Перфильева Н.С. Расчеты процессов и технологических схем в металлургии благородных металлов

Подождите немного. Документ загружается.

Расчёт числа электролизёров может быть выполнен и по массе

осаждённого золота в одном электролизёре, как это показано в примере 3

7) удельный расход электроэнергии:

TAu

ср

; AuкгчкВт

/26,6

1,035,7

6,4

×=

= ;

8) выход по энергии:

; чкВтAuкг

×== /16,0

26,6

;

9) остаточное содержание золота в католите:

пр

ост

−

;

лгили

кг

ост

/04,0/04,0

98100

−

= 10)изменение

концентрации серной кислоты и тиомочевины в католите происходит в

результате протекания на катоде электрохимических реакций (5.12 – 5.13)

и переноса тока через катионитовую мембрану за счёт диффузии ионов из

анолита в католит:

ThioAue

thio

−−

++→++

21221

]

)(

[

(5.12)

→

(5.13)

При катодном выходе по току равным 10 % в случае прохождения 1

Фарадея на катоде восстановится 0,1 моль золота и 0,9 молей ионов

водорода и при этом высвободится в соответствии с реакцией (5.12) 0,2

моля Thio и 0,05 молей ионов

−2

. При прохождении через раствор 1

Фарадея из анолита в католит переходит 1 моль ионов

, из 0,9 молей

восстановится по реакции (5.13) и следовательно концентрация ионов

в католите возрастёт на 0,1 моль. Таким образом католит при

электролизе обедняется по Au и обогащается по

Thio

, причём

при осаждении каждого моля Au в католите накапливается 2 моля

Thio

0,5 молей

. В расчёт на весь объём перерабатываемого раствора и

восстановленного Au увеличение количества тиомочевины в растворе

составит:

ThioкгxAuкг

Thio

−

967

196

кг

Концентрация тиомочевины в отработанном электролите станет равной:

лг /51,81

63,75

80 =+

Содержание серной кислоты в электролите повысится на следующую

величину:

SOH

кгxAuкг

196

−

кг

Концентрация серной кислоты в отработанном электролите будет равна:

лг /49,20

38,24

20 =+ .

Следовательно, состав отработанного электролита:

;

Thio

5.2 .ЗАДАНИЯ ДЛЯ САМОСТОЯТЕЛЬНЛЙ РАБОТЫ

ЗАДАЧА 5.2.1

В электролизное отделение поступает анодный сплав определённого

состава. Электролиз золота ведут в ваннах с рабочим объёмом 30 литров.

В ванну загружают по 15 анодов массой 2 кг каждый и 18 катодов на

одной штанге. Золото и все примеси анодного сплава электрохимически

растворяются на 100 %. Содержание золота в электролите – (140 + N) г/л.

(Здесь N и далее – порядковый номер фамилии студента в групповом

журнале). Суточная производительность отделения – (100 + 10N) кг

анодов в сутки. Состав анодного сплава, %: Au – (90 + 0,1N); Ag – (5 –

0,1N); Cu – (1+0,1N); Pb – (3 – 0,1N); Pt – 0,001; Fe – 0,01; S – 0,01.

Выход анодного скрапа – (10 + 0,5N) %. Катодный выход по току – 99 %.

Плотность тока - (1000 + 10N) А. Среднее напряжение на ванне 0,8 В.

Составить материальный баланс процесса. Определить: массу

получаемого катодного золота, необходимое число ванн для обеспечения

суточной производительности по анодам, удельный расход электроэнергии;

состав отработанного электролита (по Au и примесям). Установить

необходимость смены электролита и периодичность обновления.

Недостающие дополнительные данные принимать самостоятельно по

учебной литературе [1].

ЗАДАНИЕ 5.2.2

На золотоизвлекательной фабрике, работающей на технологии

сорбционного выщелачивания с использованием смолы АМ-2Б на участок

выделения золота из раствора поступает 120 м

тиомочевинного элюата с

концентрацией золота – (1,8 + 0,1N) г/л; тиомочевины – (70 + 0,5N) г/л;

серной кислоты – (18 + 0,1N) г/л. Выделение золота ведут методом

электролиза в электролизёрах марки ЭУ-1 с углеграфитовыми катодами и

катионитовыми мембранами. Число катодных камер – 10. Число анодных

камер –11. Эффективная поверхность одного катода (30 + 0,5N) м

. Катодный

выход по току (10 + 0,1N) %. Напряжение на ванне – 4,6 В. Плотность

тока (25 + 0,1N) А/м

. Извлечение золота из раствора – (96 + 0,1N) %.

Определить: необходимое число электролизёров, удельный расход

электроэнергии, изменение состава католита.

