β - Сибирский федеральный университет

ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЖЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕДЕНИЕ ВЫСШЕГО
ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ
«СИБИРСКИЙ ФЕДЕРАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ»
ИНСТИТУТ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗОЛОТА
РАСЧЕТЫ ПРОЦЕССОВ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ В
МЕТАЛЛУРГИИ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ
Учебное пособие для практических занятий студентам специальности
«Металлургия цветных металлов»
Красноярск 2007
УДК 669.213.266.79
Расчет процессов и технологических схем в металлургии благородных
металлов. Учебное пособие.
2
1. КОЛИЧЕСТВЕННЫЕ
ОБОГАЩЕНИЯ
ОПРЕДЕЛЕНИЯ
В
ОПЕРАЦИЯХ
Цель количественных расчетов операций обогащения (гравитация,
флотация) – определение для всех образующихся продуктов численных
значений основных технологических показателей: масс твердого в продуктах
(Q n), выходов (γn), содержания ценного компонента (β n), общего от исходного
(ε n) или частного от операции (Е n) извлечения отдельных компонентов в n-й
продукт.
Количественные определения производят пользуясь методом
составления уравнений – балансов для отдельных операций по твердому:
γ n=γn+1+γn+2 и по массе золота: γn⋅β n=γn+1⋅γn+1+γ n+2⋅β n+2, а также применения
уравнения, связывающие выход продуктов, содержание в них ценных
компонентов и извлечение:
εn =
γ n ⋅ βn
E ⋅β
; γ n = γ 0 ⋅ n 0 ; Q n = Q0 ⋅ γ n .
γ 0 ⋅ β0
100 ⋅ β n
Рассмотрим принцип расчета на примере ряда схем гравитации.
ПРИМЕР 1. Руду с содержанием золота β 0 8 г/т обогащают методом отсадки.
Масса перерабатываемой руды Q 0 – 120 т/сут. Продуктами обогащения
являются гравитационный концентрат с содержанием золота β1 320 г/т и
хвосты, одержащие β 2 3,25 г/т золота. Требуется определить выходы и массы
концентрата γ1, Q1 и хвостов γ2, Q2 гравитации и извлечение золота в
концентрат ε1.
РЕШЕНИЕ.
Представим процесс обогащения в виде схемы, рисунок
1.1. пронумеруем продукты и проставим около них условные обозначения их
характеристик Q, γ, β:
Руда
0 Q о, γо, β о
Отсадка
1 Q 1, γ1, β1
2 Q 2, γ2, β 2
гравиконцентрат
хвосты
Рис. 1.1.
Составим уравнение – балансы по операции «отсадка»:
γо = γ1 + γ2; γо ⋅ βо = γ1 ⋅ β1 + γ2 ⋅ β2.
3
Решаем уравнения и получаем:
γ1 =γ 0 ⋅
βо − β2
;
β1 − β 2
γ2 =γо ⋅
β1 − β о
.
β1 − β 2
Поставляем абсолютные значения известных величин (выход
исходного продукта принимают всегда равным 100%, или в долях равным 1):
8 − 3,25
= 0,015 или 1,5%;
320 − 3,25
320 − 8
γ 2 =1⋅
= 0,985 или 98,5%.
320 − 3,25
γ 1 = 1⋅
Q1 = Qo ⋅ γ1; Q1 = 120 ⋅ 0,015 = 1,75 т.
Q2 = Qo ⋅ γ2; Q2 = 120 ⋅ 0,985 = 118,25 т.
ПРОВЕРКА: γ1 + γ2 = γо; 0,015 + 0,985 = 1,0.
Извлечение золота в гравиконцентрат находим по формуле:
E1 =
γ 1 ⋅ β1
0,015 ⋅ 320
= 0,6 или 60%.
; Е1 =
1,0 ⋅ 8
γ о ⋅ βо
ПРИМЕР 2. Руда с содержанием золота βо 8 г/т обогащается отсадкой. В
качестве исходных данных задано извлечение золота в гравиконцентрат Е1 =
60% и содержание золота в нем β1 = 320 г/т. Требуется определить выходы
концентрата и хвостов, и содержание золота в хвостах гравитации.
РЕШЕНИЕ:
Схема обогащения аналогична приведенной в примере 1, рисунок 1.1.
Составляем уравнения – балансы по операции отсадка:
γ о = γ 1 + γ 2;
λо ⋅ β о = γ 1 ⋅ β1 + γ 2 ⋅ β 2 .
Для определения γ 1 используем известные значения Е1 и β1 и формулу
E1 =
γ 1 ⋅ β1
E ⋅β
. Откуда γ 1 = γ o ⋅ 1 o .
γ о ⋅ βо
β1
γ 1 = 1⋅
0,6 ⋅ 8
= 0,015 или 1,5%.
320
4
Из балансовых уравнений находим γ2 и β2:
γ 2 = γ о − γ 1 ; γ 2 = 1 − 0,015 = 0,985 или 98,5%.
β2 =
γ о ⋅ β о − γ 1 ⋅ β1
1 ⋅ 8 − 0,015 ⋅ 320
= 3,25 г/т.
; β2 =
0,985
γ2
Проверку правильности выполненных расчетов произведем по балансу
массы золота, поступившего на операцию и вышедшего с продуктами:
γ о ⋅ β о = γ 1 ⋅ β1 + γ 2 ⋅ β 2 .
1 ⋅ 8 = 0,015 ⋅ 320 + 0,985 ⋅ 3,25;
8 = 4,8 + 3,2. Расчет выполнен верно.
ПРИМЕР 3. Произвести расчет схемы гравитационного обогащения
золотосодержащей руды с перечисткой концентрата отсадки. Рисунок
0 Руда
Отсадка
1
Перечистка
3
Промпродукт
2
Хвосты
4
Концентрат
Рис. 3.1
Известны: β1; βо; β2; β3; β4.
Требуется определить: γ1; γ2; γ3; γ4; ε4; ε2.
РЕШЕНИЕ:
Составляем уравнения балансов по операциям отсадки и перечистки,
связывающих выходы продуктов и содержания в них ценных компонентов:
5
γ о + γ 3 = γ 1 + γ 2 ; γ о ⋅ β о + γ 3 ⋅ β 3 = γ 1 ⋅ β1 + γ 2 ⋅ β 2 ;
γ1 =γ 3 +γ 4;
λ1 ⋅ β 1 = γ 3 ⋅ β 3 + γ 4 ⋅ β 4 .
В эти уравнения входят 10 показателей, из которых два всегда
известны – γо и βо. Из остальных восьми решением четырех уравнений можно
определить четыре, если известны четыре других показателя. Следовательно,
при известных содержаниях золота в продуктах схемы β1, β2, β3, β4 решением
балансовых уравнений можно определить выходы продуктов – γ1, γ2, γ3 и γ4.
Более простой путь расчета данной схемы, как и других сложных схем,
состоит в том, что составление уравнений балансов и определение выходов
продуктов производится в направлении от конечных концентратов и хвостов
к исходному материалу.
Сначала определяем выходы готового концентрата γ4 и хвостов γ2,
рассматривая всю схему как одну простую операцию разделения на
концентрат и хвосты. Тогда,
γо = γ2 + γ4;
γ о ⋅ β о = γ 2 ⋅ β 2 + γ 4 ⋅ β 4 . Решая уравнения, находим
γ ⋅ (β о − β 2 )
γ ⋅ (β − β 2 )
γ4 = о
; γ2 = о 4
.
(β 4 − β 2 )
(β 4 − β 2 )
Затем расчленяем схему на отдельные операции и для каждого из них
составляем уравнения балансов и находим выходы неизвестных продуктов.
Применительно рассматриваемому примеру составляем балансовые
уравнения для перечистки концентрата:
γ1 = γ3 + γ4 ;
γ 1 ⋅ β1 = γ 3 ⋅ β 3 + γ 4 ⋅ β 4 .
Решая уравнения, получим:
γ3 =
γ ⋅ (β − β 3 )
γ 4 ⋅ (β 4 − β 1 )
; γ1 = 4 4
.
(β 1 − β 3 )
( β1 − β 3 )
Извлечение золота в конечные продукты находим по формулам:
ε4 =
γ 4 ⋅ β4
γ ⋅β
; ε2 = 2 2 .
γ о ⋅ βо
γ о ⋅ βо
Частные извлечения золота в концентраты по операциям:
6
Е1 =
β1 ⋅ γ 1
β ⋅γ
; Е4 = 4 4 .
β о ⋅γ о
β1 ⋅ γ 1
2.1. ЗАДАНИЯ ДЛЯ САМОСТОЯТЕЛЬНОЙ РАБОТЫ
На фабрике производительностью 1000 тонн руды в сутки применяют
следующую схему гравитационного обогащения.
Произвести расчет количественных показателей схемы (Qn, β n, γ n, ε n)
при заданных в табл.1 исходных данных.
Таблица 1
Исходные данные к теме “Количественные определения в операциях
обогащения”
Исходные данные
Показатели,
подлежащие
Q0,
β0, г/т β1, г/т β2, г/т β3, г/т β 4, г/т определению
т/сут
200
2
10
1,2
3
120
γ1; γ2; γ3; γ4; Q 1; Q2; Q 3;
Q4
1200 4
40
3,2
10
250
γ1; γ2; γ3; γ4; E1; E4; ε2
γ1; γ2; γ3; γ4; E1; E4; E3
500
6
50
4,5
8
300
γ1; γ2; γ3; γ4; Q 1; Q2; Q 3;
300
4
100
2,3
15
600
Q4
600
2
20
1,3
2
160
γ1; γ2; γ3; γ4; E1; ε4; ε2
400
8
30
6,0
5
240
γ1; γ2; γ3; γ4; E1; E2; E3;
E4;
700
5
90
3,6
10
500
γ1; γ2; γ3; γ4; ε4; ε2; E4; E1
γ1; γ2; γ3; γ4; ε1; ε4; E3; E2
900
3
50
2,1
5
400
γ1; γ2; γ3; γ4; ε1; ε2; ε3; ε4
500
7
80
5,4
6
450
400
6
60
4,2
6
500
γ1; γ2; γ3; γ4; E1; E2; E3;
E4;
2000 4
45
3,0
5
400
γ1; γ2; γ3; γ4; E1; E4; ε2
γ1; γ2; γ3; γ4; Q2; Q 4; ε2; ε4
1400 3,5
95
2,2
10
700
γ1; γ2; γ3; γ4; Q 1; Q2; Q 4;
1600 6,5
75
4,0
10
650
ε2; ε4
800
7,5
80
5,6
10
480
γ1; γ2; γ3; γ4; E1; ε2; ε4; Q 2;
Q4
350
9
100
7,0
10
700
γ1; γ2; γ3; γ4; Q 1; Q2; Q 4;
7
450
8
70
6,2
8
630
750
850
7,2
6,8
95
80
6,0
2,3
10
8
550
400
1300
1100
3,9
4,3
20
25
2,1
3,0
2
2
200
200
1000
8,5
50
6,0
4
300
1000
8,2
90
5,2
6
500
2500
6,6
40
4,1
2
300
1200
5,6
40
2,2
2,5
350
1500
4,8
30
3,7
2
200
E1; E4
γ1; γ2; γ3; γ4; E1; E4; Q 1;
Q4
γ1; γ2; γ3; γ4; Q2; Q 4; ε2; ε4
γ1; γ2; γ3; γ4; Q 1; Q2; Q 3;
Q 4; ε4
γ1; γ2; γ3; γ4; Q2; Q 4; ε4; E4
γ1; γ2; γ3; γ4; Q1; Q 2; ε1; ε2
γ1; γ2; γ3; γ4; Q3; Q4; ε4;
E3; E4
γ1; γ2; γ3; γ4; Q 1; Q2; Q 4;
E1; E5
γ1; γ2; γ3; γ4; Q 2; Q4; E2;
E3; E4
γ1; γ2; γ3; γ4; Q 1; Q2; Q 4;
E4; ε4
γ1; γ2; γ3; γ4; Q4; Q2; ε4;
E4; E2
2. ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ РУД БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ
2.1. Термодинамика растворения.
8
Рассмотрение металлов является окислительно-восстановительным
процессом. Термодинамическая вероятность его протекания определяется
соотношением:
o
∆G298
= − nFE o ,
(2.1.1)
где:
o
– изменение изобарно-изотермического потенциала реакции, кДж;
∆G298
n – число электронов, принимающих участие в реакции;
F – число Фарадея, F = 96500 Кл/моль;
Ео – электродвижущая сила процесса, В.
Электродвижущую силу процесса находим по разности стандартных
электродных потенциалов окислителя и восстановителя:
о
о
E o = ϕ окисл
. − ϕ восст. .
(2.1.2)
Для обеспечения термодинамической вероятности протекания
о
о
растворения Ео должно быть больше нуля, и, следовательно, ϕ окисл
. > ϕ восст. .
Полноту протекания процесса оцениваем по значению константы
равновесия реакции:
lg K p =
о
о
ϕ окисл
. − ϕ восст.
,
2,3 ⋅ RT
(2.1.3)
где:
Кр – константа равновесия реакции;
R – газовая постоянная, R = 8,314 Дж/(моль⋅К);
T – температура, К.
Таким образом, для решения вопроса о термодинамической
вероятности и полноте растворения благородных металлов в различных
средах необходимо знать значения стандартного потенциала окислителя и
потенциала металла в растворе его соли.
В табл. 2.1 приведены стандартные потенциалы некоторых технически
наиболее приемлемых окислителей, а в табл. 2.2 – потенциалы золота,
серебра, платиновых металлов при образовании различных комплексов.
Окислительный потенциал золота и других благородных металлов
весьма высок. Большинство же технически приемлемых окислителей
обладает значительно более отрицательными потенциалами табл. 2.1 и не
могут окислить их. Создать термодинамические предпосылки для окисления
металлов и перевода в раствор можно за счет снижения их окислительных
потенциалов.
9
Из уравнения Нернста потенциал металла в растворе его соли зависит
от активности ионов этого металла:
ϕ = ϕ о + (RT nF )ln a Me n + ,
(2.1.4)
где: ϕ – потенциал металла в растворе его соли, В;
ϕо – стандартный потенциал металла, В;
a Me – активность ионов металла в растворе.
Подставив постояные и перейдя от натуральных логарифмов к
десятичным, получим для золота при 25 оС:
n+
ϕ o = 1,88 + 0,059 lg a Au +
(2.1.5)
Из этого уравнения следует, что потенциал золота (или другого
благородного металла) можно снизить, уменьшая активность ионов металла в
растворе. Это достигается связыванием ионов металла в прочные комплексы,
константы нестойкости которых β представляют весьма малые величины
(табл. 2.2). Прочные комплексы с благородными металлами образуют такие
ионы, как CN–, S2–, S2O32–, J–, Cl–, Br–, молекулы тиомочевины – CS(NH 2)2 и
др., что приводит к существенному снижению окислительного потенциала
металла (см. табл. 2.2.). Снижение потенциала металла вследствие
комплексообразования обуславливает протекание реакции растворения. Из
приведенных рассуждений можно сделать вывод: благородные металлы,
несмотря на высокие значения стандартных электродных потенциалов, могут
быть окислены и переведены в раствор.
С точки зрения термодинамики, непременными являются два условия:
ü наличие растворителя, образующего с благородными металлами
прочные комплексные соединения и снижающего их окислительный
потенциал;
ü присутствие в растворе окислителя, потенциал которого больше
потенциала металла в растворе его соли.
ПРИМЕР 2.1.1 Оценить термодинамическую вероятность и полноту
растворения золота в цианистом растворе.
РЕШЕНИЕ:
Запишем реакцию растворения в ионной форме:
2 Au + 4CN − + O2 + H 2 O = 2[Au (CN )2 ] + 2OH − + H 2 O2
−
(2.1.6)
Представим ее в виде двух полуреакций (окисления и восстановления):
10
O2 + 2 H 2 O + 2e ↔ H 2 O2 + 2OH −
2 Au + 4CN ↔ 2[Au (CN )2 ] + 2e
−
−
(2.1.7)
(2.1.8)
Таблица 2.1
Стандартные потенциалы некоторых окислителей металлов
Полуреакция востановления
рН среды
ϕо, В
+ 1,36
Cl 2 + 2e ↔ 2Cl −
7
+ 1,23
O2 + 2 H 2 O + 4e ↔ 4OH −
−
14
+ 0,40
O2 + 2 H 2 O + 4e ↔ 4OH
−
14
- 0,15
O2 + 2 H 2 O + 2e ↔ H 2 O2 + 2OH
14
+ 0,95
H 2 O2 + 2e ↔ 2OH −
−
0
+ 0,69
H 2 O2 + 2e ↔ 2OH
+
0
+ 0,69
H 2 O2 + 2 e ↔ O2 + 2 H
+ 2,87
F2 + 2e ↔ 2 F −
2−
2−
+ 2,91
S 2O8 + 2e ↔ 2 SO4
+ 1,02
NO2 + e ↔ NO2−
−
−
1
14
+ 1,00
NO2 + 2e + 2 H 2 O ↔ NO + OH
2−
0
+ 0,77
Fe(SO4 )3 + 2e ↔ 2 FeSO4 + SO4
0
+ 0,86
FeCl3 + e ↔ FeCl 2 + Cl −
−
+ 0,54
CuCl 2 + e ↔ CuCl 2
−
+ 0,54
J 2 + 2e ↔ 2 J
−
+ 1,09
Br2 + 2e ↔ 2 Br
.Окислительный потенциал кислорода при его восстановлении по
о
полуреакции (2.7) ϕ окисл
= −0,15 В (см. табл. 2.1). Потенциал золота в растворе
о
его соли ϕ
= −0,54 В (см. табл. 2.2).
Au
[ Au ( CN )2 ]−
В случае отсутствия справочных данных потенциал металла в растворе
его соли может быть определен по известным значениям константы
нестойкости комплекса [Au(CN )2 ]− по уравнению Нернста.
Таблица 2.2
Стандартные потенциалы благородных металлов в воде и в растворах их
солей и константы нестойкости образующихся комплексов
− lg β
Полуреакция окисления
ϕо, В
+
+ 1,88
Au + e ↔ Au
3+
+ 1,50
Au + 3e ↔ Au
+
+ 0,799
Ag + e ↔ Ag
2+
+ 1,2
Pt + 2e ↔ Pt
2+
+ 0,987
Pd + 2e ↔ Pd
11
Rh 3+ + 3e ↔ Rh
−
Au + CN − ↔ [Au (CN )2 ] + e
Au + 2 S 2 O32 − ↔ [ Au (S 2 O3 )2 ] + e
3−
Au + S − ↔ [AuS ] + e
−
Au + CS ( NH 2 )2 ↔ Au[CS ( NH 2 )2 ]2 + e
+
Au + 2 J − ↔ [AuJ 2 ] + e
−
Au + 4Cl − ↔ [AuCl 4 ] + 3e
−
Pt + 4Cl − ↔ [PtCl 4 ] + 2e
2−
Pt + 6Cl − ↔ [PtCl 6 ] + 4e
2−
Pd + 4Cl − ↔ [PdCl 4 ] + 2e
2−
Rh + 6Cl − ↔ [RhCl4 ] + 3e
3−
Pt + 4 J − ↔ [PtJ 4 ] + 2e
2−
Pd + 4 J − ↔ [PdJ 4 ] + 2e
2−
Au + 4 Br − ↔ [AuBr4 ] + 3e
−
+ 0,8
- 0,54
+ 0,15
- 0,47
+ 0,38
41
29,4
39,9
25,5
+ 0,58
+ 1,00
+ 0,73
+ 0,76
+ 0,59
+ 0,44
+ 0,40
+ 0,19
+ 0,86
22,1
29,5
16
33
13,2
19,0
29,6
24,9
20
. Рассмотрим этот расчет.
Применительно к реации (2.1.6) уравнение Нернста примет вид
ϕ Au
[ Au ( СN )2 ]−
= ϕ Auo
Au +
+ (RT nF ) ⋅ lg a Au + .
(2.1.9)
Подставив значения постоянных (R, T, F), ϕ o
Au
Au +
, n и перейдя от
натуральных логарифмов к десятичным, получим для золота при 25 оС:
ϕ Au
ϕ Au
[ Au ( СN )2
]−
[ Au (СN )2 ]−
8,314 ⋅ 298
⋅ 2,8 lg a Au + .
1 ⋅ 96500
= 1,88 + 0,059 ⋅ lg a Au + .
= 1,88 +
(2.1.10)
Значение a Au найдем через константу нестойкости комплексного иона
+
[Au(CN )2 ] , равновесие диссоциации которого [Au(CN )2 ]− ↔ Au + + 2CN −
−
сильно сдвинуто влево и характеризуется величиной константы нестойкости:
β=
2
a Au + ⋅ aCN
−
a[ Au (CN ) ]−
2
Из уравнения (2.1.11) a Au = 1,1⋅10− 41 ⋅
+
= 1,1⋅10 − 41.
a[ Au (CN ) ]−
2
2
aCN −
Подставим значение a Au в уравнение (2.1.10):
+
12
(2.1.11)
ϕ Au
[ Au ( СN )2
]−
a[ Au (CN ) ]−

