Рассчет шихты для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата
Учитывая малый объем продуктов, направляемых на амальгамацию и цианирование, проектировать для тех операций с непрерывным режимом работы не представляется технологичным. Поэтому расчет этих операций не приводится. В целом получается технологическая схема приведенная на рисунке. Объединяя таблицы 2.1 — 2.3 получаем общий водно-шламовый баланс обогатительной установки. Золото встречается в природе… Читать ещё >
Рассчет шихты для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата (реферат, курсовая, диплом, контрольная)
Министерство образования и науки Республики Казахстан Восточно-Казахстанский Государственный Технический Университет им. Д. Серикбаева
КУРСОВАЯ РАБОТА
по дисциплине «металлургия благородных металлов»
Выполнил студент
Группы 240 740
Срок обучения 3 г 10 мес
Шифр:
Усть-Каменогорск, 2008 г.
Задание № 1
Рассчитать шихту для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата.
Состав концентрата:
Свинец (Pb) — 52,4%;
Цинк (Zn) — 3,5%;
Медь (Cu) — 1,2%;
Сера (S) — 15,7%;
Железо (Fe) — 4,4%;
Двуокись кремния (SiO2) — 8,2%;
Окись кальция (СаО) — 2,0%.
Задание № 2
Выполнить расчет непрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд. Схема установки включает:
Измельчение.
Отсадка с доводкой концентрата на концентрационном столе.
Двухстадийную классификацию хвостов отсадки.
Сгущение слива 2-ой стадии классификации с амальгамацией.
Агитационное цианирование.
Фильтрация после цианирования.
Цементация золота на цинковой пыли с фильтрацией «золотого» шлама.
Технологические режимы:
Производительность по руде — 50 т/час, содержание золота в руде — 10 г/т.
Плотность пульпы в мельнице — 75% твердого.
Выход гравитационного концентрата — 1% при плотности пульпы — 40%.
Амальгамация производится при Ж: Т = 2:1, извлечение золота в амальгаму — 36%.
Пески первой стадии классификации — 80% твердого.
Пески второй стадии классификации — 65% твердого.
Отношение выхода песков первой стадии классификации к выходу песков второй стадии классификации равно пяти.
Соотношение в сливе второй стадии классификации жидкой и твердой фаз равно Ж: Т = 4:1.
Продукты сгущения получаются в виде пульпы с Ж: Т = 1:1.
Потери золота при сгущении — 2%.
Режим цианирования: Ж: Т = 1.5:1.
Разбавление сгущенной пульпы осуществляется обеззолоченным раствором. Извлечение золота в раствор при агитации принять равным — 20%.
При фильтрации пульпы после цианирования получаются кеки при Ж: Т = 1:4 (80% твердого).
Кеки репульпируются обеззолоченным раствором и свежей водой и повторно фильтруются, после чего кек с 80% твердого сбрасывается в отвал. Фильтраты подаются на цементацию золота вместе со сливом сгустителя.
Обеззолоченные растворы содержат 0.03 г/м3 золота и идут в оборот (измельчение и др.).
Недостающее количество воды возмещается свежей водой.
Основная часть
1 Решение задания № 1
1.1 Расчет минерального состава концентрата
1.2 Определение количества селитры в шихте
1.3 Определение состава флюсов
2 Решение задания № 2
2.1 Измельчение
2.2 Гравитационное обогащение
2.3 Классификация гравитационного концентрата Список литературы
Золото встречается в природе почти исключительно в самородном состоянии, главным образом в виде мелких зёрен, вкраплённых в кварц или содержащихся в кварцевом песке. В небольших количествах золото встречается в сульфидных рудах железа, свинца и меди. Следы его открыты в морской воде. Общее содержание золота в земной коре составляет около 5*10 -7 вес. %.
