сгустителях с
центральным или периферическим приводом. Слив используют в качестве
оборотной воды, а сгущенный продукт выщелачивают цианистом растворе
пневматических, пневмомеханических или другого типа перемешивателях,
например пульсационных колоннах. После выщелачивания в течение 18 - 36
часов (в пульсколоннах 3 - 6 часов), отделяют золотосодержащий раствор
фильтрацией на вакуум-фильтрах или непрерывной противоточной декантацией в каскаде сгустителей или сгустителях-промывателях (многоярусные
сгустители), отмывают растворенное золото оборотными обеззолоченными
растворами и водой осаждаю золото из золотосодержащих растворов цинковой пылью после обескислороживания на непрерывно действующих установках. Промытые хвосты цианирования обезвреживают от цианида и его
комплексов гипохлоритом кальция - Ca(OCl)2 или хлорной известью CaOCl2
и сбрасывают в отвал в специальное хвостохранилище.
Новые золотоизвлекательные заводы проектируют и строят по, так
называемой, безфильтрационной технологии, основанной на применении
твердых органических сорбентов - анионитов. Сущность ионообменной технологии состоит в одновременном растворении золота в цианистом растворе
и его сорбции твердой фазой анионита, находящегося в пульпе. Насыщенный
благородными металлами анионит отделяют от пульпы грохочением на дренажных сетках 0,4 мм из нержавеющей стали, а пульпу хвостов цианирования обезвреживают и направляют в хвостохранилище. Насыщенный анионит
отмывают от ила и подвергают регенерации в процессе которой из фазы анионита десорбируют примесные компоненты, золото, серебро десорбируют
сернокислым раствором тиомочевины и получают товарный тиомчевинный
регенерат, из которого золото и серебро осаждают электролизом. Обеззоло5
ченный тиомочевинный раствор направляют в оборот на десорбцию. Металлизированный золотосодержащий продукт от электролиза направляют на
аффинажный завод, где получают чистые золото и серебро. Регенерированный анионит многократно циркулирует в процессе сорбционного цианирования.
В процессе сорбционного цианирования применяют пневматические
перемешиватели (пачуки) с дренажными устройствами для организации противоточного движения пульпы и анионита, регенерационные колонны различной конструкции из обычной стали и титановых сплавов. Для электролиза
разработаны специальные электролизеры с нерастворимыми анодами из платины и объемными катодами из углеграфитового волокнистого материала.
Анодная камера электролизера отделена от катодного блока катионитной
мембраной для предупреждения окисления тиомочевины на аноде с выделением элементарной серы.
1 Выбор и расчет количественной схемы переработки кварцевых
золотосодержащих руд
1.1 Выбор качественной технологической схемы
Кварцевые золотосодержащие руды коренных месторождений отличаются наиболее простым минеральным составом, требуют наибольшего расхода цианида и извести. Золото из них легко извлекают цианированием. Эти
руды практически всегда содержат часть золота в форме достаточно крупных
зерен, а также в форме золотин с природными поверхностными оболочками,
нерастворимыми в цианистом растворе. Для уменьшения продолжительности
цианирования таких руд и снижения потерь нерастворенного в цианиде золота принимают обычную схему, включающую гравитационное обогащение и
последующее цианирование хвостов гравитации. Поскольку руда с подземных рудников выдается в кусках с максимальной крупностью 450 - 500 мм, в
схему рудоподготовки включают дробление и грохочение руды в три стадии. Измельчение в зависимости от конечной крупности и производительности предприятия проводят в одну или два стадии, реже, когда требуется конечное измельчение 90 - 95 % класса минус 40 мкм, в три стадии. В настоящем расчете принимается одностадиальное измельчение с поверочной и контрольной классификацией и выделением свободного крупного золота, а также золота, покрытого нерастворимыми оболочками отсадкой в цикле измельчение-классификация. Отсадочный концентрат перечищается с выдачей товарного гравиоконцентрата, направляемого для переработки на медеплавильный завод. Принимается к расчету схема представлена на рис. 1.1.
6
1.2 Количественный расчет схемы переработки кварцевой
золотосодержащей руды
Цель работы – определение потоков твердого, жидкого – воды, золотосодержащих и обеззолоченных растворов на каждой технологической операции, а также пооперационного баланса золота и серебра.
1.2.1 Исходные данные
Производительность по сухой руде – Q1, т/сут_______________________1000
Влажность руды – W1, %___________________________________________5
Плотность в монолите – δ , т/м3_____________________________________2,7
Насыпная плотность - δнас. , т/м3__________________________________ 1,6
Твердость руды______________________________________________средняя
Крупность руды – D, мм__________________________________________450
Эффективность грохочения: EI, %___________________________________60
EIII, %__________________________________85
EV, % __________________________________80
Содержание твердого в мельницах -  тв , %___________________________70
Циркулирующая нагрузка – С I _____________________________________3,5
Отношение жидкого к твердому:
в операции отсадки – RVIII______________________________________1,2
в операции перечистки – RIX ____________________________________6
в сливе поверочной классификации - R21________________________3,1
в сливе контрольной классификации - R23________________________5,5
в песках поверлчной классификации - R22_______________________0,25
Влажность отсадочного концентрата – W16, % ________________________50
Влажность готового гравиоконцентрата – W17, %______________________40
Влажность песков контрольной классификации –W24, %________________35
Влажность сгущенного продукта – W25, %____________________________50
Влажность отфильтрованного и промытого кека хвостов – W29, %________20
Выход отсадочного концентрата – γ 16 , %_____________________________2,5
Выход готового товарного гравиоконцентрата – γ17, %_________________0,5
1.2.2 Расчет схемы дробления и грохочения руды
Цех дробления обычно работает в режиме работы соответствующего рудника [2, с. 39], поэтому производительность его отличается от заданной производительности золотоизвлекательного завода. При подземной добыче руды
число рабочих дней в году – 305, число смен в сутки – 2, продолжительность
7
смены – 7 ч. При таком режиме производительность цеха дробления подсчитывается по формуле:
Qц . д . 
Qг . к .  365  К н
, т/сут.
305 К в
где Qц.д. – суточная производительность цеха дробления, т/сут;
Кн – коэффициент, учитывающий неравномерность свойств руды, влияющий на производительность, Кн = 1,1;
Кв – коэффициент использования оборудования в главном корпусе завода. При одностадиальном измельчении руды в шаровых мельницах Кв =
0,94.
Следовательно, фактическая производительность главного корпуса по
сухой руде составляет:
Qц.д. 
1000  365  1,1
 1400,4 т/сут.
305  0,94
При требуемой конечной крупности дробленного продукта 10 мм общая степень дробления составляет:
Sобщ.= s1∙s2∙s3 =
D1
450
=
= 45.
D10
10
8
Рис. 1.1 Качественная схема переработки кварцевой золотосодержащей руды
Руда 450 – мм
1
Предварительное грохочение (I)
3
2
Крупное дробление (II)
4
5
Предварительное грохочение (III)
7
6
Среднее дробление (IV)
8
9
Предварительное грохочение (V)
11
Мелкое дробление (VI)
12
10
13
14
Измельчение (VII)
15
Отсадка (VIII)
Концентрат
16
Перечистка (IX)
20
Перечистка (X)
Хвосты
19
Слив
21
Контрольная
классификация (XI)
17
Товарный
гравиоконцентрат
Хвосты
18
Раствор NaCN, Ca(OH)2
Обеззолоченный
раствор
Слив
23
Сгущение (XII)
Сгущенный
продукт
25
Предварительное
цианирование (XIII)
27
Фильтрация и
промывка (XIV)
29 Хвосты
30
Обезвреживание (XVI)
33
Слив
26
Золотосодержащий
раствор
28
Пески
22
С
Пески
24
В систему оборотного
водоснабжения
Осаждение (XV)
31
Обеззолоченный Золотораствор
цинковый
32
осадок
9
Примем степени дробления в отдельных стадиях: s1 = 3, s2 = 5, s3 =3.
Определяем условную максимальную крупность продуктов после отдельных
стадий дробления:
450
 150 мм,
3
450
D8 
 30 мм,
35
450
D12 
 10 мм.
35 3
D4 
Примем размеры отверстий сит грохотов: aI = 150 мм, aIII = 30 мм, aV =10 мм.
Определяем массы продуктов в питании грохотов мельче размера отверстия грохота по закону прямой.
Содержание класса – 150 мм в питании предварительного грохочения
1 стадии дробления составляет:
1150 
150  100
 33,3 %.
450
Масса класса в продукте 1 составляет:
P1150  Q1  1150  1400,4  0,333  460,3 т.
Масса просева операции I при эффективности грохочения E I150  60 % составляет:
Q2  P1150  E I150  460,3  0,6  279,8 т.
Определяем массу отсева Q3, поступающего на крупное дробление:
Q3 = Q1 – Q2 = 1400,4 – 279,8 = 1120,6 т.
Поскольку производительность дробилок выражается в м3/час, объем продукта 3 составляет:
1120,6 : 1,6 = 700,4 м3/сут,
а при работе дробилок по 7 часов в две смены часовая производительность
составит: 700,4 / 2∙7 = 50 м3/ч.
Определяем содержание класса – 30 мм в питании предварительного
грохочения 2 стадии дробления по закону прямой:
 530 
30  100
 20 %.
150
Масса класса в продукте 5 составляет:
P530  Q5   530  1400,4  0,2  280,1 т.
Масса просева предварительного грохочения второй стадии дробления при
эффективности грохочения EIII30  85 % составляет:
30
Q6  P530  E III
 280,1  0,85  238,1 т.
Определяем массу отсева Q7, поступающего на среднее дробление:
Q7 = Q5 – Q6 = 1400,4 – 238,1 = 1162,3 т
10
или 1162,3 : 1,6 = 726,4 м3/сут, или 726,4 / 2∙7 = 51,9 м3/ч.
Определяем содержание класса – 10 мм в продукте среднего дробления крупностью – 30 мм, поступающего на предварительное грохочение третьей стадии дробления:
 610 
10  100
 33,3 %.
30
Масса класса в продукте 9 составляет:
P910  Q9   910  1400,4  0,333  466,3 т.
Масса просева предварительного грохочения третьей стадии дробления при
эффективности грохочения EV10  80 % составляет:
Q10  P910  EV10  466,3  0,80  373 т.
Определяем массу отсева Q11, поступающего на мелкое дробление:
Q11 = Q9 – Q10 = 1400,4 – 373 = 1027,4 т
или 1027,4 : 1,6 = 642,1 м3/сут, или 642,1 / 2∙7 = 45,9 м3/ч.
Результаты расчета представлены в таблице 1.1 материального баланса
дробления и грохочения руды.
11
Таблица 1.1 Материальный баланс дробления и грохочения руды
Поступает
Выходит
Наименованиепродуктов
Масса Q, т
Объем, м3
Руда Q1 450-0 мм
1400,4
875,2
Итого
1400,4
875,2
Отсев Q3 + 150 мм
1120,6
700,3
1120,6
700,3
279,8
1400,4
174,9
875,2
1162,3
726,4
1162,3
726,4
238,1
1400,4
148,8
875,2
1027,4
642,1
1027,4
642,1
73,4
373,0
1400,4
233,1
875,2
26,6
100,0
Продукт дробления Q4 150 мм
Просев Q2 - 150 мм
Итого
Отсев Q7 + 30 мм
Продукт дробления Q8 30 мм
Просев Q6 - 30 мм
