Применение микропроцессов и моделирования при переработке золотосодержащей руды
Определение основных стадий и операций технологии переработки золотосодержащей руды. Характеристика видов моделирования технологических процессов, описание параметров процессов отделения сорбции и регенерации. Станция обезвреживания оборотных растворов.
Рубрика | Производство и технологии |
Вид | контрольная работа |
Язык | русский |
Дата добавления | 10.04.2017 |
Размер файла | 65,6 K |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
Размещено на http://www.allbest.ru/
Размещено на http://www.allbest.ru/
Министерство образования и науки Российской Федерации
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования
ИРКУТСКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ ИССЛЕДОВАТЕЛЬСКИЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ
Институт металлургии и химической технологии им. С.Б. Леонова
Кафедра металлургии цветных металлов
КОНТРОЛЬНАЯ РАБОТА
Применение микропроцессов и моделирования в производстве цветной металлургии
Выполнил студент группы МЦбз-12-1 А.Н. Филатов
Нормоконтроль Н.В.Немчинова
Иркутск 2017 г.
Содержание
1. Основных стадии и операции технологии переработки золотосодержащей руды
2. Описание и режимные параметры технологического процесса
2.1 Участок дробления. Склад руды № 1, 2. Узел подачи извести
2.2 Отделение измельчения
2.3 Отделение сгущения
2.4 Отделение сорбции, регенерации и готовой продукции
2.4.1 Узел цианирования и сорбции
2.4.2 Узел регенерации
2.4.3 Узел электролиза и сушки катодного осадка
2.4.4 Узел приготовления растворов реагентов
2.4.4.1 Приготовление раствора цианида натрия
2.4.4.2 Приготовление десорбирующего раствора (ДР)
2.4.5 Технологические параметры процессов отделения сорбции и регенерации
2.5 Станция обезвреживания оборотных растворов
3. Характеристика основного оборудования
4. Виды моделирования технологических процессов
5. Практическая часть
Список использованной литературы
1. Технология переработки золотосодержащей руды состоит из следующих основных стадий и операций
- рудоподготовка, включающая в себя приём руды и её крупное дробление;
- измельчение в две стадии в мельницах полусамоизмельчения и шаровых мельницах;
- сгущение измельчённого материала перед цианированием;
- предварительное цианирование;
- сорбционное цианирование;
- регенерация смолы;
- электролиз;
- съём и сушка катодного осадка;
- складирование отвальных хвостов в хвостохранилище наливного типа и полный водооборот из хвостохранилища.
2. Описание и режимные параметры технологического процесса
2.1 Участок дробления. Склад руды №1,2. Узел подачи извести
Руда из карьера автосамосвалами через автовесовую загружается в приемный бункер руды поз.1, далее пластинчатым питателем поз.1-1 подается в щековую дробилку поз.2-1. После дробления руда подается на ленточный конвейер поз.3 с последующей подачей в бункер пластинчатых питателей поз.15-3,4. Питателями руда подается на ленточный конвейер поз.16-2, при помощи которого руда подается в мельницу поз. 21-2.
Для подачи дробленой руды на первую очередь измельчения, на конвейере поз.3 установлен отсекатель для перегрузки руды на ленточный конвейер поз.3-1, подающий руду на бункер пластинчатых питателей поз.15-1,2 и далее на ленточный конвейер поз.16-1 при помощи которого руда подается в мельницу поз. 21-1.
Также руда с карьера автосамосвалами подается на площадку склада руды №1 и складируется в штабели. Экскаватором руда подается в бункер мобильной щековой дробилки и после дробления ленточным конвейером загружается в самосвалы для подачи в бункеры пластинчатых питателей поз 15-1…4.
Совместно с дробленой рудой на ленточный конвейер поз.16-1,2 из бункера подачи извести поз.11-1,2 подается комовая известь с помощью электровибрационного питателя ПЭ-1,8 поз.12-1,2 для создания щелочной среды (защитной щелочи) с рН ?10 (см. ниже). Перед поступлением на измельчение руда взвешивается на ленте конвейерными весами поз.17-1,2
2.2 Отделение измельчения
Отделение измельчения расположено в главном корпусе ЗИФ. Дробленая руда с помощью ленточного конвейера поз.16-1,2 вместе с комовой негашеной известью подается на I стадию измельчения в мельницу мокрого полусамоизмельчения типа «Каскад» ММПС 7,52,8 поз.21-1,2, которая работает в замкнутом цикле со спиральным классификатором 1КСН 30125 поз.22-1,2. Вместе с рудой в мельницу подаются пески классификатора и оборотная вода из бака-аккумулятора объемом 1000 м3 поз.45-2 для поддержания 80ч85% - ого содержания твердого в измельчаемом материале. Поскольку составными частями этой оборотной воды являются слив сгустителя поз.40.1…3 и оборотные воды хвостохранилища, представляющие собой растворы, содержащие NaCN, в мельнице «Каскад» начинается цианирование (выщелачивание) золота и серебра по следующей химической реакции:
4Me + 8NaCN + O2 +2H2O 4Na[Me(CN)2] + 4NaOH, [1]
где Me - Au, Ag.
Поступающая вместе с рудой негашеная известь СаО в присутствии воды превращается в гашеную известь Ca(OH)2 по реакции:
CaO + H2O Ca(OH)2, [2]
которая в водной среде диссоциирует с образованием гидроксил-ионов OH-:
Ca(OH)2 Ca2+ + 2OH-, [3]
создающих щелочную среду (так называемая защитная щелочь) с рН ?10 для предотвращения образования летучей синильной кислоты HCN, являющейся сильным ядом, т.е. для подавления реакции гидролиза цианида натрия NaCN:
NaCN + H2O NaOH +HCN^ [4]
Разгрузка (измельченный материал) мельницы «Каскад» крупностью -20+0 мм с содержанием твердого 80ч85% по течке в сопровождении воды поступает в классификатор поз.22-1,2.