2
= 1,88 + 0,059 ⋅ lg 1,1 ⋅10 −41 ⋅
2

a
CN −


.


После упрощения получим:
ϕ Au
[ Au ( СN )2 ]−
 a[ Au (CN )2 ]−
= −0,54 + 0,059 ⋅ lg 
 a2 −
CN


.


При a[ Au (CN ) ] = 1 и aCN = 1 стандартный потенциал полуреакции (2.1.8) равен –
−
−
2
0,54 В, т.е. ϕ
о
Au
[ Au ( CN )2 ]−
= −0,54 В .
о
о
Так как ϕ окисл
(- 0,15 В) меньше чем ϕ восст
(- 0,54 В), то процесс растворения
золота в цианистом растворе в присутствии кислорода термодинамически
возможен.
o
Рассчитаем по уравнениям (2.1.1) и (2.1.2) ∆G298
и Кр реакции:
o
∆G298
= −[− 0,15 − (− 0,54)]⋅ 2 ⋅ 96500 = −75300 Дж.
75300
lg К Р =
= 13,2. К Р = 2 ⋅1013.
2,3 ⋅ 8,314 ⋅ 298
Высокое значение константы равновесия показывает, что реакция (2.1.6)
должна протекать с большой полнотой в сторону растворения золота.
2.2. Металлургический расчет выщелачивания
Цель металлургических расчетов выщелачивания – определение
потребного количества реагентов для осуществления процесса, масс и
объемов веществ, поступающих в процесс, и масс, объемов, состав
образующихся при выщелачивании продуктов.
Для выполнения расчетов необходимы следующие исходные денные:
- схема выщелачивания;
- состав поступающих в переработку исходного сырья и других реагентов;
- химизм процесса;
- отношение Ж : Т при выщелачивании;
- степень извлечения (степень превращения) компонентов сырья или выходы
и составы продуктов выщелачивания.
Металлургический расчет ведут обычно либо на единицу исходного сырья
(1т, или 100 кг, 100 т и др.), либо нa годовую или суточную
производительность передела.
13
Завершается расчет составлением материального баланса.
Принцип расчета рассмотрен на примере цианирования золото-содержащей
руды.
ПРИМЕР.
Провести металлургический расчет цианирования 100 т/сут кварцевосульфидной золотосодержащей руды состава, %:
SiO 2 – 78; FeS2 – 0,026; Fе2O 3 – 3,4; Cu2S – 0,002; Al2O3 – 6,4; CaO – 5,8; MgO
– 4,5; Au – 5 г/т.
За счет истирания шаров при измельчении руды в продукте,
поступающем на цианирование содержится 0,0001 % Fe... Цианирование
ведут при отношении Ж : Т = 1,5 : 1, концентрации NaCN – 0,05 %; СаО –
0,02 %. При выщелачивании в раствор переходит, %: Au – 98; Fe – 100; FeS2 –
14; Cu2S – 40. Потери NaCN за счет гидролиза и химического разложения
принимают равными 10% от общего расхода. Оборотный раствор содержит
0,0264% (0,264 кг/м3) NaCN.
Для приготовления цианистых растворов используют цианшлам,
содержащий 40% NaCN.
Расчет расхода защитной щелочи при цианировании вести при
следующих исходных данных:
- расход 100% CaO на химическое взаимодействие с рудой и
углекислотой воздуха составляет 4,3 кг/т руды;
- концентрация растворов по свободной СаО в выходе из чанов
выщелачивания – 0,02%, в обеззолоченных растворах – 0,02%;
- извлечение свободной СаО при фильтрации и отмывке – 82%.
Схема процесса цианирования приведена на рис 2.1
Руда
Т, т/сут
Ж, м3/сут
Измельчение
Сгущение
Слив
Сгущ. Продукт
14
0
50
100
100
Цианирование
100
150
0
150
Фильтрация
0
260
100
40
Раствор
Хвост
Осаждение Au
0
260
Au-осадки
0
60
Обеззолоченый
Распульповка
100
100
На обезвреживание
раствор
Рис. 2.1
РЕШЕНИЕ:
Расчет ведем на 1 т руды в следующем порядке.
1.Расчет расхода цианистого натрия и извести.
Определим мaссу NaCN необходимого для создания 0,05 % (0,5 кг/м3)
концентрации его в растворе цианирования.
При Ж : Т = 1,5 : 1 на 1 т руды потребуется 1,5 м3 H2O. Масса NaСN в
растворе составит: 0,5 ⋅ 1,5 = 0,750 кг. По схеме (рис. 2.1) цианироваиие ведут
с использованием 50 м3 оборотных (обеззолоченных) цианистых растворов с
содержанием 0,0264 % NaCN. В расчете на 1 т твердого, исходя из схемы,
вводят 0,5 м3 оборотного раствора. С ними поступит NaCN:
0,264 ⋅ 0,5 = 0,132 кг.
Тогда расход свежего NаCN для создания 0,05 %-ной концентрации в
растворе будет
0,750 – 0,132 = 0,618 кг.
С учетом потерь цианида, принятых в исходных данных равными 10 %,
общий расход свежего NaCN будет
0,618 + 0,1 ⋅ 0,618 = 0,680 кг.
При использовании на заводе цианшлама с содержанием 40 % NaCN на
цианирование 1 т руды его потребуется: 0,680 : 0,4 = 1,7 кг.
Цианид вводится в аппарат в виде 10 %-ного водного раствора.
Следовательно, с ним будет введено воды:
15
1,7 – 10
х = 17 кг.
х – 100
Расчет расхода извести, выполняющей роль защитной щелочи, ведут
аналогичным образом. Для рассматриваемого примера расход СаО составит
5,03 кг/т руды. При использовании извести с содержанием 80 % СаО на
цианировании 1 т руды потребуется 6,27 кг. Защитная щелочь вводится в
виде 20 %-ного раствора. Для его приготовления понадобится 31,35 кг воды.
2. Определим массу и состав растворов, выходящих из аппаратов
цианирования.
Масса растворов, поступивших на цианирование 1 т руды составит:
1 + 0,5 + 0,017 + 0,031 = 1,548 т. Объем их при плотности равной 1,03
составит 1,5 м3.
Состав раствора после цианирования характериэуется концентрациями
NaCN, Аu, Ag, металлов-примесей, СаО (рН) и зависит от степени
взаимодействия цианида и защитной щелочи с составляющими руды и
величиной химических и механических потерь NaCN и CaO.
Определим массу компонентов руды, переходящих в раствор при
цианировании с учетом заданных степеней извлечения:
золото
1 ⋅ 5 ⋅ 0,98 = 4,9 г;
железо металлическое 1 ⋅ 0,000001 ⋅ 10 6 = 1 г;
пирит
1 ⋅ 0,00026 ⋅ 0,14 ⋅ 10 6 = 36 г;
халькозин
1 ⋅ 0,00002 ⋅ 0,4 ⋅ 106 = 8 г.
Определим расход NaCN на растворение этих компонентов по
реакциям:
2 Au + 4 NaCN + H 2 O + 0,5O2 = 2 Na[Au (CN )2 ] + 2 NaOH
FeS 2 + 8 NaCNS + H 2 O + 0,5O2 = Na 4 [Fe(CN )6 ] + 2 NaCNS + 2 NaOH
(2.2.1)
(2.2.2)
(2.2.3)
Cu 2 S + 7 NaCN + H 2O + 0,5O2 = 2 Na 2 [Cu (CN )3 ] + NaCNS + 2 NaOH
(2.2.4)
Fe + 6 NaCN + 2 H 2 O = Na 4 [Fe(CN )6 ] + 2 NaOH + H 2
Расчет ведем исходя из стехиометрим реакции (2.2.1) – (2.2.4).
На растворение Аu по реакции (2.2.1) потребуется NaCN:
2 ⋅ 197,2 – 4 ⋅ 49
4,9 – х
х = 2,4 г NaCN.
На растворение Fe по реакции (2.2.2):
55,8 – 6 ⋅ 49
1–х
х = 5,3 г NaCN.
На растворение FeS2 по реакции (2.2.3):
119,8 – 8 ⋅ 49
36 – х
х = 117,8 г NaCN.
16
На растворение Cu2S по реакции (2.2.4):
158,8 – 7 ⋅ 49
8–х
х = 17,2 г NaCN.
Общий расход NACN на растворение золота и сопутствующих минералов
составит:
2,4 + 5,3 + 117,8 + 17,2 = 142,7 г.
На цианирование поступают растворы с концентрацией 0,05 % (0,5 кг/м3)
NaCN. Концентрация NaСN в растворах, выходящих из аппаратов
цианирования, понизится за счет протекания реакций (2.2.1) - (2.2.4) и
составит:
0,5 −
0,1427
3
= 0,405 кг/м или 0,04 %.
1,5
Зная массу растворенных компонентов и объем раствора, определим их
концентрации в нем.
Koнцентрация Аu составит:
4,9
= 0,00333 г/л или 3,33 мг/г.
1,5 ⋅10 3
Для определения концентраци Cu найдем сначала массу меди, содержащейся
в 8 г растворившего минерала Cu2S:
158,8 – 2 ⋅ 65,8
8–х
х = 6,4 г.
Тогда концентрация меди в растворе составит:
6,4
= 0,0043 г/л.
1,5 ⋅10 3
Аналогичные расчеты выполним для нахождения концентрация Fe в
растворе.
Масса железа, перешедшего в раствор по реакциям (2.2.2) и (2.2.3)
складывается из массы растворенного металлического железа (1 г) и железа
пирита. Масса железа в растворенном пирите составит:
55,8 – 87,8
х – 36
х = 22,88 г.
Концентрация железа в растворе цианирования будет равна:
1 + 22,88
= 0,016 г/л.
1,5 ⋅ 10 3
Часто растворы характеризуют не элементным составом, а концентрациями в
них образовавшихся соединений, например Na 4 [Fe(CN )6 ] , Na 2 [Cu (CN )3 ], NaCNS
и др. В этом случае, исходя из стехиометрии реакций (2.2.1) – (2.2.4) по
значениям масс растворившихся компонентов, определяют количество
интересующих продуктов реакции. Так по реакций (2.2.2) образуется :
55,8 – 196
1г–х
х = 3,5 г.
17
Концентрация Na 4 [Fe(CN )6 ] в растворе составит:
3,5
= 0,0023 г/л.
1,5 ⋅10 3
Аналогичные paсчеты проводят для всех реакций и полученные результаты
оформляют в виде таблицы состава растворов.
Для определения концентрации СаО в растворах цианирования проводят
расчеты, аналогично изложенным для NaCN.
3. Определим остаточное содержание золота в руде после
цианирования.
Остаточное содержание золота находим либо по разности исходной и
растворенной масс золота в расчете на 1 т руды: 5 - 4,9 = 0,1 г/т, либо по
заданному коэффициенту извлечения золота:
5⋅
100 − 98
= 0,1 г/т.
100
4. Составим материальный баланс операции цианирования 1 т
руды.
Материальный баланс представлен в табл. 4.1
Таблица 4.1
Материальный баланс цианирования 1 т руды
Приход
Масса, т
Расход
Маса, т
1. Сгущенный продукт,
1. Пульпа,
2,548
в т. ч. руда
1
в т. ч. твердого
1
вода
1
раствор
1,548
2. Оборотный раствор
0,5
3.
Раствор
10%-ного 0,017
цианида
0,031
4. Раствор известкового
молока
Итого:
2,548
Итого:
2,548
5. Произведем пересчет расхода NaCN и защитной щелочи, а также
материального баланса на заданную суточную производительность по руде,
умножением всех полученных величин на коэффициент, равный суточной
производительности. В рассматриваемом примере этот коэффициент равен
100. Табл. 4.2.
Таблица 4.2
