Гидрометаллургическая переработка минерального сырья

tekhnologicheskaya_skhema.cdw

Проект гидрометаллургической
переработки минерального
Качественно-количественная
и водно-шламовая схема
Классификация в КСН
Предварительное цианирование
Обеззолоченная смола

skhema_tsepi_apparatov.cdw

пульпа на обезвреживание
Схема цепи аппаратов
Проект гидрометаллургической
переработки минерального

spetsifikatsia.cdw

Пояснительная записка
Технологическая схема
Пластинчатый питатель
Классификатор спиральный
Мельница амоизмельчения
Пачук предварительного цианирования
Схема цепи аппаратов
Десорбционная колонная

kursovaya_gidro.docx

МИНИСТЕРСТВО НАУКИ И ВЫСШЕГО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ
федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение
«Забайкальский государственный университет»
Кафедра Обогащения полезных ископаемых и вторичного сырья
по «Гидрометаллургической переработки минерального сырья»
(наименование дисциплины)
на тему «Проект гидрометаллургической переработки минерального сырья»
(группа фамилия имя отчество)
Руководитель работы: канд. техн. наук доцент Щеглова Светлана Александровна (должность ученая степень фамилия имя отчество)
на курсовую работу (проект)
По дисциплине «Гидрометаллургическая переработка минерального сырья»
Студенту Анкудинову Андрею Викторовичу
(фамилия имя отчество)
специальности «Обогащение полезных ископаемых и вторичного сырья»
Тема курсовой работы (проекта):«Проект гидрометаллургической переработки минерального сырья»
Исходные данные к работе (проекту)
Qисх=65 тч; γисх=100%; исх=24 гт; Меисх=156 гч; исх=100%
Q25=0000235 тч; γ25=0000361%; 25=620000 гт; Ме25=1457 гч; 25=934%
Q16=64999765 тч; γ16=99999639%; 16=01584 гт; Ме16=1032 гч; 16=66%
Перечень подлежащих разработке в курсовой работе (проекте) вопросов:
Практика обогащения золотосодержащих руд; Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы; Выбор и расчет основного и вспомогательного оборудования
Перечень графического материала (если имеется):
Технологическая схема
Схема цепи аппаратов
(подпись расшифровка подписи)
Задание принял к исполнению
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
к курсовой работе (проекту)
по «Гидрометаллургической переработке минерального сырья»
(наименование направления подготовки)
Практика обогащения золотосодержащих руд .
Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы обогащения
Расчет качественно-количественной схемы
Расчет водно-шламовой схемы .
Выбор и расчет основного оборудования ..
Выбор и расчет мельницы самоизмельчения для I стадии измельчения
Выбор и расчет мельницы второй стадии измельчения .
Выбор и расчет гидроциклонов
Выбор и расчёт спирального классификатора ..
Выбор и расчёт оборудования для предварительного цианирования
Выбор и расчет аппаратов сорбционного выщелачивания ..
Выбор и расчет оборудования для отмывки от ила . .
Выбор и расчет оборудования для вытеснения воды
Выбор и расчет оборудования для десорбции ..
Выбор и расчет оборудования для электролиза .
Выбор и расчет оборудования для сушки .
Выбор и расчет оборудования для плавки
Выбор и расчет оборудования для сгущения
Выбор и расчет оборудования для щепоотделения ..
Расчет вспомогательного оборудования
Список использованных источников ..
Извлечение золота имеет огромное экономическое значение так как является валютным металлом. Металлургия благородных металлов представляет научную систему знаний о методах извлечения и аффинажа золота серебра и металлов платиновой группы. Современное состояние знаний в этой области является результатом длительного исторического процесса.
Золото – один из немногих металлов находящихся в природе в самородном состоянии. Куски и крупицы этого металла отличающиеся характерным цветом блеском и высокой плотностью давно привлекали внимание человека. Золото – первый металл известный человеку уже несколько тысячелетий.
Золото – единственный металл который в чистом виде обладает приятным ярко –жёлтым цветом. Блеск золота при полировке ещё более усиливается. Это очень мягкий ковкий пластичный и тягучий металл. Из одного грамма золота можно протянуть проволоку длиной 35 км. Золото можно расковать так что оно будет пропускать свет. Толщина такого листа будет не более 00001 мм. Это тончайшие листочки носят название сусального золота и применяются для декоративных покрытий [1].
В периодической системе Менделеева золото стоит под номером 79 атомный вес его 1972 плотность золота составляет 1926 гсм3 температура плавления - 1063С.
Золото можно считать самым благородным металлом из благородных – серебра платины палладия и других. Ценнейшее свойство золота – его химическая инертность. Золото не окисляется на воздухе даже при нагревании устойчиво при воздействии на его влаги не реагирует с кислотами щелочами солями. Тем не менее золото можно растворить в царской водке которая представляет собой смесь из 3-х частей соляной кислоты и одной части азотной.