Итого
Отсев Q11 + 10 мм
Продукт дробления Q12
- 10 мм
Просев Q10 - 10 мм
Итого
% от исх
Наименованиепродуктов
Предварительное грохочение (I)
Просев Q2 - 150 мм
100,0
Отсев Q3 + 150 мм
Итого
100,0
Крупное дробление (II)
Продукт дробления Q4 80,0
150 мм
Предварительное грохочение (III)
80,0
Просев Q6 - 30 мм
Отсев Q7 + 30 мм
Итого
Среднее дробление (IV)
Продукт дробления Q8 83,0
30 мм
Предварительное грохочение (V)
20,0
100,0
83,0
Просев Q10 - 10 мм
Отсев Q11 + 10 мм
Итого
Мелкое дробление (VI)
Продукт дробления Q12
73,4
- 10 мм
Выдается на измельчение
17,0
100,0
Масса Q, т
Объем, м3
% от исх
279,8
1120,6
1400,4
174,9
700,3
875,2
20,0
80,0
100,0
1120,6
700,3
80,0
238,1
148,8
17,0
1162,3
1400,4
726,4
875,2
83,0
100,0
1162,3
726,4
83,0
373,0
233,1
26,6
1027,4
1400,4
642,1
875,2
73,4
100,0
1027,4
642,1
73,4
12
1.2.3 Расчет схемы измельчения, гравитационного обогащения и
классификации руды
Расчет проводим на заданную суточную производительность по сухой
руде без учета коэффициента использования оборудования. Последний может быть учтен при выборе и расчете технологического оборудования.
1.2.3.1 Измельчение (VII)
Согласно принятой к расчету схеме (рис.1.1) на измельчение поступает
твердого
Q14 = Q13 + Q22 + Q24.
Согласно исходным данным циркулирующая нагрузка СI = 3,5, то есть
Q22 + Q24 = 3,5 Q13 = 3,5 ∙ 1000 = 3500 т/сут.
Таким образом, на измельчение поступает всего твердого
Q14 = 1000 + 3500 = 4500 т/сут.
При содержании твердого в мельницах 70 %, объем воды должен составлять
V14 = 4500∙30/70 = 1928,6 м3/сут.
Полный баланс по воде в операции измельчения может быть решен
после расчета её количества, вносимого циркулирующей нагрузкой, т. е. продуктами 22 и 24.
1.2.3.2 Отсадка (VIII)
На отсадку, согласно расчету поступает 4500 т/сут твердого и 1928,6
м3/сут воды.
При выходе отсадочного концентрата, согласно исходным данным, γ 16
= 2,5 % от массы руды, его масса составляет:
Q16 = Q13∙ γ 16 = 1000 ∙ 0,025 = 25 т/сут,
при влажности концентрата W16 = 50 %, он удерживает 25 м3/сут воды.
В операции отсадки должно быть воды при RVIII = 1,2 [2, с. 200]
VVIII = Q15 ∙ RVIII = 4500 ∙ 1,2 = 5400 м3/сут.
В хвосты отсадки переходит по балансу:
твердого Q19 = Q15 – Q16 = 4500 – 25 = 4475 т/сут,
воды V19 = VVIII – V16 = 5400 – 25 = 5375 м3/сут.
13
1.2.3.3 Перечистка (IX)
На перечистку отсадочного концентрата поступает Q16 = 25 т/сут твердого и V16 = 25 м3/сут воды.
Согласно исходным данным операция перечистки должно проводится
при Ж:Т = 6 (RIX = 6). При этом в операции должно быть воды:
VIX = Q16 ∙ RIX = 25 ∙ 6 = 150 м3/сут.
Следовательно, необходимо дополнительно добавить воды
LIX = VIX – V16 = 150 – 25 = 125 м3/сут.
При выходе товарного гравиоконцентрата γ17 = 0,5 % от массы руды,
его масса составляет:
Q17 = Q13∙ γ17 = 1000 ∙ 0,005 = 5 т/сут,
при влажности концентрата W17 = 40 % с товарным гравиоконцентратом уходит:
воды V17 = Q17 ∙ W17 /100 – W17 = 5 ∙ 40/100 – 40 = 3,3 м3/сут.
Масса хвостов перечистки составляет:
твердого Q18 = Q16 – Q17 = 25 – 5 = 20 т/сут,
воды V18 = VIX – V17 = 150 – 3,3 = 146,7 м3/сут.
1.2.3.4 Поверочная классификация (X)
В операцию поверочной классификации поступает:
твердого Q20 = Q19 + Q18 = 4475 + 20 = 4495 т/сут,
воды V20 = V19 + V18 = 5375 + 146,7 = 5521,7 м3/сут.
Определяем массу твердого в сливе 21 поверочной классификации по
формуле 24 [2, с. 108] с учетом принятой схеме (рис. 1.1) индексации продуктов:
Q21 
 23/ R23  R24 
 Q20 ,
 21/  R23   23/  R24
/
где β 23
– содержание класса – 40 мкм в продукте 23. При заданном R23
по таблице 42 [2, с. 258] принимаем  2371 = 93 %, а по таблице 14 [2, с. 102]
/
принимаем β 23
= 75 %;
R23 = 5,5 (согласно исходным данным);
R24 - отношение Ж:Т в песках контрольной классификации. При W24 = 35 %
(согласно исходным данным) R24 
35
 0,54 ;
65
14
 21/ – содержание класса – 40 мкм в продукте 21. При заданном R21 = 3,1 по
таблице 42 [2, с. 258] принимаем  2171 = 72 %, а по таблице 14 [2, с. 102] принимаем  21/ = 50 %.
При этих условиях поток твердого в сливе 21 составляет:
Q21 
0,755,5  0,54
 995  1578,4т / сут.
0,50  5,5  0,75  0,54
В слив при R21 = 3,1 переходит
воды V21 = Q21 ∙ R21 = 1578,4∙3,1 = 4893,0 м3/сут.
В пески поверочной классификации переходит:
твердого Q22 = Q20 - Q21 = 4495 - 1578,4 = 2916,6 т/сут,
и при R22 = 0,25 переходит (согласно исходным данным)
воды V22 = Q22 ∙ R22 = 2916,6 ∙ 0,25 = 729,2 м3/сут.
Таким образом, общая потребность в воде составляет
VX = V21 + V22 = 4893,0 + 729,2 = 5622,2 м3/сут.
Следовательно, необходимо дополнительно добавить воды
LX = VX – V20 = 5622,2 – 5521,7 = 100,5 м3/сут.
1.2.3.5 Контрольная классификация слива (XI)
На операцию поступает в сливе поверочной классификации твердого
Q21 = 1578,4 т/сут, воды V21 = 4893,0 м3/сут.
При установившемся режиме в слив контрольной классификации переходит
твердого Q23 = Q13 - Q17 = 1000 - 5 = 995 т/сут,
и при R23 = 5,5 переходит (согласно исходным данным)
воды V23 = Q23 ∙ R23 = 995 ∙ 5,5 = 5472,5 м3/сут.
В пески контрольной классификации переходит
твердого Q24 = Q21 - Q23 = 1578,4 - 995 = 583,4 т/сут,
при влажности песков W24 = 35 % в них удерживается
воды V24 = Q24 ∙ W24 /100 – W24 = 583,4 ∙ 35/100 – 35 = 314,1 м3/сут.
Таким образом, общая потребность в воде составляет
VXI = V23 + V24 = 5472,5 + 314,1 = 5786,6 м3/сут.
Следовательно, необходимо дополнительно добавить воды
LXI = VXI – V21 = 5786,6 – 4893,0 = 893,6 м3/сут.
Завершаем расчет операции измельчения определением потребности в
воде.
С рудой при влажности W1 = 5 % поступает
15
воды V13 = Q13 ∙ W1 /100 – W1 = 1000 ∙ 5/100 - 5 = 52,5 м3/сут.
С циркулирующей нагрузкой поступает с продуктами 22 и 24
V22 + V24 = 729,2 + 314,1 = 1043,3 м3/сут.
Всего поступает
воды V14 = V13 + V22 + V24 = 52,5 + 1043,3 = 1095,9 м3/сут.
Следовательно, необходимо дополнительно добавить воды
LVII = VVII – V24 = 1928,6 – 1095,9 = 832,7 м3/сут.
1.2.3.6 Сгущение (XII)
В расчете операции сгущения принимается, что потери твердого в сливе отсутствуют. При этом вся масса твердого переходит в сгущенный продукт Q25 = Q23 = 995 т/сут. При влажности сгущенного продукта W25 = 50 % в
нем удерживается воды 995 м3/сут.
В слив операции переходит воды, используемой в обороте
V26 = V23 - V25 = 5472,5 - 995 = 4477,5 м3/сут.
1.2.3.7 Цианирование (XIII)
В расчете принимается, что операция проводится без изменения масс
твердого и жидкого. Жидкая фаза после цианирования является цианистым
золотосодержащим раствором, объем которого V27 = V25 = 995 м3/сут, Q27 =
Q25 = 995 т/сут.
1.2.3.8 Фильтрация и промывка (XIV)
На операцию фильтрации и промывки поступает:
а) обеззолоченный раствор V32обез. = Q27 · q32обез. = 995 ∙ 1 = 995 м3/сут;
б) вода V H O = Q27 · q H O = 995 ∙ 0,8 = 796 м3/сут;
в) цианистая пульпа, в которой твердого Q27 = 995 т/сут и воды V27 = 995
м3/сут.
Всего поступает:
жидкого VXIV = V32обез. + V H O + V27 = 995 + 796 + 995 = 2786 м3/сут.
В расчете принимается, что масса твердого в процессе фильтрации и
промывки не изменяется, т. е. Q29 = Q27 = 995 т/сут. Определяем массу раствора удерживаемого хвостами цианирования при их влажности W29 = 20 %:
V29 = Q29 ∙ W29 /100 – W29 = 995 ∙ 20/100 - 20 = 248,8 м3/сут.
При фильтрации и промывке хвостов цианирования образуется золотосодержащего раствора:
V28 = VXIV + V29 = 2786 – 248,8 = 2537,25 м3/сут.
2
2
2
16
1.2.3.9 Осаждение (XV)
При осаждении золота и серебра из золотосодержащего цианистого
раствора образуется осадок благородных металлов, масса которого в данной
части расчета не определяется и не учитывается, и обеззолоченный раствор,
объем которого принимается равным объему золотосодержащего раствора,
поступившего на осаждение, т.е. V28 = V32 = 2537,25 м3/сут.
1.2.3.10 Обезвреживание (XVI)
На обезвреживание поступают хвосты цианирования Q29 = 995 т/сут и
V29 = 2537,25 м3/сут. Кроме того, на обезвреживание поступает избыточный
обеззолоченный раствор, объем которого составляет:
V32 изб. = V28 + V32обез. = 2537,25 – 995 = 1542,25 м3/сут.
Всего поступает жидкого:
V XVI = 248,8 + 1542,25 = 1791,05 м3/сут.
После обезвреживания пульпы, она сбрасывается в специальное хвостохранилище.
Результаты расчета представлены в таблице 1.2 материального баланса
твердого и жидкого.
17
Таблица 1.2 Материальный баланс твердого и жидкого
Поступает
Выходит
Наименование продукта
Q, т/сут
V, м3/сут
W, %
Руда Q13
1000
52,6
5
Пески Q22
2916,6
729,2
20
Пески Q24
583,4
314,1
35
Вода
Итого
Наименование продукта
Измельчение (VII)
Разгрузка мельниц
Q15
Q, т/сут
V, м3/сут
4500
1928,6
0,43
Итого
4500
1928,6
0,43
Концентрат Q16
25
25
Хвосты Q19
4475
5375
Итого
4500
5400
5
3,3
20
146,7
25
150
6,0
3,1
R
W, %
R
832,7
4500
1928,6
0,43
Отсадка (VIII)
Разгрузка мельниц
Q15
Вода
Итого
Концентрат Q16
4500
0,43
3471,4
4500
25
Вода
Итого
1928,6
25
5400
1,2
125
Перечистка (IХ)
Товарный гравиоконц. Q17
Хвосты Q18
150
6,0
25
50
Итого
50
1,2
40
Поверочная классификация (Х)
Хвосты Q19
4475
5375
Слив Q21
1678,4
4893
Хвосты Q18
20
146,7
Пески Q22
2916,6
729,2
Итого
4495
5622,2
Вода
Итого
20
100,5
4495
5622,2
1,25
1,25
18
1.3 Расчет баланса золота и серебра
Для количественной характеристики фактического извлечения благородных металлов и их потерь в отдельных операциях производят расчет распределения металлов по продуктам каждой операции в абсолютных (граммах) и относительных (процентах) показателях.
1.3.1 Исходные данные
Содержание в исходной руде, г/т: золота - β1Au _______________________10
серебра - β1Ag _______________________36
Выход товарного гравиоконцентрата - γ17, г/т_________________________0,5
Извлечение в товарный гравиоконцентрат, %:
золота - ξ 17Au ______________________28
серебра - ξ 17Ag______________________18
Частное извлечение при перечистки, %:
золота - E17Au_______________________80
серебра - E17Ag______________________72
Содержание в твердой фазе хвостов цианирования, г/т:
золота – β29Au_____________________0,36
серебра – β29Ag____________________3,66
Концентрация в жидкой фазе хвостов цианирования, г/м3:
золота – Х29Au_____________________0,02
серебра – Х29Ag____________________0,05
Концентрация в обеззолоченном растворе, г/м3:
золота - Х32Au_____________________0,02
серебра - Х32Ag____________________0,05
Расчет проводится на заданную суточную производительность по сухой
руде - 1000 т/сут.
1.3.1 Отсадка (VIII)
В руде на отсадку поступает:
золота Р13Au = Q13 ∙ β1Au = 1000 ∙ 10 = 10000 г,
серебра Р13Ag = Q13 ∙ β1Ag = 1000 ∙ 36 = 36000 г.
19
Извлечение в отсадочный концентрат при известных частных извлечениях составляет:
золота Е 16Au = ξ 16Au / E16Au = 28/0,80 = 35 %,
серебра Е16Ag = ξ 16Ag / E16Ag = 18/0,72 = 25 %.
Содержание в отсадочном концентрате:
золота 16Au 
1Au  16Au 10  35