Суточный материальный баланс цианирования
Приход
Масса, т
Расход
Масса, т
1. Сгущенный продукт,
1. Пульпа,
в т. ч. руда
100
в т. ч. твердого
100
вода
100
раствор
154,8
2. Оборотный раствор
50
3.
Раствор
10%-ного 1,7
18
цианида
3,1
4. Раствор известкового
молока
Итого:
254,8
Итого:
254,8
2.1. ЗАДАНИЯ ДЛЯ САМОСТОЯТЕЛЬНОЙ РАБОТЫ
ЗАДАЧА 2.1.
Оценить термодинамическую вероятность и рассчитать константу
равновесия реакции растворения металла при условиях, заданных в табл.2. В
0
0
; β.
качестве исходных данных использовать значения: ϕ ОКИСЛ
. ; ϕ Me
Me n +
Таблица 2
Исходные данные к теме “Термодинамика растворения”
Растворите
№
ль
вар
Образующийся
(комплексо
Окислитель
Прочие условия
иан
комплекс
образовате
та
ль)
1
CNO2
[Ag(CN)2]2
Cl[AuCl4]Cl2
T = 80° C
3
CN
[Au(CN)2]
H 2O 2
4
CN
[Ag(CN)2]H 2O 2
5
S2O32[Au(S2O3)2]3O2
6
S2O32[Au(S2O3)2]3FeCl3
7
[Au(S2O3)2]3S2O32Fe2(SO 4)3
8
[AuI2]I
I2
9
[AuBr4]BrBr2
10
Thio
[Au(Thio)2]+
O2
11
[Au(Thio)2]+
Thio
FeCl3
19
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
Thio
Thio
Thio
Thio
Thio
ClClClIIClClClCl-
[Au(Thio)2]+
[Au(Thio)2]+
[Au(Thio)2]+
[Au(Thio)2]+
[Au(Thio)2]+
[PtCl6]2[PtCl4]2[PdCl4]2[PdI4]2[PtI4]2[RhCl6]3[PtCl6]2[PdCl4]2[PdCl6]2-
Fe2(SO 4)3
CuCl2
H 2O 2
H 2O 2
O2
Cl2
Cl2
Cl2
I2
I2
Cl2
H 2O 2
H 2O 2
H 2O 2
T = 80° C
T = 80° C
T = 80° C
T = 80° C
Необходимые данные по химизму процессов, значениям электродных
потенциалов и констант нестойкости принять по учебнику [1] или
справочникам.
ЗАДАЧА 2.2.
Рассчитать расход реагентов, состав продуктов и составить
материальный баланс цианирования 1 т золотосодержащей руды (или
концентрата) при условиях, заданных в табл.3. Цианирование ведут по схеме,
приведенной на рис.1.
20
Рис.1
Таблица 6
Исходные данные для задачи 2.2.
Fe
Cu2S
8
9
10
Конц
-я
NaC
N в
обезз
ол рре, %
11
-
0,030
0,02
0,028
-
0,035
0,015 0,031
-
0,030
0,02
0,030
-
0,040
0,02
0,026
-
0,030
0,01
0,027
-
0,040
0,02
0,022
-
0,030
0,015 0,027
0,032
0,02
0,030
0,040
0,02
0,032
-
0,040
0,02
0,021
-
0,030
0,015 0,026
-
0,035
0,02
0,028
0,007
85
0,05
0,02
0,022
0,04
0,02
0,029
состав руды, %
-------------------------------------------------------------извлечение в раствор, %
№
вар
иан
Au,
та
г/т
Ag,
г/т
FeS
1
3
4
-
-
-
-
-
-
250
89
-
-
-
-
-
85
85
-
-
-
-
0,06
12,5
-
-
-
-
0,032
19,5
-
16
91
-
-
-
-
-
-
14
55
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
2
8
96
5,5
98
15
92
4,5
91
2,9
97
8,7
87
12,5
85
7,5
90
6,0
93
3,5
97
5,5
95
3,5
93
12,0
88
7,5
98
CuFeS
FeS2
2
5
6
7
0,8
1,1
0,055
13,5
0,035
21,5
0,02
4,5
0,004
8,2
0,009
6,5
0,020
6,2
0,15
8,7
0,095
8,2
0,008
7,5
0,015
3,5
0,0001
100
0,0002
100
0,0004
100
0,0002
100
0,0004
100
0,0005
100
0,0002
100
0,0003
100
0,0003
100
0,0005
100
0,0002
100
0,0006
100
0,051
60,5
-
-
-
0,12
6,5
0,0003
100
1,6
0,45
0,030
24
0,9
1,05
1,1
0,8
-
0,012
2,8
21
0,009
78
0,006
82
Конця
NaCN
в исх
р-ре,
%
Конц
-я
CaO
в исх
р-ре,
%
15
4,0
94
-
16
11
-
17
18
19
20
21
22
23
24
25
6,5
89
12
91
8,5
89
5,0
94
8,5
92
7,5
96
3,6
94
5,4
95
10
93
0,06
37
0,02
15
-
-
-
-
140
80
-
-
-
-
-
-
-
10,5
88
15,0
80
-
-
2,5
0,5
0,085
4,7
1,6
0,5
0,11
14
0,8
2,0
0,06
4,0
-
-
-
1,1
0,4
0,22
3,4
0,012
3,8
-
0,0003
100
0,0004
100
0,0001
100
0,0005
100
0,007
85
0,045
0,02
0,032
-
0,035
0,02
0,030
-
0,040
0,02
0,027
0,02
0,023
0,02
0,019
0,035
0,02
0,029
0,05
0,02
0,036
0,04
0,01
0,022
0,05
0,02
0,025
0,02
0,028
0,02
0,030
0,006
0,040
75
0,0007
0,05
100
-
-
0,005
4,5
0,08
7,8
0,027
7,5
0,001
3,0
0,015
2,5
0,001
2,0
0,0002
100
0,004
92
0,0002
100
-
-
0,0004
0,06
100
0,0002
0,05
70
ПРИМЕЧАНИЕ: недостающие для расчета исходные данные можно принять
по учебнику [1] или справочнику [2].
ЗАДАЧА 2.3.
Рассчитать состав раствора цианирования золотосодержащей руды при
следующих условиях:
- Суточная производительность отделения по руде – (500 + 50⋅N) т, где
N – порядковый номер фамилии студента в журнале группы;
- Отношение Ж:Т = 1:1;
- Исходная концентрация NaCN в растворе – (0,03 + 0,001⋅N)%;
- Исходная концентрация CaO в растворе – (0,02 + 0,005⋅N)%;
- Состав руды:
Au — (5 + 0,1⋅N) г/т;
Ag — (1 + 0,3⋅N) г/т;
Fe — (0,0002 + 0,00004⋅N) %;
CuFeS2 — (0,001 + 0,0001⋅N) %;
FeS2 — (0,02 + 0,002⋅N) %;
Fe2O3 — (3 + 0,2⋅N) %;
22
Cu2S — (0,0001 + 0,00001⋅N) %;
CaO — (5 + 0,1⋅N) %;
Al2O3 — 2%;
MgO — 6%;
- В раствор при цианировании переходит, %:
Au — (90 + 0,02⋅N);
Ag — (89 + 0,01⋅N);
CuFeS2 — (2 + 0,01⋅N);
FeS2 — (5 + 0,1⋅N);
Cu2S — (82 + 0,01⋅N).
- Потери NaCN за счет гидролиза и химического разложения — (10 –
0,1⋅N) %.
Полученные данные представить в виде табл. 7.4.
Таблица 6
Состав цианистыхрастворов
Компо
Na2[Cu(CN)3] Na4[Fe(CN)6] NaCNS NaCN
CaO
Au
Ag
нент
Содержание, г/л
3.ОТДЕЛЕНИЕ РАСТВОРОВ OТ ОСАДКА.
РАСЧЕТ ПРОМЫВКИ ОСАДКОВ
Отделение растворов от осадка производят методам декантации или
фильтрации. Полученный осадок, содержащий 20-50 % маточного раствора,
часто подвергают тщательной промывке. Цели промывки могут быть разные.
В одних случаях ее проводят для максимально полного извлечения
растворенного, задерживаемого маточной влагой осадка, ценного
компонента. Например, отмывка хвостов цианирования золотосодержащих
руд от pастворенного золота и NaCN. При недостаточной промывке потери
растворенного металла и NaCN с хвостами цианирования могут достигать
значительных величин.
В других случаях промывку осадка ведут с целью максимального
удаления растворенных и находящихся во влаге осадков примесных
элементов. Примером может служить отмывка оcадка гексахлороплатината
аммония (ГХПА) от примесей палладия, родия, цветных металлов,
присутствующих в маточном растворе. При некачественной промывке
произойдет загрязнение осадка ГХПА растворенными, но неотмытыми
прuмесями.
23
Промывку осадков в зависимости от принятой технологической схемы
ведут свежей водой или оборотными растворами.
Расчет операции промывки сводится к определению достигаемой
степени отмывки осадка при заданных объемах промывных вод и число
стадий промывок или к определению необходимых числа стадий промывок и
объемов промвод для достижения заданной степени отмывки осадка по
интересующему элементу.
Формулы, используемые для расчета, зависят от метода отделения
растворов от осадка и типа промывных вод.
3.1. Отмывка методом периодической декантации.
Определение степени отмывки растворенного элемента при заданном
числе ступеней отмывок в случае использования свежей воды производят по
формуле:
 Vос
EВ = 1 − 
V +V
пр
 ос
n

 ,


(3.1.1)
где: V ос – объем раствора, удерживаемый осадком после разделения пульп,
м3/т твердого;
V пр – объем промвод, расходуемый на одну стадию отмывки, м3/т
твердого;
n – число ступеней отмывки декантаций.
При использовании промывных оборотных растворов, содержащих
отмываемый элемент, расчет степени отмывки растворенного элемента на
осадке промывным раствором ведут по формуле:
E p = E B ⋅ (1 − С пр Сисх ),
(3.1.2)
где ЕВ – степень отмывки растворенного элемента водой, рассчитанная по
уравнению (3.1.1);
Спр - концентрация отмываемого элемента в промывном растворе, г/м3;
Сисх - исходная концентрация отмываемого элемента в маточной влаге
осадка перед промывкой, г/м3.
Расчет числа ступеней отмывок (декантаций ) для достижения
заданной степени отмывки элемента при использовании воды вeдут
по формуле:
 VOC
n = lg(1 − E B ) / lg 
 VOC + V ПР
24

,

(3.1.3)
При промывке оборотными растворами, содержащими отмываемый элемент,
n=
lg [1 − E P / (C ИСХ − C ПР )]
lg[VОС / (VОС + V ПР )]
(3.1.4)
Остаточная концентрация неотмытого элемента в маточной влаге осадка
(СНЕОТМ.) после промывки может быть найдена по формулам:
СНЕОТМ = СИСХ ⋅ (1 - ЕВ),
(3.1.5)
Снеотм = СИСХ ⋅ (1 – ЕР),
(3.1.6)
Для выражения остаточной концентрации неотмытого элемента, в пересчете
на 1т твердого (СНЕОТМ. В 1Т ТВ), используют уравнение:
C НЕОТМ .В1тТВ = С НЕОТМ ⋅
WOC
,
QТВ
(3.1.7)
где Q ТВ – масса твердого, приходящейся на массу влаги WВ промываемого
осадка, (т).
Общее содержание элемента в осадке равно сумме содержаний его в
нерастворимой (СНЕРАСТВ) и растворимой, но неотмытой (СНЕОТМ) формах,
пересчитанных на 1т твердого:
СОБЩ = СНЕРАСТВ + СНЕОТМ. В 1Т ТВ
(3.1.8)
ПРИМЕР 1.
Определить достигаемые степени отмывки растворенного золота и
цианида из хвостов цианирования при промывке водой и оборотным
цианистым раствором. Исходные данные: промывку ведут декантацией:
влажность осадка – 50%, что соответствует значению VОС = 1 м3/т твердого; n
= 3; VПР = 3 м3/т твердого; СAuПР = 0,05 г/м3; СAuИСХ = 10 г/м3; СNaCNПР = 0,02 %
(0,2 кг/м3); СNaCNИСХ = 0,04 % ( 0,4 кг/м3). Содержание нерастворенного
золота в хвостах – 0,2 г/т.
РЕШЕНИЕ:
При промывке водой степень отмывки растворенного золота и NaCN
находим по формуле (3.1.1). Степень отмывки их составит:
3
 1 
EB = 1 − 
 = 0,984 = 98,4%.
1 + 3 
25
В случае использования промывных оборотных растворов степень отмывки
рассчитываем по формуле (3.1.2),
Степень отмывки золота:
 0,05 
E P = 0,984 ⋅ 1 −
 = 0,963 = 96,3%.
10 

