Санкт-Петербургский государственный технологический институт (Технический университет)

Кафедра технологии редких элементов и наноматериалов на их основе	Факультет инженерно-технологический
	Курс IV
	Группа 5582

Учебная дисциплина оборудование заводов редкометаллической промышленности и основы проектирования предприятий

Курсовой проект

Тема: Проект участка выщелачивания и сорбционного извлечения золота с использованием смолы АМ-2б

Студент Афанасьев А. И.

Руководитель Блохин А. А.

Оценка за

курсовой

проект ( )

Санкт-Петербург 2012

Санкт-Петербургский государственный технологический институт

(Технический университет)

Факультет инженерно-технологический

Кафедра технологии редких элементов и наноматериалов на их основе

Учебная дисциплина оборудование заводов редкометаллической промышленности и основы проектирования предприятий

Курс IV Группа 5582

Студент Афанасьев А. И.

ЗАДАНИЕ НА КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

Исходные данные к проекту

Производительность – 850000 т/год.,

Состав руды: Au-10 г/т, Ag-6 г/т, Cu₂O-2 %, FeO-3 %, SiO₂ – 60 %, Al₂O₃-35 %

Степень извлечения: Au-80 %, Ag-70 %, Cu₂O-5 %, FeO-1 %

Содержание в насыщенной смоле: Au-5 кг/т, Ag-3 кг/т

Емкость до проскока: Au-70 % от 5 кг/т, Ag-70 % от 3 кг/т

Тема: Проект участка выщелачивания и сорбционного извлечения золота с использованием смолы АМ-2б

Цель и задачи проекта: Рассчитать участок извлечения золота смолой АМ2-б из цианистых растворов

Структура аналитического обзора: Методы выщелачивания. Применение анионита АМ-2б и сравнение его с углями.

Перечень работ, выполняемых на ПЭВМ (расчеты, схемы)

Состав и объем графической части

1. Чертеж аппаратурно-технологической схемы процесса

2. Строительный чертеж с компоновкой оборудования

Рекомендуемая литература:

Стрижко, Л. С. Металлургия золота и серебра/ Л. С. Стрижко. – М. : МИСИС, 2001

.

Срок представления к защите 23 апреля 2012 года

Руководитель Блохин А. А.

Студент Афанасьев А. И.

Содержание:

Введение 4

1.Аналитический обзор 5

1.1Методы выщелачивания 5

2.Цели и задачи проекта 15

3.Технологическая часть 16

4.Инженерные расчеты 18

4.1Материальный баланс кучного выщелачивания 18

4.2Расчет материального баланса для промывки 22

4.3Расчет материального баланса для отстаивания 24

4.4Расчет стадии сорбции 26

4.5Расчет основного оборудования 28

4.5.1Расчет оборудования для сорбции 28

4.5.2Расчет оборудования для отстаивания 28

Выводы по проекту 30

Список использованных источников 31

ВВЕДЕНИЕ

Российская золотопромышленность растет темпами, наиболее высокими за последние 25 лет. Так, за период с 1999 по 2004 гг. производство золота в России увеличилось на 40,4 %, в то время как в КНР это увеличение составило 4 %, а в ЮАР, США и Австралии наблюдалась стагнация. Предполагается, что к 2010 году российская золотодобыча может достичь 205–210 тонн в год. Одной из причин такого роста является то, что рентабельность российских предприятий из-за низкой себестоимости золота одна из самых высоких в мире. Средние производственные затраты российских компаний, эксплуатирующих коренные месторождения, в 2003–2004 гг. составили 173 доллара за унцию, что при расчетной цене 350 долл./унц. соответствует рентабельности 50 %. Для зарубежных золотодобывающих предприятий крупного и среднего масштаба эти затраты составили около 209 долл./унц., что при той же цене золота соответствует рентабельности 40 %.

1 АНАЛИТИЧЕКИЙ ОБЗОР

1.1 Методы выщелачивания

1.1.1 Цианидное выщелачивание

Цианидное выщелачивание на сегодняшний день является основным способом извлечения золота из руд, как в традиционной технологии, так и при геотехнологической добыче. В качестве реагента используются соли циановой кислоты – цианиды натрия или калия концентрацией 0.02–0.3%. Растворение золота происходит по реакции:

2Au + 4KCN + 1/2O₂ + Н₂O = 2KAu(CN)₂ + 2КОН,

из которой следует необходимость введения в процесс окислителя –кислорода. В цианистых растворах должно быть обеспечено, кроме того, создание, так называемой, защитной щелочи, уменьшающей разложение цианистых солей. В подземном или кучном выщелачивании для предотвращения кольматационных явлений используем едкие щелочи (КОН или NaOH), не приводящих к увеличению в растворе содержания кальция.

Процесс цианирования золотосодержащих руд и концентратов используется и в традиционной технологии и, соответственно, хорошо изучен. В частности установлено, что скорость растворения золота может контролироваться либо концентрацией NaCN, либо кислорода; интенсивное пассивирование золота имеет место в присутствии солей свинца; при малых концентрациях (5–25 мг/л) серебро, свинец и ртуть ускоряют растворение золота; в присутствии сульфосолей мышьяка скорость растворения золота резко подавляется.

Интенсификация цианирования может быть достигнута за счет предварительного введения извести и цемента для гранулирования материала; использования концентрированных цианистых растворов, цианида кальция, который дешевле NaCN, комбинированных реагентов (особенно для теллуристых и золотосеребряных руд); введения в раствор некоторых добавок (солей таллия, марганца, высокомолекулярных спиртов и т. д.). Продолжительность выщелачивания колеблется от 7 до 30 суток для дробленой руды (крупностью менее 20 мм) и до нескольких месяцев для получаемой в результате взрыва.

При всех достоинствах цианистого процесса извлечения золота из руд у него имеется и существенный недостаток – очень высокая токсичность цианистых солей. До сих пор не решена проблема обезвреживания стоков, поэтому уже давно ведется поиск альтернативных реагентов для гидрометаллургической (в том числе и геотехнологической) переработки золотосодержащего сырья.