 140 г/т,
 16
2,5
серебра 16Ag 
1Ag  16Ag 36  25

 360 г/т.
 16
2,5
В отсадочный концентрат переходит:
золота Р16Au = Р16Au ∙ ξ 16Au = 10000 ∙ 0,35 = 3500 г,
серебра Р16Ag = Р16Ag ∙ ξ 16Ag = 36000 ∙ 0,25 = 9000 г.
1.3.2 Перечистка (IX)
При принятой величине выхода γ17 = 0,5 % получается товарного гравиоконцентрата согласно ранее выполненному расчету баланса твердого и
жидкого.
Содержание в товарном гравиоконцентрате:
золота 17Au 
1Au  17Au 10  28

 560 г/т,
 17
0,5
серебра 17Ag 
1Ag  17Ag 36  18

 1296 г/т.
 17
0,5
В товарный гравиоконцентрат переходит:
золота Р17Au = Р17Au ∙ ξ17Au = 10000 ∙ 0,28 = 2800 г,
серебра Р17Ag = Р17Ag ∙ ξ 17Ag = 36000 ∙ 0,18 = 6480 г.
В хвосты перечистки переходит:
золота Р18Au = Р16Au - Р17Au = 10000 - 2800 = 7200 г,
серебра Р18Ag = Р16Ag - Р17Ag = 36000 - 6480 = 29520 г.
Выход хвостов перечистки составляет  18   16   17  2,5  0,5  2,0%.
Извлечение в хвосты перечистки составляет:
золота ξ 18Au = ξ 16Au - ξ 17Au = 35 - 28 = 7 %,
серебра ξ 18Ag = ξ 16Ag - ξ 17Ag = 25 - 18 = 7 г.
Содержание в хвостах перечистки составляет:
золота 18Au 
1Au  18Au 10  7

 35 г/т,
 18
2
20
серебра 18Ag 
1Ag  18Ag 36  7

 126 г/т.
 18
2
1.3.3 Цианирование (XIII)
На цианирование поступает:
золота Р25Au = Р16Au - Р17Au = 10000 - 2800 = 7200 г,
ξ25Au = Р25Au / Р1Au ∙ 100 = 7200/10000 ∙ 100 = 72 % от массы
золота в исходной руде;
серебра Р25Ag = Р16Ag - Р17Ag = 36000 - 6480 = 29520 г.
ξ25Ag = Р25Ag / Р1Ag ∙ 100 = 29520/36000 ∙ 100 = 82 % от массы
серебра в исходной руде.
При выходе сгущенного продукта γ25 = 100 % содержание в нем составит:
золота  25Au 
серебра  25Ag
1Au   25Au 10  72