В технике его используют в виде сплавов с другими металлами. Покрытие золотом применяют в авиационной космической технике для изготовления отражателей электрических контактов и деталей проводников в радиоаппаратуре. Значительная часть золота идет на ювелирные изделия. Золото применяется в медицине (радиоактивное золото Au198 помогает диагностировать опухоли).
Основными сырьевыми источниками золотодобывающей отрасли являются россыпные и коренные (рудные) месторождения золота. Большое разнообразие состава и сложность золотосодержащего сырья определяют необходимость разработки различных технологических схем извлечения золота.
Цель курсовой работы: научиться рассчитывать технологическую схему гидрометаллургической переработки золотосодержащих руд выбирать технологическое оборудование.
- рассчитать качественно-количественную и водно-шламовую схемы обогащения;
- провести расчет и выбор оборудования;
- произвести графическое построение качественно-количественной и водно-шламовой схемы и схемы цепи аппаратов.
Практика обогащения золотосодержащих руд
Месторождения золота делятся на две основные группы:коренные и россыпные. Из коренных месторождений добываютболее 75 % золота из россыпных — 25 %.Коренные золотосодержащие руды в месторождениях представлены кварцевыми жилами и штокверками различных размеров. Кроме золота в рудах содержится группа сульфидных минералов: пирит халькопирит галенит арсенопирит серебро висмут и другие металлы. Содержание золота в коренных рудахколеблется от нескольких до десятков граммов на 1 т руды.Золотосодержащие россыпи представлены современнымирусловыми долинными и террасовыми а также погребеннымироссыпями. Промышленное содержание золота в россыпях составляет 80—200 мгм3 и более.Золото в месторождениях чаще всего встречается в видесамородного металла а также связанное с минералами медижелеза ртути висмута платины и теллуридов. Промышленное значение имеет лишь самородное золото а также связанное с теллуридами платиной и сульфидами извлекаемое из этих соединений на стадии металлургической переработки.Для извлечения золота из золотосодержащих руд используют различные обогатительные гидро- и пирометаллургические методы: ручную сортировку гравитационное обогащение флотацию амальгамацию цианирование сорбцию плавку. Чащевсего обработку руд ведут по комбинированным схемам в сочетании различных методов[1].
Рудоподготовка чаще всего осуществляется с использованием процесса самоизмельчения. При наличии в руде крупновкрапленного золота для его извлечения применяют обычно гравитационное обогащение; мелкое золото извлекается флотацией вместе с сульфидами; тонкодисперсное выделяется только гидрометаллургией (обычно цианированием).
В комбинированных схемах флотация используется в первую очередь для первичной концентрации золота из убогих руд в концентрат с извлечением в него 90—93 % золота поступающего далее на цианирование или плавку. Цианирование широко используют для гидрометаллургического извлечения золота как непосредственно из руд так и из продуктов их обработки: хвостов и концентратов гравитационного обогащения хвостов флотации и флотационных концентратов и др. Сущность процесса цианирования заключается в растворении золота щелочными цианистыми растворами
Au + 4NaCN + 12О2 + Н20 = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH.
В практике обычно используют растворы NaCN и Ca(CN)2 реже KCN щелочную реакцию создают известью. Осаждение золота из цианистых растворов осуществляют цинковой пылью ионообменные смолы и активированный уголь. Золотоцинковые осадки обезвоживают и отправляют на центральный завод где их обрабатывают соляной кислотой промывают обезвоживают и плавят. Сплав отправляют на аффинаж.
Цианирование осуществляют в щелочной среде создаваемой известью СаО (рН 11—12). Для цианирования используют растворы цианистого натрия иногда кальция и реже калия. На скорость перехода золота в раствор влияют форма и чистота поверхности минеральный состав продуктов и руд. Примесями усложняющими процесс являются углистые вещества сульфиды меди сурьмы мышьяка и шламы. В результате выщелачивания получают продуктивные растворы содержащие повышенные концентрации растворенного золота.
Более современными методами извлечения золота из растворов являются сорбционные технологии «уголь в колонне» и«уголь в пульпе» (CIP). По первой из них цианистый растворочищенный от взвесей пропускается сквозь ряд колонн (5—6)установленных последовательно и заполненных активированнымуглем адсорбирующим соединения золота из раствора. Процессобеспечивает высокое извлечение золота но требует большихрасходов на организацию предварительной очистки раствора. Повторой технологии (процесс CIP — «уголь в пульпе») золото извлекается на частицах угля крупностью 1—3 мм загружаемогонепосредственно в пульпу. Пульпа при этом последовательнопроходит через 4—6 чанов в каждом из которых время пребывания пульпы составляет около одного часа.Наиболее распространенными аппаратами для сорбции из пульп являются пачуки с пневматическим перемешиванием итранспортированием смолы по принципу противотока. При этомпоследовательно устанавливают до 12 сорбционных аппаратовв каждом из которых отношение объема смолы к объему пульпы
составляет от 1 : 3 до 1 : 6.Для десорбции золота и регенерации смола отбирается из головного пачука. Цикл регенерации состоит из 4—5 колонн. В
первой из них проводят отмывку смолы от шламов во второй итретьей — десорбцию золота раствором тиомочевины а в четвертой — отмывку смолы от избытка регенерирующего раствора.Воду для промывки и регенерирующие растворы подают снизувверх навстречу потоку движения смолы. Затем производитсяперевод смолы (угля) в ОН-форму обработкой щелочами (NaOH).Непрерывность процесса минимальное число запорнойарматуры и отсутствие насосов для перекачивания пульпы позволяют надежно автоматизировать такой производственныйпроцесс.