Степень отмывки NaCN:
 0,2 
E P = 0,984 ⋅ 1 −
 = 0,492 = 49,2%.
 0,4 
Для
нахождения содержания золота в хвостах цианирования,
используем формулы (3.1.5) – (3.1.8),
При промывке водой:
3
Au
= 10 ⋅ (1 − 0,984) = 0,16 г/м .
C НЕОТМ
1
Au
CНЕОТМ
= 0,16 г/т.
. В1Т .ТВ = 0,16 ⋅
1
Au
C ОБЩ
= 0,2 + 0,16 = 0,36 г/т.
При использовании промывного оборотного раствора:
3
Au
C НЕОТМ
= 10 ⋅ (1 − 0,963) = 0,37 г/м .
1
Au
C НЕОТМ
= 0,37 г/т.
. В1Т .ТВ = 0,37 ⋅
1
Au
C ОБЩ
= 0,2 + 0,37 = 0,57 г/т.
ПРИМЕР 2.
Определить необходимые степень и число ступеней отмывки
растворенного золота из хвостов цианирования при следующих исходных
данных:
-отмывку ведет свежей водой методом деконтации;
-влажность хвостов, поступающих на отмывку – 40%;
-концентрация Au в цианистом растворе – 5 мг/л;
-содержание золота в твердой фазе хвостов (нерастворенное из руды золото)
– 0,04 г/т;
-допустимое технологической инструкцией фабрики общее содержание
золота в сбрасываемых хвостах – не более 0,05 г/т;
-объем промывной воды в каждой ступени промывки равен 2 м3/т осадка.
РЕШЕНИЕ:
Расчет ведем на 1т хвостов цианирования.
Определим массы твердого Q и маточной влаги W в 1 т хвостов и
найдем значение VОС. При влажности хвостов 40% 1 т их содержит 0,4 т (м3)
26
цианистого раствора и 0,6 т твердого. Следовательно, Q = 0,6 т и W = 0,4 м3.
VОС найдем по формуле:
VOC =
W
.
Q
VOC =
0,4 ⋅ 1
3
= 0,667 м /т твердого.
0,6
Определим допустимую остаточную концентрацию неотмытого золота
в маточной влаге осадка, используя уравнения (3.1.7), (3.1.8).
Из выражения (3.1.7)
C НЕОТМ = С НЕОТМ .В1Т .ТВ ⋅
СНЕОТМ В 1Т ТВ = 0,05 – 0,04 = 0,01 г/т.
Тогда C НЕОТМ =
QТВ
,,
W
0,01 ⋅ 0,6
= 0,015 г/т
0,4
Рассчитаем необходимую степень отмывки. Из уравнения (3.1.5)
EВ =
С ИСХ − С НЕОТМ 5 − 0,015
=
= 0,997 = 99,7%.
С ИСХ
5
Находим число промывок для обеспечения заданной EВ. По формуле
(3.1.3):
n=
lg(1 − 0,997)
= 4,2.
lg [0,667 /(0,667 + 2)]
3.2 Расчет отмывки осадка после фильтрации пульпы.
На золотоизвлекательных фабриках фильтрацию пульп цианирования
чаще всего проводят с последующей промывкой кеков водой или
обеззолоченными растворами. Для расчета степени отмывки золота или
другого растворенного соединения при фильтрации Ивановский М. Д.
рекомендует использовать метод приближенного расчета, разработанный
Скобеевым И. К. Метод применим для расчета процессов отмывки кеков
фильтрации и в других производствах.
Концентрация растворенного неотмытого элемента (или соединения)
во влаге кеков после промывки может быть определена по формуле:
СНЕОТМ = (1 -ϕ)⋅СИСХ + ϕ⋅СПР,
(3.2.1)
где ϕ - степень отмывки маточной влаги, в долях единиц от общего
количества этой влаги, первоначально задержанной кеками.
Степень отмывки растворенного элемента в течение первого периода
промывки равна относительной величине свободной влажности P, удаляемой
из кеков, выраженной в долях единицы или в процентах от общей влажности
кека, т. е. ϕ1 = P.
Общая степень отмывки маточной влаги при 2 - кратном вытеснении
свободной влаги (2 – кратная промывка) будет:
27
ϕ2 = P + P⋅(1 - P).
(3.2.2)
При 3 – кратной промывке:
ϕ3 = P + P⋅(1 - P) + P⋅(1 - P)2.
(3.2.3)
Степень отмывки маточной влаги в зависимости от кратности промывки при
разных количествах свободной влаги в кеках может быть определена по
кривым (рис.3.1), построенным исходя из уравнений (3.2.2), (3.2.3).
Для расчета степени отмывки маточной влаги необходимо знать
свободную влажность кеков P`, которая вытесняется в течении первого
периода промывки. Значения величин свободной влажности кеков для
различных материалов приведены в табл.3.1.
Рис. 3.1
Таблица 3.1
Величины
влажности кеков
свободной
Свободная
Содержание
классов –0,074 мм влажность P, %
80-90
60-70
Характеристика кеков
Кварцево-глинистые
Кварцево-сульфидные:
- слабо
структура
- сильно
структура
Сульфидные
нарушенная 75-90
75-90
нарушенная 75-90
65-75
45-50
50-70
Кратность промывки n для определенных условий находят по формуле:
28
n=
K 0 ⋅ R ПР
,
P ⋅ RW
(3.2.4)
где: К0 – коэффициент использования растворов, обычно К0 = 0,8 - 0,9;
RПР – расход промывного раствора на 1 т твердого в кеке, м3/т;
RW – объем влаги на единицу веса твердого в кеке, м3/т.
Степень отмывки от элемента, задержанного влагой кеков до
промывки, будет:

C
E = ϕ ⋅ 1 − ПР
 C ИСХ

.

(3.2.5)
извлечение растворенного элемента из пульпы, поступающей на фильтрацию
(ε`), составит:
ε′=
R − RW ⋅ (1 − E )
,
R
(3.2.6)
где R – отношение Ж:Т в пульпе, поступающей на фильтрацию.
ПРИМЕР 3.
Определить степень отмывки и извлечения золота и цианистого натрия
при фильтрации кварцево-глинистой пульпы для следующих условий: R =
Au
Au
NaCN
1,2; RW = 0,43; RПР = 0,9; C ИСХ
= 2 г/м3; C ПР
= 0,1 г/м3; C ИСХ
= 0,07% (700 г/м3);
NaCN
C ПР
= 0,025% (250 г/м3); KO = 0,95.
РЕШЕНИЕ:
По табл. 3.1 принимаем Р = 0,65.
По формуле (3.2.4) определяем для заданных условий кратность промывки:
n=
0,85 ⋅ 0,9
= 2,72.
0,65 ⋅ 0,43
Для n = 2,72 и Р = 0,65 по графику рис. 3.1 находим ϕ = 94%.
Тогда, при промывке кеков фильтрации оборотным раствором,
содержащим 0,1 г/м3 золота, степень отмывки от растворенного золота
составит:

0,1 
E = 0,94 ⋅ 1 −
 = 0,89 = 89%.
 2,0 
Извлечение растворенного золота из пульпы, поступившей на фильтрацию с
промывкой, в соответствии с уравнением (3.2.6) будет:
29
ε′=
1,2 − 0,43 ⋅ (1 − 0,89)
= 0,96 = 96%.
1,2
Аналогичные расчеты могут быть выполнены для определения степени
отмывки цианистого натрия при фильтрации и общего извлечения его из
пульпы при фильтрации и промывке.
Степень отмывки NaCN из кеков составит:
250 

