Міністерство освіти і науки Республіки Казахстан
Східно-Казахстанський Державний Технічний Університет ім. Д. Серікбаева
Курсова робота
Групи 240740
Термін навчання 3г 10 міс
Шифр:
Усть-Каменогорськ, 2008 р .
Завдання № 1
Розрахувати шихту для пробіркових аналізу свинцевого сульфідного концентрату.
Склад концентрату:
Свинець (Pb) - 52,4%;
Цинк (Zn) - 3,5%;
Мідь (Cu) - 1,2%;
Сірка (S) - 15,7%;
Залізо (Fe) - 4,4%;
Двоокис кремнію (SiO 2) - 8,2%;
Окис кальцію (СаО) - 2,0%.
Завдання № 2
Виконати розрахунок безперервної переробки з вилучення золота з кварцових руд. Схема установки включає:
Подрібнення.
Відсадження з доведенням концентрату на концентраційному столі.
Двостадійну класифікацію хвостів відсадження.
Згущення зливу 2-ої стадії класифікації з амальгамування.
Агітаційне ціанування.
Фільтрація після ціанування.
Цементація золота на цинкового пилу з фільтрацією "золотого" шламу.
Технологічні режими:
Продуктивність по руді - 50 т / год, вміст золота в руді - 10 г / т.
Щільність пульпи у млині - 75% твердого.
Вихід гравітаційного концентрату - 1% при щільності пульпи - 40%.
Амальгамування проводиться за Ж: Т = 2:1, витяг золота в амальгаму - 36%.
Піски першій стадії класифікації - 80% твердого.
Піски другій стадії класифікації - 65% твердого.
Ставлення виходу пісків першій стадії класифікації до виходу пісків другої стадії класифікації дорівнює п'яти.
Співвідношення в зливі другій стадії класифікації рідкої і твердої фаз одно Ж: Т = 4:1.
Продукти згущення виходять у вигляді пульпи з Ж: Т = 1:1.
Втрати золота при згущенні - 2%.
Режим ціанування: Ж: Т = 1.5:1.
Розведення згущеної пульпи здійснюється обеззолоченним розчином. Витяг золота в розчин при агітації прийняти рівним - 20%.
При фільтрації пульпи після ціанування виходять кекі при Ж: Т = 1:4 (80% твердого).
Кекі репульпіруются обеззолоченним розчином і свіжою водою і повторно фільтруються, після чого кек з 80% твердого скидається у відвал. Фільтрати подаються на цементацію золота разом зі зливом згущувача.
Обеззолоченние розчини містять 0.03 г / м 3 золота і йдуть в оборот (подрібнення та ін.)
Відсутня кількість води відшкодовується свіжою водою.
Зміст
Введення
Основна частина
1 Рішення завдання № 1
1.1 Розрахунок мінерального складу концентрату
1.2 Визначення кількості селітри в шихті
1.3 Визначення складу флюсів
2 Рішення завдання № 2
2.1 Подрібнення
2.2 Гравітаційне збагачення
2.3 Класифікація гравітаційного концентрату
Список літератури
Введення
Золото зустрічається в природі майже виключно у самородному стані, головним чином у вигляді дрібних зерен, вкраплених в кварц або утримуються в кварцовому піску. У невеликих кількостях золото зустрічається в сульфідних рудах заліза, свинцю та міді. Сліди його відкриті в морській воді. Загальний вміст золота в земній корі становить близько 5 * 10 -7 вагу. %.
Золото - яскраво-жовтий блискучий метал. Воно дуже ковке і пластично; шляхом прокатки з нього можна отримати листочки завтовшки менше 0.0002 мм , А з 1 грама золота можна витягнути дріт довжиною 3.5 км . Золото - чудовий провідник тепла і електричного струму, поступається в цьому відношенні тільки сріблу, і міді.
Зважаючи м'якості золото вживається в сплавах, звичайно з сріблом або міддю. Ці сплави застосовуються для електричних контактів, для зубопротезування і в ювелірній справі.
У хімічному відношенні золото - малоактивний метал. На повітрі воно не змінюється навіть при сильному нагріванні. Кислоти окремо не діють на золото, але в суміші соляної та азотної кислот (царській горілці) золото легко розчиняється:
Au + HNO 3 + 3HCl -> AuCl 3 + NO + 2H 2 O
Так само легко розчиняється золото в хлорним воді і в аерованих (продуваються повітрям) розчинах ціанідів лужних металів. Ртуть теж розчиняє золото, утворюючи амальгаму, яка при вмісті більше 15% золота стає твердою.
Відомі два ряди сполук золота, відповідальні ступенів окислення +1 та +3. Так, золото утворить два оксиду - оксид золота (I), або закис золота, - Au 2 O - і оксид золота (III), або окис золота - Au 2 O 3. Більш стійкі з'єднання, в яких золото має ступінь окислення +3.