Пески классификатора поз.22 с содержанием твердого около 80%, являющиеся циркулирующей нагрузкой мельницы ММПС 7,52,8 поз.21-1,2, транспортируются спиралью классификатора на конвейер ленточный карманного типа КЛК-800 поз 37-1,2, откуда в свою очередь в загрузочный бункер мельницы и поступают в неё, сопровождаясь оборотной водой. Также пески классификатора могут возвращаться мельницу по обводной трубе, а не конвейером карманного типа.
Слив классификатора, содержащий 65ч70% твердого, переливается через сливной порог, проходит через сетку для улавливания крупной щепы и через распределительный короб поступает в зумпфы поз.24-1…4. В эти зумпфы поступает также разгрузка соответствующей шаровой мельницы МШЦ 4,06,0 поз.28-1…4, а также часть слива гидроциклонов поз.26-1…24 и оборотная вода из поз.45-2 для поддержания уровня в зумпфах.
Пульпа из зумпфов поз.24-1…4 с помощью насосов поз.25-1…8 подается на одну из двух батарей гидроциклонов, каждая из которых состоит из 6-и гидроциклонов CAVEX-500 поз.26-1…24.
Пески гидроциклонов с содержанием твердого70ч75% самотеком поступают на загрузку в шаровую мельницу МШЦ 4,0Ч6,0 поз.28-1…4. Разгрузка шаровой мельницы МШЦ 4,06,0 поз.28-1…4 поступает в зумпф поз.24-1…4.
Слив гидроциклонов с содержанием твердого 28ч32% и крупностью 75ч85% класса -0,074 мм самотеком поступает в барабанный грохот поз.29-1…6 для щепоудаления. На брызгала барабанных грохотов подается оборотная вода из коллектора оборотной воды. Выделенная щепа направляется в отвал.
2.3 Отделение сгущения
Пульпа слива гидроциклонов поступает из отделения измельчения в питающий колодец сгустителя поз.40-1…3 тангенциально (по касательной). В этот же колодец подается раствор флокулянта из установки приготовления и дозирования флокулянта. Поступающая в питающий колодец пульпа разбавляется верхней частью осветленного раствора до 8ч10% твердого с помощью системы авторазбавления, предусмотренной конструкцией колодца. При смешивании с разбавленной пульпой раствора флокулянта из мелких частиц твердой фазы образуются более крупные частицы - флокулы. Флокулы обладают большей скоростью осаждения (седиментации) по сравнению с отдельными мелкими частицами. В нижней части сгустителя происходит уплотнение сгущенного продукта, который с помощью граблин транспортируется в центральную нижнюю часть сгустителя к месту разгрузки. В верхней части сгустителя раствор осветляется, равномерно переливается через край чаши (чана) сгустителя по всему её периметру и стекает по концентрическому сливному желобу к месту сбора слива сгустителя.
Сгущенная до 45ч55 % твердого пульпа от места разгрузки с помощью насоса поз. 41-1…6 подается в емкость поз .47-1 насосной станции и далее подается насосами поз. 48-1…4 в отделение сорбции и регенерации в первый пачук цианирования поз.52-1,5.
Слив сгустителя поступает в зумпф поз. 42, откуда насосом поз. 43-1…3 перекачивается в емкость оборотной воды поз. 45-2.
Установка приготовления и дозирования флокулянта размещается под сгустителем и предназначена для приготовления 0,1ч0,3 % - ного раствора флокулянта, а также для подачи этого раствора в сгуститель поз.40-1…3 винтовым насосом с заданной объемной скоростью для обеспечения оптимального расхода флокулянта. В сопровождение раствора флокулянта подается техническая вода для его разбавления до рабочей концентрации 0,01ч0,03%.
2.4 Отделение сорбции, регенерации и готовой продукции
Отделение включает в себя:
- узел цианирования и сорбции;
- узел регенерации;
- узел электролиза и сушки катодного осадка;
- узел приготовления растворов реагентов;
Ниже описаны технологические операции, проводимые в этих узлах.
2.4.1 Узел цианирования и сорбции
На цианирование поступает пульпа, сгущенная до 45ч55% твердого (разгрузка сгустителя), с помощью насосов поз.48-1…4 через автоматический пробоотборник поз.51-1,2 установленный перед первым (головным) пачуком цианирования поз.52-1,5.
Поступающая в первый пачук цианирования пульпа последовательно самотеком проходит всю цепочку цианирования, состоящую из четырёх пачуков цианирования каждая поз.52-1…8). В головной пачук цианирования поз.52-1,5 подается маточник электролиза из поз. 74 и 10%-ый раствор NaCN из поз. 87- для доведения концентрации NaCN в жидкой фазе пульпы до 180ч250 мг/л.
В пачуках цианирования оборудованных системой барботажа воздухом, пульпа интенсивно перемешивается, и её жидкая фаза насыщается кислородом воздуха. Таким образом, в пачуках цианирования создаются и поддерживаются необходимые условия для интенсивного протекания реакции цианирования [1].
Из последнего пачука цианирования поз. 52-4,8 пульпа самотеком поступает в головной сорбционный пачук поз. 53-1,9 цепочки сорбции. Сорбционная цепочка состоит из восьми поз.53-1…16 сорбционных пачуков каждая. Пульпа последовательно проходит через все сорбционные пачуки.
В предпоследний пачук сорбции поз. 53-7,15, подается свежая и/или регенерированная из поз. 65-7,14 ионообменная смола, которая передвигается из одного пачука в другой в направлении, противоположном потоку пульпы (противотоком). Насыщенная золотом смола выводится из головного пачука сорбции поз. 53-1,9. Таким образом, в рабочем объеме каждого сорбционного пачука, кроме хвостового поз.53-8,16, содержится ионообменная смола, на активную поверхность которой сорбируется золото и другие металлы. Поскольку в хвостовом пачуке поз. 53-8,16 не содержится смолы, он является своеобразным контрольным пачуком для улавливания смолы.
