![]() Главная страница Случайная страница КАТЕГОРИИ: АвтомобилиАстрономияБиологияГеографияДом и садДругие языкиДругоеИнформатикаИсторияКультураЛитератураЛогикаМатематикаМедицинаМеталлургияМеханикаОбразованиеОхрана трудаПедагогикаПолитикаПравоПсихологияРелигияРиторикаСоциологияСпортСтроительствоТехнологияТуризмФизикаФилософияФинансыХимияЧерчениеЭкологияЭкономикаЭлектроника |
Расчет схем сорбционного выщелачивания⇐ ПредыдущаяСтр 16 из 16
Технологические расчеты передела сорбционного выщелачивания руд включают: - расчет полного материального баланса (водно-шламовой схемы) передела; - расчет материального баланса по элементу; - расчет основных технологических параметров; - расчет оборудования сорбционного передела и передела регенерации; - определение расхода реагента и материалов; - расчет отделения обезвреживания пульпы.
6.1. Расчет основных технологических параметров сорбционного выщелачивания.
Основными технологическими параметрами процесса сорбционного выщелачивания являются: - продолжительность процесса сорбционного выщелачивания; - величина единовременной загрузки ионита в процесс; - величина потока смолы и пульпы в каскаде аппаратов сорбционного выщелачивания; - продолжительность сорбции; - рабочая емкость сорбента по золоту и серебру; - количество ступеней сорбции. Процесс сорбции благородных металлов протекает по принципу противотока. Потоки пульпы и смолы взаимосвязаны и определяются производительностью сорбционного передела по переработке руды и содержанием в ней золота. Поток пульпы находят исходя из производительности сорбционного отделения по руде заданного отношения Ж: Т при сорбционном выщелачивании:
где Vп - часовой или суточный поток пульпы, м3/ч или м3/сут; Q - производительность отделения по сухой руде, т/ч или т/сут; r - плотность руды, т/м3; R - отношение Ж: Т. Поток смолы находят из уравнения материального баланса по металлу:
где Р - поток анионита по аппаратам сорбционного выщелачивания, кг/ч (сухого анионита); W - производительность отделения по раствору, м3/ч; Снач - исходная суммарная концентрация золота в растворе в результате предварительного и сорбционного выщелачивания, г/м3; Скон - конечная концентрация золота в растворе хвостовой пульпы - 0, 02-0, 03г/м3; Q - производительность отделения по сухой руде, т/ч; l - потери анионита с хвостами (в результате разрушения зерен) 0, 01-0, 03кг сухого ионита на 1т руды; Апотер - содержание золота в анионите, теряемом с хвостами. Ориентировочно Апотер=0, 1+0, 2Анас, г/кг сухой смрлы; Анас - емкость по золоту насыщенного ионита, г/кг сухой смолы; Ареген - остаточная емкость по золоту отрегенирированного анионита, загружаемого в процессе сорбции, 0, 1-0, 3г/кг сухой смолы. Снач может быть найдено из соотношений:
где поступающем на цианирование, г/т; EAu - извлечение золота из руды (концентрата) в раствор цианированием на стадии предварительного и сорбционного выщелачивания, в долях процента;
выщелачивания, г/т. Часовой поток по набухшей Vнаб.смол. составит:
где b - коэффициент набухаемости. Для смолы АМ-2Б коэффициент набухаемости равен 2, 7-3, 0. При расчете потока смолы величина насыщения анионита по золоту (Анас) принимается по экспериментальным данным. Ориентировочные данные по значению Анас для бифункциональных смол типа АМ-2Б, приведены в табл. 6.1 Таблица 6.1 Ориентировочные значения емкости насыщенных анионитов по золоту
Кроме потока сорбента, важным параметром процесса является величина единовременной загрузки ионита во все аппараты сорбции. Эта величина определяет общее время контакта ионита с пульпой, необходимое для насыщения его по золоту, т.е. продолжительность сорбционного процесса. Практикой установлено, что для переработки рудных пульп оптимальная единовременная загрузка смолы в процессе составляет 1, 5-2, 5% от объема пульпы, для переработки концентратов 3-4%. Содержание ионита менее 1, 5% не обеспечивает нужной скорости ионного обмена, вызывает необходимость поддержания больших потоков смолы на сорбции и, как следствие, не позволяет получать насыщенную смолу с достаточной рабочей емкостью по золоту и серебру. При единовременной загрузке смолы 3% наблюдается повышенный износ и расход сорбента. Продолжительность сорбционного процесса связана с величиной единовременной загрузки смолы и ее часовым потоком соотношением:
где tсорбц - продолжительность сорбции, ч; В - единовременная загрузка смолы в аппараты, л или м3; Vнаб.смол. - объемный, часовой поток смолы по аппаратам сорбционного выщелачивания, л/ч; или м3/ч.