Всі з'єднання золота легко розкладаються при нагріванні з виділенням металевого золота.
Срібло поширене в природі значно менше, ніж мідь (близько 10 -5 вагу.%). У деяких місцях (наприклад, в Канаді) срібло знаходиться в самородному стані, але більшу частину срібла отримують з його сполук. Найважливішою срібною рудою є срібний блиск (аргентит) - Ag 2 S.
В якості домішки срібло зустрічається майже у всіх мідних і срібних рудах. З цих руд і отримують близько 80% всього срібла.
Чисте срібло - дуже м'який, тягучий метал. Воно краще за всіх металів проводить електричний струм і тепло.
Hа практиці чисте срібло внаслідок м'якості майже не застосовується: звичайно його сплавляють з більшою або меншою кількістю міді. Сплави срібла служать для виготовлення ювелірних і побутових виробів, монет, лабораторного посуду. Срібло використовується для покриття ним інших металів, а також радіодеталей з метою підвищення їх електропровідності і стійкості до корозії. Частина видобувається срібла витрачається на виготовлення срібно-цинкових акумуляторів.
Срібло - малоактивний метал. В атмосфері повітря воно не окислюється ні при кімнатних температурах, ні при нагріванні. Часто спостерігається почорніння срібних предметів - результат утворення на їх поверхні чорного сульфіду срібла - AgS 2. Це відбувається під впливом міститься в повітрі сірководню, а також при зіткненні срібних предметів з харчовими продуктами, які містять сполуки сірки.
У ряді напруги срібло розташоване значно далі водню. Тому соляна і розбавлена сірчана кислоти на нього не діють.
Рішення завдання № 1
Розрахувати шихту для пробіркових аналізу свинцевого сульфідного концентрату.
Склад концентрату:
Свинець (Pb) - 52,4%;
Цинк (Zn) - 3,5%;
Мідь (Cu) - 1,2%;
Сірка (S) - 15,7%;
Залізо (Fe) - 4,4%;
Двоокис кремнію (SiO 2) - 8,2%;
Окис кальцію (СаО) - 2,0%.
1.1 Попередньо проводиться наближений розрахунок мінерального складу концентрату. При цьому для простоти розрахунку з достатньою точністю можна прийняти, що свинець практично повністю знаходиться у вигляді галеніту (PbS), цинк у вигляді сфалериту (ZnS), мідь у вигляді халькопіриту (CuFeS 2), залізо - у вигляді халькопіриту і піриту (FeS 2 ), двоокис кремнію - у вигляді кварцу і окис кальцію - у вигляді кальциту (СаСО 3).
Тоді маємо:
а. зміст галеніту в концентраті
а PbS = а Pb * 239/207 = 60,5%;
б. зміст сфалериту в концентраті
а ZnS = а Zn * 97.2/65.2 = 5,2%;
в. Зміст халькопирита в концентраті
а CuFeS 2 = а Cu * 197/64 = 3,7%;
в тому числі заліза а Fe / CuFeS 2 = а Cu * 55.85/64 = 1,05%;
р. Зміст піриту в концентраті
а FeS 2 = (а Fe - а Fe / CuFeS 2) * (55.85 + 64) / 55.85 = 7,2%;
д. зміст кальциту в концентраті
а СаСО3 = а СаО * 100/56 = 3,57%.
Оскільки сума змістів основних мінералів і двоокису кремнію практично збігається з сумою змістів основних компонентів, що приводяться в умові, можна вважати, що інші мінерали входять до складу шлакообразующих та їх впливом можна знехтувати.
1.2 Визначення кількості селітри в шихті
Визначення кількості селітри проводиться за відновлює здібності концентрату, яку в свою чергу розраховують за формулою:
β = Σа i * в i / 100, р,
де, а i - зміст сульфіду в концентраті,%;
в i - відновлююча здатність i-того сульфіду, м-екв.
PbS β = Σ60, 5 * 3.41/100 = 2,06,
CuFeS 2 β = Σ3, 7 * 7.85/100 = 0,3
ZnS β = Σ5, 2 * 7.87/100 = 0,4,
FeS 2 β = Σ7, 2 * 11.05/100 = 0,8,
β = (2,06 + 0,3 + 0,4 + 0,8) / 100 = 3,5 г-екв/100.
Наважку руди приймаємо 30 г . При плавці планується отримати 30 г веркблея. Без збільшення селітри проба відновила б 3,5 * 30 = 105г свинцю, отже необхідно окислити 105 - 30 = 75 г свинцю. Практична окислювальна здатність селітри приблизно становить 3.7 г-екв, тобто потрібно селітри 75/3.7 = 20,3 г .