Каждый из пачуков сорбции поз. 53-1…16 оборудован системой «барботёр-эрлифт». При работе барботажа смола и пульпа перемешиваются, жидкая фаза пульпы насыщается кислородом воздуха, т.е. создаются и поддерживаются необходимые условия, во-первых, для дальнейшего протекания реакции цианирования [1] и, во-вторых, для сорбции золота из жидкой фазы на смолу по реакциям [5] и [6] (см. ниже). С помощью эрлифта часть пульпы со смолой из рабочего объема пачука поступает в его верхнюю часть на наклонно установленные сетки дренажа, где происходит разделение смолы и пульпы. Пульпа проходит сквозь ячейки дренажной сетки и направляется в следующий (по схеме) пачук. Смола задерживается на сетке, и через устройство, регулирующее её поток, направляется в предыдущий (по схеме) пачук. Излишки смолы возвращаются (стекают) в рабочий объем этого же пачука. Так осуществляется противоток пульпы и смолы, способствующий наиболее полному извлечению растворенного золота на смолу, т.к. активная свежая или регенерированная смола начинает контактировать с жидкой фазой пульпы, в которой концентрация золота минимальна, и заканчивает контактировать с жидкой фазой, в которой концентрация золота максимальна. Наличие смолы в процессе сорбции также способствует увеличению скорости реакции цианирования [1] в несколько раз.
Все пачуки сорбции поз.53-1…16 оборудованы автоматизированной системой поддержания заданного уровня пульпы при помощи изменения расхода сжатого воздуха в эрлифт. Штатным является задание уровня 13,4±0,05м для пачуков 53-2…15 для пачуков поз. 53-1,8,9,16 - 12,8 м. При ручной регулировке уровня пульпы мерной рейкой измеряют расстояние от крышки пачука до уровня пульпы.
Т.к. в сорбционных пачуках одновременно протекают процессы цианирования (выщелачивания) и сорбции, такой совмещенный процесс часто называют сорбционным цианированием (выщелачиванием).
Процесс сорбции золота из раствора на смолу описывается следующими химическими реакциями:
R- CNтв + Na[Au(CN)2]жR-[Au(CN)2]тв + NaCNж [5]
R-OHтв + Na[Au(CN)2]жR-[Au(CN)2]тв + NaOHж [6]
где R - радикал смолы.
Кроме комплексного цианидного аниона золота [Au(CN)2] - способностью сорбироваться на смолу обладают комплексные цианидные анионы серебра, цинка, меди, железа, кобальта, никеля и некоторых других элементов, образующих аналогичные комплексные цианидные анионы, а также некоторые простые анионы.
В процессе сорбции происходит не просто насыщение смолы указанными анионами, но и вытеснение с активной поверхности смолы одних анионов (имеющих меньшее сродство к смоле) другими анионами (имеющими большее сродство к смоле). Таким образом, в процессе сорбции идет интенсивный ионный обмен, в результате которого на смоле накапливается преимущественно золото, поскольку у комплексного цианидного аниона золота [Au(CN)2] -наибольшее сродство к смоле.
Из последнего (хвостового) пачука поз.53-8,16 хвостовая пульпа направляется на грохоты поз.55-1…6, где она отделяется от «проскочивших» частиц смолы (так называемое «контрольное грохочение»). На брызгала грохотов поз.55-1…6 подается оборотная вода. Выделенная на грохотах поз.55-1…6 смола возвращается в пачук поз.53-7,15 с помощью эрлифта. Промвода грохотов поз.55-1…6 присоединяется к хвостовой пульпе, которая проходит через пробоотборник поз.56-1…6, где из неё отбирается накопительная среднесменная проба (опробование хвостов). Далее хвостовая пульпа самотеком поступает в хвостовой зумпф поз.57-1,2, откуда самотеком направляется в хвостохранилище. Также предусмотрен сброс хвостовой пульпы в хвостохранилище насосами поз.58-1,2
Насыщенная золотом смола, выводимая из головного пачука поз.53-1,9, с помощью эрлифта непрерывно подается на грохот поз.60-1,2, в котором смола отмывается от большей части илов. Промвода грохота поз.60-1,2 поступает в сорбционный пачук поз.53-8,16. Отмытая на грохоте поз.60-1,2 смола с помощью эрлифта поступает на концентрационный стол СКО-4 поз.61-1,2 для отделения смолы от песков. Выделяемые пески направляются в загрузку МПСИ поз.21-1. Промвода стола СКО-4 поз.61-1,2 самотеком поступает в отделение измельчения.
2.4.2 Узел регенерации
Узел регенерации состоит из двух цепочек, включающих в себя семь регенерационных колонн каждая поз.65-1…14, причем постоянно в работе находятся 12 колонн, а две находятся в резерве. Все колонны, кроме поз.65-1,8, оснащены теплообменниками на линии подачи растворов и верхними бункерами для смолы. Колонны соединены в одну технологическую цепочку, в которой осуществлен противоточный режим движения смолы из колонны в колонну и растворов (воды).
Смола передвигается в автоматическом режиме равными объемными порциями с задаваемой периодичностью. Способ передвижки смолы - перекачка с помощью эрлифтов (смоляных эрлифтов), установленных снаружи колонн, направление движения смолы - из нижней части одной колонны в бункер другой колонны. Рабочие растворы (вода для отмывки) подаются непрерывно: поступают из напорных баков или трубопроводов в нижнюю часть колонны (конус). Отработанные растворы (промвода) выводятся из верхней части колонны, оборудованной дренажной системой, и откачиваются с помощью эрлифтов (растворных эрлифтов), установленных также снаружи колонн. Расход растворов (воды для отмывки) регулируется автоматически и ручными вентилями, и контролируют по показаниям расходомеров, установленным на линиях подачи растворов (воды для отмывки) в колонны.
Очищенная от песков смола со стола СКО-4 поз.61-1,2 самотеком поступает в отмывочную колонну поз.65-1,8, в которой в псевдоожиженном слое происходит отмывка смолы от илов. Объем смолы, находящийся в этой колонне, не должен превышать половины объема колонны, или примерно 7,5м3. В колонну поз.65-1,8 подается холодная техническая вода. Промвода колонны поз.65-1,8 присоединяется к промводе стола СКО-4 поз.61-1,2 и самотеком направляется в слив классификатора поз.22-1. Смола из промывной колонны поз.65-1,8 перекачивается в бункер следующей колонны поз.65-2,9 - колонны донасыщения.