Золото — ярко-жёлтый блестящий металл. Оно очень ковко и пластично; путём прокатки из него можно получить листочки толщиной менее 0.0002 мм, а из 1 грамма золота можно вытянуть проволоку длиной 3.5 км. Золото — прекрасный проводник тепла и электрического тока, уступающий в этом отношении только серебру и меди.
Ввиду мягкости золото употребляется в сплавах, обычно с серебром или медью. Эти сплавы применяются для электрических контактов, для зубопротезирования и в ювелирном деле.
В химическом отношении золото — малоактивный металл. На воздухе оно не изменяется даже при сильном нагревании. Кислоты в отдельности не действуют на золото, но в смеси соляной и азотной кислот (царской водке) золото легко растворяется:
Au + HNO 3 + 3HCl —> AuCl 3 + NO + 2H 2 O
Так же легко растворяется золото в хлорной воде и в аэрируемых (продуваемых воздухом) растворах цианидов щелочным металлов. Ртуть тоже растворяет золото, образуя амальгаму, которая при содержании более 15% золота становится твёрдой.
Известны два ряда соединений золота, отвечающие степеням окислённости +1 и +3. Так, золото образует два оксида — оксид золота (I), или закись золота , — Au2O — и оксид золота (III), или окись золота — Au2O3. Более устойчивы соединения, в которых золото имеет степень окисления +3.
Все соединения золота легко разлагаются при нагревании с выделением металлического золота.
Серебро распространено в природе значительно меньше, чем медь (около 10 -5 вес. %). В некоторых местах (например, в Канаде) серебро находится в самородном состоянии, но большую часть серебра получают из его соединений. Самой важной серебряной рудой является серебряный блеск (аргент) — Ag2S.
В качестве примеси серебро встречается почти во всех медных и серебряных рудах. Из этих руд и получают около 80% всего добываемого серебра.
Чистое серебро — очень мягкий, тягучий металл. Оно лучше всех металлов проводит электрический ток и тепло.
Hа практике чистое серебро вследствие мягкости почти не применяется: обычно его сплавляют с большим или меньшим количеством меди. Сплавы серебра служат для изготовления ювелирных и бытовых изделий, монет, лабораторной посуды. Серебро используется для покрытия им других металлов, а также радиодеталей в целях повышения их электропроводимости и устойчивости к коррозии. Часть добываемого серебра расходуется на изготовление серебряно-цинковых аккумуляторов.
Серебро — малоактивный металл. В атмосфере воздуха оно не окисляется ни при комнатных температурах, ни при нагревании. Часто наблюдаемое почернение серебряных предметов — результат образования на их поверхности чёрного сульфида серебра — AgS2. Это происходит под влиянием содержащегося в воздухе сероводорода, а также при соприкосновении серебряных предметов с пищевыми продуктами, содержащими соединения серы.
В ряду напряжения серебро расположено значительно дальше водорода. Поэтому соляная и разбавленная серная кислоты на него не действуют.
Решение задания № 1
Рассчитать шихту для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата.
Состав концентрата:
Свинец (Pb) — 52,4%;
Цинк (Zn) — 3,5%;
Медь (Cu) — 1,2%;
Сера (S) — 15,7%;
Железо (Fe) — 4,4%;
Двуокись кремния (SiO2) — 8,2%;
Окись кальция (СаО) — 2,0%.
1.1 Предварительно производится приближенный расчет минерального состава концентрата. При этом для простоты расчета с достаточной точности можно принять, что свинец практически полностью находится в виде галенита (PbS), цинк в виде сфалерита (ZnS), медь в виде халькопирита (CuFeS2), железо — в виде халькопирита и пирита (FeS2), двуокись кремния — в виде кварца и окись кальция — в виде кальцита (СаСО3).