Кучное выщелачивание золотосодержащих руд применяется для бедных забалансовых руд. Руды близкие по содержаниюметалла к товарным кондиционным рудам выщелачивают в кучах малых размеров (высота и ширина 3—6 м длина до 100 м)укладываемых с помощью грейферных кранов или ленточныхконвейеров. Извлечение металла 65—75 % достигается за неделю выщелачивания а концентрация металла в растворах составляет первые кгм3 для медных руд на порядок меньше — дляурановых руд и еще меньше —- для золота (десятки и сотнимгл).Несколько худшие показатели достигаются в кучах больших размеров (высота и ширина — до 20—30 м длина — сотниметров). Требуются более длительные периоды выщелачиванияизмеряемые несколькими месяцами. Расход цианида составляет до 200 гт руды подвергавшейся окомкованию и в 3 раза больше при обычном выщелачивании. Концентрация цианида 03—05 гл. Извлечение золота составляет порядка 70 % для лежалых хвостов и до 90 % для руд с предварительным их окомкованием.
Расчет качественно-количественной и водно-шламовой схемы обогащения
1 Расчет качественно-количественной схемы
Задачей расчета качественно-количественной и водно-шламовой схемы является определение численных значений основных показателей обогащения и гидрометаллургического передела: производительности по твердому (Qn тчас) по жидкому (W м3ч) выхода (γ) содержание металла (т гт; ж гм3) и извлечение (т %; ж %) для всех продуктов схемы гидрометаллургической переработки.
Основные формулы для расчета:
Tвых+жвых=ж+Tпос; (2.5)
(γи·n)пос=(γn·n)вых; (2.6)
МеTвых+Межвыш=МеT+Жпос; (2.7)
где γпос– количество продукта поступившего в процесс %;
γвых– количество продукта вышедшего из процесса %;
МеТвых – количество золота вышедшего из процесса в твердой фазе гч;
Межвых – количество золота вышедшего из процесса в растворенном виде гч;
МеТ+Жпос– суммарное количество золота поступившего в процесс гч;
Qт – исходная производительность гидрометаллургического цеха тч;
α – содержание золота в исходном питании %;
ж – содержание золота в растворенном виде в жидком гм3;
т– содержание золота в твердой фазе в твердом гм3;
твых– извлечение золота в твердую фазу %;
жвых– извлечение золота в жидкую фазу%;
т+жпос– суммарное извлечение золота в жидкую и твердую фазу в продукте поступившем в процесс %.
Общий баланс металла приведен в таблице 2.1.
Таблица 2.1 - Общий баланс металла
Наименование продуктов
Производительность по твердому
Извлечение золота %;
Производительность по металлу Ме
2 Расчет водно-шламовой схемы
Целю расчета водно-шламовой схемы является обеспечение оптимальных отношений жидкого к твердому (Ж : Т) в каждой операции схемы и определение следующих показателей для операций и продуктов обогащения:
Расчёт водно-шламовой схемы производим по следующим формулам:
- для определения количества воды в продуктах или операциях:
- для определение отношения ЖТ в операциях и продуктах:
Rn = Sn(100 -Sn); (2.11)
Rn = (100 – Tn) (2.12)
Tn = 100(Rn +1); (2.13)
- для определения объема пульпы в операциях:
Vn= Qn(Rn+1); (2.14)
где n – номер продукта в схеме;
Rn– весовое отношение Ж : Т числено равное массе воды на 1 т твердого;
Wn – расход воды (производительность по воде) с продуктом м³ в единицу времени;
Sn– влажность продукта %;
Tn – содержание твердого %;
– плотность твердого в продукте тм³;
Vn – производительность по объему пульпы м³ в единицу времени.
Результаты расчёта качественно-количественной схемы и водно-шламовой схемы обогащения сводим в таблицу 2.2.
Водно-шламовая схема дает возможность составить баланс общей и свежей воды по обогатительной фабрике. Суммарное количество воды поступающей в процесс должно равняться суммарному количеству воды уходящему из процесса с конечными продуктами. Поэтому баланс общей воды выразится равенством
где W1 – количество воды поступающей с исходным сырьем м³ в единицу времени;
L – суммарное количество воды добавляемой в процесс м³ в единицу времени;
Wк – количество воды уходящее из процесса с конечными продуктами м³ в единицу времени.
Баланс водопотребления и водоотведения представлен в таблице 2.3.