В колонну донасыщения поз.65-2,9 подается часть товарного регенерата (ТР) из напорного бака поз.73-1 или поз.73-2. Для охлаждения ТР используется техническая вода. Объем подачи ТР выбирается такой величины, чтобы концентрация золота в выходящем из колонны отработанном растворе - маточнике донасыщения была 1-2 мг/л, концентрация NaOH 1-5 г/л, а NaCN 2-10 г/л
В процессе движения ТР через слой смолы колонны поз.65-2,9 происходит вытеснение воды из межсмоляного и порового пространства, десорбция со смолы большей части металлов-примесей (железа, меди, никеля и др.), а также сорбция на смолу золота (донасыщение смолы). Цианидные комплексы металлов-примесей, имеющие меньшее сродство к смоле, значительно легче по сравнению с цианидным комплексом золота десорбируются со смолы по следующей реакции(например, для железа):
R4-[Fe(CN)6]тв + 4NaCNж 4R-CNтв+ Na4[Fe(CN)6]ж [7]
В свою очередь золото, имеющееся в ТР, сорбируется на смолу по реакциям [5] и [6], при этом содержание золота в смоле увеличивается. Серебро в процессе донасыщения занимает промежуточное положение между золотом и металлами-примесями. При концентрации золота в МД, равном 1ч2 мг/л, наблюдается оптимальная степень донасыщения смолы золотом и серебром со значительной очисткой смолы от ионов металлов-примесей. При концентрации золота в МД более 2 мг/л содержание золота в смоле будет увеличиваться, а содержание серебра и металлов-примесей - уменьшаться. В этом случае при дальнейшей десорбции золота со смолы будет получаться более концентрированный по золоту ТР, что является положительным параметром для дальнейшего процесса электролиза, однако операционное извлечение золота и особенно серебра будет снижаться, циркулирующая нагрузка по золоту и (особенно) по серебру на процесс сорбции - увеличиваться.
Десорбция золота со смолы осуществляется в трех колоннах поз.65-3,4,6 и 65-10,11,13. В колонну поз.65-6,13 из напорного бака поз.86 подается десорбирующий раствор ДР, в котором концентрация цианида натрия NaCNсоставляет 20±2 г/л, концентрация гидроксида натрия NaOH- 5±1 г/л. Температура ДР в процессе десорбции поддерживается на уровне 65+12оС с помощью теплообменников. Процесс десорбции золота со смолы протекает по реакциям:
R-[Au(CN)2]тв + NaCNж R-CNтв+ Na[Au(CN2)]ж [8]
R-[Au(CN)2]тв + NaOHж R-OHтв + Na[Au(CN2)]ж [9]
Выходящий из колонны поз.65-3,10 раствор, являющийся товарным регенератом (ТР), самотеком поступает в промежуточный бак поз.71. Из бака поз.71 товарный регенерат при помощи насосов поз. 72-1,2 поступает в напорный бак поз.73-1,2, откуда направляется на электролиз.
Обеззолоченная смола из колонны поз.65-6,13 поступает в колонну поз.65-7,14 на операцию отмывки от десорбирующего раствора. Отмывка смолы производится технической водой, подогретой с помощью теплообменника до 12ч25оС. Промвода, выходящая из колонны поз.65-7,14 самотеком поступает в контактный чан (бак с мешалкой) поз.81 для приготовления десорбирующего раствора. Отмытая регенерированная смола из колонны поз.65-7,14 эрлифтом откачивается в емкость объемом 0,5 м3, установленную на отметке 13,2 м отделения регенерации. Далее по наклонному трубопроводу диаметром 100 мм смола самотеком направляется в технологический процесс сорбционного цианирования в пачук поз.53-7,15.
2.4.3 Узел электролиза и сушки катодного осадка
Из напорного бака поз.73-2 товарный регенерат самотеком поступает на электролиз в электролизеры поз.74-1…8, расположенные каскадным способом и соединенные между собой последовательно. Отделение электролиз состоит из двух цепочек электролизеров, включающих в себя 4 электролизера каждая. Товарный регенерат поступает в ванну электролизера №1 поз.74-1,5 и самотеком перетекает до электролизера №4 поз.74-4,8, обедняясь по золоту в ходе движения по цепочке электролизеров. На катоды и аноды электролизеров подается постоянный электрический ток.
Под действием постоянного электрического тока на катодах и анодах электролизеров идут электрохимические реакции, в результате на катодах восстанавливается золото и серебро и образуется катодный осадок.
Основные реакции на катодах - восстановление золота и серебра:
Au(CN)2- + з Auv + 2CN- [10]
Ag(CN)2- + з Agv + 2CN- [11]
Основные реакции на анодах - окисление цианид-ионов:
CN- + 2OH- - 2з CNO- + H2O [12]
2CNO- + 4OH- - 6з 2CO2 + N2 + 2H2O [13]
Побочные реакции на катодах и анодах - электролиз воды:
2H2O + 2з H2 + 2OH-- на катодах [14]
4OH- - 4з O2 + 2H2O- на анодах [15]
Кроме приведенных электрохимических реакций в растворе протекают следующие химические реакции:
2NaCN + O2 + 4H2O 2NaHCO3 + 2NH3 [16]
NaHCO3+ NaOHNa2CO3+H2O [17]
Маточник электролиза (МЭ), выходящий из электролизера № 4 поз. 74-4,8, самотеком поступает в бак поз.79, откуда насосом поз.80-1,2 подается в первый пачук цианирования поз.52-1,5. Периодически, два-три раза в месяц производится сбор и удаление (съем) с электролизеров катодного осадка. Для этого прекращается подача товарного регенерата, выключается выпрямитель, отсоединяются шлейфы электропитания, из ванны каждого электролизера поочередно вынимается электродная сборка и устанавливается на специальный стенд для съема катодного осадка. После удаления из ванны электродной сборки содержимое ванны (катодный осадок в виде шлама) без промедления, во избежание интенсивного растворения драгметаллов отфильтровывается от цианид-содержащего раствора на нутч-фильтре поз.76-1…4. Разряжение для работы нутч-фильтров создается вакуум-насосом поз.78. Осадок задерживается на поверхности фильтровальной ткани, а фильтрат из нутч-фильтров поз.76-1…4 под действием разряжения поступает в вакуум-ресивер поз.77. По мере наполнения ресивера, фильтрат из него откачивается насосом поз.72-3 в бак поз.71.