6.РАСЧЕТ СХЕМ СОРБЦИОННОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ

Технологические расчеты передела сорбционного выщелачивания руд

включают:

- расчет полного материального баланса (водно-шламовой схемы)

передела;

- расчет материального баланса по элементу;

- расчет основных технологических параметров;

- расчет оборудования сорбционного передела и передела регенерации;

- определение расхода реагента и материалов;

- расчет отделения обезвреживания пульпы.

6.1 . Расчет основных технологических параметров

сорбционного выщелачивания.

Основными технологическими параметрами процесса сорбционного

выщелачивания являются:

- продолжительность процесса сорбционного выщелачивания;

- величина единовременной загрузки ионита в процесс;

- величина потока смолы и пульпы в каскаде аппаратов сорбционного

выщелачивания;

- продолжительность сорбции;

- рабочая емкость сорбента по золоту и серебру;

- количество ступеней сорбции.

Процесс сорбции благородных металлов протекает по принципу

противотока. Потоки пульпы и смолы взаимосвязаны и определяются

производительностью сорбционного передела по переработке руды и

содержанием в ней золота.

Поток пульпы находят исходя из производительности сорбционного

отделения по руде заданного отношения Ж:Т при сорбционном

выщелачивании:













⋅= R

, (6.1)

где V

- часовой или суточный поток пульпы, м

/ч или м

/сут;

Q - производительность отделения по сухой руде, т/ч или т/сут;

ρ - плотность руды, т/м

R - отношение Ж:Т .

Поток смолы находят из уравнения материального баланса по металлу:

(

)

(

)

АА

регеннаспотерконнач

−⋅=⋅⋅−−⋅ (6.2)

(

)

АА

СC

регеннас

потерконнач

−

⋅

−

⋅

(кг/ч), (6.3)

где Р - поток анионита по аппаратам сорбционного выщелачивания, кг/ч

(сухого анионита);

W - производительность отделения по раствору, м

/ч;

нач

- исходная суммарная концентрация золота в растворе в

результате предварительного и сорбционного выщелачивания,

г/м

;

кон

- конечная концентрация золота в растворе хвостовой

пульпы - 0,02-0,03г/м

;

Q - производительность отделения по сухой руде, т/ч;

l - потери анионита с хвостами (в результате разрушения зерен)

0,01-0,03кг сухого ионита на 1т руды;

потер

- содержание золота в анионите, теряемом с хвостами.

Ориентировочно А

потер

=0,1+0,2А

нас

, г/кг сухой смрлы;

нас

- емкость по золоту насыщенного ионита, г/кг сухой смолы;

реген

- остаточная емкость по золоту отрегенирированного

анионита, загружаемого в процессе сорбции, 0,1-0,3г/кг сухой

смолы.

нач

может быть найдено из соотношений:

исх

нач

⋅⋅

= , либо

тв.хв

исх

нач

⋅

−⋅

= , (6.4)

где

исх

- содержание золота в продукте (руде, концентрате),

поступающем на цианирование, г/т;

- извлечение золота из руды (концентрата) в раствор

цианированием на стадии предварительного и сорбционного

выщелачивания, в долях процента;

тв.хв

- содержание золота в твердой фазе хвостов сорбционного

выщелачивания, г/т.

Часовой поток по набухшей V

наб.смол.

составит:

bР

.смол.наб

⋅

,л/ч (6.5)

где b - коэффициент набухаемости. Для смолы АМ-2Б

коэффициент набухаемости равен 2,7-3,0.

При расчете потока смолы величина насыщения анионита по золоту (А

нас

)

принимается по экспериментальным данным. Ориентировочные данные по

значению А

нас

для бифункциональных смол типа АМ-2Б, приведены в табл.

6.1

Таблица 6.1

Ориентировочные значения емкости насыщенных анионитов по золоту

Концентрация

золота в

растворе, г/м

Емкость сухого насыщенного

ионита по золоту (г/кг) при

отношении концентрации в

растворе золота к сумме примеси

неблагородных металлов.

:С

прмес

> 0,1 С

:С

прмес

< 0,1

0,5-2,0 10-12 5-10

2,0-3,0 12-15 8-12

3,0-5,0 15-20 10-15

5,0-8,0 20-25 15-20

Кроме потока сорбента, важным параметром процесса является величина

единовременной загрузки ионита во все аппараты сорбции. Эта величина

определяет общее время контакта ионита с пульпой, необходимое для

насыщения его по золоту, т.е. продолжительность сорбционного процесса.

Практикой установлено, что для переработки рудных пульп оптимальная

единовременная загрузка смолы в процессе составляет 1,5-2,5% от объема

пульпы, для переработки концентратов 3-4%. Содержание ионита менее 1,5%

не обеспечивает нужной скорости ионного обмена, вызывает необходимость

поддержания больших потоков смолы на сорбции и, как следствие, не

позволяет получать насыщенную смолу с достаточной рабочей емкостью по

золоту и серебру. При единовременной загрузке смолы 3% наблюдается

повышенный износ и расход сорбента.