Таблица 2.2 - Результаты расчета качественно-количественной и водно-шламовой схемы
Продолжение таблицы 2.2
Предварительное цианирование
Обеззолоченная смола
Окончание таблицы 2.2
Таблица 2.3 - Баланс водопотребления и водоотведения
Поступает воды в процесс
Уходит воды из процесса
В классификацию КСН LIII
В измельчение II LIV
С раствором NaCN CaO
В сорбционное выщелачивание LVIII
На отмывку от илов LIX
Всего поступает W1+ L
Расход общей воды в цехе обогащения для технологических целей составит:
L=136501 –1281 =13522 м3час.
На технологические нужды предусматриваем 10% от общего расхода воды:
Lдоп=13522·10100=135 м3час.
Общее потребление воды:
Lобщ = L + Lдоп (2.18)
Lобщ=13522+135=14872м3час.
Расчет оборотной воды производится по формуле
Wоб = Wo 80 % 100 (2.19)
где Wоб – объем оборотной воды м3;
Wo – объем поступающей воды в цех м3;
Wоб= 14872·80100=118976 м3 час.
Расход свежей воды составляет:
Lсв = Wo - Wоб (2.20)
Lсв=14872– 118976=29744 м3.
Выбор и расчет основного оборудования
1 Выбор и расчет мельницы самоизмельчения дляI стадии измельчения
В первую стадию измельчения поступает руда крупностью 350 мм для этой стадии выбираем мельницу самоизмельчения. В первой стадии измельчения за эталонную принимаем мельницу ММС 70х23.
Определяем эффективность измельчения эталонной мельницы по формуле
где Q- производительность мельницы тчас;
к и – содержание класса минус 0074 мм соответственно в конечном и исходном продуктах принимаем по данным действующих предприятий
N – потребляемая мощность кВт;
еэт= 190·(067-0062)1600=007 ткВт·час
Определяем эффективность измельчения проектируемых мельниц по формуле
где еэт – эффективность измельчения эталонной мельницы по вновь образованному расчетному классу ткВт·час;
Ки и Кк – коэффициенты измельчаемости и крупности принимаем Ки =1 Кк=08
en=007·1·08=0056 ткВт·час.
Определяем производительность мельницы по исходной руде тчас по формуле
Qn=Nn··еэт(к- и) (3.3)
где - отношение потребляемой мощности к установочной 085-09
Расчет ведем для трех вариантов:
а) для мельницы ММС 70х23
Q1=1600·09·0056(067-0062)=13440тчас
б) для мельницы ММС 90х30
Q2=4000·09·0056(067-0062)=3360 тчас
в) для мельницы ММС 50х23
Q3=630·09·0056(067-0062)=529 тчас
Определяем число мельниц по формуле
где Q – заданная производительность тчас;
Qn - расчетная производительность проектируемой мельницы
Для мельницы ММС 70х23: n=74751344=0561
Для мельницы ММС 90х30: n=7475336=021
Для мельницы ММС 50х23: n=7475529=142
Варианты установки мельниц представим в таблице 3.1.
Таблица 3.1 – Сравнение вариантов установки мельниц
Установочная мощность кВт
Проверяем пропускную способность выбранной мельницы Q0V≤12 тм3ч.; Q0 =7475160≤12; 046≤12 (тм3ч). Выбираем и принимаем к установке одну мельницу ММС 70х23.В измельчение добавляем шары (ММПСИ).
Техническая характеристика представлена в таблице 3.2.
Таблица 3.2 – Техническая характеристика мельницы ММС 70х23
2 Выбор и расчет мельницы второй стадии измельчения
Принимаем за эталонную мельницу МШР 36004000. Расчет производим по удельной производительности.
Определяем удельную производительность эталонной мельницы
qэ=Q·(к-и)·4·(D-015)2·L тм3час (3.5)
где Q – производительность по руде тч;
D – диаметр барабана мельницы м;
L – длина барабана мельницы м.
q=170·(09-06)·4314(36-015)2·40=137 тм3час
Удельная производительность проектируемых мельниц определяется по формуле
q=qэ·Ки·Кк·КD·Кт·КL·К·К тм3 (3.6)
где Ки Кк КD Кт КL К К - поправочные коэффициенты.
Определяем значения поправочных коэффициентов.
Ки - коэффициент учитывающий различие в измельчаемости проектируемой к переработке и перерабатываемой руды принимаем равным 1;
Кк – коэффициент учитывающий различие в крупности исходного и конечного продуктов измельчения определяется по формуле;
где m – относительная производительность проектируемой мельницы при запроектированной крупности исходного и конечного продуктов.
mэ – то же для эталонной мельницы работающей в промышленных условиях.
КD – коэффициент учитывающий различие в диаметрах барабанов проектируемой и эталонной мельниц рассчитывается по формуле
КD=(Dп-015Dэ-015)05 (3.8)
где Dп и Dэ – соответственно номинальные диаметры проектируемой и эталонной мельницы м.