 7,2 г/т,
 25
100
 Ag   25Ag 36  82
 1

 29,5 г/т.
 25
100
В твердой фазе пульпы после цианирования остается нерастворенного:
золота Р27тAu = Q27 ∙ β27Au = 995 ∙ 0,36 = 358,2 г,
ξ27тAu = Р27тAu / Р1Au ∙ 100 = 358,2/10000 ∙ 100 = 3,58 % от массы
золота в исходной руде;
серебра Р27тAg = Q27 ∙ β27Ag = 995 ∙ 3,66 = 3641,7 г,
ξ27тAg = Р27тAg / Р1Ag ∙ 100 = 3641,7/36000 ∙ 100 = 10,12 % от массы
серебра в исходной руде.
В процессе цианирования в цианистый золотосодержащий раствор переходит:
золота Р27ж Au = Р25Au – Р27тAu = 7200 – 358,2 = 6841,8 г,
ξ27жAu = Р25Au / Р1Au ∙ 100 = 6841,8/10000 ∙ 100 = 68,42 % от массы
золота в исходной руде;
серебра Р27жAg = Р25Ag – Р27тAg = 29520 – 3641,7 = 25878,3 г.
ξ27жAg = Р27жAg / Р1Ag ∙ 100 = 25878,3/36000 ∙ 100 = 71,88 % от массы
серебра в исходной руде.
1.3.4 Фильтрация и промывка (XIV)
21
На фильтрацию и промывку поступает:
а) цианистая пульпа, в которой
золота Р27тAu = 358,2 г, Р27ж Au = 6841,8 г;
серебра Р27тAg = 3641,7 г, Р27жAg = 25878,3 г;
б) обеззолоченный раствор, в котором
золота Р32 обез.Au = V32 обез. ∙ Х32Au = 995 ∙ 0,02 = 19,9 г,
серебра Р32 обез.Ag = V32 обез. ∙ Х32Ag = 995 ∙ 0,05 = 49,75 г.
Всего поступает в жидкой фазе в операцию фильтрации и промывки:
золота Рж.ф. Au = Р27 ж Au + Р32 обез.Au = 6841,8 + 19,9 = 6861,7 г,
ξ ж.ф.Au = Рж.ф.Au / Р1Au ∙ 100 = 6861,7/10000 ∙ 100 = 68,62 % от массы
золота в исходной руде;
серебра Рж.ф.Ag = Р27 ж Ag + Р32 обез.Ag = 25878,3 + 49,75 = 25928,05 г.
ξ ж.ф.Ag = Рж.ф.Ag / Р1Ag ∙ 100 = 25928,05/36000 ∙ 100 = 72,02 % от массы
серебра в исходной руде.
В растворе, удерживаемом промытым кеком хвостом цианирования,
безвозвратно теряется:
золота Р29 пот.Au = V29 ∙ Х29Au = 248,8 ∙ 0,02 = 4,98 г,
ξ 29 пот.Au = Р29 пот.Au / Р1Au ∙ 100 = 4,98/10000 ∙ 100 = 0,05 % от массы
золота в исходной руде;
серебра Р29 пот.Ag = V29 ∙ Х29Ag = 248,8 ∙ 0,05 = 12,44 г.
ξ 29 пот. Ag = Р29 пот.Ag / Р1Ag ∙ 100 = 12,44/36000 ∙ 100 = 0,03 % от массы
серебра в исходной руде.
В цианистый золотосодержащий раствор переходит:
золота Р28 Au = Рж.ф. Au – Р29 пот.Au = 6861,7 – 4,98 = 6856,72 г,
ξ 28 Au = Р28 Au / Р1Au ∙ 100 = 6856,72/10000 ∙ 100 = 68,57 % от массы
золота в исходной руде;
серебра Р28Ag = Р ж.ф. Ag – Р29 пот.Ag = 25928,05 – 12,44 = 25915,61 г.
ξ 28Ag = Р28Ag / Р1Ag ∙ 100 = 25915,61/36000 ∙ 100 = 71,99 % от массы
серебра в исходной руде.
Результаты расчета баланса золота и серебра сведены в таблицу 1.3.
22
23
Таблица 1.3 Баланс золота и серебра при переработке кварцевой руды по схеме рис. 1.1
Наименование
продукта
γ
Поступает
золото
β,
ξ, %
г/т
серебро
Р, г
β,
г/т
ξ, %
Наименование продукта
Р, г
Выходит
золото
γ
β,
г/т
ξ, %
2,5
140
97,5
100
серебро
Р, г
β,
г/т
ξ, %
Р, г
35
3500
360
25
9000
6,7
10
65
100
6500
10000
27,7
36
75
100
27000
36000
0,5
560
28
2800
1296
18
6480
2
2,5
35
140
7
35
700
3500
126
360
7
25
2520
9000
99,5
3,66
7,2
358,2
6841,8
7200
3,66
99,5
3,58
68,42
72
10,12
71,88
82
3641,7
25878,3
29520
99,5
3,66
3,58
0,05
358,2
4,98
3,66
10,12
0,03
3641,7
12,44
68,57
6856,72
71,99
25915,61
72,2
7219,9
82,14
29569,75
Отсадка (VIII)
13
16
Разгрузка мельниц
100
10
100
10000
36
100
Итого
100
10
100
10000
36
100
Концентрат
2,5
140
35
3500
360
25
Итого
2,5
140
35
3500
360
25
36000
16
Концентрат
19
Хвосты
36000
Итого
Перечистка (IX)
Товарный гравио9000
17
концентрат
18
Хвосты
9000
Итого
Цианирование (XIII)
25
Сгущенный продукт
Итого
27
99,5
99,5
7,2
72
72
7200
7200
29,7
29,7
Цианистая пульпа в
т.ч.
Р27т
Р27ж
82
29520
Итого
Фильтрация и промывка (XIV)
82
29520
Цианистая пульпа в т.ч.
Обеззолоченный
раствор
Итого
27
29
99,5
32
7,2
3,66
3,58
68,42
358,2
6841,8
0,2
72,2
3,66
10,12
71,88
3641,7
25878,3
19,9
0,14
49,75
7219,9
82,14
29569,75
28
29,7
Хвосты в т.ч.
Р29т
Р29ж
Золотосодержащий
раствор
Итого
24
2 Выбор и расчет технологической схемы переработки
кварцево-сульфидной золотосодержащей руды
Золотосодержащие руды коренных месторождений во многих случаях
содержат значительное количество сульфидных минералов, таких как пирит
и марказит, пирротин, арсенопирит, халькопирит, халькозин, ковеллин, стибнит, сфалерит, галенит, блеклые руды и др. Золото и серебро в таких рудах
ассоциировано с сульфидными минералами, что во многих случаях не позволяет извлекать их цианированием из-за высокого расхода цианида и щелочи
и высоких потерь нерастворенного золота и серебра в хвостах. Вместе с тем
кварцево-сульфидные руды содержат часть золота в форме достаточно
крупных обособленных выделений, а также в форме свободных мелких зерен и сростков с кварцем и другими рудообразующими минералами. Такие
руды перерабатывают по комбинированным технологическим схемам, включающим рудоподготовку и измельчение для вскрытия золота и золотосодержащих минералов, гравитационное обогащение для извлечения крупных зерен свободного золота, а также золота, покрытого нерастворимыми оболочками, и частично тяжелых сульфидов; флотацию хвостов гравитационного
обогащения для извлечения сульфидных минералов и ассоциированного с
ним золота и серебра в отдельный сульфидный концентрат, который либо
перерабатывают специальными методами на месте, либо выдают в виде товарного продукта, и направляют на переработку плавкой на медные или
свинцовые заводы. Хвосты флотации для доизвлечения из них оставшегося
золота и серебра цианируют, либо с последующим отделением золотосодержащего раствора, либо подвергают сорбционному цианированию без отделения раствора, в процессе которого золото и серебро одновременно растворяют в цианиде и сорбируют в пульпе на зернистом анионите, который отделяют от пульпы хвостов цианирования грохочением, регенерируют и вновь
возвращают в процесс сорбционного цианирования. Золото из товарного регенерата осаждают электролизом и выдают в виде металлизированного продукта с высоким содержанием благородных металлов.
К расчету принимается типичная технологическая схема переработки
кварцево-сульфидной руды, представленная на рис. 2.2. Для количественного
расчета схемы рис. 2.2 ее удобнее разделить на три отделения по принципу
деления всего производства на участки гравитационного обогащения, флотации и цианирования.
25
Технологическая схема обработки золотосодержащей
кварцево-сульфидной руды
Руда 900-0 мм
Крупное дробление
1
2
Самоизмельчение (I)
8
3
Контрольная
классификация (IV)
Отсадка (II)
Концентрат Хвосты
4
5
Слив
Перечистка (III)
6
Пески
10
9
Хвосты
Товарный
гравиоконцентрат
7
11
Основная флотация (V)
Концентрат
Хвосты
12
14
13
Конрольная
флотация (IX)
1ая Перечистка (VI)
Концентрат
Хвосты
Концентат
15
17
16
22
2ая Перечистка (VII)
Хвосты
24
23
Концентрат
18
Хвосты
Сгущение (X)
19
3ая Перечистка (VIII)
21
Хвосты
Товарный
флотоконцентрат
20
Сгущенный
продукт
27
26
В оборот
25
Цианирование (XI)
Слив
Обеззолоченный раствор
Фильтрация и промывка (XII)
Золотосодержащий раствор
Хвосты
29
28
30
Осаждение (XIII)
Золотоцинковый осадок
Обеззолоченный раствор
Рис. 2.2
изб.
32
Обезвреживание (XIV)
В отвал
31
26
2.1 Расчет схемы гравитационного обогащения
На рис. 2.3 приведена качественная технологическая схема гравитационного обогащения руды, как отдельный элемент комбинированной схемы
(рис. 2.2) переработки кварцевой золотосодержащей руды.
При расчете количественной схемы определяют численные значения для всех
продуктов технологических показателей: масса - Q, выход - γ, содержание
извлекаемого компонента - β, извлечение компонента - ξ, массу извлекаемого компонента - Р. Расчет вначале проводят в относительных показателях γ,
β, ξ, после чего вычисляют абсолютные
показатели по формуле: Qn = Q1   n , Pn = P1 ∙ ξn, где Q1 - масса продукта, поступающего в процесс, т/сут; P1 - масса ценного компонента, поступающего в процесс, г.
3
Отсадка (II)
Концентрат Хвосты
4
5
Перечистка (III)
6
Товарный
гравиоконцентрат
8
Хвосты
7
Рис. 2.3 Качественная технологическая схема гравитационного обогащения
2.2 Общий принцип расчета количественной схемы обогащения
Всякая схема обогащения включает два рода операций: операции разделения, в которых из одного продукта получают два и более продуктов и