Практически при величине единовременной загрузки смолы от 1 до 3% от объема пульпы время пребывания смолы в пачуках составляет 100-400 часов. Продолжительность сорбционного выщелачивания определяется временем нахождения пульпы в сорбционных аппаратах в течение которого достигается максимально возможное дорастворение золота из руды и достаточно полное извлечение золота из раствора пульпы анионитом. Как правило, этот параметр устанавливают опытным путем, исходя из скорости сорбции и растворения металлов при цианировании. В случае кварцевых и кварцево-сульфидных руд с небольшим содержанием сульфидов при проведении процесса в пачуках оно составляет от 6 до12 часов, иногда больше, в зависимости от характера руды и условий проведения процесса. При цианировании сульфидных руд и концентратов продолжительность сорбционного выщелачивания возрастает до 18-24 часов. Продолжительность сорбционного выщелачивания и поток пульпы определяют суммарный полезный (рабочий) объем всех аппаратов в каскаде:
где tсорб.выщ. - продолжительность сорбционного выщелачивания, ч. Одним из важных вопросов в технологии сорбционного выщелачивания является установление необходимого числа ступеней в сорбционном каскаде. В общем случае это число может быть принято равным числу теоретических ступеней изменения концентраций в фазах при сорбции, определяемому графическим путем по изотерме сорбции и рабочей линии. Для этого на диаграмме у-х (рис. 6.1) наносится по экспериментальным данным линия равновесных концентраций золота в растворе и смоле ОС (изотерма сорбции) и линия рабочих концентраций ОА, выражающая зависимость между неравновесными составными фаз по содержанию золота в сорбционных аппаратах. Проводя из точки «а», соответствующей начальной концентрации золота в растворе горизонтали и вертикали между линией рабочих концентраций до точки «а0», отвечающей конечной концентрации золота в растворе на выходе из каскада, получаем ломаную линию А1С1, А2С2, А3С3, А4С4, число ступеней которой показывает теоретическое число ступеней сорбции nт при данных условиях (на рис. 6.1 nт=4).
Рис. 6.1 Изотерма сорбции и расчет числа ступеней сорбции
Пример. Рассчитать основные технологические параметры сорбционного выщелачивания золотосодержащей руды с использованием ионита АМ-2Б при следующих исходных данных: Qсут=1000т/сут.; Апотер=1, 1г/кг; Найдем часовую производительность передела по руде;
Часовая производительность передела по раствору при Ж: Т=1, 63: 1 составит: W=Q× R, где R=Ж: Т; W=416, 66× 1, 63=679, 16т/ч При плотности раствора близкого к единице объем раствора составит 679, 16м3/ч. Определим исходную концентрацию золота в растворе, которую можно достичь в результате цианирования:
По формуле 6.3 определим часовой поток ионита:
Объемный поток по набухшей смоле, при коэффициенте набухаемости смолы АМ-2Б равным 2, 7 составит:
Определим по уравнению 6.1 часовой поток пульпы в аппаратах сорбционного выщелачивания, примем r=2, 7т/м3
Суммарный полезный объем всех аппаратов в каскаде:
При заданном значении продолжительности пребывания смолы в каскаде аппаратов, равным 200ч., величина единовременной загрузки ионита в соответствие с соотношением (6.6) составит: В=399, 01× 200=79802л или 79, 802м3 Объемная концентрация ее в пульпе составит: что соответствует данным практики.