1.3 Визначення складу флюсів
При плавці на веркблей приймаємо, що протікають такі реакції (А) і (В):
2FeS + 14PbO + 4Na 2 CO 3 + SiO 2 → FeSiO 4 + 14Pb + 4Na 2 SO 4 + 4CO 2 (А)
10FeS 2 + 28KNO 3 + 6Na 2 CO 3 + 5SiO 2 → 5Fe 2 SiO 4 + 14K 2 SO 4 + 6Na 2 SO 4 + 14N 2 + 6CO 3 (В).
Загальна кількість флюсів, необхідне для плавки вибирається зі співвідношення кількостей флюсу та концентрату рівного 11:1, тобто сумарна кількість флюсів повинно бути 330 г .
Кількість соди під флюсах приймається рівною кількості концентрату, тобто 30г.
Кількість соди для взаємодії з селітрою знаходиться з реакції (В) і становить: 6 * 106 * 20,3 / 28 * 101 = 4,5 г .
Кількість соди для отримання веркблея знаходиться з реакції (А) і становить: 30 * 806 * 4 / 14 * 207 = 4.4 г .
Всього необхідно соди 8,9 р.
Кількість двоокису кремнію, необхідне для взаємодії з содою 5 * 60 * 26.7/28 * 101 = 2.83г., Що вводиться для зв'язування соди з флюсами розраховується за кількістю соди, яка використовується з тією метою з освіти моносіліката натрію. Воно становить:
30 * 60/14 * 207 = 0.6г. 30 * 60/14 * 106 = 8.5г.
Додатково треба додати двоокис кремнію для зв'язування надлишку основного кисню в оксиди, отриманих при концентратах:
а. основний кисень, пов'язаний зі свинцем:
30 * 52,4 / 100 * 207 = 0.07 г-атом;
б. основний кисень, пов'язаний з цинком:
30 * 3,5 / 100 * 65.38 = 0.01 г-атом;
в. основний кисень, пов'язаний з міддю:
30 * 1,2 / 100 * 63.55 = 0.005 г-атом;
р. основний кисень, пов'язаний з залізом:
30 * 4,4 / 100 * 55.85 = 0.02 г-атом;
д. кислотний кисень, пов'язаний з двоокисом кремнію:
30 * 8,2 / 100 * 60 = 0.04 г-атом;
тобто, основний кисень, пов'язаний з окисом кальцію:
30 * 2 / 100 * 56 = 0,01 г-атом.
Надлишок основного кисню становить:
0.07 + 0.01 + 0.005 + 0.02 - 0.04 = 0.065 г-атом.
Для зв'язування його треба ввести 0.065 * 60 / 2 = 1,95 г SiO 2.
Таким чином, з компонентів флюсу для реакції треба ввести кварцу SiO 2: (2.83 + 8.5 + 0.6 + 1,95 - 1,29) = 12,6 г і 30 г соди.
Усього введено компонентів флюсу 12,6 + 30 = 42,6 г .
Додатково треба ввести флюсів: 330 - 42,6 = 287,4 г .
Якщо флюс складається з глету і кварцу, то вага глету для утворення моносілікатов становить: 287,4 * 223 / (223 + 60) = 226,5 г .
Вага кварцу: 287,4 - 226,5 = 60,9 г .
Кількість глету, необхідне для отримання 30 г веркблея складає: 32.3 - 15.99 = 16.31 р . (З урахуванням свинцю в концентраті).
У результаті шихта матиме склад (у м.):
кварц - 60.9 + 1,95 + 12,6 = 75,45 г ;
сода - 30 + 4,5 + 4.4 = 38,9 г ;
селітра - 20,3 г ;
глет - 226,5 + 16.31 = 242,84 г .
Рішення завдання № 2
Виконати розрахунок безперервної переробки з вилучення золота з кварцових руд. Схема установки включає:
Подрібнення.
Відсадження з доведенням концентрату на концентраційному столі.
Двостадійну класифікацію хвостів відсадження.
Згущення зливу 2-ої стадії класифікації з амальгамування.
Агітаційне ціанування.
Фільтрація після ціанування.
Цементація золота на цинкового пилу з фільтрацією "золотого" шламу.
Технологічні режими:
Продуктивність по руді - 50 т / год, вміст золота в руді - 10 г / т.
Щільність пульпи у млині - 75% твердого.
Вихід гравітаційного концентрату - 1% при щільності пульпи - 40%.
Амальгамування проводиться за Ж: Т = 2:1, витяг золота в амальгаму - 36%.
Піски першій стадії класифікації - 80% твердого.
Піски другій стадії класифікації - 65% твердого.
Ставлення виходу пісків першій стадії класифікації до виходу пісків другої стадії класифікації дорівнює п'яти.
Співвідношення в зливі другій стадії класифікації рідкої і твердої фаз одно Ж: Т = 4:1.
Продукти згущення виходять у вигляді пульпи з Ж: Т = 1:1.