Для МШР 3200х3100: КD=(31-01536-015)05=093
Для МШР 3600х5500: КD=(36-01536-015)05=1
Для МШР 4000х5000: КD=(40-01536-015)05=105
Кт – коэффициент различия в типе мельниц принимаем равным 1.
КL – коэффициент учитывающий различие длины барабанов проектируемой и эталонной мельницы определяется по формуле
где Lп и Lэ – длина мельницы соответственно проектируемой и эталонной
Для МШР 3200х3100: КL=(3240)015=097
Для МШР 3600х5500: КL=(5540)015=105
Для МШР 4000х5000: КL=(540)015=103
К - коэффициент частоты вращения рассчитывается по формуле:
где и э – соответственно скорости вращения в процентах от проектируемой и эталонной мельниц.
К принимаем равным 1.
К - коэффициент заполнения измельчающей средой К=1.
Удельная производительность мельницы МШР 32003100
q1=137·1·08·093·1·097·1·1=098 тм3ч
Удельная производительность мельницы МШР 36005500
q3=137·1·08·1·1·105·1·1=115 тм3ч
Удельная производительность мельницы МШР 40005000
q3=137·1·08·105·1·103·1·1=119 тм3ч
Определяем производительность мельниц по руде:
Для мельницы МШР 3200х3100: Q=098·22(09-06)=7186 тч
Для мельницы МШР 3600х5500: Q=115·45(09-06)=1725 тч
Для мельницы МШР 4000х5000: Q=119·55(09-06)=2182 тч
Определяем число мельниц
где Qисх. – производительность по исходному продукту тч;
Q – производительность мельниц по руде тч.
Мельница МШР 3200х3100: n=9757186=1352
Мельница МШР 3600х5500: n=9751725 =0561
Мельница МШР 4000х5000: n=9752182 =0441
Выбор размера и числа мельниц производим на основании технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов по величине потребляемой для каждого варианта установочной мощности и суммарному весу таблица 3.3.
Таблица 3.3 - Сравнение вариантов установки мельниц по основным показателям
Проверяем пропускную способность выбранной мельницы Q0V≤12 тм3ч.; Q0=97545≤12; 216≤12 (тм3ч)
Принимаем к установке 1мельницу МШР 3600х5500. Техническая характеристика выбранной мельницы представлена в таблице 3.4.
Таблица 3.4 - Техническая характеристика мельницы МШР 3600х5500
Внутренние размеры барабана без футеровки мм: диаметр
Номинальный объем барабана м3
Мощность электродвигателя кВт
3 Выбор и расчет гидроциклонов
На обогатительных фабриках используют в основном цилиндрические гидроциклоны с углом конусности 20° и малых типоразмеров с углом конусности 10°.
Объемная производительность гидроциклона с углом конусности 20° определяется по формуле
где W – объемная производительность по питанию гидроциклона пульпой с учетом циркулирующих песков м3час;
А – коэффициент определяемый по значению в зависимости от диаметра гидроциклона Д;
Р – давление на входе в гидроциклон МПа.
Номинальную крупность частиц слива dн определяют по формуле
Dн = 15(Д dс [Кдdп (Р(ρ-1))05])05 (3.13)
гдеД – диаметр гидроциклона м;
dс – диаметр сливного патрубка гидроциклона м;
dп – диаметр пескового патрубка гидроциклона м;
– содержание твердого в питании гидроциклона %;
ρ – объемная плотность твердой фазы тм3.
Проверка гидроциклона по пескам проводится по формуле
qн = Qg (0785 dп2 ) (3.14)
где qн – удельная производительность гидроциклона по пескам должна входить в диапазон (5·103-25·104) тчас;
Qg – производительность по пескам тчас;
dп – диаметр песковой насадки м.
Расчет гидроциклонов для классификации.
Выбираем гидроциклон для обеспечения следующих условий:
- объемная производительность по питанию – 286975м3час;
- содержание класса в сливе к-96%;
- содержание твердого в питании гидроциклона Т=416%
Принимаем к установке ГЦ-710.
W=2660·0712·=4023 м3час
d=15(071·02·454[095·015·(009)05(265-1)])05=15784 мкн
qn=19756(0785·00152)=1118528 тм2час
Принимаем к установке 1гидроциклон ГЦ-710 1 в резерв.
Техническая характеристика представлена в таблице 3.5.
Таблица 3.5 – Техническая характеристика гидроциклонов
Диаметр гидроциклона
Эквивалентный диаметр питающего отверстия dмм
Диаметр сливного отверстия d мм
Диаметр пескового отверстия d мм
Давление на вводе р МПа
4 Выбор и расчёт спирального классификатора
Механические классификаторы по сравнению с гидроциклонами меньше расходуют электроэнергии могут классифицировать более крупный материал и имеют более длительные межремонтные периоды.