6.2. Выбор и расчёт оборудования 6.2.1. Расчёт оборудования 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. По формуле 2.8 определяют суточный (
Находят суммарный рабочий объём аппаратов
где пульпы, ч По данным практики в пачуках составляет около 2 ч, а в пульсколоннах-0, 5-1ч. Определяют полный суммарный объём аппаратов Выбирают по каталогам тип и размер аппарата и определяют их число (N): где
Обычно число пачуков предварительного цианирования составляет 2-4, а число пульсколонн-1-2. Основные типоразмеры установленных на ЗИФ пачуков предварительного цианирования приведены в табл.6.2 При отсутствии в табл.6.2 пачуков нужного объёма, их основные размеры рассчитывают. Основные принципы расчёта пачуков приведены в учебном пособии [3]. В соответствие с этими принципами ведут расчёт и геометрических размеров пульсационных колонн. Пример. Рассчитать число пульсационных колонн для предварительного цианирования золотосодержащей руды при следующих исходных данных. Суточная производительность передела по руде-1000 т/сут; плотность руды-2, 7 т/м?; отношение Ж: Т=1, 8; продолжительность процесса-1ч.
Таблица 6.2 Типоразмеры пачуков предварительного цианирования
Таблица 6.3 Типоразмеры пачуков сорбционного выщелачивания
Определяем часовую производительность передела по руде:
По формуле 6.1 находим часовой объём пульпы, поступающий на предварительное цианирование:
Тогда, общий рабочий объём аппаратов в соответствие с формулой 6.8 будет равен:
Полный объём аппаратов с учётом их заполнения пульпой на 85% составит:
Рабочий объём всех пульсколонн: 106, 35·0, 85=90, 4 м3. Принимаем к установке 2 пульсационных колонны. Тогда, рабочий объём одной колонны составит:
В табл. 2.2 отсутствуют аппараты такого типа, поэтому по пособию [3] рассчитаем геометрические размеры его. Примем при этом, что отношение высоты колонны (Н) к его диаметру (D) равняется 2, 5. Имея в виду, что конической части колонны
Находим её диаметр по уравнению: D= D=
Рабочая высота колонны: Нр=2, 5·D; Нр=7, 38 м. Геометрическую высоту колонны конструктивно принимаем выше примерно на 1 м, чем рабочую высоту чана: Нг=Нр+1; Нг=8, 4 м.
6.2.2 Расчёт аппаратов сорбционного цианирования
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;
Как следует из выражения (6.9), 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 0, 3-0, 5 теоретических ступеней, т.е. 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=1, 5-2, 0. Формулой (6.10) можно воспользоваться и при расчёте числа пульсационных колонн в сорбционном каскаде, но для этого необходимо по данным испытаний знать величину " m". Необходимый объём аппаратов сорбции при известном их количестве определяют исходя из часового объёма пульпы ( Сначала определяют суммарный рабочий объём аппаратов сорбции:
Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 80-85% составит:
где 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 пульсколонны сорбционного выщелачивания заданного объёма. Основные типоразмеры сорбционных пачуков, установленных на действующих золотоизвлекательных фабриках приведены в табл. 6.3 пачуков с близким к расчётным объёмом, их основные геометрические размеры рассчитывают [3]. Пример. Определить число пачуков для для сорбционного цианирования золотосодержащей руды с использованием смолы АМ-2Б при следующих исходных данных: суточная производительность передела по руде-1500 т/сут; отношение Ж: Т при цианировании 1: 1; продолжительность сорбционного выщелачивания-12 ч; содержание золота в растворе, поступающим на сорбцию-5, 8 мг/л; остаточное содержание золота в растворе после сорбции-0, 02 мг/л. Число пачуков для сорбционного цианирования находим по уравнению 6.10
По формуле 6.1 определим суточный объём пульпы, поступающий на передел:
Часовой поток пульпы составит:
Суммарный рабочий объём аппаратов в соответствие с выражением 6.11 составит:
Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 85% будет равен:
Полный и рабочий объёмы одного аппарата, найденные из уравнения 6.13 и 6.14 составят соответственно: По табл.6.2 выбираем пачук с рабочим объёмом 100 м3. Там же приведены его характеристики: диаметр-3500 мм; высота-16500 мм; площадь сеток дренажа-0, 7 м2; количество сеток-2; масса колонны-17 т.