Втрати золота при згущенні - 2%.
Режим ціанування: Ж: Т = 1.5:1.
Розведення згущеної пульпи здійснюється обеззолоченним розчином. Витяг золота в розчин при агітації прийняти рівним - 20%.
При фільтрації пульпи після ціанування виходять кекі при Ж: Т = 1:4 (80% твердого).
Кекі репульпіруются обеззолоченним розчином і свіжою водою і повторно фільтруються, після чого кек з 80% твердого скидається у відвал. Фільтрати подаються на цементацію золота разом зі зливом згущувача.
Обеззолоченние розчини містять 0.03 г / м 3 золота і йдуть в оборот (подрібнення та ін.)
Відсутня кількість води відшкодовується свіжою водою.
Метою розрахунку установки є складання водно-шламів балансу технологічної схеми, на основі якого здійснюється подальший вибір технологічного обладнання. Виходячи з умов завдання технологічну схему переробки руди розбивають на такі етапи:
1.Ізмельченіе;
2.Гравітаціонное збагачення з класифікацією пульпи;
3.Амальгамація пісків класифікації;
4.Агітаціонное ціанування мулів;
5.Цементація золота з розчинів.
Складаємо поетапний водно-шламовий баланс.
2.1 Подрібнення
Подрібнення кварцових руд роблять у кульових млинах. За даними умови виробляють подрібнення в кульовий млині з щільністю пульпи 75% твердого. При цьому використовують циркуляційну навантаження в млині, як правило 30%. Тоді маємо:
Завантаження в млин руди - 50 т / год (за умовою) води і обеззолоченного розчину - 16.7 т.
50 т - 75%
х т - 25% х = 16.7 т.
Зворотним пульпи - 300% від завантаження, тобто 150 т / год.
Ці дані дозволяють скласти наступний водно-шламовий баланс операції подрібнення.
Таблиця 2.1
Водно-шламовий баланс подрібнення.
2.2 Гравітаційне збагачення
Вихід сухої гравітаційного концентрату згідно з умовою завдання складає 1%, що при щільності пульпи 40% становить сумарний вихід вологого гравітаційного концентрату 1.25 т. У сливи гравітаційного збагачення йде 49.5 т. твердою і 16 т. рідкої фаз. Тверда фаза надходить на класифікацію, а фаза у вигляді пульпи йде на злив. Таким чином маємо наступний водно-шламовий баланс гравітаційного збагачення.
Таблиця 2.2
Водно-шламовий баланс гравітаційного збагачення
2.3 Класифікація гравітаційного концентрату
Зважаючи на відсутність даних приймаємо, що в піски I-ої стадії класифікації переходить вся тверда фаза класифікації I. Тоді піски I стадії класифікації мають склад 0.5 т. твердої фази і 0.185 т. вологи в ньому (80%). Загальна вага пісків I стадії класифікації становить 0.625 т. Вони направляються в злив.
Відповідно до умов завдання піски II стадії класифікації складають 0.625 / 5 = 0.125 т. загальної ваги або ж 0.081 т. сухої ваги. Всього в сливах II стадії класифікації твердої фази 0.541 т. або ж 1.625 т. рідкою. Таким чином, на II стадію класифікації необхідно подати функціонально 2.45 т. води.
Таблиця 2.3
Водно-шламовий баланс двохстадійної класифікації.
Враховуючи малий обсяг продуктів, що направляються на амальгамування і ціанування, проектувати для тих операцій з безперервним режимом роботи не представляється технологічним. Тому розрахунок цих операцій не наводиться. В цілому виходить технологічна схема наведена на малюнку. Об'єднуючи таблиці 2.1 - 2.3 отримуємо загальний водно-шламовий баланс збагачувальної установки.
Таблиця 2.4
Водно-шламовий баланс установки збагачення руди.
Вода Руда Зворотний пульпа
Подрібнення
Подрібнена пульпа
Гравітаційне збагачення
Гравітаційний концентрат Злив гравітаційного збагачення
(У хвостосховищі)
I стадія класифікації
Вода Піски I стадії Злив 1
класифікації (у хвостосховище)
II стадія класифікації
Піски Злив 2
(У хвостосховищі)
Малюнок 1 - Схема вилучення золота з кварцових руд
Список літератури
1. Масленіцкій І.М., Чугаєв Л.Г. Металургія благородних металів. М.: Металургія, 1972
2. Паддефет Р. Хімія золота. М.: Світ, 1982
3. Малишев В.М., Румянцев Д.В. Золото. М.: Металургія, 1979
Східно-Казахстанський Державний Технічний Університет ім. Д. Серікбаева
Курсова робота
з дисципліни «металургія благородних металів»
Виконав студентГрупи 240740
Термін навчання 3г 10 міс
Шифр:
Усть-Каменогорськ,
Завдання № 1
Розрахувати шихту для пробіркових аналізу свинцевого сульфідного концентрату.