Продолжительность сорбционного процесса связана с величиной

единовременной загрузки смолы и ее часовым потоком соотношением:

.смол.наб

сорбц

, (6.6)

где τ

сорбц

- продолжительность сорбции, ч;

В - единовременная загрузка смолы в аппараты, л или м

;

наб.смол.

- объемный, часовой поток смолы по аппаратам

сорбционного выщелачивания, л/ч; или м

/ч.

Практически при величине единовременной загрузки смолы от 1 до 3% от

объема пульпы время пребывания смолы в пачуках составляет 100-400 часов.

Продолжительность сорбционного выщелачивания определяется временем

нахождения пульпы в сорбционных аппаратах в течение которого

достигается максимально возможное дорастворение золота из руды и

достаточно полное извлечение золота из раствора пульпы анионитом. Как

правило, этот параметр устанавливают опытным путем, исходя из скорости

сорбции и растворения металлов при цианировании. В случае кварцевых и

кварцево-сульфидных руд с небольшим содержанием сульфидов при

проведении процесса в пачуках оно составляет от 6 до12 часов, иногда

больше, в зависимости от характера руды и условий проведения процесса.

При цианировании сульфидных руд и концентратов продолжительность

сорбционного выщелачивания возрастает до 18-24 часов.

Продолжительность сорбционного выщелачивания и поток пульпы

определяют суммарный полезный (рабочий) объем всех аппаратов в каскаде:

⋅=υ

.выщ.сорб

, (6.7)

где τ

сорб.выщ.

- продолжительность сорбционного выщелачивания, ч.

Одним из важных вопросов в технологии сорбционного выщелачивания

является установление необходимого числа ступеней в сорбционном каскаде.

В общем случае это число может быть принято равным числу теоретических

ступеней изменения концентраций в фазах при сорбции, определяемому

графическим путем по изотерме сорбции и рабочей линии. Для этого на

диаграмме у-х (рис. 6.1) наносится по экспериментальным данным линия

равновесных концентраций золота в растворе и смоле ОС (изотерма сорбции)

и линия рабочих концентраций ОА, выражающая зависимость между

неравновесными составными фаз по содержанию золота в сорбционных

аппаратах. Проводя из точки «а», соответствующей начальной концентрации

золота в растворе горизонтали и вертикали между линией рабочих

концентраций до точки «а

», отвечающей конечной концентрации золота в

растворе на выходе из каскада, получаем ломаную линию А

, А

, число ступеней которой показывает теоретическое число ступеней

сорбции n

при данных условиях (на рис. 6.1 n

=4).

0 1 2 3 4 5 6 7 8

C(Au), мг/г

Рис. 6.1 Изотерма сорбции и расчет числа ступеней сорбции

Пример. Рассчитать основные технологические параметры сорбционного

выщелачивания золотосодержащей руды с использованием ионита АМ-2Б

при следующих исходных данных:

сут

=1000т/сут.;

исх

=3,2г/т; τ

сорбц.выщ.

=4ч; А

нас

=8г/кг;

потер

=1,1г/кг;

кон

=0,03г/м

; l=0,02кг/т; А

реген

=0,3г/кг; E

=87,6%;

Ж:Т=1,63:1; τ

сорбц

=200ч.

Найдем часовую производительность передела по руде;

сут

= ; 66,416

10000

== т/ч

Часовая производительность передела по раствору при Ж:Т=1,63:1 составит:

W=Q⋅R , где R=Ж:Т;

W=416,66⋅1,63=679,16т/ч

При плотности раствора близкого к единице объем раствора составит

679,16м

/ч.

Определим исходную концентрацию золота в растворе, которую можно

достичь в результате цианирования:

исх

нач

⋅⋅

; 72,1

16,679

876,066,4162,3

нач

⋅⋅

= г/м

По формуле 6.3 определим часовой поток ионита:

78,147

3,08

1102,066,416)03,072,1(16,679

Р =

−

⋅⋅−−⋅

= кг/ч

Объемный поток по набухшей смоле, при коэффициенте набухаемости

смолы АМ-2Б равным 2,7 составит:

01,3997,278,147

смол.наб

⋅

л/ч

Определим по уравнению 6.1 часовой поток пульпы в аппаратах

сорбционного выщелачивания, примем ρ=2,7т/м

47,83363,1

7,2

66,416













+⋅= м

/ч

Суммарный полезный объем всех аппаратов в каскаде:

⋅=υ

выщ.сорб

; υ=833,47⋅4=3333,88м

При заданном значении продолжительности пребывания смолы в каскаде

аппаратов, равным 200ч., величина единовременной загрузки ионита в

соответствие с соотношением (6.6) составит:

В=399,01⋅200=79802л или 79,802м

Объемная концентрация ее в пульпе составит:

%39,2%100

88,3333

802,79

=⋅

что соответствует данным практики.