6.2.3 Расчёт регенерационных колонн
В отделениях регенерации насыщенного ионита АМ-2Б для десорбции и промывок используют колонны движущего слоя (КДС). Расчёт промывок и регенерационных колонн проводят исходя из часового потока смолы Расчёт колонн ведут в следующем порядке. Сначала, исходя из заданной восходящей скорости движения элюирующего раствора определяют расчётное сечение
где та;
По табл. 6.4-6.5 принимают к установке колонну с диаметром, ближайшим к расчётному, и определяют сечение принятой к установке колонне Далее по заданной продолжительности операции (времени контакта сорбента с раствором-
где
Количество устанавливаемых колонн на операции регенерации соответствует числу ступеней десорбции. По табл. принимают к установке колонну с высотой В заключение, исходя из диаметра принятой колонны, определяют фактическую скорость раствора в колонне
где
Приведённые выше расчёты проводят для каждой операции схемы регенерации сорбента. Расчёт колонн для каждой операции и техническую характеристику выбранных колонн сводят в таблицу. Пример. Выбрать и рассчитать регенерационную колонну для десорбции золота с насыщаемой смолой АМ-2Б. Исходные данные: часовой поток смолы Определяем по уравнениям 6.15-6.16 расчётное сечение и диаметр колонны:
По табл.6.3 принимаем колонну с диаметром 500мм и определяем сечение принятой к установке колонны:
Таблица 6.4 Основные типы установленных на ЗИФ регенерационных колонн
Таблица6.5 Основные типы установленных на ЗИФ промывочных колонн
По заданной продолжительности операции по формулам 6.17 и 6.18 находим расчётный объём и расчётную высоту колонны:
По табл.6.3 принимаем колонны с высотой ближайшей к расчётной Н=10 м. По формуле 6.19 определяем фактическую скорость раствора в колонне:
6.2.4 Расчёт расхода сжатого воздуха
Расход воздуха на перемешивание пульпы находят по формуле:
где м3/мин на 1м2 сечения пачука. В зависимости от характе ристики руды и плотности пульпы 0, 4-0, 6 м3/мин на 1м2 сечения пачука.
Необходимое давление воздуха при перемешивании зависит от плотности пульпы и глубины погружения циркулятора:
где
Расход воздуха на подьём пульпы аэрлифтом определяют по формуле:
где
генерации) в минуту, м3/мин. Количество пульпы, проходящей через все пачуки сорбции (регенерации) в минуту, находят по формуле: где пачуки сорбции, м3/мин;
тичного сброса пульпы в пачуках. Можно принимать
Удельный расход воздуха на подъём пульпы-
6.2.5 Расчёт расхода реагентов
Расход реагентов на переделе сорбционного выщелачивания золотосодержащей руды определяют исходя из объёмов переработки сырья и значений норм удельного расхода каждого из реагентов, принятых либо по материалам научно-исследовательских работ и испытаний, либо практики работы предприятий-аналогов. Кроме того, расчёт расхода цианида и защитной щёлочи при сорбционном цианировании по методике, описанной в первой части методических указаний по курсу [4]. Расчёт суточного и годового расхода серной кислоты, тиомочевины, щёлочи, воды при регенерации насыщенной смолы проводят исходя из часового или суточного потока смолы, объёмов промывных и элюирующих растворов на один объём смолы, концентрации растворов по расчётному компоненту. Например. Найти расход щёлочи (NaOH) при щелочной обработ ке регенерируемого сорбента. Часовой поток сорбен та-0, 05 м3/ч. Расход раствора 5 объёмов на один объём сорбента. Концентрация NaOH в растворе-4%. На обработку сорбента потребуется щелочного раствора: 0, 05·5=0, 25 м3/ч или 0, 25·24=6 м3/сутки. Для создания 4% концентрации NaOH в растворе при плотности раствора 1, 05 необходимо щёлочи:
Время работы фабрики в год с учётом ППР составляет 330 дней. Тогда годовой расход NaOH будет равен: 0, 229·330=75, 6 т/год. Если в процессе промывные или элюирующие растворы используются многократно (в обороте), то с учётом числа циклов оборотов вводится поправка на годовой расход реагента. Так при трёхкратном обороте щелочных растворов годовой расход реагента NaOH составит:
С учётом расхода потерь NaOH при обороте, принятых равными 20%, годовой расход NaOH будет равен: 25, 2·1, 2=30, 24 т.