Склад концентрату:
Свинець (Pb) - 52,4%;
Цинк (Zn) - 3,5%;
Мідь (Cu) - 1,2%;
Сірка (S) - 15,7%;
Залізо (Fe) - 4,4%;
Двоокис кремнію (SiO 2) - 8,2%;
Окис кальцію (СаО) - 2,0%.
Завдання № 2
Виконати розрахунок безперервної переробки з вилучення золота з кварцових руд. Схема установки включає:
Подрібнення.
Відсадження з доведенням концентрату на концентраційному столі.
Двостадійну класифікацію хвостів відсадження.
Згущення зливу 2-ої стадії класифікації з амальгамування.
Агітаційне ціанування.
Фільтрація після ціанування.
Цементація золота на цинкового пилу з фільтрацією "золотого" шламу.
Технологічні режими:
Продуктивність по руді - 50 т / год, вміст золота в руді - 10 г / т.
Щільність пульпи у млині - 75% твердого.
Вихід гравітаційного концентрату - 1% при щільності пульпи - 40%.
Амальгамування проводиться за Ж: Т = 2:1, витяг золота в амальгаму - 36%.
Піски першій стадії класифікації - 80% твердого.
Піски другій стадії класифікації - 65% твердого.
Ставлення виходу пісків першій стадії класифікації до виходу пісків другої стадії класифікації дорівнює п'яти.
Співвідношення в зливі другій стадії класифікації рідкої і твердої фаз одно Ж: Т = 4:1.
Продукти згущення виходять у вигляді пульпи з Ж: Т = 1:1.
Втрати золота при згущенні - 2%.
Режим ціанування: Ж: Т = 1.5:1.
Розведення згущеної пульпи здійснюється обеззолоченним розчином. Витяг золота в розчин при агітації прийняти рівним - 20%.
При фільтрації пульпи після ціанування виходять кекі при Ж: Т = 1:4 (80% твердого).
Кекі репульпіруются обеззолоченним розчином і свіжою водою і повторно фільтруються, після чого кек з 80% твердого скидається у відвал. Фільтрати подаються на цементацію золота разом зі зливом згущувача.
Обеззолоченние розчини містять 0.03 г / м 3 золота і йдуть в оборот (подрібнення та ін.)
Відсутня кількість води відшкодовується свіжою водою.
Зміст
Введення
Основна частина
1 Рішення завдання № 1
1.1 Розрахунок мінерального складу концентрату
1.2 Визначення кількості селітри в шихті
1.3 Визначення складу флюсів
2 Рішення завдання № 2
2.1 Подрібнення
2.2 Гравітаційне збагачення
2.3 Класифікація гравітаційного концентрату
Список літератури
Введення
Золото зустрічається в природі майже виключно у самородному стані, головним чином у вигляді дрібних зерен, вкраплених в кварц або утримуються в кварцовому піску. У невеликих кількостях золото зустрічається в сульфідних рудах заліза, свинцю та міді. Сліди його відкриті в морській воді. Загальний вміст золота в земній корі становить близько 5 * 10 -7 вагу. %.
Золото - яскраво-жовтий блискучий метал. Воно дуже ковке і пластично; шляхом прокатки з нього можна отримати листочки завтовшки менше
Зважаючи м'якості золото вживається в сплавах, звичайно з сріблом або міддю. Ці сплави застосовуються для електричних контактів, для зубопротезування і в ювелірній справі.
У хімічному відношенні золото - малоактивний метал. На повітрі воно не змінюється навіть при сильному нагріванні. Кислоти окремо не діють на золото, але в суміші соляної та азотної кислот (царській горілці) золото легко розчиняється:
Au + HNO 3 + 3HCl -> AuCl 3 + NO + 2H 2 O
Так само легко розчиняється золото в хлорним воді і в аерованих (продуваються повітрям) розчинах ціанідів лужних металів. Ртуть теж розчиняє золото, утворюючи амальгаму, яка при вмісті більше 15% золота стає твердою.
Відомі два ряди сполук золота, відповідальні ступенів окислення +1 та +3. Так, золото утворить два оксиду - оксид золота (I), або закис золота, - Au 2 O - і оксид золота (III), або окис золота - Au 2 O 3. Більш стійкі з'єднання, в яких золото має ступінь окислення +3.
Всі з'єднання золота легко розкладаються при нагріванні з виділенням металевого золота.
Срібло поширене в природі значно менше, ніж мідь (близько 10 -5 вагу.%). У деяких місцях (наприклад, в Канаді) срібло знаходиться в самородному стані, але більшу частину срібла отримують з його сполук. Найважливішою срібною рудою є срібний блиск (аргентит) - Ag 2 S.