E = 0,94 ⋅ 1 −
 = 0,604 = 60,4%.
700 

Извлечение NaCN из пульпы, поступившей на фильтрацию с промывкой,
будет:
ε′=
1,2 − 0,43 ⋅ (1 − 0,604)
= 0,858 = 85,8%.
1,2
3.2. ЗАДАНИЯ ДЛЯ САМОСТОЯТЕЛЬНОЙ РАБОТЫ
ЗАДАЧА 3.2.1
Рассчитать степень отмывки соли гексахлорпдатината аммония (ХПА)
от палладия и железа, содержащегося в маточном растворе соли после
фильтрации при следующих исходных данных:
- Масса влажной соли ХПА — (50 + 5⋅N) кг, где N – порядковый номер
фамилии студента в журнале группы;
- Плотность пульпы — (1,1 + 0,05⋅N) г/л;
- Влажность соли ХПА после фильттрации — (30 + 0,1⋅N) %;
- Расход воды на отмывку — (100 + 10⋅N) л на заданную массу соли;
- Состав маточного раствора: (0,1 + 0,1⋅N) г/л Pd и (0,1 + 0,1⋅N) г/л Fe.
Отмывка ведется в одну стадию на нутч-фильтре.
ЗАДАЧА 3.2.2
Определить степень отмывки и степень извлечения растворенного
золота из цианистого натрия при фильтрации с отмывкой кварцевоглинистой пульпы при следующих условиях:
- Отношение Ж:Т в пульпе — (1,2 + 0,1⋅N):1;
- Влажность кеков — (30 + 0,5⋅N) %;
- Расход промывных растворов — (0,5 + 0,05⋅N) м3 на 1 т твердого в
кеке;
30
- Концентрация золота в растворе пульпы, поступающем на
фильтрацию — (2 + 0,5⋅N) г/м3;
- Концентрация золота в промывном растворе — 0,1 г/м3;
- Концентрация NaCN в растворе, поступающем на фильтрацию —
(0,03 + 0,02⋅N) %;
- Концентрация NaCN в промывном растворе — 0,02 г/м3.
4.ЦЕМЕНТАЦИЯ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ ИЗ РАСТВОРОВ
Металлургический расчет операции цементации сводится к
определению расхода металла – цементатора, состава образующихся
растворов и составлению материального баланса процесса.
Принципы расчетов рассмотрим на примере металлургического
расчета осаждения золота из цианистых растворов цинком.
ПРИМЕР 1.
Рассчитать расход цинка и соли свинца на осаждение золота из 1000 м3
цианистого раствора. Определить составы обеззолоченных раствора и
золото-цинкового осадка (циан-шлама). Составить материальный баланс
осаждения.
Исходные данные для расчета:
-Состав раствора, г/м3: Au – 3; Ag – 1,5; Cu – 6,0.
-Степень осаждения, %: Au – 99,5; Ag – 99,2; Cu – 99,0.
-Расход соли свинца Pb(CH 3COO)2 составляет 10% от массы цинка и из соли
свинец на 99% цементируется цинком.
-Содержание цинка в цинковой пыли – 95%, остальное – ZnO.
-Степень полезного использования Zn на осаждение Au, Ag, Cu составляет
2%.
-Содержание кислорода в растворе, поступающем на осаждение, составляет
1,5 г/м3 и с цинком реагирует 80% его.
-По реакции с водой расходуется 40% всего введенного цинка.
-Концентрация цианида и защитной щелочи в растворе составляла по 0,01%,
что привело к осаждению части цинка (30%) из раствора в форме Zn(OH)2.
РЕШЕНИЕ:
Расчет ведем на 1 м3 раствора в следующем порядке.
1. Используя данные по составу растворов и степени цементации
металлов определим массу осажденных Au, Ag, Cu:
Au 3⋅0,995 = 2,985 г.
Ag 1,5⋅0,992 = 1,488 г.
Cu 6,0⋅0,99 = 5,940 г.
2. Исходя из стехиометрии химических реакций цементации,
определим расход цинка на их протекание:
31
2[Au(CN)2]- + Zn = 2Au + [Zn(CN)4]2-,
2[Ag(CN)2]- + Zn = 2Ag + [Zn(CN)4]2-,
2[Cu(CN)3]2- + Zn = 2Cu + [Zn(CN)4]2- + 2CN-.
(4.1)
(4.2)
(4.3)
По реакции (4.1) на цементацию Au потребуется Zn:
2⋅197 – 65
2,985 – X
X = 0,49 г.
По реакции (4.2) на цементацию Ag потребуется Zn:
2⋅108 – 65
1,488 – X
X = 0,448 г ≈ 0,45 г.
По реакции (4.3) потребуется Zn:
2⋅63,5 – 65
5,940 – X
X = 3,05 г.
3. Определим общий расход цинка, учитывая, что степень его
полезного использования на реакции (4.1) и (4.3) составит всего 2%:
4,0 – 2%
X – 100%
X = 200 г.
С учетом состава цинковой пыли (95% Zn и 5%ZnO) расход ее
составит:
200⋅100/95 = 210,5 г.
4. Найдем расход соли свинца, который по исходным данным
составляет 10% от массы цинка:
200⋅10/100 = 20 г.
5. Определим расход цинка на побочные реакции:
а) на реакцию окисления кислородом
2Zn + 8CN- + O 2 + 2H2O = 2[Zn(CN)4]2- + 4OH -.
(4.4)
При исходном содержании О2 в растворе 1,5 г/м3 и степени протекания
реакции на 80% с 1 м3 раствора с цинком прореагирует О2: 1,5⋅0,8 = 1,2 г.
Прореагирует Zn:
2⋅65 – 32
X – 1,2
X = 4,9 г;
б) на реакцию окисления водой
Zn + 4CN- + 2H2O = [Zn(CN)4]2- + Н2 + 2OH-.
(4.5)
По исходным данным на реакцию (4.5) расходуется 40% от всего введенного
цинка, т. е.:
200⋅40/100 = 80 г;
32
в) на реакцию взаимодействия с солью свинца:
Pb(CH 3COO)2 + Zn = Zn(CH3COO)2 + Pb,
(4.6)
при условии, что степень протекания реакции 99% израсходуется цинка:
325 – 65
20⋅0,99 – X
X = 3,96 г.
По реакции (4.6) образуется Pb:
325 – 207
20⋅0,99 – X
X = 12,6 г;
г) всего расходуется Zn с переходом в раствор в форме [Zn(CN)4]2-:
4 + 4,9 + 80 + 3,96 = 92,86 г.
6. Определим количество цинка, выделяющегося из раствора в виде
“белого осадка” Zn(OH)2. По условию задачи из раствора осаждается 30% Zn
в виде Zn(OH)2:
92,86⋅0,3 = 27,9 г.
Образуется Zn(OH)2:
65 – 99
27,9 – X
X = 42,5 г.
7. Определим массу и состав цианшламов. Всего в осадок перейдет: Au
– 2,985 г; Ag – 1,488 г; Cu – 5,940 г; Pb – 12,6 г.
ZnМЕТ = 200 – 92,86 – 27,9 = 79,24 г;
Zn(OH)2 - 42,5 г;
ZnO = 210,5 – 200 = 10,5 г.
Итого масса этих составляющих цианшлама равна 155,253 г.
Принимаем, что в цинковый осадок переходят часть примесей SiO2,
Al2O3, Fe2O3, CaCO3, MgCO 3, MeS и др. за счет загрязнения растворов рудной
мутью и содержания в них растворимых солей. Считаем, что в осадке
содержится 5% таких примесей, тогда найденная масса Au, Ag, Pb, Zn
соответствует 95% общей массы осадка. Масса цинкового осадка составит:
155,253/0,95 = 163,424 г.
Содержание отдельных элементов (состав осадка) найдем из отношения
массы элемента, перешедшего в цианшлам к общей массе осадка.
Содержание в осадке:
Au = 2,985/163,424⋅100 = 1,8%;
Ag = 1,488/163,424⋅100 = 0,91%;
Cu = 5,940/163,424⋅100 = 3,6%;
Pb = 12,6/163,424⋅100 = 7,71%.
При нахождении содержания цинка в осадке необходимо учесть массу
неизрасходованного металлического цинка, массу цинка в ZnO и массу цинка
в Zn(OH)2.
Масса неизрасходованного Zn: 200 – 92,86 = 107,14 г.
33
Масса Zn в ZnO равна:
65 – 81
X – 10,5
X = 8,42 г;
Масса Zn в Zn(OH)2 составляет 27,9 г. Всего перешло в осадок цинка:
107,14 + 8,42 + 27,9 = 143,46 г.
Содержание цинка в осадке составит:
143,46/163,424⋅100 = 87,759%.
8. определим состав обеззолоченных растворов, зная из
вышеприведенных расчетов массу осадившихся металлов. Остаточные
концентрации металлов в растворе составят:
Au: 3 – 2,985 = 0,015 г/м3;
Ag: 1,5 – 1,488 = 0,012 г/м3;
Cu: 6 – 5,94 = 0,06 г/м3;
Pb: 12,7 – 12,6 = 0,1 г/м3;
Zn: 92,9 – 27,9 = 64,3 г/м3.
9. Составим материальный баланс процесса на 1000 м3 раствора:
В табл. 4.1 представлен материальный баланс процесса цементаци.
Таблица 4.1
Материальный баланс процесса цементации на 1000 м³ раствора
Приход
Масса, т
Расход
Масса, т
Цианистый
Пульпа
1000,2125
золотосодержащий
1000
В том числе:
раствор
0,2105
Au-Zn осадок
0,1634
Цинковая пыль
0,020
Обеззолоченный
1000,0491
Соль свинца
раствор
Итого:
Итого:
1000,2125
1000,2125
4.2. ЗАДАНИЯ ДЛЯ САМОСТОЯТЕЛЬНОЙ РАБОТЫ
ЗАДАЧА 4.2.1
Произвести металлургический расчет цементации золота и серебра из
растворов цианирования и составить материальный баланс при следующих
заданных исходных данных:
- Объем перерабатываемого цианистого раствора — (500 + 10⋅N), где N
– порядковый номер фамилии студента в журнале группы;
- Состав раствора, г/м3: Au – (4 + 0,1⋅N); Ag – (1+ 0,1⋅N); Cu – (5
+0,1⋅N);
- Расход соли свинца Pb(CH3COO)2 составляет (12 + 0,2⋅N) % от массы
цинка и из соли свинец на 98% цементируется цинком;
34
- Содердание цинка в цинковой пыли 96%, остальное ZnO;
- Степень осаждения: Au – 99,6; Ag – 99,1; Cu – 99,0;
- Степень полезного использования цинка на осаждение золота и
серебра составляет (10 + 0,1⋅N)%;
- Содержание кислорода в растворе – 0,5 мг/л.
На окисление Zn расходуется 10% его;
- Окисляется водой (20 + 0,5⋅N)% всего введенного цинка;
- Белые осадки в процессе осаждения не образуются.
ЗАДАЧА 4.2.2
Рассчитать расход цинковой пыли и соли свинца Pb(CH 3COO)2 на
осаждение золота и серебра из недостаточно деаэрированного цианистого
раствора. Определить составы обеззолоченного раствора и золото-цинкового
осадка. Составить материальный баланс осаждения при следующих
исходных данных:
- Объем цианистого раствора – (500 + 10⋅N) м3, где N – порядковый
номер фамилии студента в журнале группы;
- Состав раствора, г/м3: Au – (4 + 0,1⋅N); Ag – (1 + 0,1⋅N); Cu – (5 +
0,1⋅N);
- Расход соли свинца – (12 + 0,2⋅N)% от массы цинка и из соли свинец
цементируется на 98%;
- Содержание цинка в цинковой пыли 96%, остальное ZnO;
- Степень осаждения, %: Au – 99,6; Ag – 99,1; Cu – 99,0;
- Степень полезного использования цинка на осаждение Au и Ag
составляет (1 + 0,1⋅N)%;
- Содержание кислорода в растворе – (3 – 0,05⋅N) мг/л, на окисление
цинка расходуется (80 – 0,1⋅N)% его;
- Окисляется водой (20 + 0,5⋅N)% всего введенного цинка;
- При осаждении наблюдается образование белых осадков, (30 –
0,1⋅N)% цинка из раствора выделяется в форме Zn(OH)2.
ЗАДАЧА 4.2.3
Сопоставить и проанализировать полученные в задачах 1 и 2 расчетные
данные по расходу цинковой пыли и составу образующихся осадков при
осаждении золота и серебра из цианистых растворов. Сделать вывод о
влиянии концентрации растворенного кислорода в цианистых растворах на
показатели цементации.
35
5. РАСЧЁТ ЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ В
МЕТАЛЛУРГИИ БЛАГОРОДНЫХ МЕТАЛЛОВ
В металлургии благородных металлов электрохимические процессы
используются в системах с растворимыми и нерастворимыми анодами. В
качестве примеров процессов с растворимыми анодами могут быть
использованы процессы электролитического рафинирования золота и серебра
при аффинаже, а также вторичный электролиз анодного платиносодержащего
сплава от переработки шламов. К электролитическим процессам с
нерастворимыми анодами относятся такие, как электролитическое выделение
золота из тиомочевинных элюатов в технологии с сорбционным
выщелачиванием золотых руд, выделение родия из хлоридных растворов при
аффинаже и др.
Принцип расчёта электрохимических процессов рассмотрим на ряде
примеров. Предварительно кратко изложены законы Фарадея и показатели
электролиза.
5.1. Законы Фарадея и показатели электролиза
5.1.1. Законы Фарадея
Электрохимическими называют процессы, связанные с превращением
электрической в химическую и наоборот. В их основе лежат законы Фарадея.
Согласно первому закону масса вещества (m), выделившегося на электроде
при прохождении постоянного тока (I) через электролит, прямо
пропорционально силе тока и времени его прохождения (τ ) :
m = q× I ×τ ,
(5.1.1)
где q – электрохимический эквивалент, г-экв. Согласно второму закону
Фарадея электрохимические эквиваленты веществ пропорциональны их
химическим эквивалентам. Химический эквивалент металла равен частному
от деления атомной массы металла на валентность). Второй закон Фарадея
выражают уравнением:
q=
Э
,
F
(5.1.2)
где: Э – химический эквивалент веществ; F – число Фарадея; F = 26,8 А*ч/гэкв.
Объединив оба закона, получим формулу для расчёта массы вещества,
выделившегося на электроде:
36
m=
Э
× I ×τ
F
(5.1.3)
5.1.2. Выход по току:
Расчёты массы вещества, выделившихся на электродах, по уравнениям
(5.1.1-, 5.1.3) дают точные результаты в том случае, когда ток, проходящий
через электролизёр, затрачивается полностью на выделение полезных
продуктов. Но на практике часть тока тратится непроизводительно: короткие
замыкания электродов, утечка в землю, обратное растворение катодного
металла в кислых электролитах, выделение ионов водорода и других
побочных процессов. Чтобы рассчитать производительность электролизёра
по катодному металлу, проходится учитывать только полезную часть тока.
Для этого в уравнения (5.1.1) и (5.1.3) вводят коэффициент использования
тока, называемый выходом по току (η ) . Выход по току представляет собой
T
отношение массы металла, фактически полученного при электролизе, к тому
его количеству, которое должно было получиться в соответствии с законами
Фарадея:
ηT =
m пр
;
m
ηT =
m пр× F
I ×τ × Э
(5.1.4)
С учётом уравнения (5.1.4) реальную производительность электролизёра
рассчитывают по формуле:
Э
mпр = F × I ×τ ×η T
(5.1.5)
Выход по току – один из основных показателей электролитического
способа получения металлов. Его выражают в долях единицы или в
процентах.
5.1.3. Удельный расход энергии и выход по энергии:
Расход электроэнергии постоянного тока (W, Вт*ч) при электролизе
равен:
W = I ×U ср ×τ ,
(5.1.6)
где U ср – среднее напряжение на электролизёре, В.
Удельный
расход
электроэнергии
отношения:
37
(W y )
можно
определить
из
W
Wy=
mпр
или после подстановки значений W и
где
(5.1.7)
mпр :
Wy =
I × U ср × τ × F U ср × F
=
Э × I ×τ ×ηT
Э ×η T
Wy =
U ср
,
q ×η T
(5.1.8)
q - электрохимический эквивалент, г/(А•ч);
η T - выход по току, доли единиц.
Иногда использование электроэнергии оценивают величиной, обратной
удельному расходу энергии, г/(Вт•ч):
ηЭ =
ηЭ
1
Wy
=
q ×ηT
,
(5.1.9)
U ср
называют выходом по энергии.
Как видно из уравнения (5.9), выход по энергии тем выше, чем больше
выход по току и чем ниже среднее напряжение на электролизёре.
5.1.4. Напряжение на электролизёре:
Теоретическое напряжение (U T ) на электролизёре равно разности
равновесных потенциалов анодной и катодной реакций:
UT = ϕa −ϕk,
(5.1.10)
Электродные равновесные потенциалы определяют из уравнений
Нернста:
ϕ a = ϕ a2 −
0
38
RT
ln a1
nF
RT
ln a1 ,
nF
ϕ k = ϕ a1 +
0
где a1 и a 2 - активности ионов в электролите, участвующих в катодной и
анодной реакциях.
Фактическое (среднее на одной ванне) напряжение на электролизёре всегда
больше теоретического из-за явлений поляризации ( ∆ ϕ a ; ∆ ϕ k ) , а также
падения напряжения в проводниках первого и второго рода:
U ср = (ϕ a − ϕ k ) + ( ∆ ϕ a + ∆ ϕ k ) + Σ( I × R ) + ∆U (5.1.11)
где
R - сопротивление во внешней цепи.
5.2. Расчёты при электролитическом рафинировании сплавов
благородных металлов.
ПРИМЕР 1. Определить удельный расход электроэнергии, выход по энергии
и массу выделившегося золота на катодах с общей площадью 5 м2 за 8 ч
электролиза золотого сплава плотности тока D k = 1200 А/м2 и катодном
выходе по токуη T = 0,98. Среднее напряжение на ванне
k
U ср =
1,0 В.
Анодный выход по току η T = 0,90.
a
РЕШЕНИЕ:
1) ток
потребляемый
на
восстановление
I = 1200*5 = 6000 А;
I = Dk × S k
2) масса
осаждённого
на
катодах
золота:
золота:
Э 196,967
=
= 2,45 г-экв/А*ч
F 3 × 26,8
m пр = 2,45 × 6000 × 8 × 0,98 = 115240,38г = 115,24 кг