6.2.6 Расход обезвреживания цианистых пульп
Расчёт отделения обезвреживания цианистых пульп сводится к расчёту расхода реагентов и необходимого оборудования. Методика расчёта расхода реагентов рассмотрена на примере расчёта технологии обезвреживания хлорной известью, которая в настоящее время является наиболее распространённой и надёжной. Расчёт ведётся на основании уравнений химических реакций в следующем порядке. Записывают уравнения химических реакций обезвреживания жидким хлором. В общем виде суммарную реакцию нейтрализации простых цианидов жидким хлором можно представить в виде: MeCN+CaOCl2+2H2O=CaCO3+NH4Cl+MeCl. Окисление комплексных растворимых ядовитых цианидов хлорной известью протекает по реакциям: 2[Cu(CN)3]2 [Zn(CN)4]2 В случае присутствия в пульпе роданидов окисление их активным хлором происходит по реакции: CNS Далее рассчитывают расход хлорной извести, необходимый на протекание реакций. Расчёт ведётся по хлору, содержащемуся в CaOCl2. По реакции на один г-ион циана (молекулярная масса равна 26) требуется 2 г-иона хлора (молекулярная масса-71). Тогда для нейтрализации
активного хлора хлорной извести. Аналогично, по реакции для окисления комплексных цианидов меди на 6 г-ионов CN
активного хлора хлорной извести. По реакции на нейтрализацию
На разрушение одного г-иона роданида (молекулярная масса 58) потребуется 4 г-иона хлора, а на
Теоретический расход активного хлора хлорной извести для окисления простых и комплексных растворимых цианидов и роданидов можно подсчитать по формуле: Ввиду того, что товарная хлорная известь содержит до 33% активного хлора, необходимое теоретическое количество товарного реагента находят по формуле:
Для обезвреживания цианидов всего объёма пульпы Практический расход окислителя существенно выше расчётного, так как хлор взаимодействует и с другими компонентами жидкой и твёрдой фаз пульпы, не содержащими циан-ионов. Особенно много хлора расходуется на взаимодействие с сульфидными минералами, достигая иногда величин, соизмеримых с расходом активного хлора на окисление цианидов. Коэффициент избытка реагента принимается в зависимости от состава пульпы равным 1, 1-2, 0. Практически необходимое количество реагента с учётом избытка для обезвреживания всего объёма пульпы подсчитывают по формуле: Выбор числа и типа аппаратов для обезвреживания осуществляется по времени пребывания пульпы в аппарате. Задаваясь значением числа аппаратов
Число аппаратов обезвреживания хлорной известью должно быть не менее 2-3, а время контакта пульпы с раствором хлорной извести – не менее 15 мин.
Список литературы
1. Металлургия благородных металлов. Учебник для вузов / И.Н.Масленицкий, Л.В.Чугаев, В.Ф.Борбат и др. / Под ред. Л.В.Чугаева–2-е изд., перераб. и доп.-М.: Металлургия, 1987.-432 с. 2. Барченков В.В. Основы сорбционной технологии извлечения золота и серебра из руд.-М.: Металлургия, 1982.-128 с. 3. Шиврин Г.Н., Стрижко В.С. Технологические расчёты процессов и оборудования золотоизвлекательных заводов. КИЦМ.-Красноярск, 1976.-92 с.
|