Тогда имеем:
а. содержание галенита в концентрате аPbS = аPb*239/207 = 60,5%;
б. содержание сфалерита в концентрате аZnS = аZn*97.2/65.2 = 5,2%;
в. Содержание халькопирита в концентрате, а CuFeS2 = аCu*197/64 = 3,7%;
в том числе железа аFe/ CuFeS2 = аCu*55.85/64 = 1,05%;
г. Содержание пирита в концентрате, а FeS2 = (аFe — аFe/ CuFeS2)*(55.85 + 64)/55.85 = 7,2%;
д. содержание кальцита в концентрате аСаСО3 = аСаО*100/56 = 3,57%.
Поскольку сумма содержаний основных минералов и двуокиси кремния практически совпадает с суммой содержаний основных компонентов, приводимых в условии, можно считать, что остальные минералы входят в состав шлакообразующих и их влиянием можно пренебречь.
1.2 Определение количества селитры в шихте
Определение количества селитры производится по восстанавливающей способности концентрата, которую в свою очередь рассчитывают по формуле:
? = ?аi*вi/100, г, где, аi — содержание сульфида в концентрате, %;
вi — восстанавливающая способность i-того сульфида, г-экв.
PbS? = ?60,5*3.41/100 = 2,06,
CuFeS2? = ?3,7*7.85/100 = 0,3
ZnS? = ?5,2*7.87/100 = 0,4,
FeS2? = ?7,2*11.05/100 = 0,8,
? = (2,06 + 0,3 + 0,4 + 0,8)/100 = 3,5 г-экв/100.
Навеску руды принимаем 30 г. При плавке планируется получить 30 г веркблея. Без прибавки селитры проба восстановила бы 3,5*30 = 105 г свинца, следовательно необходимо окислить 105 — 30 = 75 г свинца. Практическая окислительная способность селитры примерно составляет 3.7 г-экв, то есть потребуется селитры 75/3.7 = 20,3 г.
1.3 Определение состава флюсов
При плавке на веркблей принимаем, что протекают следующие реакции (А) и (В):
2FeS + 14PbO + 4Na2CO3 + SiO2 > FeSiO4 + 14Pb + 4Na2SO4 + 4CO2 (А)
10FeS2 + 28KNO3 + 6Na2CO3 + 5SiO2 > 5Fe2SiO4 + 14K2SO4 + 6Na2SO4 + 14N2 + 6CO3 (В).
Общее количество флюсов, необходимое для плавки выбирается из соотношения количеств флюса и концентрата равного 11:1, т. е. суммарное количество флюсов должно быть 330 г.
Количество соды во флюсах принимается равным количеству концентрата, т. е. 30 г.
Количество соды для взаимодействия с селитрой находится из реакции (В) и составляет: 6*106*20,3/28*101 = 4,5 г.
Количество соды для получения веркблея находится из реакции (А) и составляет: 30*806*4/14*207 = 4.4 г.
Всего необходимо соды 8,9 г.
Количество двуокиси кремния, необходимое для взаимодействия с содой 5*60*26.7/28*101 = 2.83г., вводимого для связывания соды с флюсами рассчитывается по количеству соды, используемой с той целью из образования моносиликата натрия. Оно составляет:
30*60/14*207 = 0.6г. 30*60/14*106 = 8.5г.
Дополнительно надо добавить двуокись кремния для связывания избытка основного кислорода в окислах, полученных при концентратах:
а. основной кислород, связанный со свинцом:
30*52,4/100*207 = 0.07 г-атом;
б. основной кислород, связанный с цинком:
30*3,5/100*65.38 = 0.01 г-атом;
в. основной кислород, связанный с медью:
30*1,2/100*63.55 = 0.005 г-атом;
г. основной кислород, связанный с железом:
30*4,4/100*55.85 = 0.02 г-атом;
д. кислотный кислород, связанный с двуокисью кремния:
30*8,2/100*60 = 0.04 г-атом;
е. основной кислород, связанный с окисью кальция:
30*2/100*56 = 0.01 г-атом.
Избыток основного кислорода составляет:
0.07 + 0.01 + 0.005 + 0.02 — 0.04 = 0.065 г-атом.