Вместо вынутой электродной сборки в ванну электролизера устанавливается подготовленная к работе сборка из числа находящихся в обороте, и процесс электролиза возобновляется.
На стенде электродная сборка с катодным осадком разбирается, и с помощью скребков и щеток осадок удаляется с поверхности катодов.
Отфильтрованный и частично обезвоженный шлам собирается совком из нутч-фильтра поз.76-1…4 и объединяется с катодным осадком, снятым с катодов.
Объединенный катодный осадок помещается в противни и направляется в сушильную камеру поз.96-1,2 на сушку при температуре 400-500оС в течение 6ч8 часов, после чего извлекается из сушильной камеры и охлаждается до комнатной температуры.
Высушенный катодный осадок, являющийся сырьем для процесса плавки, помещается в специальную тару, взвешивается, опломбируется и учитывается в рабочем журнале. Далее катодный осадок вместе с сопроводительными документами отправляется на ЗИФ-1 ОАО «Покровский рудник», где производится его плавка с получением слитков сплава Доре.
2.4.4 Узел приготовления растворов реагентов
Приготовление растворов реагентов на ЗИФ производится в реагентном узле. При приготовлении растворов реагентов требуемой процентной концентрации необходимый вес
(масса) загружаемого реагента (в тоннах) определяется по формуле:
, где
V - заданный объем раствора, м3;
К - заданная концентрация, %;
А - содержание основного вещества в реагенте, %;
- плотность раствора реагента заданной концентрации, т/м3.
Растворение реагентов осуществляется в баках с мешалками. В эти баки подается промвода из колонны поз.65-7,14, техническая вода и острый пар. Баки оборудованы измерителями уровня и термометрами сопротивления.
Загрузка реагентов в баки производится через приемные воронки. Воронки закрываются герметично и находятся под небольшим разряжением (вытяжная вентиляция должна работать всегда!)
Все растворные и расходные (напорные) баки герметичны и снабжены переливными трубопроводами и уровнемерами. Насос подачи раствора реагента из растворного бака в расходный (напорный) бак включается вручную при нижнем уровне в расходном (напорном) баке и выключается при нижнем уровне в растворном баке.
2.4.4.1 Приготовление раствора цианида натрия
Цианид натрия поставляется в металлических бочках с крышками, герметично закрытыми с помощью кругового зажима, массой нетто 50 кг, в виде крупных таблеток белого цвета. За одно растворение готовится 8,5ч9,0 м3 раствора NaCN с расчетной концентрацией 10% (примерно 100 г/л).
В растворный бак с мешалкой (поз.81) сначала заливается промвода из емкости поз.67 примерно на три четверти объема. В процессе поступления воды содержимое бака может подогреваться острым паром до температуры 40ч50оС. Затем включается мешалка.
После этого в бак через приемную воронку загружается расчетное количество сухого цианида натрия из бочек, причем перерывы между загрузкой каждой бочки цианида натрия должны составлять не менее 5 мин. После загрузки цианида натрия растворный бак заполняется до верхнего уровня промводой из колонны поз.67 или технической водой. Уровень контролируется по показаниям уровнемера и (или) мерной рейки.
Перемешивание раствора должно длиться не менее 1 часа без перерыва. После выключения мешалки от раствора отбирается проба для определения концентрации NaCN в экспресс-лаборатории. При получении удовлетворительного результата анализа раствор считается приготовленным. В противном случае перемешивание необходимо продолжить еще не менее 0,5 часа и снова отобрать пробу для анализа.
По достижении в расходном (напорном) баке поз.87 нижнего уровня готовый раствор цианида натрия закачивается из растворного бака поз.81,83 насосом поз.82-1…4.
переработка моделирование золотосодержащий руда
2.4.4.2 Приготовление десорбирующего раствора (ДР)
Десорбирующий раствор, в котором расчетная концентрация цианида натрия составляет 20±2 г/л (2%) и гидроксида натрия - 5±1 г/л (0,5%), приготавливается в растворном баке с мешалкой поз.90-1,2.
За одно растворение готовится 20 м3десорбирующегораствора.
В растворный бак с мешалкой поз.90-1,2 сначала заливается подогретая промвода из емкости поз.67 примерно на три четверти объема. Рассчитанное количество сухого гидроксида натрия небольшими порциями в течение примерно 20 минут засыпается из мешков в растворный бак с мешалкой через приемную воронку. Далее в почти готовый раствор гидроксида натрия таким же образом засыпается из бочек рассчитанное количество сухого цианида натрия. Растворный бак заполняется до верхнего уровня промводой из емкости поз.67. Уровень контролируется по показаниям уровнемера и (или) мерной рейки.
Перемешивание c нагреванием должно длиться не менее 1 часа без перерыва. После выключения перемешивания и нагревания из раствора отбирается проба для определения концентрации NaCN и NaOH в экспресс-лаборатории. При получении удовлетворительных результатов анализа раствор считается приготовленным. В противном случае перемешивание необходимо продолжить еще не менее 0,5 часа и снова отобрать пробу для анализа.
По достижении в расходном (напорном) баке поз.86 нижнего уровня готовый десорбирующий раствор закачивается в него насосами поз.91-1…4.
2.4.5 Технологические параметры процессов отделения сорбции и регенерации
Технологические параметры процессов отделения сорбции и регенерации представлены в таблице 2.4.5.
Таблица 2.4.5
Технологические параметры процессов отделения сорбции и регенерации.