Выбираем спиральный классификатор 2КСН-30 и определяем его производительность по формулам
где - число спиралей;
- коэффициенты учитывающие соответственно плотность
руды разжижение и угол наклона ванны классификатора;
- диаметр спирали м;
- частота вращения спирали мин-1;
- производительность по сливу односпирального классификатора с диаметром работающего на руде плотностью 27 тм3.
- коэффициент плотности руды определяют по формуле
где – объемная плотность руд принимаем равным 27 тм3;
- коэффициент угла наклона ванны классификатора принимаем по следующим данным принимаем равным 1.
- коэффициент разжижения слива – учитывает различия между фактическим (расчётным) разбавлением Rт необходимым по технологическим требованиям и базисным.
Выбранный классификатор подходит по производительности. Техническая характеристика спирального классификатора представлена в таблице 3.6.
Таблица 3.6 – Техническая характеристика спирального классификатора
Угол наклона ванны градус
Частота вращения спирали мин-1
Мощность электродвигателя привода спирали кВт
5 Выбор и расчёт оборудования для 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.
Находят суммарный рабочий объём аппаратов предварительного цианирования:
где -оптимальное время предварительного цианирования пульпы ч.
По данным практики в пачуках составляет около 2 ч а в пульсационных колоннах051ч.
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 пульсационных колонн1-2.
По таблице 2.2 находим часовой объём пульпы поступающий на предварительное цианирование:
Тогда общий рабочий объём аппаратов в соответствии будет равен:
Полный объём аппаратов с учётом их заполнения пульпой на 85% составит:
Рабочий объём всех пульсационных колонн:
В проекте принимаем к установке 4 пульсационных колонны. Тогда рабочий объём одной колонны составит:
Рассчитаем геометрические размеры колонны.принимаем при этом что отношение высоты колонны (Н) к его диаметру (D) равняется 37.
Находим её диаметр по уравнению:
Рабочая высота колонны:
Геометрическую высоту колонны конструктивно принимаем выше примерно на 1 м чем рабочую высоту чана:
Техническая характеристика колонны представлена в таблице 3.7.
Таблица 3.7 –Техническая характеристика колонны
6 Выбор и расчет аппаратов сорбционного выщелачивания
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:
где N-число сорбционных аппаратов в каскаде;
-число теоретических ступеней сорбции;
-коэффициент полезного действия сорбционного аппарата.
Как следует из выражения (3.24) 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 03-05 теоретических ступеней т.е. =03-05. В случае пульсационных колонн с насадками КРИМЗ один аппарат соответствует 07-08 теоретической ступени. Тогда например при =4 число сорбционных пачуков в каскаде при =035составит
=4035=12 а число пульсационных колонн с насадками КРИМЗ при
=08 будет равно ==5.
Число аппаратов типа сорбционных пачуков в каскаде сорбционного выщелачивания можно также определить по эмпирической формуле:
где m-коэффициент снижения концентраций золота в растворе при прохождении пульпы через один аппарат сорбции. Для пачуков m=15-20;
Снач - исходная суммарная концентрация золота в растворе врезультате предварительного и сорбционного выщелачиваниягм3;
Скон - конечная концентрация золота в растворе хвостовойпульпы - 002-003 гм3.
Формулой (3.25) можно воспользоваться и при расчёте числа пульсационных колонн в сорбционном каскаде но для этого необходимо по данным испытаний знать величину «m».
Снач может быть найдено из соотношений:
где - содержание золота в продукте (руде концентрате) поступающем на цианирование гт;
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 гт;
Q - производительность отделения по сухой руде тч.
Необходимый объём аппаратов сорбции при известном их количестве определяют исходя из часового объёма пульпы () и продолжительности сорбции ().
Сначала определяют суммарный рабочий объём аппаратов сорбции:
Продолжительность сорбционного до выщелачивания золота из руды устанавливается эспериментально. В случае кварцево-окисленных руд и кварцево-сульфидных с небольшим содержанием сульфидов она составляет от 6 до 12 ч иногда больше в зависимости от характера руды и условий проведения процесса (форма нахождения золота плотность и вязкость пульпы концентрация реагентов и др.). При цианировании сульфидных руд и концентратов продолжительность сорбционного выщелачивания возрастает до 12—18 ч и более.
Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 80-85% составит:
где - коэффициент заполнения аппарата равный 08-085.
Исходя из необходимого общего объёма аппаратов а также рассчитанных ранее числа теоретических ступеней сорбции и реального числа аппаратов (N) находят полный объём одного аппарата:
Рабочий объём одного аппарата:
По каталогам выбирают пачуки или пульсационные колонны сорбционного выщелачивания заданного объёма.
Рассчитаем VIII операцию –сорбциюпо имеющимся данным: VVIII = 15809м3ч; продолжительность сорбционного выщелачивания 12 ч; содержание золота в растворе поступающего на сорбцию 092 гм3; остаточное содержание золота в растворе после сорбции 0001 гм3.
Число пачуков для сорбционного цианирования находим по уравнению
В проекте принимаем 10 пачуков 2линии по 5 шт.