операции смешения, в которых из двух или нескольких продуктов получают
один. При этом очевидно, что общее число операций в схеме составляет
а = ар + ас.
В принятой к расчету качественной схеме (рис. 2.3) число операций
разделения ар = 2, число операций смешения ас = 1, общее же число операций
а = ар + ас = 2 + 1 = 3.
27
Любая схема обогащения содержит три рода продуктов: исходные продукты, продукты, получаемые в операциях разделения, и продукты, получаемые в операциях смешения. При этом всегда справедливо равенство
n = nп + nр + nс,
где n - общее число продуктов,
nп - число исходных продуктов,
nр - число продуктов разделения,
nс - число продуктов смешения.
В принятой схеме (рис. 2.3 ) nп = 1, nр = 4, nс = 1, следовательно n = 1
+ 4 + 1 = 6.
Так как в результате каждой операции смешения всегда получается
только один продукт, то число продуктов смешения всегда равно числу операций смешения, т. е. nс = ас.
Продукты, получаемые в результате операций разделения и операций
смешения, называются продуктами обработки. Число продуктов обработки
при одном исходном продукте) nп = 1 равно n = 1.
Общее число исходных показателей, т. е. относительных технологических показателей, численные значения которых подлежат определению, зависит от числа продуктов в схеме и от числа компонентов руды (по которым
производится расчет схемы), называемых расчетными компонентами - С. Если схема рассчитывается по твердому, то С = 1, если схема рассчитывается
по твердому и расчетному компоненту - золота, то С = 2.
Число исходных показателей, необходимо для количественного расчета
схемы обогащения в относительных показателях, относящееся к продуктам
обработки, равно числу расчетных компонентов С, помноженных на разность
между числом продуктов разделения и числом операций разделения. Для
принятой схемы (рис. 2.3) число исходных показателей составляет
Nn = C ∙ (nр- аp) = 2 ∙ (4 - 2) = 4.
2.3 Расчет количественной схемы гравитационного обогащения
Для расчета принимается нижеследующая последовательность и расчетные формы, принятые в обогащении.
2.3.1 Необходимое и достаточное число исходных показателей, включая
содержание золота в руде, определяют по формуле
N = С ∙ (1 + nр - аp) - 1 = 2 ∙ (1 + 4 - 2)-1 = 5.
2.3.2 Число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки
определяют по формуле
Nn = C ∙ (nр- аp) = 2 ∙ (4 - 2) = 4.
2.3.3 Число максимальных показателей извлечения определяют по формуле
Nизвл.макс = nр – аp = 4 – 2 = 2.
28
2.3.4 Число исходных показателей содержания необходимых для расчета схемы, при условии Nγ = 0 и Nε=Nизвл.макс
Nn=Nγ+ Nβ+ Nε = 4 – 2 – 0 = 2.
2.3.5 Принимаемые численные значения исходных показателей по данным практики работы действующего завода, НИР и литературным источникам
Содержание золота в руде - β1Au, г/т ______________________________ 8
Содержание золота в товарном гравиоконцентрате - β6Au, г/т__________500
Содержание золота в отсадочном концентрате - β4Au, г/т_____________80
Извлечение золота в товарный гравиоконцентрат - ε 6Au, % ___________25
Частное извлечение золота в концентрате перечистки – E6Au, %_______ 62,5
2.3.6 Определяем значения извлечений для всех продуктов схемы по
уравнениям, связывающим технологические показатели, и по уравнениям
баланса
ξ 4Au = ξ 6Au / E6Au = 25/0,625 = 40 %,
ξ 7Au = ξ 4Au - ξ
6
Au
= 40 – 25 = 15 %;
ξ 5Au = ξ 1Au – ξ 4Au = 100 - 40 = 60 %;
ξ 8Au = ξ 5Au + ξ 7Au = 60 + 15 = 75 %;
Проверка: ξ 8Au = 100 - ξ 6Au = 100 - 25 = 75 %.
2.3.7 Определяем выходы продуктов с известными значениями содержаний по формуле [2, с. 145]
n 
1Au   nAu
 nAu ,
4 
8  40
 4%,
80
6 
8  25
 0,4%.
500
2.3.8 Определяем выходы остальных продуктов по уравнениям баланса
 7   4   6  4  0,4  3,6%,
 5  100   4  100  4  96%,
 8   5   7  96  3,6  99,6%,
Проверка:  8  100   6  100  0,4  99,6%.
29
2.3.9 Определяем содержание золота в продуктах по формуле [2, с.
145]
 nAu 
1Au   nAu
, г/т
n
β5Au = 8 · 60/96 = 5 г/т,
β7Au = 8 · 15/3,6 = 33,33 г/т,
β8Au = 8 · 75/99,6 = 6,02 г/т.
2.3.10 Определяем массы продуктов Qn и массы золота PnAu
по формулам
Qn= Q1   n ,
PnAu = P1Au∙ ξ nAu,
где Q1 =1000 т/сут,
P1Au = 8000 г,
Q4 = 1000 · 0,04 = 40 т/сут,
P4Au = 8000 · 0,40= 3200 г,
Q5 = 1000 · 0,96 = 960 т/сут,
P5Au = 8000 · 0,60 = 4800 г,
Q6 = 1000 · 0,004 = 4 т/сут,
P6Au = 8000 · 0,25 = 2000 г,
Q7 = 1000 · 0,3333 = 333,3 т/сут,
P7Au = 8000 · 0,15 = 1200 г,
Q8 = 1000 · 0,996 = 996 т/сут,
P8Au = 8000 · 0,75 = 6000 г.
Результаты расчета вносят в таблицу 2.4 материального баланса и на
количественную схему (рис. 2.3).
2.4 Расчет количественной схемы флотации хвостов гравитационного
обогащения и перечистки концентрата основной флотации
в замкнутом цикле рис. 2.4
На рис. 2.4 приведена качественная технологическая схема флотации
хвостов гравитационного обогащения. Расчет схемы флотации проводим по
методике, принятой для расчета схемы гравитационного обогащения.
В схеме (рис. 2.4)
число операций разделения – ар ____________________________________ 5
число операций смешения - ас ______________________________________3
число продуктов разделения – nр____________________________________10
число всех продуктов – а _________________________________________ 16
число расчетных компонентов – С __________________________________ 2
2.4.1 Определяем необходимое и достаточное число исходных
показателей, включая содержание золота в питании
N = С ∙ (1+ nр- аp) - 1= 2 ∙ (1 + 10 - 5) - 1 = 11.
30
2.4.2 Определяем необходимое и достаточное число исходных показателей, относящихся к продуктам обработки
Nn = C ∙ (nр - аp) = 2 ∙ (10 - 5) = 10.
2.4.3 Определяем максимальное число исходных показателей извлечения, которое должно быть принято для расчета схемы
Nизвл.макс = nр - аp = 10 - 5 = 5.
9
11
Основная флотация (V)
Концентрат
Хвосты
12
14
13
Конрольная
флотация (IX)
1ая Перечистка (VI)
Концентрат
Хвосты Концентат
15
16
Хвосты
22
17
24
23
2ая Перечистка (VII)
Хвосты
Концентрат
19
18
3ая Перечистка (VIII)
Хвосты
20
21
Товарный
флотоконцентрат
Рис. 2.4 Качественная технологическая схема флотации хвостов
гравитационного обогащения
31
2.4.4 Определяем число исходных показателей содержания необходимое для расчета схемы, при условии Nγ = 0 и Nε = Nизвл.макс
Nn = Nγ+ Nβ+ Nε,
10 = 0 + Nβ + 5, Nβ = 5.
2.4.5 По данным научно-исследовательских и опытных работ, практики обработки руд на действующем предприятии, по литературным данным
принимаются численные значения исходных показателей
Содержание золота в руде - β1Au, г/т ________________________________ 8
Содержание золота в концентрате 1-перечистки - β15Au, г/т_____________45
Содержание золота в концентрате 2-перечистки - β19Au, г/т_____________55
Содержание золота в концентрате контрольной флотации - β22Au, г/т____9,5
Содержание золота в концентрате основной флотации - β12Au, г/т_______30
Содержание золота в товарном флотоконцентрате - β21Au, г/т __________80
Извлечение золота в товарный флотоконцентрат - ξ 21Au, %_____________35
Частное извлечение золота в товарный флотоконцентрат - E21Au, %_____ 92,5
Частное извлечение золота в концентрат 1- перечистки - E15Au, %_______ 82,5
Частное извлечение золота в концентрат 2- перечистки - E19Au, %_______ 87,5
Частное извлечение золота в концентрат основной флотации - Е12Au, %_44,42
2.4.6 Определяем значения извлечений в продукты обработки
ξ 19Au = ξ 21Au / E21Au = 35/0,925 = 37,84 %,
ξ 20Au = ξ 19Au - ξ 21Au = 37,84 – 35 = 2,84 %,
ξ 17Au = ξ 19Au / E19Au = 37,84/0,825 = 43,25 %,
ξ 18Au = ξ 17Au - ξ 19Au= 43,25 - 37,84 = 5,41 %,
ξ 15Au = ξ 17Au - ξ 20Au = 43,25 – 2,84 = 40,41 %,
ξ 14Au = ξ 15Au / E15Au = 40,41/0,825 = 48,98 %,
ξ 12Au = ξ 14Au - ξ 18Au = 48,98 – 5,41 = 43,57 %,
ξ 16Au = ξ 14Au - ξ 15Au = 48,98 – 40,41 = 8,57 %,
ξ 11Au = ξ 12Au / Е12Au = 43,57/0,4442 = 98,09 %,
ξ 23Au = ξ 11Au - ξ 9Au = 98, 9 – 75 = 23,09 %,
ξ 22Au = ξ 23Au - ξ 16Au = 23,09 – 8,57 = 14,52 %,
ξ 13Au = ξ 11Au - ξ 12Au = 98,09 – 43,57 = 54,52 %,
ξ 24Au = ξ 13Au - ξ 22Au = 54,52 – 14,52 = 40 %,
32
Проверка: ξ 24Au = ξ 9Au - ξ 21Au = 75 – 35 = 40 %.