Для связывания его надо ввести 0.065*60/2 = 1,95 г SiO2.
Таким образом, из компонентов флюса для реакции надо ввести кварца SiO2: (2.83 + 8.5 + 0.6 + 1,95 — 1,29) = 12,6 г и 30 г соды.
Всего введено компонентов флюса 12,6 + 30 = 42,6 г.
Дополнительно надо ввести флюсов: 330 — 42,6 = 287,4 г.
Если флюс состоит из глета и кварца, то вес глета для образования моносиликатов составляет: 287,4*223/(223 + 60) = 226,5 г.
Вес кварца: 287,4 — 226,5 = 60,9 г.
Количество глета, необходимое для получения 30 г веркблея составляет: 32.3 — 15.99 = 16.31 г. (с учетом свинца в концентрате).
В результате шихта будет иметь состав (в г.):
кварц — 60.9 + 1,95 + 12,6 = 75,45 г;
сода — 30 + 4,5 + 4.4 = 38,9 г;
селитра — 20,3 г;
глет — 226,5 + 16.31 = 242,84 г.
Решение задания № 2
Выполнить расчет непрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд. Схема установки включает:
Измельчение.
Отсадка с доводкой концентрата на концентрационном столе.
Двухстадийную классификацию хвостов отсадки.
Сгущение слива 2-ой стадии классификации с амальгамацией.
Агитационное цианирование.
Фильтрация после цианирования.
Цементация золота на цинковой пыли с фильтрацией «золотого» шлама.
Технологические режимы:
Производительность по руде — 50 т/час, содержание золота в руде — 10 г/т.
Плотность пульпы в мельнице — 75% твердого.
Выход гравитационного концентрата — 1% при плотности пульпы — 40%.
Амальгамация производится при Ж: Т = 2:1, извлечение золота в амальгаму — 36%.
Пески первой стадии классификации — 80% твердого.
Пески второй стадии классификации — 65% твердого.
Отношение выхода песков первой стадии классификации к выходу песков второй стадии классификации равно пяти.
Соотношение в сливе второй стадии классификации жидкой и твердой фаз равно Ж: Т = 4:1.
Продукты сгущения получаются в виде пульпы с Ж: Т = 1:1.
Потери золота при сгущении — 2%.
Режим цианирования: Ж: Т = 1.5:1.
Разбавление сгущенной пульпы осуществляется обеззолоченным раствором. Извлечение золота в раствор при агитации принять равным — 20%.
При фильтрации пульпы после цианирования получаются кеки при Ж: Т = 1:4 (80% твердого).
Кеки репульпируются обеззолоченным раствором и свежей водой и повторно фильтруются, после чего кек с 80% твердого сбрасывается в отвал. Фильтраты подаются на цементацию золота вместе со сливом сгустителя.
Обеззолоченные растворы содержат 0.03 г/м3 золота и идут в оборот (измельчение и др.).
Недостающее количество воды возмещается свежей водой.
Целью расчета установки является составление водно-шламого баланса технологической схемы, на основе которого осуществляется дальнейший выбор технологического оборудования. Исходя из условий задания технологическую схему переработки руды разбивают на следующие этапы:
1. Измельчение;
2. Гравитационное обогащение с классификацией пульпы;
3. Амальгамация песков классификации;
4. Агитационное цианирование илов;
5. Цементация золота из растворов.
Составляем поэтапный водно-шламовый баланс.
2.1 Измельчение
Измельчение кварцевых руд производят в шаровых мельницах. По данным условия производят измельчение в шаровой мельнице с плотностью пульпы 75% твердого. При этом используют циркуляционную нагрузку в мельнице, как правило 30%. Тогда имеем:
Загрузка в мельницу руды — 50 т/час (по условию) воды и обеззолоченного раствора — 16.7 т.
50 т — 75%
х т — 25% х = 16.7 т.
Оборотной пульпы — 300% от загрузки, то есть 150 т/час.