mпр = q Au × I × τ × η T ;
k
q Au =
3) удельный расход электроэнергии на анодное растворение 1 кг золота:
1
U ср
=
= 0,95 ×10−5 Вт × ч / г Au
a
q Au × η T 115240,38 × 0,90
−5
или 0,95 ×10 кВт × ч / кг Au ;
Wy =
39
4) выход
ηЭ =
по
1
Wy
=
энергии
будет
равен:
1
= 105263,15 кг Au
0,95 ×10−5
ПРИМЕР 2. Определить массу аффинированного серебра, получаемого
при электролитическом рафинировании серебряного сплава в течении 24 ч
при силе тока, подаваемого на электролизёры, 9000 А. Катодный выход по
току – 95 %. Среднее напряжение на ванне 1,6 В. Определить расход
электроэнергии на производство1 кг серебра и выход по энергии.
РЕШЕНИЕ:
1) масса осаждённого на катодах серебра:
107,868
= 4,02 г − экв /( А × ч )
1× 26,8
m пр = 4,02 × 9000 × 24 × 0,95 = 824904 г ;
m пр = q Ag × I × τ × η T
2) расход
электроэнергии
q Ag =
на
выделение
1
кг
катодного
серебра
1,6
U ср
=
= 0,42 Вт × ч / г Ag
q Ag × η T 4,02 × 0,95
или 0,42 кВт × ч / кг Ag ;
Wy =
3) выход
ηЭ =
по
1
Wy
=
энергии:
1
= 2,38 кг Ag / кВт × ч
0,42
ПРИМЕР 3. Суточная производительность электролизного отделения
по аффинированному золоту – 200 кг. Электролиз ведут в ванне объёмом
25 л. Число катодов – 18, число анодов – 15; завешены они по 3 штуки в
ряд на соответствующих штангах размер рабочей части катода 10×15 см.
Рабочее напряжение на ванне – 1,4 В. Потеря напряжения в
соединительных шинопроводах составляет 3 % от напряжения на ванне.
Плотность тока – 1000 А/м2. Катодный выход по току – 96%.
Определить число ванн электролизёров для выполнения суточной
программы по золоту, расход электроэнергии на 1 кг аффинированного
золота и выход по энергии.
РЕШЕНИЕ:
1) ток, потребляемый на восстановление золота на катоде в одной ванне:
I = Dk × S k
40
S k = 2( n − 3 )b × h;
I = 1000 × 0,45 = 450 A
2) масса
золота,
осаждённого
2
S k = 2(18 − 3 ) × 0,10 × 0,15 = 0,45 м
на
катодах
одной
ванны
за
сутки:
196,967
= 2,45 г − экв / А × ч
3 × 26,8
mпр = 2,45 × 450 × 24 × 0,96 = 25401,6 г
m пр = q Au × I × τ × η k
q Au =
3) необходимое
количество
ванн
для
обеспечения
суточной
производительности передела (200 кг) по аффинированному золоту:
N=
200
= 7,87 ;
25,4016
4) удельный
расход
N = 8 ( штук )
электроэнергии
на
1
кг
золота:
U ср
;
U ср = U p ×1,03 ;
q Au × η T
1,4 ×1,03
= 0,61 Вт × ч / г Au или 0,61кВт × ч / кг Au
Wy =
2,45 × 0,96
Wy =
5) выход
ηэ =
по
1
;
Wy
ηэ =
энергии:
1
= 1,64 кВт × ч / кг Au .
0,61
ПРИМЕР 4. Элктролитеческому рафинированию подвергается анодный
сплав следующего состава, %:
Au – 90; Ag – 3; Pb – 2; Pt – 0,001; Pd – 0,001; Fe – 0,5; Cu – 0,5. Электролиз
ведут в ванне объёмом 25 л. Количество анодов – 15, масса каждого – 2 кг.
Выход анодного скрапа – 10%. Принимаем, что все примеси растворяются
полностью. Содержание золота в исходном электролите – 150 г/л.
Катодный выход по току – 95 %. Сила тока на ванне – 2000 А.
Определить массу полученного на катоде золота, содержание золота и
металлов-примесей в отработанном электролите после растворения анодов
(при условии, что электролит не менялся по ходу электролиза) и установить
необходимость смены электролита.
РЕШЕНИЕ:
41
1)
q Au = 2,45 ;
q Ag = 4,02 ;
q Cu =
207,19
= 3,86 ;
2 × 26,8
195,09
= 1,82 ;
q Pt =
4 × 26,8
55,8
= 1,042
q Fe =
2 × 26,8
63,54
= 1,185 ;
2 × 26,8
q Pb =
q Pd =
106,4
= 1,98 ;
2 × 26,8
2) удельный расход электричества на анодное растворение 1 г металла,
А×г/ч:
1
1
=
= 0,248 ;
q Ag 4,02
1
1
=
= 0,259 ;
σ Pb =
q Pb 3,86
1
1
=
= 0,505 ;
σ Pd =
q Pd 1,98
1
1
=
= 0,408;
q Au 2,45
1
1
=
= 0,844 ;
σ Cu =
q Cu 1,185
1
1
=
= 0,549 ;
σ Pt =
q Pt 1,82
1
1
=
= 0,959
σ Fe =
q Fe 1,042
σ Au =
σ Au =
3) удельный расход электричества на растворение 1 г анодов, А×ч/г:
σ a = σ Au × β Au + σ Ag × β Ag + σ Cu × β Cu + σ Pb × β Pb + σ Pt × β Pt +
+ σ Pd × β Pd + σ Fe × β Fe
где
β - содержание металлов в аноде, доли единиц.
σ a = 0,408 × 0,90 + 0,248 × 0,03 + 0,844 × 0,005 + 0,259 × 0,02 +
+ 0,549 × 0,00001 + 0,505 × 0,000001 + 0,959 × 0,005 = 0,388
4) доля электричества,
компонентов
σ Au × β
=
Р
σa
э
Au
затрачиваемого
на
растворение
Р =
э
Au
;
42
отдельных
анода:
0,408 × 0,90
= 0,95 ;
0,388
0,248 × 0,03
0,844 × 0,005
э
= 0,019 ;
= 0,011;
Р Сu =
0,388
0,388
0,259 × 0,02
э
= 0,013 ;
Р Pb =
0,388
0,549 × 0,00001
э
= 0,139 ×10− 4 ;
Р Pt =
0,388
0,505 × 0,1×10−5
э
= 0,12 ×10− 5 ;
Р Pd =
0,388
0,959 × 0,005
э
= 0,0124 .
Р Fe =
0,388
э
Р Ag =
5) масса
растворившегося
анода:
2 ×15 − 0,1( 2 ×15 ) = 27 кг
в том числе Au: 27 × 0,90 = 24,3 кг .
6) средняя продолжительность
известно,
что
a
m Au
;
τ=
q Au × I × P эAu
7) масса
золота,
k
;
на
=С
9) масса
a
Au
катоде
золота
э
Au ,
за
анодов:
откуда:
5,2
ч:
m Au = 2,45 × 2000 × 5,2 × 0,95 = 24,210 г .
k
отработанном
электролите
− (m − m )
;
С
V
24300 − 24100
отр
= 146,4 г / л .
С Au = 150 −
25
отр
Au
исх
кг
m = q Au × I × τ × Р
24300
τ=
= 5,2 ч .
2,45 × 2000 × 0,95
m = q Au × I × τ ×η
в
24,3
a
Au
осаждающегося
k
Au
8) концентрация
растворения
станет
равной:
k
Au
элементов примесей, растворившихся за 5,2 ч на анодах:
q Me × I × τ × P эMe ;
m =
a
m Ag = 4,02 × 2000 × 5,2 × 0,019 = 0,794 г .
a
Ме
Принимаем, что 100 % растворившегося Ag переходит в шлам в виде AgCl.
a
mCu = 1,185 × 2000 × 5,2 × 0,011 = 136 г ;
43
a
m Pb = 3,86 × 2000 × 5,2 × 0,013 = 522 г ;
a
−4
m Pt = 1,82 × 2000 × 5,2 × 0,139 ×10 = 0,263 г
a
−5
m Pd = 1,98 × 2000 × 5,2 × 0,12 ×10 = 0,0247 г
a
m Fe = 1,042 × 2000 × 5,2 × 0,0124 = 134 г .
10)состав отработанного электролита по примесям в случае отсутствия
замены
электролита
будет
следующим:
a
mMe ;
С =
V
136
522
отр
отр
= 5,4 г / л ;
= 21 г / л ;
С Cu =
С Pb =
25
25
134
отр
=
= 5,4 г / л ;
С Fe
25
0,263
0,0247
отр
= 0,0105 г / л ; С отр
= 0,9 ×10−3 .
С Pt =
Pd =
25
25
отр
Me
11)сравниваем состав отработанного электролита по Au и примесям с
техническими условиями и делаем соответствующие выводы. Электролит
не годен к дальнейшему использованию, если концентрация Au в нём ниже
100 г/л, а концентрация примесей выше следующих пределов, г/л: Cu – 90;
Pt
–
50;
Pd
–
15;Pb–1,5;Te–4;Fe–2[2].
Концентрация Pb и Fe в отработанном электролите превышает допустимое
содержание. Следовательно, электролит необходимо менять в ходе
электролиза.
Вывод о необходимости замены электролита свежим делают по
результатам химического анализа. В процессе металлургических расчётов
определяют ведущую примесь – тот металл, содержание которого раньше
других достигнет предельно-допустимых концентраций в электролите.
Рассчитаем какое потребуется время электролиза (τ пдк ) при заданных
условиях
для
достижения
ПДК
по
все
элементам:
Ме
С пдк
Ме
пдк
= С
;
τ пдк = '
отр
m Ме
С Me
(τ × V )
τ эл
τ пдк =
Cu
90 × 5,2
= 86,67 ч ;
5,4
τ пдк =
Pt
44
50 × 5,2
= 24761,9 ч ;
0,0105
2 × 5,2
1,5 × 5,2
Fe
= 1,926 ч ;
= 0,371 ч ;
τ пдк =
5,4
21
15 × 5,2
Pd
= 86666,67 ч ;
τ пдк =
−3
0,9 ×10
Au
Au
C
исх − С пдк
Au
;
τ пдк = a
( m Au − m kAu )
(V × τ )
150 − 100
Au
= 72,22 ч .
τ пдк =
(24300 − 24100) (25 × 5,2 )
τ пдк =
Pb
Как видно из расчётов, ведущей примесью является Pb. ПДК её в
электролизе
достигается
за
0,371
ч.
Для поддержания концентрации Pb на необходимом уровне следует не
реже, чем через 0,371 часа менять электролит. Состав отработанного,
заменяемого через 0,371 ч, электролита будет следующим:
'
э
'
m Me q Me × I × τ пдк × Р Ме ;
=
С =
V
V
1,185 × 2000 × 0,371× 0,011
' отр
= 0,39 г / л
С Cu =
25
3,86 × 2000 × 0,371× 0,013
' отр
= 1,49 г / л
С Pb =
25
1,98 × 2000 × 0,371× 0,12 ×10−5
' отр
= 0,007 г / л
С Pd =
25
1,82 × 2000 × 0,371× 0,131×10−4
' отр
= 0,07 г / л
С Pt =
25
1,042 × 2000 × 0,371× 0,0124
' отр
=
= 0,39 г / л
С Fe
25
' отр
Me
ПРИМЕР 5. Рассчитать материальный баланс и состав продуктов
электролитического рафинирования серебра. На электролиз поступает
100 кг анодов следующего состава, %: Ag – 90,5; Au – 5,0; Pd – 0,01; Pt –
0,01; Cu – 3,2; Pb – 0,5; Bi – 0,3; Se – 0,1; Te – 0,1. Объём электролита –
300л. Выход анодного скрапа – 15 %. В таблице 11 приведено
распределение серебра и примесей из растворяющейся части анода между
45
раствором, шламом и катодами;
экспериментальных данных.
установленное
на
основе
Таблица 5.1.
Распределение металлов по продуктам электролиза.
Продукт
электрол
иза
Распределение металлов, %
Ag
Au
Pd
Pt
Cu
Pb
Bi
Se
Te
Раствор
0
0,01
2
0,5
99,5
50
40
0,3
20
Шлам
1
99,98 97,9
99,4
0,5
50
60
99,7
80
0,01
0,1
0,1
0
0
0
0
0
100
100
100
100
100
100
100
100
Ag
катод
ИТОГО
– 99
100
Прочи
е
РЕШЕНИЕ:
1) масса части анода, перешедшего в скрап:
100 × 0,15 = 15 кг;
2) масса анода, подвергающаяся электролитическому разложению: 100 - 15
= 85 кг;
3) масса отдельных элементов анода, перешедших в скрап:
Ag: 15 × 0,905 = 13,575 кг;
Au: 15 × 0,05 = 0,75 кг.
Аналогично рассчитываем для других элементов и полученные значения
заносим в таблицу 12 и одновременно выражаем их в процентах от
исходной массы анода.
4) массы отдельных элементов анода, переходящих в электролит, шлам,
катоды
Ag: - на катод
85
×
0,905
×
0,99
=
76,16
кг
- в шлам
85
×
0,905
×
0,01
=
0,77
кг.
Au: - на катод
85
×
0,05
×
0,0001
=
0,000425
кг
- в шлам
85
×
0,05
×
0,9998
=
4,25
кг
- в раствор
85
×
0,05
×
0,0001
=
0,000425
кг.
Аналогично рассчитываем для других элементов и данные расчётов
сводим
в
таблицу
12.
Из таблицы 12 следует, что при рафинировании 100 кг анодов получают
76,16 кг катодного серебра.
46
5) состав продуктов электролиза:
а) состав скрапа аналогичен составу исходных анодов;
б) состав шлама
0,77
4,25
×100 = 13,3% ; Au =
×100 = 75,13% ;
5,79
5,79
0,0833
0,008458
Pd =
×100 = 1,44% ; Pt =
×100 = 0,14% ;
5,79
5,79
0,0135
0,2125
Cu =
×100 = 0,23% ; Pb =
×100 = 3,67% ;
5,79
5,79
0,1530
0,08235
Bi =
×100 = 2,66% ; Se =
×100 = 1,42% ;
5,79
5,79
0,068
0,152
Te =
×100 = 1,18% ; прочие =
×100 = 0,87% ;
5,79
5,79
Ag =
в. состав раствора (при условии отсутствия обновления растворов)
0,425
0,042
= 0,00142 г / л ; Pt =
= 0,00014 г / л ;
300
300
1,7
280,15
Pd =
= 0,0566 г / л ;
Cu =
= 0,987 г / л ;
300
300
212,5
102
Pb =
= 0,708 г / л ;
Bi =
= 0,34 г / л ;
300
300
2,65
0,017
Se =
= 0,88 г / л ;
Te =
= 0,00056 г / л ;
300
300
Au =
г) состав катодов
76,16
×100 = 99,9994% ;
76,1604
0,000425
Au =
×100 = 0,0005% ;
76,1604
Ag =
47
0,000085
×100 = 0,0001% ;
76,1604
0,0000085
Pt =
×100 = 0,00001% .
76,1604
Pd =
48
ИТОГО
% от массы 90,5
анодов
кг
90,5
5,0
0,1
0,01
3,2
0,5
0,3
5,0
0,1
0,01
3,2
0,5
0,3
% от
массы
анодов
кг
90,5
5,0
0,1
0,01
3,2
0,5
0,3
76,16
425*10-6
85*10 -7
85*10 -7
-
-
-
В раствор % от
массы
анодов
кг
-
425*10-6
17*10 -4
42*10 -6
2,8015
0,2125
0,1020
-
425*10-6
17*10 -4
42*10-6
2,8015
0,2125
0,1020
В шлам
% от
массы
анодов
кг
0,77
4,25
833*10-4
8458*10 -6
0,0135
0,2125
0,1530
0,77
4,25
833*10-4
8458*10 -6
0,0135
0,2125
0,1530
% от
массы
анодов
кг
13,57
0,75
15*10 -3
15*10 -4
0,485
0,075
0,045
13,57
0,75
0,015
0,0015
0,485
0,075
0,045
5,0
0,1
0,01
3,2
0,5
0,3
5,0
0,1
0,01
3,2
0,5
0,3
Au
Pd
Pt
Cu
Pb
Bi
В катоды
В скрап
Поступило
Элемент
% от массы 90,5
анодов
Кг
90,5
Ag
49
5.3. Расчёт при электрохимическом выделении золота из тиомочевинного
элюата
ПРИМЕР 6. На участок выделения золота из раствора электролизом
поступает в сутки 50 м3 тиомочевинного элюата с содержанием 2 г/л Au,
80 г/л Thio, 20 г/л H2SO4. Осаждение ведут в электролизёрах ЭУ-1 с
катионитовыми мембранами с числом катодных камер - 10, эффективной
поверхностью одного катода – 40 м2. Катодный выход по току – 10 %.
Напряжение на ванне – 4,6 В. Плотность тока – 25 А/м2. Извлечение золота
из раствора – 98 %.
Определить необходимое число электролизёров, удельный расход
электроэнергии, выход по энергии, изменение состава католита.
РЕШЕНИЕ:
(W ) в электролизёры за сутки:
mAu = 50 × 2 = 100 кг ;
1) масса золота, поступающего с раствором
mAu = W × C Au ;
2) масса золота, которая должна практически выделиться на катоде за сутки:
mпр = m Au × E Au ; mпр = 100 × 0,98 = 98 кг ;
3) т.к. золото в тиомочевинном элюате присутствует в виде комплексного
иона
[Au(thio)2]+
и
имеет
степень
окисления
1+,
то:
q Au =
Э 196,962
=
= 7,35 ;
F 1× 26,8
ток,
потребляемый
I=
mпр
;
k
q Au × τ × ηT
на
I=
катоде:
катодов:
5555,5
I
; ∑S =
= 222,2 м2 ;
D
25
∑S
;
S катода
число
n=
катодных
камер
(n):
222,2
= 5,55 ; n = 16 камер ;
40
6) необходимое
N=
на
площадь
5) необходимое
n=
золота
98000
= 5555,5 А ;
7,35 × 24 × 0,10
4) необходимая
∑S =
восстановление
n 6
= = 0,6
10 10
число
электролизёров
принимаем
50
1
(N):
электролизёр
Расчёт числа электролизёров может быть выполнен и по массе
осаждённого золота в одном электролизёре, как это показано в примере 3
7) удельный
Wy =
расход
4,6
U ср ;
=
= 6,26 кВт × ч / кг Au ;
Wy
7
,
35
×
0
,
1
×
q Au ηT
8) выход
ηЭ =
электроэнергии:
по
1
;
Wy
ηЭ =
9) остаточное
энергии:
1
= 0,16 кг Au / кВт × ч ;
6,26
содержание
золота
в
католите:
m − mпр
;
W
100 − 98
ост
=
= 0,04 кг / м3 или 0,04 г / л 10)изменение
С Au
50
ост
С Au =
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:
+
[ Au ( thio )2 ] + 1 2 SO24− + e → Au + 2Thio + 1 2 SO24−
+
H + e → 1 2 H 2 (5.13)
(5.12)
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
2−
моля Thio и 0,05 молей ионов SO4 . При прохождении через раствор 1
+
Фарадея из анолита в католит переходит 1 моль ионов H , из 0,9 молей
восстановится по реакции (5.13) и следовательно концентрация ионов
+
H в католите возрастёт на 0,1 моль. Таким образом католит при
электролизе обедняется по Au и обогащается по Thio и H 2 SO4 , причём
при осаждении каждого моля Au в католите накапливается 2 моля Thio и
0,5 молей H 2 SO4 . В расчёт на весь объём перерабатываемого раствора и
восстановленного Au увеличение количества тиомочевины в растворе
составит:
196,967 г Au − 2 × 76 г Thio
x = 75,63 кг .
96 кг Au − x кг Thio
51
Концентрация тиомочевины в отработанном электролите станет равной:
80 +
75,63
= 81,51 г / л .
50
Содержание серной кислоты в электролите повысится на следующую
величину:
196,96 г Au − 0,5 × 98 г H 2 SO4
98 кг Au − x кг H 2 SO4
x = 24,38 кг
Концентрация серной кислоты в отработанном электролите будет равна:
20 +
24,38
= 20,49 г / л .
50
Следовательно,
состав
отработанного
0,04 г / л Au; 81,51 г / л Thio; 20,49 г / л H 2 SO4 . .
электролита:
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].
52
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 м3 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) м2. Катодный
выход по току
(10 + 0,1N) %. Напряжение на ванне – 4,6 В. Плотность
тока (25 + 0,1N) А/м2. 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
53
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:

1
V п = Q ⋅  + R  ,
ρ


(6.1)
где Vп - часовой или суточный поток пульпы, м3/ч или м3/сут;
Q - производительность отделения по сухой руде, т/ч или т/сут;
ρ - плотность руды, т/м3;
R - отношение Ж:Т .
Поток смолы находят из уравнения материального баланса по металлу:
W ⋅ (Cнач − C кон) − Q ⋅ l ⋅ А потер = Р ⋅ (А нас − А реген)
(6.2)
P=
W ⋅ (C нач − С кон ) − Q ⋅ l ⋅ А потер
А нас − А реген
(кг/ч),
(6.3)
где Р - поток анионита по аппаратам сорбционного выщелачивания, кг/ч
(сухого анионита);
W - производительность отделения по раствору, м3/ч;
Снач - исходная суммарная концентрация золота в растворе в
результате предварительного и сорбционного выщелачивания,
г/м3;
Скон - конечная концентрация золота в растворе хвостовой
пульпы - 0,02-0,03г/м3;
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;
Апотер - содержание золота в анионите, теряемом с хвостами.
Ориентировочно Апотер=0,1+0,2Анас , г/кг сухой смрлы;
Анас - емкость по золоту насыщенного ионита, г/кг сухой смолы;
Ареген - остаточная емкость по золоту отрегенирированного
анионита, загружаемого в процессе сорбции, 0,1-0,3г/кг сухой
смолы.
Снач может быть найдено из соотношений:
Снач =
Сисх
Au ⋅ Q ⋅ E Au
W
, либо
Снач =
хв.тв
С исх
Au ⋅ Q − α Au ⋅ Q ,
W
(6.4)
где Cисх
Au - содержание золота в продукте (руде, концентрате),
поступающем на цианирование, г/т;
EAu - извлечение золота из руды (концентрата) в раствор
цианированием на стадии предварительного и сорбционного
выщелачивания, в долях процента;
хв.тв - содержание золота в твердой фазе хвостов сорбционного
α Au
54
выщелачивания, г/т.
Часовой поток по набухшей Vнаб.смол. составит:
(6.5)
V наб.смол . = Р ⋅ b ,л/ч
где b - коэффициент набухаемости. Для смолы АМ-2Б
коэффициент набухаемости равен 2,7-3,0.
При расчете потока смолы величина насыщения анионита по золоту (Анас)
принимается по экспериментальным данным. Ориентировочные данные по
значению Анас для бифункциональных смол типа АМ-2Б, приведены в табл.
6.1
Таблица 6.1
Ориентировочные значения емкости насыщенных анионитов по золоту
Концентрация
Емкость сухого насыщенного
золота
в ионита по золоту (г/кг) при
3
растворе, г/м
отношении
концентрации
в
растворе золота к сумме примеси
неблагородных металлов.
СAu:Спрмес > 0,1
СAu:Спрмес < 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:
τсорбц =
В
V наб.смол .
,
(6.6)
где τсорбц - продолжительность сорбции, ч;
В - единовременная загрузка смолы в аппараты, л или м3;
V наб.смол. - объемный, часовой поток смолы по аппаратам
сорбционного выщелачивания, л/ч; или м3/ч.
55
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 = V пч ⋅ τсорб.выщ. ,
(6.7)
где τсорб.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 «а0», отвечающей конечной концентрации золота в
растворе на выходе из каскада, получаем ломаную линию А1С1, А2С2, А3С3,
А4С4, число ступеней которой показывает теоретическое число ступеней
сорбции nт при данных условиях (на рис. 6.1 nт=4).
56
C(Au), мг/г
14
12
10
8
6
4
2
C(Au), мг/г
0
0
1
2
3
4
5
6
7
8
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:
Q сут=1000т/сут.; Cисх
Au =3,2г/т; τ сорбц.выщ.=4ч; Анас=8г/кг;
3
Апотер=1,1г/кг;
l=0,02кг/т;
Ареген=0,3г/кг;
EAu=87,6%;
Cкон
Au =0,03г/м ;
Ж:Т=1,63:1; τсорбц=200ч.
Найдем часовую производительность передела по руде;
Qч =
Qсут
24
;
Qч =
10000
= 416,66 т/ч
24
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
679,16м3/ч.
Определим исходную концентрацию золота в растворе, которую можно
достичь в результате цианирования:
Снач =
3,2 ⋅ 416,66 ⋅ 0,876
Сисх
3
Au ⋅ Q ⋅ E Au ;
= 1,72 г/м
Cнач =
679,16
W
По формуле 6.3 определим часовой поток ионита:
Р=
679,16 ⋅ (1,72 − 0,03) − 416,66 ⋅ 0,02 ⋅11
= 147,78 кг/ч
8 − 0,3
Объемный поток по набухшей смоле, при коэффициенте набухаемости
смолы АМ-2Б равным 2,7 составит:
V наб.смол = 147,78 ⋅ 2,7 = 399,01 л/ч
Определим по уравнению 6.1 часовой поток пульпы в аппаратах
сорбционного выщелачивания, примем ρ=2,7т/м3
57
 1

3
+ 1,63  = 833,47 м /ч
V пч = 416,66 ⋅ 
2
,
7


Суммарный полезный объем всех аппаратов в каскаде:
3
υ = V чп ⋅ τсорб.выщ ; 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 79,802м3
Объемная концентрация ее в пульпе составит:
79,802
⋅100% = 2,39%
3333,88
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
( Vпсут ) и часовой ( Vпч ) объём пульпы, поступающий на предварительное
цианирование:
1