2.4.7 Определяем выход продуктов с известными содержаниями
по формуле [2, с. 145]
n 
1Au   nAu
 nAu ,
γ12 = 8 ∙ 43,57/30 = 11,6 %,
γ9 = 8 ∙ 75/6,02 = 99,67 %,
γ15 = 8 ∙ 40,41/45 = 7,18 %,
γ19 = 8 ∙ 37,84/55 = 5,5 %,
γ21 = 8 ∙ 35/80 = 3,5 %,
γ22 = 8 ∙ 14,52/9,5 = 12,23 %.
Определяем выходы остальных продуктов по уравнениям баланса
γ20 = γ19 - γ21 = 5,5 - 3,5 = 2 %,
γ17 = γ15 + γ20 = 7,18 + 2 = 9,18 %,
γ18 = γ17 - γ19 = 9,18 - 5,5 = 3,68 %,
γ14 = γ12 + γ18 = 11,6 + 3,68 = 15,28 %,
γ16 = γ14 - γ15 = 15,28 - 7,18 = 8,1 %,
γ23 = γ16 + γ22 = 8,1 + 12,23 = 20,33 %,
γ11 = γ9 + γ23 = 99,6 + 20,33 = 119,93 %,
γ13 = γ11 - γ12 = 119,93 - 11,6 = 108,33 %,
γ24 = γ13 - γ22 = 108,33 - 12,23 = 96,1 %,
Проверка: γ24 = γ9 - γ21 = 99,6 - 3,5 = 96,1 %.
2.4.8 Определяем содержание золота в продуктах по формуле
[2, с. 145]
 nAu 
1Au   nAu
, г/т
n
β11Au = 8 · 98,09/119,93 = 6,54 г/т,
β13Au = 8 · 54,52/108,33 = 4,03 г/т,
β14Au = 8 · 48,98/15,28 = 25,6 г/т,
β16Au = 8 · 8,57/8,1 = 8,46 г/т,
β17Au = 8 · 43,25/9,18 = 37,69 г/т,
β18Au = 8 · 5,41/3,68 = 11,76 г/т,
33
β20Au = 8 · 2,84/2 = 11,36 г/т,
β23Au = 8 · 23,09/20,33 = 9,09 г/т,
β24Au = 8 · 40/96,1 = 3,33 г/т.
2.4.9 Определение масс продуктов и масс золота в продуктах по формулам
Qn= Q1   n , где Q1 = 1000 т/сут,
PnAu = P1Au ε nAu , где P1Au = 8000 г,
Q9 = 1000 · 0,996 = 996 т/сут;
Q11 = 1000 ·1,1993 = 1199,3 т/сут;
Q12 = 1000 · 0,116 = 116 т/сут;
Q13 = 1000 · 1,0833 = 1083,3 т/сут;
Q14 = 1000 · 0,1528 = 152,8 т/сут;
Q15 = 1000 · 0,0718 = 71,8 т/сут;
Q16 = 1000 · 0,081 = 81 т/сут;
Q17 = 1000 · 0,0918 = 91,8 т/сут;
Q18 = 1000 · 0,0368 = 36,8 т/сут;
Q19 = 1000 · 0,055 = 55 т/сут;
Q20 = 1000 · 0,02 = 20 т/сут;
Q21 = 1000 · 0,035 = 35 т/сут;
Q22 = 1000 · 0,1223 = 122,3 т/сут;
Q23 = 1000 · 0,2033 = 203,3 т/сут;
Q24 = 1000 · 0,961 = 961 т/сут;
P9Au = 8000 · 0,75 = 6000 г;
P11Au = 8000 · 0,9809 = 7847,2 г;
P12Au = 8000 · 0,4357 = 3485,6 г;
P13Au = 8000 · 0,5452 = 4361,6 г;
P14Au = 8000 · 0,4898 = 3918,4 г;
P15Au = 8000 · 0,4041 = 3232,8 г;
P16Au = 8000 · 0,0857 = 685,6 г;
P17Au = 8000 · 0,4325 = 3460 г;
P18Au = 8000 · 0,0541 = 432,8 г;
P19Au = 8000 · 0,3784 = 3027,2 г;
P20Au = 8000 · 0,0284 = 227,2 г;
P21Au = 8000 · 0,35 = 2800 г;
P22Au = 8000 · 0,1452 = 1161,6 г;
P23Au = 8000 · 0,2309 = 1847,2 г;
P24Au = 8000 · 0,40 = 3200 г.
Результаты расчета сводят в таблице 2.4 материального баланса золота
и представляют в виде количественной схемы флотации хвостов гравитационного обогащения на рис. 2.4.
Проведенный количественный расчет схемы флотации не позволяет
рассчитать необходимое для реализации процесса технологическое обоснование, так как отсутствуют данные об оптимальных отношениях Ж:Т в операциях схемы. Этот недостаток устраняют расчетом шламовой схемы, т. е.
баланса твердого и жидкого во всех операциях флотации.
2.5 Расчет шламовой схемы флотации
Целью расчета является определение количества воды, добавляемой в
каждую операцию схемы флотации или её избытка и, используя данные количественного расчета схемы (рис. 2.4) установить значения Ж:Т (R), суммированием потребностей в воде с составлением баланса воды.
Исходными показателями для расчета являются:
1) Оптимальные значения R, которые должны быть обеспечены на основе проведенных научно-исследовательских работ, полупромышленных испытаний и данных работы действующего предприятия;
34
2) Значения R (нерегулируемые) для остальных продуктов схемы, кроме оптимальных значений R, установленных для продуктов и операций схемы;
3) Нормы расходов воды в отдельных операциях схемы, например, для
перекачки продуктов обработки, для смыва концентрата и т. д. Оптимальные
значения R в операциях и продуктах, также как и расход воды в операциях,
колеблется в широких пределах. Их устанавливают по результатам НИР,
практическим данным или ориентировочно по данным таблиц 20 - 21 [2, с.
200 - 201].
Порядок расчета:
1) Устанавливают численные значения исходных показателей;
2) Составляют вспомогательную таблицу потоков твердого - Q, значений Ж:Т - R и потоков воды L и по всем операциям;
3) По формуле Wn = Rn ∙ Qn подсчитывают и записывают во вспомогательную таблицу потоки воды для продуктов и операций с известными значениями R;
4) По уравнениям баланса определяют потоки воды, добавляемой в отдельные операции или продукты; подсчитывают потоки воды во всех продуктах схемы;
5) Рассчитывают значения Ж:Т - R по формуле Rn = Wn/Qn;
6) Подсчитывают объемные потоки пульпы для всех продуктов и операций схемы по формуле Vn = Qn ∙ (Rn + 1/ δ);
7) Результаты расчета представляют в форме таблицы материального
баланса твердого и жидкого (шламовой схемы), а также в виде схемы - графика;
8) Составляют баланс воды, определяют её общий и удельный расход
на 1 т твердого, поступившего в процесс флотации.
В расчете по возможности следует избегать избытка воды, для удаления
которой в промежутках между операциями требуется вводить сгущение, что
значительно усложняет схему и потому крайне нежелательно.
35
Таблица 2.4 Баланс золота при переработке кварцево-сульфидной руды по схеме рис. 2.2
Поступает
п/п
Наименование
продукта
Q, т
γ
Выходит
золото
β, г/т
ξ, %
Р, г
п/п
Наименование
продукта
Q, т
γ
золото
β, г/т
ξ, %
Р, г
Основная флотация
16
Хвосты обогащения
Хвосты
22
Концентрат
122
9,5
9,5
14,52
1161,6
Итого
1199,33
119,93
6,54
98,09
7846,2
9
996
99,6
6,024
75
6000
12
Концентрат
116
11,6
30
43,57
3485,6
81
8,1
8,46
8,57
685,6
13
Хвосты
1083,3
108,33
4,03
54,52
4361,6
Итого
1199,33
119,93
6,54
98,09
7846,2
22
Концентрат
122
9,5
9,5
14,52
1161,6
24
Хвосты
961
96,1
3,33
40
3200
Итого
1083,3
108,33
4,03
54,52
4361,6
Контрольная флотация
13
Хвосты
Итого
1083,3
1083,3
108,33
108,33
4,03
4,03
54,52
54,52
4361,6
4361,6
1ая Перечистка
12
Концентрат
116
11,6
30
43,57
3485,6
15
Концентрат
71,8
7,18
45
40,41
3232,8
18
Хвосты
36,8
3,68
11,76
5,41
432,8
16
Хвосты
81
8,1
8,46
8,57
685,6
Итого
152,8
15,28
25,64
48,98
3918,4
Итого
152,8
15,28
25,64
48,98
3918,4
2ая Перечистка
15
Концентрат
71,8
7,18
45
40,41
3232,8
18
Хвосты
36,8
3,68
11,76
5,41
432,8
20
Хвосты
20
2
11,38
2,84
227,2
19
Концентрат
55
5,5
55
37,84
3027,2
Итого
91,8
9,18
37,69
43,25
3460
Итого
91,8
9,18
37,69
43,25
3460
36
2.5.1 Исходные данные
Исходные оптимальные значения R (Ж:Т), которые необходимо соблюсти в расчете, а также нерегулируемые значения R для других продуктов
схемы рис. 2.4 и расход воды по данным [2, с. 200 - 201] представлены в
таблице 2.5.
Таблица 2.5 Исходные показатели для расчета шламовой схемы
1 группа. Оптимальные значения R, которые необходимо обеспечить
R9 = 7
RVIII = 4
RV = 6,4
RIX = 6,8
RVI = 3,7
RXI = 1
RVII = 3,5
R28 = 0,25
2 группа. Нерегулиру- 3 группа. Нормы расемые значения R
хода свежей воды в
отдельных операциях
Для транспорта концентрата в сгуститель
L21 = 1 м3/т ,тогда
R = R21 + L21 = 4 + 1 = 5
м3/т
R12 = 3,0
R15 = 3,0
R19 = 2,5
R21 = 4,0
Используя данные таблицы 2.5 и рис. 2.4 составляем вспомогательную
таблицу для расчета потоков твердого и воды 2.5
2.5.2 Для составления вспомогательной таблицу 2.6 из таблицы 2.4 и
рис. 2.4 берут номера продуктов и их суточные массы (потоки) т/сут. Нумерация операций в таблицу 2.6 вносится из рис. 2.4.
Таблица 2.6 Вспомогательная таблица
кого (шламовой схемы флотации)
№
Wn ,
Qn, т/сут
Rn
прод
м3/сут
9
996
7
6972
11
1199,3
–
–
V
1199,3
6,4
7675,5
12
116
3
348
13
1083
–
–
14
152,8
–
–
VI
152,8
3,7
565,4
15
71,8
3
215,4
16
81
–
–
17
91,8
–
–
VII
91,8
3,5
321,3
19
55
2,5
137,5
для расчета потоков твердого и жид№
прод
18
VIII
21
20
IX
22
24
23
X
25
26
28
Qn , т/сут
Rn
36,8
55
35
20
1083,3
122,3
961
203,3
35
0,0
35
35
–
4
4
–
–
6,8
3,5
–
–
–
1
0,25
Wn ,
м3/сут
–
220
140
–
–
7366,4
428,1
–
–
–
35
8,75
37
2.5.3 Подсчитываем непосредственно суточные потоки по формуле
Wn = Rn · Qn (таблица 2.6) [2, с. 202]
2.5.4 Определяем количество воды, добавляемой в отдельные
операции, и количество воды в отдельных операциях схемы рис 2.4
Расчет начинаем с конца схемы флотации, одновременно рассчитываем
значения R и суточные потоки пульпы принимая плотность постоянной для