Наименование и №поз. |
Наименование параметра |
Ед. измер. |
Значение |
|
Узел цианирования и сорбции |
||||
Расходомер перед поз. 52-1,2 |
Подача (расход, скорость) пульпы: |
мі/ч |
450-850 |
|
Пробоотборник поз. 51-1,2 |
Содержание твердого в пульпе |
% тв |
45-55 |
|
Содержание класса -0,074 мм в тв. фазе |
% |
75ч85 |
||
рН жидкой фазы |
ед. рН |
10,0ч10,8 |
||
Пачук цианирования поз. 52-2,4,6,8 |
Концентрация NaCN в жидкой фазе |
мг/л |
180ч250 |
|
Концентрация золота в жидкой фазе |
мг/л |
0,5ч2 |
||
Пачук сорбции поз 53-1,9 |
Концентрация NaCN в жидкой фазе |
мг/л |
180ч250 |
|
концентрация золота на смоле |
г/кг |
0,7ч2 |
||
Пачук сорбции поз. 53-1…7,9…15 |
Содержание смолы в пульпе |
мл/л |
3055 |
|
Пачук сорбции поз. 53-8,16 |
Содержание смолы в пульпе |
мл/л |
не более 2 |
|
Концентрация золота в жидкой фазе |
мг/л |
не более 0,1 |
||
Концентрация NaCN в жидкой фазе |
мг/л |
150ч200 |
||
Пачук сорбции поз. 53-1,8,9,16 |
Периодичность проверки целостности сеток |
раз в смену |
не менее 2 |
|
Расстояние от крышки до уровня пульпы: |
м |
до 1,5 |
||
Пачук сорбции поз. 53-2…7,10…15 |
Периодичность проверки целостности сеток |
раз в смену |
не менее 2 |
|
Расстояние от крышки до уровня пульпы: |
м |
0,8-1,2 |
||
Грохот поз. 55-1…6 |
Содержание смолы в хвостовой пульпе |
зерно/л |
не более 2 |
|
Стол концентрационный поз. 61-1,2 |
Расход воды на разделение смолы и песков |
м3/ч |
3ч4 |
|
Узел регенерации |
||||
Колонна регенерации поз. 65-1-14 |
Производительность по смоле на одну цепочку |
м3/см |
6ч8 |
|
Колонна регенерации поз. 65-1,8 |
Объем смолы в колонне |
м3 |
не более 7,5 |
|
Колонна регенерации поз. 65-1,7 |
Расход технической воды на 1мі смолы |
м3/ч |
5ч10 |
|
Время отмывки |
ч |
непрерывно |
||
Колонна регенерации поз. 65-2,9 |
Расход ТР на донасыщение |
м3/ч |
0,8ч1,2 |
|
Температура ТР |
о С |
не более 20 |
||
Концентрация золота в МД |
мг/л |
1ч5 |
||
Содержание золота в смоле |
г/кг |
0,9ч3 |
||
Колонна регенерации поз. 65-3…6,10…13 |
Расход ДР |
м3/ч |
2,5ч3,5 |
|
Температура растворов |
оС |
65+12 |
||
Отношение Vраствора:Vсмолы |
(4,2ч7,0):1 |
|||
Концентрация NaCN в ДР |
г/л |
20±2 |
||
Концентрация NaOH в ДР |
г/л |
5±1 |
||
Концентрация золота в ТР |
мг/л |
не менее 100 |
||
Колонна регенерации поз. 65-7,14 |
Температура воды на отмывку смолы |
о С |
12ч25 |
|
Концентрация золота на смоле |
г/кг |
не более 0,05 |
||
Узел электролиза и сушки катодного осадка |
||||
Электролизер поз.74-1…4, 5…8 |
Сила тока |
А |
1800-2200 |
|
Расход ТР на электролиз |
м3/ч |
1,5-2,0 |
||
Концентрация золота в МЭ |
мг/л |
не более 3 |
||
Шкаф сушильный поз.96-1,2 |
Температура сушки |
о С |
400-500 |
|
Продолжительность сушки |
ч |
6-8 |
||
Узел приготовления растворов реагентов. |
||||
Емкость с мешалкой поз.81,83 |
Концентрация NaCN в готовом растворе |
г/л |
100±10 |
|
Емкость с мешалкой поз. 90-1,2 |
Температура готового раствора |
о С |
Не менее 50 |
|
Концентрация NaCN в готовом ДР |
г/л |
20±2 |
||
Концентрация NaOH в готовом ДР |
г/л |
5±1 |
2.5 Станция обезвреживания оборотных растворов
Станция обезвреживания оборотных растворов предусматривает работу в период положительных температур и рассчитана на единовременное обезвреживание 500 мі раствора.
Снижение концентрации цианидов и роданидов достигается их окислением. В качестве окислителя используется гипохлорит кальция.
CNS+OCl+2OH = CNO+SO4+4Cl+H2O [18]
CN+OCl = CNO+Cl [19]
Процесс хлорирования проводят в щелочной среде с целью исключения образования токсичного летучего соединения-хлорциана.
CN+OCl+H2O = ClCN+2OH [20]
В качестве подщелачивающего реагента, для поддержания рН не ниже 10, используется известь.
В емкости с мешалкой V=10мі поз.2.1 приготавливается раствор известкового молочка, откуда раствор самотеком поступает в расходную емкость V=10мі поз.3.1 из которой в свою очередь раствор самотеком поступает в смеситель поз.4, где происходит смешивание растворов.
В емкости с мешалкой V=10мі поз.2.2 приготавливается раствор гипохлоритам кальция, откуда он самотеком поступает в расходную емкость V=25мі поз.3.2, из которой в свою очередь раствор самотеком поступает в смеситель поз.4. В емкости с раствором гипохлорита кальция необходимо поддерживать уровень рН = 10-11, это достигается путем подачи известкового молока самотеком из емкости поз.2.1.
Наполнение емкостей поз.2.1,2 оборотной водой производится во время заполнения емкости поз.6. Приготовление растворов реагентов и перепуск готовых растворов в расходные емкости поз.3.1,2 осуществляется до начала процесса обезвреживания.