3
Vпсут = Q сут  + R  , м /сут
ρ

ч
V
3
Vпч = п , м /сут.
24
раб .
Находят суммарный рабочий объём аппаратов (∑ Vаппар
. )предварительного
цианирования:
3
раб .
ч
(6.8)
∑ Vаппар
. = Vп ⋅ τ п .ц . , м
где τ п.ц. -оптимальное время предварительного цианирования
пульпы, ч
По данным практики в пачуках составляет около 2 ч, а в пульсколоннах0,5−1ч.
'
Определяют
полный
суммарный
объём
аппаратов
(∑ Vаппар
.)
предварительного цианирования с учётом их заполнения пульпой на 80-85%:
∑V
'
аппар.
=
раб .
∑ Vаппар
.
0,8 − 0,85
58
Выбирают по каталогам тип и размер аппарата и определяют их число (N):
N≥
'
∑ Vаппар
.
Vодного
=
раб .
∑ аппар
.
раб .
Vодного
,
где Vодного -полный объём одного аппарата, м3
3
раб .
Vодного
-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
2200
2800
3000
3500
3500
3500
4500
4500
4500
5600
Высота,
мм
6850
12400
8000
12315
12400
13500
16500
16500
19500
22000
Рабочий
объём,м3
16
60
40
92
95
100
210
210
250
470
Масса,т
Н:Д
4,65
11,7
7,0
15,3
15,4
16,0
27,0
28,5
31,9
69,5
3,11
4,43
2,67
3,5
3,5
3,86
3,68
3,68
4,38
3,93
59
Таблица 6.3
Типоразмеры пачуков сорбционного выщелачивания
Диам
етр,м
м
Высот Рабо
а,мм
чий
объё
м,м3
1020
2200
2200
3500
3500
3500
4500
4500
4500
5600
4455
8500
10000
11000
11250
16500
16500
22000
22800
23700
1,8
20
28
75
60
100
200
250
270
470
Пло
щадь
сеток
дрена
ж,м2
0,05
0,216
0,708
0,81
0,965
0,7
0,72
0,81
0,81
0,72
Коли
честв
о
сеток
Масс
а
коло
н,т
Н:Д
2
4
2
6
4
6
20
8
10
12
0,756
5,646
6,34
13,8
16,4
17,0
40,0
38,1
35,0
77,5
4,38
3,86
4,54
3,15
3,22
4,72
3,56
4,9
5,07
4,24
Определяем часовую производительность передела по руде:
1000
= 41,66
24
т/ч;
По формуле 6.1 находим часовой объём пульпы, поступающий на
предварительное цианирование:
Vпч =41,66(
1
2,7
+1,8)=90,4 м3/ч .
Тогда, общий рабочий объём аппаратов в соответствие с формулой 6.8
будет равен:
3
раб .
∑ Vаппар
. =90,4·1,0=90,4 м .
Полный объём аппаратов с учётом их заполнения пульпой на 85% составит:
90,4
0,85
=106,35 м3.
Рабочий объём всех пульсколонн:
106,35·0,85=90,4 м3.
Принимаем к установке 2 пульсационных колонны. Тогда, рабочий объём
одной колонны составит:
90,4
2
=45,2 м3.
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.
60
Имея в виду, что конической части колонны Н кон =0,5·D·tg б,а общий объём
колонны:
1
3
раб .
Vаппар
Н кон ),
. =(р/4)·DІ([ Н − Н кон ]+
Находим её диаметр по уравнению:
D= 3
D= 3
раб .
12 ⋅ Vаппар
.
π (3 ⋅ Н / D − tgα )
12 ⋅ 45,2
3,14(3 ⋅ 2,5 − tg 45)
;
=2,95 м
Рабочая высота колонны: Н р=2,5·D; Нр=7,38 м.
Геометрическую высоту колонны конструктивно
примерно на 1 м, чем рабочую высоту чана:
Нг=Нр+1; Нг=8,4 м.
принимаем
выше
6.2.2 Расчёт аппаратов сорбционного цианирования
Цель расчёта сорбционных установок чаще всего состоит в определении
типа и реального числа аппаратов, обеспечивающих требуемую
производительность установки по пульпе.
В общем случае при расчёте сорбционных процессов необходимое число
аппаратов может быть принято равным числу теоретических ступеней. Но,
применительно к расчёту сорбционного процесса, осуществляемого в каскаде
аппаратов с перемешиванием, данный метод не применим, так как сорбент и
раствор, выходящие из аппарата, далеки от равновесия. Известные методики
расчёта числа реальных аппаратов в сорбционном каскаде отличаются
сложностью и мало пригодны для случаев сорбционного выщелачивания
золота в цианистом растворе, вследствие относительно малого количества
смолы в потоке и небольшой величины её проскока. В связи с этим число
аппаратов часто находят как число теоретических ступеней, отнесённое к
коэффициенту полезного действия аппарата:
N=
nт
,
η
(6.9)
где N-число сорбционных аппаратов в каскаде;
n т -число теоретических ступеней сорбции;
η -коэффициент полезного действия сорбционного аппарата.
Как следует из выражения (6.9), число сорбционных аппаратов в каскаде
зависит от типа аппарата и степени приближения процесса в нём к
теоретической ступени сорбции. Так, при использовании сорбционных
пачуков каждый аппарат соответствует 0,3-0,5 теоретических ступеней, т.е.
η пачука =0,3-0,5. В случае пульсационных колонн с насадками КРИМЗ один
61
аппарат соответствует 0,7-0,8 теоретической ступени. Тогда, например, при
n т =4 число сорбционных пачуков в каскаде при η пачука =0,35 составит
N п.к . =4/0,35=12, а число пульсационных колонн с насадками КРИМЗ при
η п.к. =0,8 будет равно N п.к . =
4
=5.
0,8
Число аппаратов типа сорбционных пачуков в каскаде сорбционного
выщелачивания можно также определить по эмпирической формуле:
N=
lg(C нач / С кон )
,
lg m
(6.10)
где m-коэффициент снижения концентраций золота в растворе
при прохождении пульпы через один аппарат сорбции.
Для пачуков m=1,5-2,0.
Формулой (6.10) можно воспользоваться и при расчёте числа
пульсационных колонн в сорбционном каскаде, но для этого необходимо по
данным испытаний знать величину "m".
Необходимый объём аппаратов сорбции при известном их количестве
определяют исходя из часового объёма пульпы ( Vпч ) и продолжительности
сорбции ( τ сорбц. ).
Сначала определяют суммарный рабочий объём аппаратов сорбции:
3
раб .
ч
(6.11)
∑ Vаппар
. = V п ⋅ τ сорбц . , м .
Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 8085% составит:
/
раб .
(6.12)
∑ Vаппар
. = ∑ V аппар. / k ,
где k - коэффициент заполнения аппарата, равный 0,8-0,85.
Исходя из необходимого общего объёма аппаратов, а также рассчитанных
ранее числа теоретических ступеней сорбции и реального числа аппаратов
(N), находят полный объём одного аппарата:
V =
'
∑ Vаппар
.
N
,
(6.13)
Рабочий объём одного аппарата:
V раб . =
раб
∑ Vаппар
.
N
(6.14)
По каталогам выбирают пачуки или пульсколонны сорбционного
выщелачивания заданного объёма. Основные типоразмеры сорбционных
пачуков, установленных на действующих золотоизвлекательных фабриках
приведены в табл. 6.3 пачуков с близким к расчётным объёмом, их основные
геометрические размеры рассчитывают [3].
Пример. Определить число пачуков для для сорбционного цианирования
золотосодержащей руды с использованием смолы АМ-2Б при следующих
исходных данных: суточная производительность передела по руде-1500
62
т/сут; отношение Ж:Т при цианировании 1:1; продолжительность
сорбционного выщелачивания-12 ч; содержание золота
в растворе,
поступающим на сорбцию-5,8 мг/л; остаточное содержание золота в растворе
после сорбции-0,02 мг/л.
Число пачуков для сорбционного цианирования находим по уравнению 6.10
N=
lg (5,8 / 0,02 )
= 11 .
lg 1,7
По формуле 6.1 определим суточный объём пульпы, поступающий на
передел:
сут.
=
V пульпы
1500
(1 + 1) = 2222
2,7
м3/сут.
Часовой поток пульпы составит:
V пч
=
сут
V пулпы
24
;
V пч =
2222
3
= 92,6 м /ч.
24
Суммарный рабочий объём аппаратов в соответствие с выражением 6.11
составит:
3
раб .
∑ Vаппар
. = 92,6 ⋅ 12 = 1111 м .
Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 85%
будет равен:
'
∑ Vаппар
. =
1111
= 1307,2
0,85
м3
Полный и рабочий объёмы одного аппарата, найденные из уравнения 6.13 и
6.14 составят соответственно:
1307,2
= 118,8
11
1111
= 100
V раб . =
11
V=
По табл.6.2 выбираем пачук с рабочим объёмом 100 м3. Там же приведены
его характеристики:
диаметр-3500 мм;
высота-16500 мм;
площадь сеток дренажа-0,7 м2;
количество сеток-2;
масса колонны-17 т.
6.2.3 Расчёт регенерационных колонн
В отделениях регенерации насыщенного ионита АМ-2Б для десорбции и
промывок используют колонны движущего слоя (КДС). Расчёт промывок и
регенерационных колонн проводят исходя из часового потока смолы (Vнаб.см. ) ,
расхода промывных вод и элюирующих растворов (Q р ) , числа колонн на
каждой операции десорбции или промывки (n ) , продолжительности контакта
63
ионита с растворами (τ ) и скорости подачи раствора (ω р ) на каждой операции
схемы регенерации сорбента.
Расчёт колонн ведут в следующем порядке.
Сначала, исходя из заданной восходящей скорости движения элюирующего
раствора определяют расчётное сечение (S р ) и расчётный диаметр (d р )
колонны:
Sр =
Vнаб .см. ⋅ Q р
ωр
2
, м
(6.15)
где Q р -расход элюирующего раствора, объём / на объём сорбен
та;
3
Vнаб.см. -часовой поток сорбента, м /ч;
ω р -линейная скорость раствора в колонне, м/ч.
d р = 2 S р /π , м
(6.16)
По табл. 6.4-6.5 принимают к установке колонну с диаметром, ближайшим к
расчётному, и определяют сечение принятой к установке колонне (S ) .
Далее по заданной продолжительности операции (времени контакта
сорбента с раствором- τ ) находят расчётный объём колонны (V р ) и её
расчётную высоту (Н р ) :
Vнаб .см. ⋅ τ
, м3
(6.17)
n
Vр ⋅ к
Hр =
,м
(6.18)
S
где n -число колонн на операции
к -коэффициент разрыхления смолы, равный обычно 1,3-1,4.
Vр =
Количество устанавливаемых колонн на операции регенерации
соответствует числу ступеней десорбции.
По табл. принимают к установке колонну с высотой (Н ) , ближайшей к
расчётной.
В заключение, исходя из диаметра принятой колонны, определяют
.
фактическую скорость раствора в колонне (ω факт
):
р
.
ω факт
=
р
Wр
S
=
4W р
πd 2
,
(2.19)
где W р -расход элюирующего раствора, м3/ч.
W р = Vнаб .см. ⋅ Q р .
Приведённые выше расчёты проводят для каждой операции схемы
регенерации сорбента.
Расчёт колонн для каждой операции и техническую характеристику
выбранных колонн сводят в таблицу.
64
Пример. Выбрать и рассчитать регенерационную колонну для десорбции
золота с насыщаемой смолой АМ-2Б.
Исходные данные: часовой поток смолы Vнаб.см. - 45 л/ч; расход элюирующего
раствора- 4 объёма на один объём смолы; число колонн-3;
продолжительность контакта ионита с раствором τ -90 ч; расчётная скорость
подачи раствора ω р -1 м/ч.
Определяем по уравнениям 6.15-6.16 расчётное сечение и диаметр колонны:
0,045 ⋅ 4
2
= 0,180 м
1
d р = 2 0,18 / 3,14 = 0,479
Sр =
м
По табл.6.3 принимаем колонну с диаметром 500мм и определяем сечение
принятой к установке колонны:
S=
πd 2
;
4
Таблица 6.4
Основные типы установленных на ЗИФ регенерационных колонн
Диаме
тр.
мм.
Высота,
м.
225
500
530
530
560
600
630
820
820
1020
4383
5000
7400
10000
8310
5000
7000
10000
10000
7000
Общий
объём,м
Рабочий
объём,м3
3
0,48
1,0
1,55
2,7
2,0
1,45
2,18
5,31
5,4
5,53
0,445
0,963
1,45
1,95
1,8
1,408
1,81
4,74
5,0
4,63
65
Площадь
сетки
дренажн.
м2
Нет
Нет
0,5
0,5
0,55
Нет
0,47
0,8
0,6
0,6
Масса,т
Устройство
для
нагрева
раствор
0,3
0,392
0,9
1,12
0,86
1,172
0,9
1,995
1,55
1,5
Рубашка
Рубашка
Змеевик
Рубашка
Рубашка
Рубашка
Змеевик
Рубашка
Змеевик
Змеевик
Таблица6.5
Основные типы установленных на ЗИФ промывочных колонн
Диаметр,
мм.
Высота,мм Общий
объём,м3
170
250
400
500
530
530
600
630
760
860
1060
2163
10950
5000
5000
7000
10000
5006
6650
13300
10000
6685
S=
3,14 ⋅ 0,25
= 0,196
4
0,6
0,653
1,0
1,5
2,73
1,455
2,18
7,0
5,41
5,53
Рабочий Площадь
объём,м сетки
3
дренажн.,м2
0,04
0,025
0,55
0,06
0,616
0,964
1,4
0,8
2,15
0,8
1,408
1,81
0,47
0,78
4,82
0,8
4,63
0,7
Масса,т
0,098
0,85
0,2
0,25
1,0
1,12
0,742
1,2
1,87
1,48
1,627
м2
По заданной продолжительности операции по формулам 6.17 и 6.18
находим расчётный объём и расчётную высоту колонны:
0,045 ⋅ 90
= 1,35
3
1,35 ⋅ 1,4
Нр =
= 9,64
0,196
Vр =
м3
м.
По табл.6.3 принимаем колонны с высотой ближайшей к расчётной Н=10 м.
По формуле 6.19 определяем фактическую скорость раствора в колонне:
ω факт
=
р
0,045 ⋅ 4
= 0,92
0,196
м/ч.
6.2.4 Расчёт расхода сжатого воздуха
Расход воздуха на перемешивание пульпы находят по формуле:
3
Qвозд. = q п ⋅ S , м /мин
(6.20)
где q п -удельный расход воздуха на перемешивание пульпы,
м3/мин на 1м2 сечения пачука. В зависимости от характе
ристики руды и плотности пульпы qп принимают в пределах
0,4-0,6 м3/мин на 1м2 сечения пачука.
2
S - площадь сечения пачука, м .
66
Необходимое давление воздуха при перемешивании зависит от плотности
пульпы и глубины погружения циркулятора:
ρ = 0,1 ⋅ h ⋅ ρ п ,
где ρ -давление воздуха, атм;
h -расстояние от уровня пульпы до циркулятора, м;
ρ п -плотность пулпы.
Расход воздуха на подьём пульпы аэрлифтом определяют по формуле:
3
(6.21)
Qвозд. = q ⋅ Vпмин , м /мин
3 3
где q -удельный рас ход воздуха, м /м пульпы;
Vпмин -объём пульпы, проходящей через все пачуки сорбции (ре
генерации) в минуту, м3/мин.
Количество пульпы, проходящей через все пачуки сорбции (регенерации) в
минуту, находят по формуле:
V пмин =
V псут ⋅ n ⋅ m
1440
где Vпмин -количество пульпы, проходящей в минуту через все
пачуки сорбции, м3/мин;
3
Vпсут -суточный объём пульпы, м /сут;
n -количество пачуков сорбции (регенерации);
m -коэффициент неравномерности работы эрлифтов и частичного сброса пульпы в пачуках. Можно принимать
m =1,2.
Удельный расход воздуха на подъём пульпы- q зависит от плотности
пульпы, динамической высоты подъёма пульпы, абсолютного давления в
системе (суммы избыточного и атмосферного) и возможных колебаний в
пачуке уровня пульпы. При расчётах q можно принимать равным 2-4 м3/м3
пульпы.
6.2.5 Расчёт расхода реагентов
Расход
реагентов
на
переделе
сорбционного
выщелачивания
золотосодержащей руды определяют исходя из объёмов переработки сырья и
значений норм удельного расхода каждого из реагентов, принятых либо по
материалам научно-исследовательских работ и испытаний, либо практики
работы предприятий-аналогов. Кроме того, расчёт расхода цианида и
защитной щёлочи при сорбционном цианировании по методике, описанной в
первой части методических указаний по курсу [4].
Расчёт суточного и годового расхода серной кислоты, тиомочевины,
щёлочи, воды при регенерации насыщенной смолы проводят исходя из
часового или суточного потока смолы, объёмов промывных и элюирующих
67
растворов на один объём смолы, концентрации растворов по расчётному
компоненту.
Например. Найти расход щёлочи (NaOH) при щелочной обработ
ке регенерируемого сорбента. Часовой поток сорбен
та-0,05 м3/ч. Расход раствора 5 объёмов на один объём
сорбента. Концентрация NaOH в растворе-4%.
На обработку сорбента потребуется щелочного раствора:
0,05·5=0,25 м3/ч или 0,25·24=6 м3/сутки.
Для создания 4% концентрации NaOH в растворе при плотности раствора
1,05 необходимо щёлочи:
6
⋅ 0,04 = 0,229 т/сут.
1,05
Время работы фабрики в год с учётом ППР составляет 330 дней. Тогда
годовой расход NaOH будет равен:
0,229·330=75,6 т/год.
Если в процессе промывные или элюирующие растворы используются
многократно (в обороте), то с учётом числа циклов оборотов вводится
поправка на годовой расход реагента. Так при трёхкратном обороте
щелочных растворов годовой расход реагента NaOH составит:
75,6
= 25,2 т/год.
3
С учётом расхода потерь NaOH при обороте, принятых равными 20%,
годовой расход NaOH будет равен:
25,2·1,2=30,24 т.
6.2.6 Расход обезвреживания цианистых пульп
Расчёт отделения обезвреживания цианистых пульп сводится к расчёту
расхода реагентов и необходимого оборудования.
Методика расчёта расхода реагентов рассмотрена на примере расчёта
технологии обезвреживания хлорной известью, которая в настоящее время
является наиболее распространённой и надёжной.
Расчёт ведётся на основании уравнений химических реакций в следующем
порядке.
Записывают уравнения химических реакций обезвреживания жидким
хлором.
В общем виде суммарную реакцию нейтрализации простых цианидов
жидким хлором можно представить в виде:
MeCN+CaOCl2+2H2O=CaCO3+NH4Cl+MeCl.
Окисление комплексных растворимых ядовитых цианидов хлорной
известью протекает
по реакциям:
−
−
−
2[Cu(CN)3]2 +7OCl +2OH − +H 2O=2CNO +7Cl − +2Cu(OH)2:
68
−
−
−
[Zn(CN)4]2 +4OCl +2OH − =4CNO +4Cl − +Zn(OH)2.
В случае присутствия в пульпе роданидов окисление их активным хлором
происходит
по
реакции: −
−
−
−
CNS +4OCl +2OH − =CNO +SO42 − +4Cl + H 2O
Далее рассчитывают расход хлорной извести, необходимый на протекание
реакций. Расчёт ведётся по хлору, содержащемуся в CaOCl2.
По реакции на один г-ион циана (молекулярная масса равна 26) требуется 2
г-иона хлора (молекулярная масса-71).
Тогда для нейтрализации А мг простых ядовитых цианидов, согласно
реакции потребуется:
х1 =
71
⋅ А = 2,73 ⋅ А ,
26
мг
активного хлора хлорной извести.
Аналогично,
по реакции для окисления комплексных цианидов меди на 6 г−
ионов CN требуется 14 г-ионов хлора (или 7 г-молей хлора), а на
нейтрализацию В мг комплексных цианидов меди необходимо:
х2 =
7 ⋅ 71
⋅ В = 3,18 ⋅ В ,мг
6 ⋅ 26
активного хлора хлорной извести.
По реакции на нейтрализацию
потребуется:
х3 =
4 ⋅ 71
= 2,73 ⋅ С ,мг
4 ⋅ 26
С мг
комплексных цианидов цинка
активного хлора.
На разрушение одного г-иона роданида (молекулярная масса 58) потребуется
4 г-иона хлора, а на Д мг роданид-ионов необходимо:
х4 =
4 ⋅ 71
⋅ Д = 4,89 ⋅ Д мг
1 ⋅ 58
активного хлора.
Теоретический расход активного хлора хлорной извести для окисления
простых и комплексных растворимых цианидов и роданидов можно
подсчитать по формуле:
теор
хCl
= 2,73 ⋅ А + 3,18 ⋅ В + 2,73 ⋅ С + 4,89 ⋅ Д .
Ввиду того, что товарная хлорная известь содержит до 33% активного хлора,
необходимое теоретическое количество товарного реагента находят по
формуле:
х теор
реагента =
теор
хCl
0,33
.
Для обезвреживания цианидов всего объёма пульпы (Q ) теоретически
необходимое количество хлорсодержащего реагента составит:
теор
реагента =
теор
.
0,30 + 0,33
Практический расход окислителя существенно выше расчётного, так как
хлор взаимодействует и с другими компонентами жидкой и твёрдой фаз
пульпы, не содержащими циан-ионов. Особенно много хлора расходуется на
69
взаимодействие с сульфидными минералами, достигая иногда величин,
соизмеримых с расходом активного хлора на окисление цианидов.
Коэффициент избытка реагента принимается в зависимости от состава
пульпы равным 1,1-2,0.
Практически необходимое количество реагента с учётом избытка для
обезвреживания всего объёма пульпы подсчитывают по формуле:
теор
х практ
реагента = х реагента ⋅ (1,1 ÷ 2)
Выбор числа и типа аппаратов для обезвреживания осуществляется по
времени пребывания пульпы в аппарате. Задаваясь значением числа
аппаратов (п ) , коэффициентом их заполнения (к ) , продолжительностью
контакта пульпы с CaOCl2 (τ ) , необходимый объём агитатора (V1 ) для
обезвреживания пульпы с часовым расходом
(Vп ) рассчитывают по
формуле:
V1 =
Vп ⋅ τ
.
п⋅к
Число аппаратов обезвреживания хлорной известью должно быть не менее 23, а время контакта пульпы с раствором хлорной извести – не менее 15 мин.
(V1 )
Список литературы
1. Металлургия
благородных
металлов.
Учебник
для
вузов
/
И.Н.Масленицкий, Л.В.Чугаев, В.Ф.Борбат и др. / Под ред. Л.В.Чугаева–2е изд., перераб. и доп.-М.:Металлургия, 1987.-432 с.
2. Барченков В.В. Основы сорбционной технологии извлечения золота и
серебра из руд.-М.:Металлургия, 1982.-128 с.
3. Шиврин Г.Н., Стрижко В.С. Технологические расчёты процессов и
оборудования золотоизвлекательных заводов. КИЦМ.-Красноярск, 1976.92 с.
70