всех продуктов δ = 2,65 · 103 кг/м3.
2.5.5 Сгущение (XIII)
При R32 = 0,12
W32 = Q32 · R32 = 48 · 0,12 = 5,76 м3/сут,
V32 = Q32 (R32+1/ δ) = 48(0,12 + 1/2,65) = 23,87 м3/сут.
По уравнению баланса:
RXIII = R29 + L29 = 1,8 + 1,0 = 2,8;
WXIII = QXIII · RXIII = 48 · 2,8 = 134,4 м3/сут;
W30 = WXIII – W31 = 134,4 – 48 = 86,4 м3/сут;
VXIII = QXIII(RXIII + 1/ δ) = 48(2,8 + 1/2,65) = 152,51 м3/сут;
V36 = 48(1 + 1/2,65) = 66,11 м3/сут.
2.5.6 2-ая Перечистка (XII)
WXII = W26 + LXII,
LXII=WXII -W26 = 480 - 240 = 240 м3/сут;
W28 = WXII - W29 = 480 - 86,4 = 393,6 м3/сут;
R28 = WXII/Q28 = 393,6/72 = 5,47;
V28 = Q28(R28 + 1/δ) = 72(5,47 + 1/2,65) = 421,01 м3/сут;
V29 = Q29(R28 + 1/δ) = 48(5,47 + 1/2,65) = 280,67 м3/сут.
2.5.7 1-ая Перечистка (X1)
LXI = WXI - W23 - W28 = 648 - 225 - 393,6 = 29,4 м3/сут
W27 = WXI - W26 = 648 - 240 = 408 м3/сут
R27 = 408/42 = 9,71
38
V27 = 42(9,71 + 1/2,65) = 423,67 м3/сут
V26 = 120(2 + 1/2,65) = 285,28 м3/сут
2.5.8 Основная флотация (X)
По балансу:
LX=WX - W16 - W27 - W33 = 8534,4 - 13365 - 408 - 108 = -5346,6 м3/сут.
Это показывает на избыток воды. Так как основную флотацию проводят
при большом значении R, принимаем, что LX = 0, а WX по балансу:
WX = W16 + W27 + W33 = 13365 + 408 + 108 = 13881 м3/сут;
при RX = 13881/3048 = 4,53;
W24 = WX - W23 = 13881 - 225 = 13656 м3/сут;
V24 = 2958(4,6 + 1/2,65) = 14723,03 м3/сут;
V23 = 90(2,5 + 1/2,65) = 258,96 м3/сут.
2.5.9 Контрольная флотация (XIV)
Так как хвосты основной флотации имеют большое значение RX = 4,6,
принимаем решение проводить контрольную флотацию без добавления воды,
т.е. при LXIV = 0.
W24 = WXIV = 13650 м3/сут;
W24 = WXIV -W33 = 13650 - 108 = 13548 м3/сут;
R34 = 13548/2922 = 4,64;
V34 = 2922(4,64 + 1/2,65) = 14660,72 м3/сут;
V33 = 36(3 + 1/2,65) = 121,58 м3/сут.
Результат расчета представлен в таблице 2.6.
2.5.10 Баланс воды
На основе данных таблицы 2.6 составим баланс общей и свежей воды
по схеме 2.4. Баланс общей воды рассчитывается по уравнению 102 [2, с. 206]
W18 +ΣL = WК
где W18 – поток воды поступающей в процесс, м3/сут;
ΣL – суммарный поток воды, добавляемой в процесс;
WК – суммарный поток воды, уходящий с конечными продуктами.
Расчет баланса общей воды проводится непосредственно в таблице 2.7
баланса общей воды в отделении флотации.
39
Таблица 2.7 Баланс общей воды
Поступает
Выходит
Поток воды
Наименование
продукта
м3/сут
м3/час
Хвосты
6972
290,5
LVI
1ая Перечистка
33,6
LVII
2ая Перечистка
LVIII
L
п/п
Поток воды
п/п
Наименование
продукта
м3/сут
м3/час
24
Хвосты
6874
290,6
1,4
Слив сгущения
140
5,8
25,9
1,1
Фильтрат
26,25
1,1
3ая Перечистка
82,5
3,4
Кек флотоконцентрата
8,75
0,4
Перекачка концентрата
35
1,5
Всего
7149
295,9
Всего
7149
295,9
40
Таблица 2.6 Баланс потоков твердого и жидкого при флотации хвостов гравитационного обогащения
Поступает
Наименование продукта
Q, т/сут
Выходит
W, м3/сут
R
V, м3/сут
Наименование продукта
Q, т/сут
W, м3/сут
R
V, м3/сут
116
1083,3
348
7402,1
3
6,8
391,3
7806,3
1199,3
7750,1
6,5
8197,5
71,8
81
215,4
350
3
4,3
242,2
380,2
152,8
565,4
3,7
622,4
36,8
55
183,8
137,5
5
2,5
195,7
158
91,8
321,3
3,5
355,6
20
80
4
87,5
35
140
4
153
55
220
4
240,5
122,3
961
1083,3
428,1
6974
7402,1
3,5
7,3
6,8
473,7
7332,6
7806,3
Основная флотация (V)
9
16
22
12
18
15
20
19
Слив
Хвосты
Концентрат
Итого
996
81
122,3
1199,3
6972
350
428,1
7750,1
7
4,3
3,5
6,5
Концентрат
Хвосты
Вода
Итого
116
36,8
348
183,8
33,6
565,4
3
5
152,8
Концентрат
Хвосты
Вода
Итого
71,8
20
Концентрат
91,8
215,4
80
25,9
321,3
3,5
55
137,5
2,5
Вода
13
3,7
3
4
82,5
Итого
55
220
4
Хвосты
1083,3
7402,1
6,8
Итого
1083,3
7402,1
6,8
7343,6
12
Концентрат
380,2
13
Хвосты
473,7
8197,5
Итого
1ая Перечистка (VI)
391,3
15
Концентрат
195,7
16
Хвосты
33,6
622,4
Итого
2ая Перечистка (VII)
242,2
18
Хвосты
87,5
19
Концентрат
25,9
355,6
Итого
3ая Перечистка (VIII)
158
20
Хвосты
Товарный флото82,5
21
концентрат
240,5
Итого
Контрольная флотация (IX)
7806,3
22
Концентрат
24
Хвосты
7806,3
Итого
41
3 Сорбционное цианирование золота из хвостов флотации
В этом подразделе рассмотрен вариант сорбционного безфильтрационного процесса выщелачивания золота из хвостов флотации, основным преимуществом которого является отсутствие дорогостоящей операции отмывки
растворенного золота. Зернистый анионит вводят непосредственно в пульпу.
Насыщенный благородными металлами анионит отделяют от пульпы грохочением, а пульпа хвостов сорбционного цианирования после контрольного
грохочения, для снижения потерь анионита, и обезвреживания сбрасывается
в хвостохранилище. Недостатком процесса сорбционного цианирования является достаточно сложная технология регенерации насыщенного анионита,
а также высокая стоимость самого анионита.
Сорбционное цианирование проводят по схеме рис. 3.5, включающей
предварительное цианирование максимально уплотненной пульпы сгущением для перевода в раствор части золота с целью повышения сорбционной емкости анионита по золоту, собственно сорбционное цианирование для дорастворения оставшегося золота и одновременной его сорбции твердой фазой
анионита при минимально возможных концентрациях цианида и извести, отмывку насыщенного анионита от иловой фракции, регенерацию анионита для
восстановления его первоначальных емкостях свойств с получением товарного тиомочевинного регенерата, из которого золото выделяют электролизом
и получают металлизированный золото-серебряный продукт, контрольное
грохочение хвостов сорбции и обезвреживание хвостовой пульпы. После
обезвреживания пульпу направляют в хвостохранилище без фильтрации или
сгущения.
В расчете сорбционного цианирования определяют основные технологические показатели и параметры сорбционного процесса: единовременную
загрузку анионитов АМ-2Б, применяемого для сорбции золота, потоков анионита, емкость насыщенного анионита, если такова не задана, безвозвратные
потери золота в твердой, жидкой фазах пульпы и в анионите, с хвостами
сорбции. При отсутствии данных о потерях золота в операциях регенерации
и электролиза, извлечение в товарный металлизированный золотосеребряный продукт принимают равным извлечению в товарный регенерат.
В реальном же процессе часть золота находится в циркуляции между
регенерацией и сорбцией и часть между электролизом и регенерацией.
42
Р-р NaCN, СаО
34
Предварительное цианирование (Х)
Оборотный анионит
Свежий анионит
35
Сорбционное цианирование (ХI)
Насыщенный анионит
Хвосты
43
44
Регенерация (ХII)
СаОС12
Обезвреживание (ХIII)
50
Регенерированный анионит
Товарный
регенерат
В отвал
49
Рис. 3.5 Схема сорбционного цианирования золота и серебра из
хвостов обогащения
3.1 Расчет сорбционного выщелачивания золота и серебра из
хвостов обогащения
3.1.1 Исходные данные
Поток твердого – Q34, т/сут_______________________________________2922
Поток воды – W36, м3/сут________________________________________13149
Плотность твердого в пульпе - δ, т/м3_______________________________2,65
.
Плотность анионита -  AM 2 Б , кг/м3 ______________________________0,42
103
24
 AM  2 Б
Единовременная загрузка анионита - q XVIII , % от объема пульпы________2,2
 AM  2 Б
Расход анионита - q 44 , г/т твердого в пульпе _______________________18
Емкость анионита АМ-2Б после регенерации: по золоту - y 46 Au, г/кг______0,3
по серебру - y 46 Ag, г/кг_____0,5
Емкость анионита, безвозвратно теряемого в хвостах
сорбционного цианирования: по золоту - y 49 Au, г/кг___________________ 0,3
по серебру - y 49 Ag, г/кг__________________ 0,5
43
Содержание в твердой фазе пульпы хвостов сорбционного
цианирования: золота - β44Au, г/т___________________________________0,24
серебра - β44Ag, г/т___________________________________1,7
Концентрация в жидкой фазе пульпы хвостов сорбционного
цианирования: золота - Х44Au, г/т___________________________________0,02
серебра - Х44Ag, г/т_________________________________ 0,03
Продолжительность сорбционного выщелачивания -  , ч _____________ 200
3.1.2 Расчет единовременной загрузки анионита
Объем пульпы, поступающей в процесс сорбционного цианирования,
определяется по формуле:
V42 пульпы = Q42∙ (R42 +
1