Суммарный рабочий объём аппаратов в соответствие с выражением 3.27 составит:
Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 85% будет равен
Полный и рабочий объёмы одного аппарата равны соответственно
Рассчитаем геометрические размеры аппарата. Принимаем при этом что отношение высоты колонны (Н) к его диаметру (D) равняется 32.
Находим её диаметр по уравнению 3.23:
Нр=32 44 = 140815 м.
Техническая характеристика пачуков приведена в таблице 3.8.
Таблица 3.8 –Техническая характеристика пачуков сорбционного выщелачивания
7 Выбор и расчет оборудования для отмывки от ила
Промывка осуществляется в промывочных машинах и аппаратах. Для промывки труднопромывистых руд и песков выбирают аппараты обеспечивающие длительное время пребывания материала в рабочей зоне и интенсивное механическое воздействие
Объем промывочной колонны составляет:
где Vоб – объем пульпы м3сут;
t – расчетное время работы цеха ч.
Vкол = 112309 24 =467956м3 ч.
Принимаем к установке 1 промывочную колонну объемом 7 м3.
Техническая характеристика колонны представлена в таблице 3.9.
Таблица 3.9 – Характеристика промывочной колонны
Площадь дренажной сетки м2
8 Выбор и расчет оборудования для вытеснения воды
Для вытеснения воды принимаем вибрационный грохот.
Производительность определяем по формуле
где Q – производительность грохота тч
F – рабочая площадь сита м2
q – удельная производительность на 1 м2 поверхности сита м3ч
– насыпная плотность материала тм3;
klmn.op – поправочные коэффициенты.
Определяем рабочую площадь сита:
F=0058555·27·165·12·09·1·1·1=001 м2
Принимаем виброгрохот ГИЛ 051. Техническая характеристика представлена в таблице 3.10.
Таблица 3.10 – Технические характеристики грохота ГИЛ 051
Длина просеивающей поверхности м
Площадь грохочения м2
Размеры отверстий просеивающей поверхности мм
Крупность кусков исх. материала мм
Мощность электродвигателя к Вт
Удельная нагрузка по углю м3(м2·ч)
9 Выбор и расчет оборудования для десорбции
Расчёт регенерационных колонн ведут в следующем порядке.
Сначала исходя из заданной восходящей скорости движения элюирующего раствора определяют расчётное сечение и расчётный диаметр колонны:
где - расход элюирующего раствора объём на объём сорбента;
- часовой поток сорбента м3ч;
-линейная скорость раствора в колонне мч.
Sp = 01926 4 1= 065 м2
dp = 2 √065 3.14 = 09 м
По таблице 3.4 методических указаний принимаем к установке колонну с диаметром 1020 м ближайшим к расчётному и определяем сечение принятой к установке колонне :
S = 314 1022 4 = 08 м2
Далее по заданной продолжительности операции (времени контакта сорбента с раствором =90 ч) находим расчётный объём колонны и её расчётную высоту :
где - число колонн на операции;
- коэффициент разрыхления смолы равный обычно 13-14.
Vp = 08 90 16= 45 м3
Нр = 45 13 081 = 72 м
По таблице 3.4 принимаем к установке16 колонн с высотой 7000 мм.
Характеристика принятой колонны представлена в таблице 3.11.
Таблица 3.11 - Характеристика регенерационных колонн
Устройство для нагрева раствора
10 Выбор и расчет оборудования для электролиза
На основании данных работы фабрик в проекте принимаем электролизер типа ЭУ-5.
Необходимое число электролизеров типа ЭУ-5 определяется по формуле:
где Qп – производительность по потоку (Qп =98424 м3сут);
Qэ – производительность электролизера (Qэ = 15 м3сут).
Принимаем к установке 7 электролизеров ЭУ-5.
Техническая характеристика представлена в таблице 3.12
Таблица 3.12 – Техническая характеристика электролизера ЭУ-5
Производительность м3сут
Количество анодных камер
Количество катодных камер
Габариты электролизера мм
Размер катодной камеры мм
11Выбор и расчет оборудования для сушки
Сушильная печь должна обеспечивать суточную производительность по катодному осадку 000564 тсут. Для сушки катодных осадков принимаем камерную электропечь SNOL 73600 LFN с мощностью N=8 кВт. С принудительной конвекцией воздуха.
Катодные осадки рекомендуется сушить в противнях из нержавеющей стали. Шихтовка высушенного осадка с флюсами производится на шихтовальном столе.
Число аппаратов для сушки рассчитываем по формуле
где Qп – производительность по катодному осадку
Qэ – производительность плавильной печи (Qэ = 05 тсут).
К установке принимаем 1 печь.
Техническая характеристика печи представлена в таблице 3.13.
Таблица 3.13 - Технические характеристики печи
Электрическая мощность кВт
Габаритные размеры м
12Выбор и расчет оборудования для плавки катодного осадка
Число аппаратов для плавки рассчитываем по формуле:
где Qп–производительность по катодному осадку кгч;
Qэ–производительность плавильной печи кгч.
n = 01457 1 = 015 1.