В якості домішки срібло зустрічається майже у всіх мідних і срібних рудах. З цих руд і отримують близько 80% всього срібла.
Чисте срібло - дуже м'який, тягучий метал. Воно краще за всіх металів проводить електричний струм і тепло.
Hа практиці чисте срібло внаслідок м'якості майже не застосовується: звичайно його сплавляють з більшою або меншою кількістю міді. Сплави срібла служать для виготовлення ювелірних і побутових виробів, монет, лабораторного посуду. Срібло використовується для покриття ним інших металів, а також радіодеталей з метою підвищення їх електропровідності і стійкості до корозії. Частина видобувається срібла витрачається на виготовлення срібно-цинкових акумуляторів.
Срібло - малоактивний метал. В атмосфері повітря воно не окислюється ні при кімнатних температурах, ні при нагріванні. Часто спостерігається почорніння срібних предметів - результат утворення на їх поверхні чорного сульфіду срібла - AgS 2. Це відбувається під впливом міститься в повітрі сірководню, а також при зіткненні срібних предметів з харчовими продуктами, які містять сполуки сірки.
У ряді напруги срібло розташоване значно далі водню. Тому соляна і розбавлена сірчана кислоти на нього не діють.
Рішення завдання № 1
Розрахувати шихту для пробіркових аналізу свинцевого сульфідного концентрату.
Склад концентрату:
Свинець (Pb) - 52,4%;
Цинк (Zn) - 3,5%;
Мідь (Cu) - 1,2%;
Сірка (S) - 15,7%;
Залізо (Fe) - 4,4%;
Двоокис кремнію (SiO 2) - 8,2%;
Окис кальцію (СаО) - 2,0%.
1.1 Попередньо проводиться наближений розрахунок мінерального складу концентрату. При цьому для простоти розрахунку з достатньою точністю можна прийняти, що свинець практично повністю знаходиться у вигляді галеніту (PbS), цинк у вигляді сфалериту (ZnS), мідь у вигляді халькопіриту (CuFeS 2), залізо - у вигляді халькопіриту і піриту (FeS 2 ), двоокис кремнію - у вигляді кварцу і окис кальцію - у вигляді кальциту (СаСО 3).
Тоді маємо:
а. зміст галеніту в концентраті
а PbS = а Pb * 239/207 = 60,5%;
б. зміст сфалериту в концентраті
а ZnS = а Zn * 97.2/65.2 = 5,2%;
в. Зміст халькопирита в концентраті
а CuFeS 2 = а Cu * 197/64 = 3,7%;
в тому числі заліза а Fe / CuFeS 2 = а Cu * 55.85/64 = 1,05%;
р. Зміст піриту в концентраті
а FeS 2 = (а Fe - а Fe / CuFeS 2) * (55.85 + 64) / 55.85 = 7,2%;
д. зміст кальциту в концентраті
а СаСО3 = а СаО * 100/56 = 3,57%.
Оскільки сума змістів основних мінералів і двоокису кремнію практично збігається з сумою змістів основних компонентів, що приводяться в умові, можна вважати, що інші мінерали входять до складу шлакообразующих та їх впливом можна знехтувати.
1.2 Визначення кількості селітри в шихті
Визначення кількості селітри проводиться за відновлює здібності концентрату, яку в свою чергу розраховують за формулою:
β = Σа i * в i / 100, р,
де, а i - зміст сульфіду в концентраті,%;
в i - відновлююча здатність i-того сульфіду, м-екв.
PbS β = Σ60, 5 * 3.41/100 = 2,06,
CuFeS 2 β = Σ3, 7 * 7.85/100 = 0,3
ZnS β = Σ5, 2 * 7.87/100 = 0,4,
FeS 2 β = Σ7, 2 * 11.05/100 = 0,8,
β = (2,06 + 0,3 + 0,4 + 0,8) / 100 = 3,5 г-екв/100.
Наважку руди приймаємо
1.3 Визначення складу флюсів
При плавці на веркблей приймаємо, що протікають такі реакції (А) і (В):
2FeS + 14PbO + 4Na 2 CO 3 + SiO 2 → FeSiO 4 + 14Pb + 4Na 2 SO 4 + 4CO 2 (А)
10FeS 2 + 28KNO 3 + 6Na 2 CO 3 + 5SiO 2 → 5Fe 2 SiO 4 + 14K 2 SO 4 + 6Na 2 SO 4 + 14N 2 + 6CO 3 (В).
Загальна кількість флюсів, необхідне для плавки вибирається зі співвідношення кількостей флюсу та концентрату рівного 11:1, тобто сумарна кількість флюсів повинно бути
Кількість соди під флюсах приймається рівною кількості концентрату, тобто 30г.
