- •1. Количественные определения в операциях обогащения
- •Отсадка
- •Решение:
- •2.1. Задания для самостоятельной работы
- •2. Выщелачивание руд благородных металлов
- •2.1. Термодинамика растворения.
- •Решение:
- •2.2. Металлургический расчет выщелачивания
- •Цианирование
- •Решение:
- •1.Расчет расхода цианистого натрия и извести.
- •2. Определим массу и состав растворов, выходящих из аппаратов цианирования.
- •3. Определим остаточное содержание золота в руде после цианирования.
- •4. Составим материальный баланс операции цианирования 1 т руды.
- •2.1. Задания для самостоятельной работы
- •3.Отделение растворов oт осадка. Расчет промывки осадков
- •3.1. Отмывка методом периодической декантации.
- •Решение:
- •Решение:
- •3.2 Расчет отмывки осадка после фильтрации пульпы.
- •3.2. Задания для самостоятельной работы
- •4.Цементация благородных металлов из растворов
- •4.2. Задания для самостоятельной работы
- •5.1. Законы Фарадея и показатели электролиза
- •5.1.1. Законы Фарадея
- •5.1.2. Выход по току:
- •5.1.3. Удельный расход энергии и выход по энергии:
- •5.1.4. Напряжение на электролизёре:
- •5.2. Расчёты при электролитическом рафинировании сплавов благородных металлов.
- •5.3. Расчёт при электрохимическом выделении золота из тиомочевинного элюата
- •6.Расчет схем сорбционного выщелачивания
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.
. Расчет основных технологических параметров
сорбционного выщелачивания.
Основными технологическими параметрами процесса сорбционного выщелачивания являются:
- продолжительность процесса сорбционного выщелачивания;
- величина единовременной загрузки ионита в процесс;
- величина потока смолы и пульпы в каскаде аппаратов сорбционного выщелачивания;
- продолжительность сорбции;
- рабочая емкость сорбента по золоту и серебру;
- количество ступеней сорбции.
Процесс сорбции благородных металлов протекает по принципу противотока. Потоки пульпы и смолы взаимосвязаны и определяются производительностью сорбционного передела по переработке руды и содержанием в ней золота.
Поток пульпы находят исходя из производительности сорбционного отделения по руде заданного отношения Ж:Т при сорбционном выщелачивании:
, (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;
- плотность руды, т/м3;
R - отношение Ж:Т .
Поток смолы находят из уравнения материального баланса по металлу:
(6.2)
(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:
, либо , (6.4)
где - 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;
- содержание золота в твердой фазе хвостов сорбционного
выщелачивания, г/т.
Часовой поток по набухшей Vнаб.смол. составит:
,л/ч (6.5)
где b - коэффициент набухаемости. Для смолы АМ-2Б
коэффициент набухаемости равен 2,7-3,0.
При расчете потока смолы величина насыщения анионита по золоту (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 золота в растворе, г/м3 |
Емкость сухого насыщенного ионита по золоту (г/кг) при 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:
, (6.6)
где сорбц - продолжительность сорбции, ч;
В - единовременная загрузка смолы в аппараты, л или м3;
Vнаб.смол. - объемный, часовой поток смолы по аппаратам
сорбционного выщелачивания, л/ч; или м3/ч.
Практически при величине единовременной загрузки смолы от 1 до 3% от объема пульпы время пребывания смолы в пачуках составляет 100-400 часов.
Продолжительность сорбционного выщелачивания определяется временем нахождения пульпы в сорбционных аппаратах в течение которого достигается максимально возможное дорастворение золота из руды и достаточно полное извлечение золота из раствора пульпы анионитом. Как правило, этот параметр устанавливают опытным путем, исходя из скорости сорбции и растворения металлов при цианировании. В случае кварцевых и кварцево-сульфидных руд с небольшим содержанием сульфидов при проведении процесса в пачуках оно составляет от 6 до12 часов, иногда больше, в зависимости от характера руды и условий проведения процесса. При цианировании сульфидных руд и концентратов продолжительность сорбционного выщелачивания возрастает до 18-24 часов.