Исходный раствор насосами 1Д630-125 поз 1.1,2 с расходом 500мі/час подается в емкость для проведения процесса обезвреживания поз.6. Известковое молочко подается одновременно в смеситель, где происходит смешивание растворов. Для определения щелочной среды в емкости поз.6 установлен рН-метр, по показаниям которого регулируется подача известкового молочка. Емкость V=1000мі заполняется до 1/7части (160-170мі), после чего подается раствор гипохлорита кальция и известковое молочко, а также запускается насос для осуществления перемешивания в течении 1 часа.
В обезвреженном растворе концентрация цианидов не должна превышать 0,05 мг/дмі, роданидов 0,1 мг/дмі.
Обезвреженный раствор поступает в котлован поз.8, для отстаивания твердых частиц и далее самотеком в нагорную канаву.
3. Характеристика основного оборудования
Наиболее важные характеристики основного оборудования приведены в таблице 3.1
Таблица 3.1.
№ п/п |
№ поз. |
Наименование оборудования |
Характеристика |
Значение |
|
Корпус крупного дробления |
|||||
1 |
1 |
Приемный бункер руды |
Объем, мі |
70 |
|
2 |
1-1 |
Питатель пластинчатый 1-15-120 |
Ширина полотна, мм |
1500 |
|
Длина по осям барабанов, мм |
9000 |
||||
Мощность электродвигателя, кВт |
75 |
||||
3 |
2-1 |
Дробилка щековая PEJ 1215 |
Производительность, т/ч |
До 450 |
|
Размер загрузочного отверстия, мм |
1200*1500 |
||||
Максимальная крупность загружаемой руды, мм |
1000 |
||||
Мощность электродвигателя, кВт |
160 |
||||
4 |
3 |
Конвейер ленточный ЛК88-100 |
Ширина ленты, мм |
1000 |
|
Длина конвейера, м |
88 |
||||
Угол наклона конвейера, 0 |
0-16 |
||||
Мощность двигателя, кВт |
75 |
||||
5 |
3-1 |
Конвейер ленточный ЛК50-100 |
Ширина ленты, мм |
1000 |
|
Длина конвейера, м |
88 |
||||
Угол наклона конвейера, 0 |
0-16 |
||||
Мощность двигателя, кВт |
75 |
||||
6 |
Мобильная щековая дробилка Metso LT-106 |
Производительность, т/ч |
До 400 |
||
Размер загрузочного отверстия, мм |
900*1200 |
||||
Отделение измельчения |
|||||
7 |
15-1…4 |
Пластинчатый питатель 2-12-90 |
Ширина полотна, мм |
1200 |
|
Длина по осям барабанов, мм |
9000 |
||||
Мощность электродвигателя, кВт |
22 |
||||
8 |
16-1,2 |
Конвейер ленточный ЛК 115-1000 |
Ширина ленты, мм. |
1000 |
|
Длина конвейера, м |
115 |
||||
Угол наклона конвейера, 0 |
7 |
||||
Мощность двигателя, кВт |
30 |
||||
9 |
12-1,2 |
Питатель электровибрационный ПЭ-1,8 |
Производительность, т/час |
6,0 |
|
Крупность материала, мм |
до 35 |
||||
Масса питателя, кг |
22,5 |
||||
10 |
11-1,2 |
Бункер извести |
Объем, мі |
8 |
|
11 |
17-1,2 |
Весы конвейерные |
Ширина конвейерной ленты, мм |
1000 |
|
Напряжение питания, В |
220 |
||||
Нагрузка взвешивания, т/ч |
400 |
||||
12 |
21-1,2 |
Мельница мокрого полусамоизмельчения ММПС 7,52,8 (марка MZS 7528, производства КНР) |
Диаметр барабана, мм |
7500 |
|
Длина барабана, мм |
2800 |
||||
Рабочий объем барабана, м3 |
125 |
||||
Диаметр загружаемых шаров, мм |
100 |
||||
Загрузка шаров от объема барабана, % |
14-16 |
||||
Единовременная загрузка шаров, тн |
45-60 |
||||
Мощность двигателя главного привода, кВт |
2000 |
||||
Частота вращения двигателя, об/мин |
200 |
||||
Напряжение, В |
6000 |
||||
Масса мельницы без двигателя, тн |
400 |
||||
13 |
22-1,2 |
Классификатор односпиральный с непогруженной спиралью 1КСН 30125 |
Диаметр спирали, мм |
3000 |
|
Длина корыта, мм |
12500 |
||||
Частота вращения спирали, об/мин |
3,67 |
||||
Мощность двигателя привода спирали, кВт |
30 |
||||
Масса классификатора, тн |
37,3 |
||||
14 |
37-1,2 |
Конвейер ленточный карманного типа КЛК-800 |
Ширина ленты, мм. |
800 |
|
15 |
28-1…4 |
Мельница шаровая с центральной разгрузкой МШЦ 4,06,0 (марка MQY 40х60, производства КНР) |
Диаметр барабана, мм |
4000 |
|
Длина барабана, мм |
6000 |
||||
Рабочий объем барабана мельницы, м3 |
70 |
||||
Диаметр загружаемых шаров, мм |
60 |
||||
Загрузка шаров от объема барабана, % |
35ч45 |
||||
Единовременная загрузка шаров, т |
110 |
||||
Мощность двигателя главного привода, кВт |
1600 |
||||
Частота вращения двигателя, об/мин |
200 |
||||
Напряжение, В |
6000 |
||||
Масса мельницы, т |
238,5 |
||||
16 |
18-1,2; 35-1…7 |
Насос песковый вертикальный ПКВП-63/22,5 |
Производительность, мі/ч |
63 |
|
Напор, м |
22,5 |
||||
Мощность двигателя, кВт |
15 |
||||
Масса насоса, кг |
425 |
||||
17 |
24-1…4 |
Зумпф |
Геометрический объем, м3 |
34 |
|
18 |
25-1…8; 32-1…4 |
Насос WARMAN 10/8F-AH |
Производительность, м3/ч |
770 |
|
Напор, м |
37 |
||||
Мощность двигателя, кВт |
185 |
||||
Частота вращения, об/мин |
800 |
||||
Напряжение, В |
380 |
||||
19 |
26-1…24 |
Гидроциклон CAVEX-500 |
Диаметр цилиндрический части, мм |
500 |
|
Размер питающего отверстия, мм |
250 |
||||
Диаметр сливной насадки, мм |
150-170 |
||||
Диаметр песковой насадки, мм |
90-110 |
||||
20 |
29-1…6 |
Грохот барабанный ГБ-43.00, для отделения щепы |
Диаметр барабана, мм |
1160 |
|
Длина барабана, мм |
3995 |
||||
Площадь поверхности грохочения, м2 |
14 |
||||
Размер ячейки сетки, мм |