Кількість соди для взаємодії з селітрою знаходиться з реакції (В) і становить: 6 * 106 * 20,3 / 28 * 101 =
Кількість соди для отримання веркблея знаходиться з реакції (А) і становить: 30 * 806 * 4 / 14 * 207 =
Всього необхідно соди 8,9 р.
Кількість двоокису кремнію, необхідне для взаємодії з содою 5 * 60 * 26.7/28 * 101 = 2.83г., Що вводиться для зв'язування соди з флюсами розраховується за кількістю соди, яка використовується з тією метою з освіти моносіліката натрію. Воно становить:
30 * 60/14 * 207 = 0.6г. 30 * 60/14 * 106 = 8.5г.
Додатково треба додати двоокис кремнію для зв'язування надлишку основного кисню в оксиди, отриманих при концентратах:
а. основний кисень, пов'язаний зі свинцем:
30 * 52,4 / 100 * 207 = 0.07 г-атом;
б. основний кисень, пов'язаний з цинком:
30 * 3,5 / 100 * 65.38 = 0.01 г-атом;
в. основний кисень, пов'язаний з міддю:
30 * 1,2 / 100 * 63.55 = 0.005 г-атом;
р. основний кисень, пов'язаний з залізом:
30 * 4,4 / 100 * 55.85 = 0.02 г-атом;
д. кислотний кисень, пов'язаний з двоокисом кремнію:
30 * 8,2 / 100 * 60 = 0.04 г-атом;
тобто, основний кисень, пов'язаний з окисом кальцію:
30 * 2 / 100 * 56 = 0,01 г-атом.
Надлишок основного кисню становить:
0.07 + 0.01 + 0.005 + 0.02 - 0.04 = 0.065 г-атом.
Для зв'язування його треба ввести 0.065 * 60 / 2 =
Таким чином, з компонентів флюсу для реакції треба ввести кварцу SiO 2: (2.83 + 8.5 + 0.6 + 1,95 - 1,29) =
Усього введено компонентів флюсу 12,6 + 30 =
Додатково треба ввести флюсів: 330 - 42,6 =
Якщо флюс складається з глету і кварцу, то вага глету для утворення моносілікатов становить: 287,4 * 223 / (223 + 60) =
Вага кварцу: 287,4 - 226,5 =
Кількість глету, необхідне для отримання
У результаті шихта матиме склад (у м.):
кварц - 60.9 + 1,95 + 12,6 =
сода - 30 + 4,5 + 4.4 =
селітра -
глет - 226,5 + 16.31 =
Рішення завдання № 2
Виконати розрахунок безперервної переробки з вилучення золота з кварцових руд. Схема установки включає:
Подрібнення.
Відсадження з доведенням концентрату на концентраційному столі.
Двостадійну класифікацію хвостів відсадження.
Згущення зливу 2-ої стадії класифікації з амальгамування.
Агітаційне ціанування.
Фільтрація після ціанування.
Цементація золота на цинкового пилу з фільтрацією "золотого" шламу.
Технологічні режими:
Продуктивність по руді - 50 т / год, вміст золота в руді - 10 г / т.
Щільність пульпи у млині - 75% твердого.
Вихід гравітаційного концентрату - 1% при щільності пульпи - 40%.
Амальгамування проводиться за Ж: Т = 2:1, витяг золота в амальгаму - 36%.
Піски першій стадії класифікації - 80% твердого.
Піски другій стадії класифікації - 65% твердого.
Ставлення виходу пісків першій стадії класифікації до виходу пісків другої стадії класифікації дорівнює п'яти.
Співвідношення в зливі другій стадії класифікації рідкої і твердої фаз одно Ж: Т = 4:1.
Продукти згущення виходять у вигляді пульпи з Ж: Т = 1:1.
Втрати золота при згущенні - 2%.
Режим ціанування: Ж: Т = 1.5:1.
Розведення згущеної пульпи здійснюється обеззолоченним розчином. Витяг золота в розчин при агітації прийняти рівним - 20%.
При фільтрації пульпи після ціанування виходять кекі при Ж: Т = 1:4 (80% твердого).
Кекі репульпіруются обеззолоченним розчином і свіжою водою і повторно фільтруються, після чого кек з 80% твердого скидається у відвал. Фільтрати подаються на цементацію золота разом зі зливом згущувача.
Обеззолоченние розчини містять 0.03 г / м 3 золота і йдуть в оборот (подрібнення та ін.)
Відсутня кількість води відшкодовується свіжою водою.
Метою розрахунку установки є складання водно-шламів балансу технологічної схеми, на основі якого здійснюється подальший вибір технологічного обладнання. Виходячи з умов завдання технологічну схему переробки руди розбивають на такі етапи:
1.Ізмельченіе;
2.Гравітаціонное збагачення з класифікацією пульпи;
3.Амальгамація пісків класифікації;
4.Агітаціонное ціанування мулів;
5.Цементація золота з розчинів.