Продолжительность сорбционного выщелачивания и поток пульпы определяют суммарный полезный (рабочий) объем всех аппаратов в каскаде:
, (6.7)
где сорб.выщ. - продолжительность сорбционного выщелачивания, ч.
Одним из важных вопросов в технологии сорбционного выщелачивания является установление необходимого числа ступеней в сорбционном каскаде. В общем случае это число может быть принято равным числу теоретических ступеней изменения концентраций в фазах при сорбции, определяемому графическим путем по изотерме сорбции и рабочей линии. Для этого на диаграмме у-х (рис. 6.1) наносится по экспериментальным данным линия равновесных концентраций золота в растворе и смоле ОС (изотерма сорбции) и линия рабочих концентраций ОА, выражающая зависимость между неравновесными составными фаз по содержанию золота в сорбционных аппаратах. Проводя из точки «а», соответствующей начальной концентрации золота в растворе горизонтали и вертикали между линией рабочих концентраций до точки «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).
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:
Qсут=1000т/сут.; =3,2г/т;сорбц.выщ.=4ч; Анас=8г/кг;
Апотер=1,1г/кг; =0,03г/м3; l=0,02кг/т; Ареген=0,3г/кг; EAu=87,6%; Ж:Т=1,63:1; сорбц=200ч.
Найдем часовую производительность передела по руде;
; т/ч
Часовая производительность передела по раствору при Ж:Т=1,63:1 составит:
W=QR , где R=Ж:Т;
W=416,661,63=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:
; г/м3
По формуле 6.3 определим часовой поток ионита:
кг/ч
Объемный поток по набухшей смоле, при коэффициенте набухаемости смолы АМ-2Б равным 2,7 составит:
л/ч
Определим по уравнению 6.1 часовой поток пульпы в аппаратах сорбционного выщелачивания, примем =2,7т/м3
м3/ч
Суммарный полезный объем всех аппаратов в каскаде:
; =833,474=3333,88м3
При заданном значении продолжительности пребывания смолы в каскаде аппаратов, равным 200ч., величина единовременной загрузки ионита в соответствие с соотношением (6.6) составит:
В=399,01200=79802л или 79,802м3
Объемная концентрация ее в пульпе составит:
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 () и часовой () объём пульпы, поступающий на предварительное цианирование:
, м3сут
, м3сут.
Находят суммарный рабочий объём аппаратов предварительного цианирования:
, м3 (6.8)
где -оптимальное время предварительного цианирования
пульпы, ч
По данным практики в пачуках составляет около 2 ч, а в пульсколоннах-0,51ч.
Определяют полный суммарный объём аппаратов предварительного цианирования с учётом их заполнения пульпой на 80-85%:
Выбирают по каталогам тип и размер аппарата и определяют их число (N):
где -полный объём одного аппарата, м3
-рабочий объём одного аппарата, м3.
Обычно число пачуков предварительного цианирования составляет 2-4, а число пульсколонн-1-2.
Основные типоразмеры установленных на ЗИФ пачуков предварительного цианирования приведены в табл.6.2
При отсутствии в табл.6.2 пачуков нужного объёма, их основные размеры рассчитывают. Основные принципы расчёта пачуков приведены в учебном пособии [3]. В соответствие с этими принципами ведут расчёт и геометрических размеров пульсационных колонн.
Пример. Рассчитать число пульсационных колонн для предварительного цианирования золотосодержащей руды при следующих
исходных данных. Суточная производительность передела по руде-1000 т/сут; плотность руды-2,7 т/м?; отношение Ж:Т=1,8; продолжительность процесса-1ч.