6.2. Выбор и расчёт оборудования

6.2.1. Расчёт оборудования предварительного цианирования

Предварительное цианирование на отечественных золотоизвлекательных

фабриках проводят, в основном, в пачуках, а на некоторых предприятиях-в

пульсационных колоннах.

Необходимый объём аппарата, и их количество определяют исходя из

часового потока пульпы и продолжительности предварительного

цианирования.

Расчёт ведут в следующем порядке. По формуле 2.8 определяют суточный

(

сут

) и часовой (

) объём пульпы, поступающий на предварительное

цианирование:













+= RQV

сутсут

, м

/сут

V =

, м

/сут.

Находят суммарный рабочий объём аппаратов

(

)

раб

аппар

V∑

предварительного

цианирования:

. цп

раб

аппар

VV τ⋅=∑

, м

(6.8)

где

..цп

τ -оптимальное время предварительного цианирования

пульпы, ч

По данным практики в пачуках составляет около 2 ч, а в пульсколоннах-

0,5−1ч.

Определяют полный суммарный объём аппаратов

(

)

.аппар

V∑

предварительного цианирования с учётом их заполнения пульпой на 80-85%:

85,08,0

−

∑

=∑

раб

аппар

Выбирают по каталогам тип и размер аппарата и определяют их число (N):

раб

одного

раб

аппар

одного

аппар

∑

≥

где

одного

-полный объём одного аппарата, м

.раб

одного

V -рабочий объём одного аппарата, м

Обычно число пачуков предварительного цианирования составляет 2-4, а

число пульсколонн-1-2.

Основные типоразмеры установленных на ЗИФ пачуков предварительного

цианирования приведены в табл.6.2

При отсутствии в табл.6.2 пачуков нужного объёма, их основные размеры

рассчитывают. Основные принципы расчёта пачуков приведены в учебном

пособии [3]. В соответствие с этими принципами ведут расчёт и

геометрических размеров пульсационных колонн.

Пример. Рассчитать число пульсационных колонн для предварительного

цианирования золотосодержащей руды при следующих

исходных данных. Суточная производительность передела по руде-1000

т/сут; плотность руды-2,7 т/м?; отношение Ж:Т=1,8; продолжительность

процесса-1ч.

Таблица 6.2

Типоразмеры пачуков предварительного цианирования

Диаметр

,мм

Высота,

мм

Рабочий

объём,м

Масса,т

2200 6850 16 4,65 3,11

2800 12400 60 11,7 4,43

3000 8000 40 7,0 2,67

3500 12315 92 15,3 3,5

3500 12400 95 15,4 3,5

3500 13500 100 16,0 3,86

4500 16500 210 27,0 3,68

4500 16500 210 28,5 3,68

4500 19500 250 31,9 4,38

5600 22000 470 69,5 3,93

Таблица 6.3

Типоразмеры пачуков сорбционного выщелачивания

Диам

етр,м

Высот

а,мм

Рабо

чий

объё

м,м

Пло

щадь

сеток

дрена

ж,м

Коли

честв

сеток

Масс

коло

н,т

1020 4455 1,8 0,05 2 0,756 4,38

2200 8500 20 0,216 4 5,646 3,86

2200 10000 28 0,708 2 6,34 4,54

3500 11000 75 0,81 6 13,8 3,15

3500 11250 60 0,965 4 16,4 3,22

3500 16500 100 0,7 6 17,0 4,72

4500 16500 200 0,72 20 40,0 3,56

4500 22000 250 0,81 8 38,1 4,9

4500 22800 270 0,81 10 35,0 5,07

5600 23700 470 0,72 12 77,5 4,24

Определяем часовую производительность передела по руде:

66,41

1000

= т/ч;

По формуле 6.1 находим часовой объём пульпы, поступающий на

предварительное цианирование:

=41,66(

7,2

+1,8)=90,4 м

/ч .

Тогда, общий рабочий объём аппаратов в соответствие с формулой 6.8

будет равен:

раб

аппар

V∑

=90,4·1,0=90,4 м

Полный объём аппаратов с учётом их заполнения пульпой на 85% составит:

85,0

4,90

=106,35 м

Рабочий объём всех пульсколонн:

106,35·0,85=90,4 м

Принимаем к установке 2 пульсационных колонны. Тогда, рабочий объём

одной колонны составит:

4,90

=45,2 м

В табл. 2.2 отсутствуют аппараты такого типа, поэтому по пособию [3]

рассчитаем геометрические размеры его. Примем при этом, что отношение

высоты колонны (Н) к его диаметру (D) равняется 2,5.