Рассчет шихты для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата

БОЛЬШАЯ ЛЕНИНГРАДСКАЯ БИБЛИОТЕКА - РЕФЕРАТЫ - Рассчет шихты для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата

Рассчет шихты для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата

Министерство образования и науки Республики Казахстан

Восточно-Казахстанский Государственный Технический Университет им. Д.Серикбаева

КУРСОВАЯ РАБОТА

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.

Содержание

Введение

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

Введение

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 = 105г свинца, следовательно необходимо окислить 105 - 30 = 75г 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. 30г.

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 8,9г.

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.

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

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.

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.

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

Список литературы

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