Таблица 6.2
Типоразмеры пачуков предварительного цианирования
Диаметр,мм |
Высота,мм |
Рабочий объём,м3 |
Масса,т |
НД |
2200 |
6850 |
16 |
4,65 |
3,11 |
2800 |
12400 |
60 |
11,7 |
4,43 |
3000 |
8000 |
40 |
7,0 |
2,67 |
3500 |
12315 |
92 |
15,3 |
3,5 |
3500 |
12400 |
95 |
15,4 |
3,5 |
3500 |
13500 |
100 |
16,0 |
3,86 |
4500 |
16500 |
210 |
27,0 |
3,68 |
4500 |
16500 |
210 |
28,5 |
3,68 |
4500 |
19500 |
250 |
31,9 |
4,38 |
5600 |
22000 |
470 |
69,5 |
3,93 |
Таблица 6.3
Типоразмеры пачуков сорбционного выщелачивания
Диаметр,мм |
Высота,мм |
Рабочий объём,м3 |
Площадь сеток дренаж,м2 |
Количество сеток |
Масса колон,т |
НД |
1020 |
4455 |
1,8 |
0,05 |
2 |
0,756 |
4,38 |
2200 |
8500 |
20 |
0,216 |
4 |
5,646 |
3,86 |
2200 |
10000 |
28 |
0,708 |
2 |
6,34 |
4,54 |
3500 |
11000 |
75 |
0,81 |
6 |
13,8 |
3,15 |
3500 |
11250 |
60 |
0,965 |
4 |
16,4 |
3,22 |
3500 |
16500 |
100 |
0,7 |
6 |
17,0 |
4,72 |
4500 |
16500 |
200 |
0,72 |
20 |
40,0 |
3,56 |
4500 |
22000 |
250 |
0,81 |
8 |
38,1 |
4,9 |
4500 |
22800 |
270 |
0,81 |
10 |
35,0 |
5,07 |
5600 |
23700 |
470 |
0,72 |
12 |
77,5 |
4,24 |
Определяем часовую производительность передела по руде:
т/ч;
По формуле 6.1 находим часовой объём пульпы, поступающий на предварительное цианирование:
=41,66(+1,8)=90,4 м3/ч .
Тогда, общий рабочий объём аппаратов в соответствие с формулой 6.8 будет равен:
=90,4·1,0=90,4 м3.
Полный объём аппаратов с учётом их заполнения пульпой на 85% составит:
=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:
=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.
Имея в виду, что конической части колонны =0,5·D·tg б,а общий объём колонны:
=(р/4)·DІ([]+),
Находим её диаметр по уравнению:
D=;
D==2,95 м
Рабочая высота колонны: Нр=2,5·D; Нр=7,38 м.
Геометрическую высоту колонны конструктивно принимаем выше примерно на 1 м, чем рабочую высоту чана:
Нг=Нр+1; Нг=8,4 м.
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:
, (6.9)
где N-число сорбционных аппаратов в каскаде;
-число теоретических ступеней сорбции;
-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. =0,3-0,5. В случае пульсационных колонн с насадками КРИМЗ один аппарат соответствует 0,7-0,8 теоретической ступени. Тогда, например, при=4 число сорбционных пачуков в каскаде при=0,35 составит=4/0,35=12, а число пульсационных колонн с насадками КРИМЗ при=0,8 будет равно==5.
Число аппаратов типа сорбционных пачуков в каскаде сорбционного выщелачивания можно также определить по эмпирической формуле:
, (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 () и продолжительности сорбции ().
Сначала определяют суммарный рабочий объём аппаратов сорбции:
, м3. (6.11)
Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 80-85% составит:
, (6.12)
где - 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:
, (6.13)
Рабочий объём одного аппарата:
(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 тсут; отношение ЖТ при цианировании 11; продолжительность сорбционного выщелачивания-12 ч; содержание золота в растворе, поступающим на сорбцию-5,8 мгл; остаточное содержание золота в растворе после сорбции-0,02 мгл.
Число пачуков для сорбционного цианирования находим по уравнению 6.10
.
По формуле 6.1 определим суточный объём пульпы, поступающий на передел:
м3сут.
Часовой поток пульпы составит:
; м3ч.
Суммарный рабочий объём аппаратов в соответствие с выражением 6.11 составит:
м3.
Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 85% будет равен:
м3
Полный и рабочий объёмы одного аппарата, найденные из уравнения 6.13 и 6.14 составят соответственно:
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 , расхода промывных вод и элюирующих растворов, числа колонн на каждой операции десорбции или промывки, продолжительности контакта ионита с растворамии скорости подачи растворана каждой операции схемы регенерации сорбента.
Расчёт колонн ведут в следующем порядке.
Сначала, исходя из заданной восходящей скорости движения элюирующего раствора определяют расчётное сечение и расчётный диаметрколонны:
м2 (6.15)
где -расход элюирующего раствора, объём на объём сорбен
та;
-часовой поток сорбента, м3ч;
-линейная скорость раствора в колонне, мч.