Складаємо поетапний водно-шламовий баланс.
2.1 Подрібнення
Подрібнення кварцових руд роблять у кульових млинах. За даними умови виробляють подрібнення в кульовий млині з щільністю пульпи 75% твердого. При цьому використовують циркуляційну навантаження в млині, як правило 30%. Тоді маємо:
Завантаження в млин руди - 50 т / год (за умовою) води і обеззолоченного розчину - 16.7 т.
50 т - 75%
х т - 25% х = 16.7 т.
Зворотним пульпи - 300% від завантаження, тобто 150 т / год.
Ці дані дозволяють скласти наступний водно-шламовий баланс операції подрібнення.
Таблиця 2.1
Водно-шламовий баланс подрібнення.
| Всього | У тому числі твердого | |
| Вводиться: 1. Вихідною руди 2. Води (свіжої + обеззолоченного розчину) 3. Зворотним пульпи (300% від завантаження) Всього Виводиться: 1. Пульпи по відсадження. 2. Зворотним пульпи. Всього. | 50 т. 16.7 т. 150 т. 216.7 т. 66.7 т. 150 т. 216.7 т. | 50 т. - 112.5 т. 162.5 т. 50 т. 112.5 т. 162.5 т. |
Вихід сухої гравітаційного концентрату згідно з умовою завдання складає 1%, що при щільності пульпи 40% становить сумарний вихід вологого гравітаційного концентрату 1.25 т. У сливи гравітаційного збагачення йде 49.5 т. твердою і 16 т. рідкої фаз. Тверда фаза надходить на класифікацію, а фаза у вигляді пульпи йде на злив. Таким чином маємо наступний водно-шламовий баланс гравітаційного збагачення.
Таблиця 2.2
Водно-шламовий баланс гравітаційного збагачення
| Всього. | У тому числі твердого. | |
| Введено в гравітаційне збагачення пульпи. Отримано після гравітаційного кон - центрата, що спрямовується на I стадію класифікації. Зливи на хвостосховищі. Всього отримано. | 66.7 т. 1.25 т. 65.45 т. 66.7 т. | 50 т. 0.5 т. 49.5 т. 50 т. |
Зважаючи на відсутність даних приймаємо, що в піски I-ої стадії класифікації переходить вся тверда фаза класифікації I. Тоді піски I стадії класифікації мають склад 0.5 т. твердої фази і 0.185 т. вологи в ньому (80%). Загальна вага пісків I стадії класифікації становить 0.625 т. Вони направляються в злив.
Відповідно до умов завдання піски II стадії класифікації складають 0.625 / 5 = 0.125 т. загальної ваги або ж 0.081 т. сухої ваги. Всього в сливах II стадії класифікації твердої фази 0.541 т. або ж 1.625 т. рідкою. Таким чином, на II стадію класифікації необхідно подати функціонально 2.45 т. води.
Таблиця 2.3
Водно-шламовий баланс двохстадійної класифікації.
| Всього. | У тому числі твердого. | |
| Введено на класифікацію. Основи гравітаційного збагачення. Води на II стадію класифікації. Всього. Отримано після класифікації. Злив I стадії класифікації. Злив II стадії класифікації. Піски II стадії класифікації (на ціанування). Всього. | 1.25 т. 2.25 т. 3.507 т. 0.625 т. 1.625 т. 0.2 т. 2.45 т. | 0.5 т. - 0.5 т. - 0.419 т. 0.081 т. 0.5 т. |
Таблиця 2.4
Водно-шламовий баланс установки збагачення руди.
| Всього. | У тому числі твердого. | |
| Введено на збагачення: 1. концентрату 2. води на подрібнення 3. води на стадію класифікації. Всього. Отримано після збагачення: 1. сливи після гравітаційного збагачення на хвостосховищі 2. сливи I стадії класифікації 3. сливи II стадії класифікації 4. піски II стадії класифікації Всього. | 50 т. 16.7 т. 2.45 т. 69,15 т. 66.7 т. 0.625 т. 1.625 т. 0.2 т. 69.15 т. | 50 т. - - 50 т. 49.5 т. - 0.419 т. 0.081 т. 50 т. |
Подрібнення
Подрібнена пульпа
Гравітаційне збагачення
Гравітаційний концентрат Злив гравітаційного збагачення
Вода Піски I стадії Злив 1
II стадія класифікації
Піски Злив 2
(У хвостосховищі)
Малюнок 1 - Схема вилучення золота з кварцових руд
Список літератури
1. Масленіцкій І.М., Чугаєв Л.Г. Металургія благородних металів. М.: Металургія, 1972
2. Паддефет Р. Хімія золота. М.: Світ, 1982
3. Малишев В.М., Румянцев Д.В. Золото. М.: Металургія, 1979