Технические характеристики плавильной печи представлена в таблице 3.14
Таблица 3.14 - Технические характеристики печи МПП-01
Максимальная температура
Время плавки по золоту
13 Выбор и расчет оборудования для сгущения
Сгустители предназначены для сгущения и обесшламливания различных пульп и растворов содержащих твёрдые частицы.
Определяем площадь сгущения и число сгустителей по формулам
где S – площадь сгущения м2
Q – производительность по твердому в сгущенном продукте тсут
q – удельная производительность сгустителя тм2сут
n – количество сгустителей
Sc – номинальная площадь осаждения м2.
Рассчитываем сгуститель:
Принимаем для сгущения сгуститель с центральным приводом Ц9.
Техническая характеристика сгустителя приведена в таблице 3.15.
Таблица 3.15 - Техническая характеристика сгустителя
Глубина чана в центре м.
Номинальная площадь осаждения м2.
Потребляемая мощность привода скребков кВт.
14 Выбор и расчет оборудования для щепоотделения
Для щепоотделения принимаем вибрационный грохот.
q – удельная производительность на 1 м2 поверхности сита м3ч – насыпная плотность материала тм3;
F=657·281·165·12·09·1·1·1=185 м2
Принимаем виброгрохот ГИТ 51В.
Техническая характеристика представлена в таблице 3.16.
Таблица 3.16 – Технические характеристики инерционных грохотов
Расчет вспомогательного оборудования
Для перекачивания пульпы в классификацию в гидроциклоны:
QIV = 1625тч; WIV =228475м3ч.VIV=286975м3ч;
В каталоге по производительности подбираем песковой насос с подачей 800 м3ч марка ПР 800315.
Для проверки определяем плотность пульпы по формуле
γ = (WIV+ QIV)тм3 (4.1)
γ = (16257 +228475)286975 = 136 тм3.
По технической характеристике плотность пульпы при работе должна быть не выше 22 тм3 а рассчитанная 134 тм3. Принимаем насос марки ПР 800315 -2 – рабочих 2 – резервных. Техническая характеристика представлена в таблице 4.1.
Таблица 4.1 – Технические характеристики насоса.
Допустимая плотность тм3
В данном курсовом проектепо обогащению золотосодержащих руд с содержанием золота в исходной руде 24 гт производительностью 65тчасрассчитали показатели качественно-количественной и водно-шламовой схем выбрали основное и вспомогательное оборудование для данной технологической схемы.
В работе предусмотрена установка следующего основного оборудования: мельница самоизмельчения ММС 70х23 шаровая мельница МШР 3600х5500.; гидроциклонГЦ 710 – 1спиральный классификатор 1 КСН-30для предварительного цианирования принимаем 4 пульсационные колонны2380х10000 с объемом V=356м3. для сорбционного выщелачивания принимаем 10пачуков 4400х16000 с рабочим объёмом 18971м3; для отмывки от ила принимаем промывочную колонну объемом 7м3 для вытеснения воды грохот ГИЛ 051;для десорбции регенерирующую колонну – 16шт. для электролиза золота электролизер ЭУ-5-7для сушки катодных осадков принимаем печь SHOL 73600LFNдля плавки катодных осадков принимаемпечь МПП-01сгуститель Ц-15 для щепоотделения ГИТ 51 В насосы ПР 800315 2 рабочих 2 резервных.
В результате получено лигатурное золото в слитках с содержанием 620000гт и извлечением 934 %.
СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ
Авдохин В.М. Основы обогащения полезных ископаемых: учебник В.М. Авдохин. Москва:МГГУ 2018.–420с.
Богданов О.С. Справочник по обогащению руд. Основные процессы: учебник О.С. Богданов. - Москва: Недра 1983. - 381с.
Богданов О.С. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы: учебник О.С. Богданов. - Москва: Недра 1982. - 366 с.
Донченко А.С. Справочник механика рудообогатительной фабрики А.С. Донченко В.А. Донченко. – Москва: Недра 1975. – 185с.
Разумов К.А. Проектирование обогатительных фабрик: учечебник К.А. Разумов. – Москва: Недра 1982. - 518 с.
Фатьянов А.В. Проектирование обогатительных фабрик: справ. пособие А.В. Фатьянов Л.Г. Никитина А.А. Рябова. – Чита:ЧитГУ 2004. – 111с.
Фатьянов А.В. Проектирование обогатительных фабрик: учеб. пособие А.В. Фатьянов; Чит.гос.ун-т. – Чита: Изд-во ЧитГТУ 2003. – 300 с.
Шумилова Л.В.Основы металлургии: учеб. пособие. Л. В. Шумилова. –Чита : ЗабГУ. – 220 с.
ШумиловаЛ.В.Техносферная безопасность горнорудных комплексов (кучное выщелачивание металлов): учеб. пособие Л.В. Шумилова. – Чита: ЗабГУ 2015. – 357 с.