, 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 .
Далее по заданной продолжительности операции (времени контакта сорбента с раствором-) находят расчётный объём колонныи её расчётную высоту:
, м3 (6.17)
, м (6.18)
где -число колонн на операции
-коэффициент разрыхления смолы, равный обычно 1,3-1,4.
Количество устанавливаемых колонн на операции регенерации соответствует числу ступеней десорбции.
По табл. принимают к установке колонну с высотой , ближайшей к расчётной.
В заключение, исходя из диаметра принятой колонны, определяют фактическую скорость раствора в колонне :
, (2.19)
где -расход элюирующего раствора, м3ч.
.
Приведённые выше расчёты проводят для каждой операции схемы регенерации сорбента.
Расчёт колонн для каждой операции и техническую характеристику выбранных колонн сводят в таблицу.
Пример. Выбрать и рассчитать регенерационную колонну для десорбции золота с насыщаемой смолой АМ-2Б.
Исходные данные: часовой поток смолы - 45 лч; расход элюирующего раствора- 4 объёма на один объём смолы; число колонн-3; продолжительность контакта ионита с раствором -90 ч; расчётная скорость подачи раствора-1 мч.
Определяем по уравнениям 6.15-6.16 расчётное сечение и диаметр колонны:
м2
0,479 м
По табл.6.3 принимаем колонну с диаметром 500мм и определяем сечение принятой к установке колонны:
;
Таблица 6.4
Основные типы установленных на ЗИФ регенерационных колонн
Диаметр. мм. |
Высота, м. |
Общий объём,м3 |
Рабочий объём,м3 |
Площадь сетки дренажн. м2 |
Масса,т |
Устройство для нагрева раствор |
225 |
4383 |
0,48 |
0,445 |
Нет |
0,3 |
Рубашка |
500 |
5000 |
1,0 |
0,963 |
Нет |
0,392 |
Рубашка |
530 |
7400 |
1,55 |
1,45 |
0,5 |
0,9 |
Змеевик |
530 |
10000 |
2,7 |
1,95 |
0,5 |
1,12 |
Рубашка |
560 |
8310 |
2,0 |
1,8 |
0,55 |
0,86 |
Рубашка |
600 |
5000 |
1,45 |
1,408 |
Нет |
1,172 |
Рубашка |
630 |
7000 |
2,18 |
1,81 |
0,47 |
0,9 |
Змеевик |
820 |
10000 |
5,31 |
4,74 |
0,8 |
1,995 |
Рубашка |
820 |
10000 |
5,4 |
5,0 |
0,6 |
1,55 |
Змеевик |
1020 |
7000 |
5,53 |
4,63 |
0,6 |
1,5 |
Змеевик |
Таблица6.5
Основные типы установленных на ЗИФ промывочных колонн
Диаметр, мм. |
Высота,мм |
Общий объём,м3 |
Рабочий объём,м3 |
Площадь сетки дренажн.,м2 |
Масса,т |
170 |
2163 |
- |
0,04 |
0,025 |
0,098 |
250 |
10950 |
0,6 |
0,55 |
0,06 |
0,85 |
400 |
5000 |
0,653 |
0,616 |
- |
0,2 |
500 |
5000 |
1,0 |
0,964 |
- |
0,25 |
530 |
7000 |
1,5 |
1,4 |
0,8 |
1,0 |
530 |
10000 |
2,73 |
2,15 |
0,8 |
1,12 |
600 |
5006 |
1,455 |
1,408 |
- |
0,742 |
630 |
6650 |
2,18 |
1,81 |
0,47 |
1,2 |
760 |
13300 |
7,0 |
- |
0,78 |
1,87 |
860 |
10000 |
5,41 |
4,82 |
0,8 |
1,48 |
1060 |
6685 |
5,53 |
4,63 |
0,7 |
1,627 |
м2
По заданной продолжительности операции по формулам 6.17 и 6.18 находим расчётный объём и расчётную высоту колонны:
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:
мч.