Эти данные позволяют составить следующий водно-шламовый баланс операции измельчение.
Таблица 2.1
Водно-шламовый баланс измельчения.
Всего | В том числе твердого | ||
Вводится: 1. Исходной руды 2. Воды (свежей+обеззолоченного раствора) 3. Оборотной пульпы (300% от загрузки) Всего Выводится: 1. Пульпы по отсадку. 2. Оборотной пульпы. Всего. | 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. | |
2.2 Гравитационное обогащение
Выход сухого гравитационного концентрата согласно условию задания составляет 1%, что при плотности пульпы 40% составляет суммарный выход влажного гравитационного концентрата 1.25 т. В сливы гравитационного обогащения уходит 49.5 т. твердой и 16 т. жидкой фаз. Твердая фаза поступает на классификацию, а фаза в виде пульпы идет на слив. Таким образом имеем следующий водно-шламовый баланс гравитационного обогащения.
Таблица 2.2
Водно-шламовый баланс гравитационного обогащения
Всего. | В том числе твердого. | ||
Введено в гравитационное обогащение пульпы. Получено после гравитационного кон ; центрата, направляемой на I стадию классификации. Сливы на хвостохранилище. Всего получено. | 66.7 т. 1.25 т. 65.45 т. 66.7 т. | 50 т. 0.5 т. 49.5 т. 50 т. | |
2.3 Классификация гравитационного концентрата
Ввиду отсутствия данных принимаем, что в пески I-ой стадии классификации переходит вся твердая фаза классификации I. Тогда пески I стадии классификации имеют состав 0.5 т. твердой фазы и 0.185 т. влаги в нем (80%). Общий вес песков I стадии классификации составляет 0.625 т. Они направляются в слив.
В соответствии с условиями задания пески II стадии классификации составляют 0.625/5 = 0.125 т. общего веса или же 0.081 т. сухого веса. Всего в сливах II стадии классификации твердой фазы 0.541 т. или же 1.625 т. жидкой. Таким образом, на II стадию классификации необходимо подать функционально 2.45 т. воды.
Таблица 2.3
Водно-шламовый баланс двухстадийной классификации.
Всего. | В том числе твердого. | ||
Введено на классификацию. Основы гравитационного обогащения. Воды на II стадию классификации. Всего. Получено после классификации. Слив I стадии классификации. Слив II стадии классификации. Пески II стадии классификации (на цианирование). Всего. | 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. | |
Учитывая малый объем продуктов, направляемых на амальгамацию и цианирование, проектировать для тех операций с непрерывным режимом работы не представляется технологичным. Поэтому расчет этих операций не приводится. В целом получается технологическая схема приведенная на рисунке. Объединяя таблицы 2.1 — 2.3 получаем общий водно-шламовый баланс обогатительной установки.
Таблица 2.4
Водно-шламовый баланс установки обогащения руды.
Всего. | В том числе твердого. | ||
Введено на обогащение: 1. концентрата 2. воды на измельчение 3. воды на стадию классификации. Всего. Получено после обогащения: 1. сливы после гравитационного обогащения на хвостохранилище 2. сливы I стадии классификации 3. сливы II стадии классификации 4. пески II стадии классификации Всего. | 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. | |
Вода Руда Оборотная пульпа Измельчение Измельченная пульпа Гравитационное обогащение Гравитационный концентрат Слив гравитационного обогащения
(в хвостохранилище)
I стадия классификации Вода Пески I стадии Слив 1
классификации (в хвостохранилище)
II стадия классификации Пески Слив 2
(в хвостохранилище) Рисунок 1 — Схема извлечения золота из кварцевых руд
1. Масленицкий И. Н., Чугаев Л. Г. Металлургия благородных металлов. М.: Металлургия, 1972
2. Паддефет Р. Химия золота. М.:Мир, 1982
3. Малышев В. М., Румянцев Д. В. Золото. М.: Металлургия, 1979