) = 2922 ∙ (1 +
1
) = 4024,64 м3/сут.
2,65
При принятой объемной концентрации анионита во всех аппаратах
 AM  2 Б
сорбционного каскада q XVIII = 2,2 %, единовременная загрузка анионита составляет:
 AM  2 Б

V XVIII  V46пульпы  q XVIII / 100  4024,64  0,022  88,54 м 3 .
Масса

анионита единовременной
 0,42  10 кг/ м 3 составит :
AM 2 Б
загрузки
при
плотности
3
 AM  2 Б
P XVIII

 V XVIII   AM 2 Б  88,54  0,42  37,19 т или 37187,69 кг.
3.1.3 Расчет потока анионита
Поскольку продолжительность нахождения анионита во всех аппаратах
сорбции принята равной  = 200 ч, суточный массовый поток воздушносухого сорбента определяют по формуле:

 AM  2 Б

G сут  P XVIII  24 /   37187,69  24 / 200  4462,52 кг/сут

или G ч  4462,52 / 24  185,94 кг/ч.
3.1.4 Расчет безвозвратных потерь золота, серебра и анионита
в хвостах сорбционного цианирования
В твердой фазе хвостов сорбции безвозвратно теряется нерастворенного:
золота P44Auтв  Q44   44Au  2922  0,24  701,28 г, что составляет
 44Auтв  (701,28 / 13200)  100  5,31 % от массы золота в руде;
серебра P44Agтв  Q44   44Ag  2922  1,7  4967,4 г, что составляет
 44Agтв  (4967,4 / 48000)  100  10,35 % от массы серебра в руде.
44
Безвозвратные потери в жидкой фазы пульпы хвостов сорбции составляют:
золота P44Auж  W44  X 44Au  2922  0,02  58,44 г, что составляет
 44Auж  (58,44 / 13200)  100  0,44 % от массы золота в руде;
серебра P44Agж  W44  X 44Ag  2922  0,03  87,66 г, что составляет
 44Agж  (87,66 / 48000)  100  0,18 % от массы серебра в руде.
Безвозвратные массовые потери анионита АМ-2Б с хвостами при при AM  2 Б
нятом расходе q XVIII =18,0 г/т составляют:
 AM  2 Б

G 44  Q44  q 44
 2922  18  52596 г/сут или 52,6 кг
 Au
и его ёмкости y 44 = 0,3 г/кг в анионите удерживается золота:
золота P
Au
44
 Au
 Au

 G 44  y 44  52,6  0,3  15,78 г, что составляет
 44  (15,78 / 13200) 100  0,12 % от массы золота в руде;
 Ag
и его ёмкости y 44 = 0,5 г/кг в анионите удерживается серебра:
серебра P
Ag
44
 Ag
 Ag

 G 44  y 44  52,6  0,5  26,3 г, что составляет
 44  (26,3 / 48000) 100  0,05 % от массы серебра в руде.
Суммарные потери в хвостах сорбции составляют:
золота P
Au
44cyм
P
Au
44тв
P
Au
44 ж
 Au
 P 44  701,28  58,44  15,78  775,5 г, что составляет
 44Aucyм  (775,5 / 13200) 100  5,87 % от массы золота в руде,
 Ag
серебра P44Agcyм  P44Agтв  P44Agж  P 44  4967,4  87,66  26,3  5081,36 г, что составляет
 44Agcyм  (5081,36 / 48000) 100  10,59 % от массы серебра в руде.
 Au
Проверка:  44Aucyм   44Auтв   44Auж   44  5,31  0,44  0,12  5,87 %.
Расчетные суммарные массовые доли в хвостах сорбционного цианирования составляют:
золота  44Aucyм  P44Aucyм / Q44  775,5 / 2922  0,26 г/т,
серебра  44Agcyм  P44Agcyм / Q44  5081,36 / 2921,42  1,74 г/т.
3.1.5 Расчет регенерации насыщенного анионита
При принятом условии в товарный регенерат, а затем в товарный золотосеребряный металлизированный продукт должно перейти:
 Au
золота P 50  P34Au  P44Aucyм  5808  775,5  5032,5 г, при частном извлечении
 Au
E 50  5032,5 / 5808  100  86,65 %;
 Ag
серебра P 50  P34Ag  P44Agcyм  24960  5081,36  19878,64 г, при частном извлечении
45
 Ag
E 50  19878,64 / 24960  100  79,64 %.
С учетом безвозвратных потерь анионита в хвостах сорбции, в операции регенерации получается регенерированного анионита, возвращаемого в
операцию сорбционного цианирования:



G 49  G сут  G 44  4462,52  52,6  4409,92 кг/сут.
Масса золота и серебра в циркулирующей нагрузке между операциями
регенерации и сорбции, при принятых емкостях регенерированного анионита
 Au
 Ag
y 49  0,3 мг/г и y 49  0,5 мг/г воздушно сухого анионита составляют:
 Au
 Au

золота P 49  G 49  y 49  4409,92  0,3  1322,98 г,
что от массы золота в исходной руде составляет:
 Au
Au
 49Au  ( P 49 / Pисх
)  100  (1322,98 / 13200)  100  10,02 %,
 Ag
 Ag

серебра P 49  G 49  y 49  4409,92  0,5  2204,96 г,
что от массы серебра в исходной руде составляет:

 Ag
Ag
 ( P 49 / Pисх
)  100  (2204,96 / 48000)  100  4,59 %.
Ag
49
В процессе сорбции на анионит переходит золота и серебра с учетом
циркулирующей нагрузки:
 Au
 Au
 Au
 Ag
 Ag
 Ag
золота P 43  P 49  P 50  1322,98  5032,5  6355,48 г,
серебра P 43  P 49  P 50  2204,96  19878,64  22083,6 г,
при этом суммарная емкость насыщенного анионита после сорбции составила:
 Au
 Au
 Au
 Au
 Au
по золоту y 43  P 43 / G сут  6355,48 / 4462,52  1,42 г/кг, что составит
 43  ( P 43 / P34Au )  100  (6355,48 / 13200)  100  48,15 %,
 Ag
 Ag
 Ag
по серебру y 43  P 43 / G сут  22083,6 / 4462,52  4,95 г/кг, что составит
 Ag
 Ag
 43  ( P 43 / P34Ag )  100  (22083,6 / 48000)  100  46,01 %.
Степень регенерации анионита в операции десорбции:
 Au
 Au
 Au
по золоту ( y 43  y 49 ) / y 43  100  (1,42  0,3) / 1,42  100  79,58 %,
 Ag
 Ag
 Ag
по серебру ( y 43  y 49 ) / y 43  100  (4,95  0,5) / 4,95  100  89,9 %.
Баланс золота и серебра приведен в таблице 3.8.
46
Таблица 3.8 Баланс золота и серебра на стадии сорбционного цианирования и регенерации насыщенного анионита
п/п
Наименование
продукта
Поступает
Масса Р, г
золото
серебро
42
Хвосты обогащения
5749,56
24872,34
49
Регенерированный
анионит
1322,98
2204,96
Итого
7072,54
27077,3
Насыщенный
анионит
6355,48
22083,6
43
Итого
6355,48
22083,6
Извлечение, %
золото
серебро
п/п
Наименование
продукта
Сорбционное цианирование
Насыщенный
44
52
43
анионит
Хвосты в т.ч.
Р44т
10,02
4,59
44
Р44ж
Р44 АМ-2Б
54,02
56,59
Итого
Регенерация
Регенерированный
48,15
46,01
49
анионит
Товарный регене50
рат
48,15
46,01
Итого
Выходит
Масса Р, г
Извлечение, %
золото
серебро
золото
серебро
6355,48
22083,6
48,15
46,01
701,28
58,44
15,78
7072,54
4967,4
87,66
26,3
27077,3
5,31
0,44
0,12
54,02
10,35
0,18
0,05
56,59
1322,98
2204,96
10,02
4,59
5032,5
19878,64
38,13
41,42
6355,48
22083,6
48,15
46,01
47
Список использованных источников
1 Металлургия благородных металлов. Учебник для вузов/ Масленицкий
И.Н., Чугаев Л.В., Борбат В.Ф. и др./Под ред. Чугаев Л.В. – 2-е изд.,
перераб. и доп., – М.: Металлургия, 1987. – 432 с.
2 Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик.
Учебник для вузов. 4-е изд., перераб. и доп. – М.: Недра, 1982. – 518 с.
48