6.2.4 Расчёт расхода сжатого воздуха
Расход воздуха на перемешивание пульпы находят по формуле:
, м3мин (6.20)
где -удельный расход воздуха на перемешивание пульпы,
м3мин на 1м2 сечения пачука. В зависимости от характе
ристики руды и плотности пульпы принимают в пределах
0,4-0,6 м3мин на 1м2 сечения пачука.
- площадь сечения пачука, м2.
Необходимое давление воздуха при перемешивании зависит от плотности пульпы и глубины погружения циркулятора:
,
где -давление воздуха, атм;
-расстояние от уровня пульпы до циркулятора, м;
-плотность пулпы.
Расход воздуха на подьём пульпы аэрлифтом определяют по формуле:
, м3мин (6.21)
где -удельный рас ход воздуха, м3м3 пульпы;
-объём пульпы, проходящей через все пачуки сорбции (ре
генерации) в минуту, м3мин.
Количество пульпы, проходящей через все пачуки сорбции (регенерации) в минуту, находят по формуле:
где -количество пульпы, проходящей в минуту через все
пачуки сорбции, м3мин;
-суточный объём пульпы, м3сут;
-количество пачуков сорбции (регенерации);
-коэффициент неравномерности работы эрлифтов и час-
тичного сброса пульпы в пачуках. Можно принимать
=1,2.
Удельный расход воздуха на подъём пульпы-зависит от плотности пульпы, динамической высоты подъёма пульпы, абсолютного давления в системе (суммы избыточного и атмосферного) и возможных колебаний в пачуке уровня пульпы. При расчётахможно принимать равным 2-4 м3м3 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 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 м3ч. Расход раствора 5 объёмов на один объём
сорбента. Концентрация NaOH в растворе-4%.
На обработку сорбента потребуется щелочного раствора:
0,05·5=0,25 м3ч или 0,25·24=6 м3сутки.
Для создания 4% концентрации NaOH в растворе при плотности раствора 1,05 необходимо щёлочи:
т/сут.
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:
т/год.
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+H2O=2CNO+7Cl+2Cu(OH)2:
[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+ H2O
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 мг простых ядовитых цианидов, согласно реакции потребуется:
, мг
активного хлора хлорной извести.
Аналогично, по реакции для окисления комплексных цианидов меди на 6 г-ионов CNтребуется 14 г-ионов хлора (или 7 г-молей хлора), а на нейтрализацию мг комплексных цианидов меди необходимо:
,мг
активного хлора хлорной извести.
По реакции на нейтрализацию мг комплексных цианидов цинка потребуется:
,мг активного хлора.
На разрушение одного г-иона роданида (молекулярная масса 58) потребуется 4 г-иона хлора, а на мг роданид-ионов необходимо:
мг активного хлора.
Теоретический расход активного хлора хлорной извести для окисления простых и комплексных растворимых цианидов и роданидов можно подсчитать по формуле:
Ввиду того, что товарная хлорная известь содержит до 33% активного хлора, необходимое теоретическое количество товарного реагента находят по формуле:
.
Для обезвреживания цианидов всего объёма пульпы теоретически необходимое количество хлорсодержащего реагента составит:
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 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:
Выбор числа и типа аппаратов для обезвреживания осуществляется по времени пребывания пульпы в аппарате. Задаваясь значением числа аппаратов , коэффициентом их заполнения, продолжительностью контакта пульпы сCaOCl2 , необходимый объём агитатора для обезвреживания пульпы с часовым расходом рассчитывают по формуле:
.
Число аппаратов обезвреживания хлорной известью должно быть не менее 2-3, а время контакта пульпы с раствором хлорной извести – не менее 15 мин.
Список литературы
Металлургия благородных металлов. Учебник для вузов / И.Н.Масленицкий, Л.В.Чугаев, В.Ф.Борбат и др. / Под ред. Л.В.Чугаева–2-е изд., перераб. и доп.-М.:Металлургия, 1987.-432 с.
Барченков В.В. Основы сорбционной технологии извлечения золота и серебра из руд.-М.:Металлургия, 1982.-128 с.
Шиврин Г.Н., Стрижко В.С. Технологические расчёты процессов и оборудования золотоизвлекательных заводов. КИЦМ.-Красноярск, 1976.-92 с.