1,2Ч1,2 |
||||
Мощность двигателя, кВт |
4 |
||||
Частота вращения двигателя, об/мин |
1000 |
||||
21 |
31-1,2 |
Зумпф |
Геометрический объем, м3 |
130 |
|
Отделение сгущения. Насосное отделение |
|||||
22 |
40-1…3 |
Сгуститель высокоскоростной GX-24 |
Диаметр чаши, м |
24 |
|
Тип привода |
Гидравл-й |
||||
Частота вращения граблин, об/мин |
0,106 |
||||
Ход механизма подъема, мм |
300 |
||||
Количество граблин |
2 длинные, 2 короткие |
||||
Производительность по твердому, т/ч |
Не более 170 |
||||
23 |
47-1 |
Зумпф |
Геометрический объем, м3 |
130 |
|
24 |
Установка приготовления и дозирования флокулянта |
Производительность по раствору, л/ч |
500-3000 |
||
25 |
41-1…6 |
Насос WARMAN 6/4E-AH |
Производительность, м3/ч |
345 |
|
Напор, м |
27 |
||||
Мощность электродвигателя, кВт |
90 |
||||
Частота вращения, об/мин |
1250 |
||||
Напряжение, В |
380 |
||||
26 |
43-1…3 |
Насос WARMAN 8/6Е-AH |
Производительность, мі/ч |
600 |
|
Напор, м |
44 |
||||
Мощность двигателя, кВт |
110 |
||||
Частота вращения, об/мин |
1000 |
||||
Напряжение, В |
380 |
||||
27 |
46-1…3; 48-1…4 |
Насос WARMAN 10/8F-AH |
Производительность, м3/ч |
770 |
|
Напор, м |
37 |
||||
Мощность двигателя, кВт |
185 |
||||
Частота вращения, об/мин |
800 |
||||
Напряжение, В |
380 |
||||
28 |
44-1…3;... |
Подобные документы
Ферросплавы - сплавы железа с кремнием, марганцем, хромом, вольфрамом. Применение в производстве стали для улучшения ее свойств и легирования. Руды и концентраты как исходное сырье. Описание технологических процессов: восстановление окислов металлов.
курсовая работа [2,0 M], добавлен 19.02.2009Проект фабрики по переработке сульфидных медно-цинковых вкрапленных руд Гайского месторождения производительностью 1,5 млн. тонн в год флотационным методом. Технология переработки вкрапленной медно-цинковой руды. Схема обезвоживания пиритного концентрата.
дипломная работа [462,3 K], добавлен 29.06.2012Качественно-количественные операции флотации железной руды. Расчет процесса дробления-грохочения, крупности и выхода продуктов. Показатели обогащения: выход концентратов, хвостов; содержание компонентов. Технологическая эффективность процессов обогащения.
курсовая работа [66,6 K], добавлен 20.12.2014Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.
курсовая работа [120,0 K], добавлен 15.04.2015Компьютерные программа, применяемые для разработки конструкторской документации и моделирования процессов обработки металлов давлением. Общая характеристика, особенности технологии и принципы моделирования процессов горячей объемной штамповки металлов.
курсовая работа [984,9 K], добавлен 02.06.2015Изучение свойств руды - сырьевого материала металлургического производства. Характеристика основных способов обогащения руды магнетитом, безводной окисью железа и красным железняком. Методы удаления цинка, серы и мышьяка из состава горной породы.
реферат [13,9 K], добавлен 21.01.2012Обоснование технологических процессов проектируемого предприятия по переработке молока. Операции технохимического и микробиологического контроля сырья. Технологические процессы первичной переработки зерна в крупу и муку. Расчет выхода готовой продукции.
курсовая работа [786,9 K], добавлен 24.03.2013Построение качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды: выбор метода, выход продуктов. Обзор рекомендуемого оборудования. Магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение железной руды.
курсовая работа [67,5 K], добавлен 09.01.2012Характеристика золотоизвлекательной фабрики "Мурунтау": расположение, методы переработки, технологический баланс. Особенности технологии извлечения золота из насыщенной смолы и гравиоконцентрата. Расчеты измельчения, выбор оборудования, денежные затраты.
дипломная работа [2,0 M], добавлен 24.06.2012Краткое описание технологического процесса. Описание схемы автоматизации с обоснованием выбора приборов и технических средств. Сводная спецификация на выбранные приборы. Системы регулирования отдельных технологических параметров и процессов.
реферат [309,8 K], добавлен 09.02.2005Широкое применение при разработке рудных месторождений систем с обрушением руды и вмещающих пород. Система подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами. Открытая разработка рудных месторождений. Основные виды карьерного транспорта.
реферат [2,2 M], добавлен 28.02.2010Структура обогатительной фабрики ОАО "Стойленский горно-обогатительный комбинат". Конструктивно-компоновочные решения основных технологических корпусов. Характеристика исходного сырья. Технологическая схема переработки руды. Контроль качества продукции.
отчет по практике [1,6 M], добавлен 24.05.2015Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.
курсовая работа [59,7 K], добавлен 25.02.2012Моделирование АИС. Создание автоматизированной системы управления процессом измельчения для повышения эффективности функционирования технологического комплекса за счет улучшения системы регулирования и контроля подачи руды и расхода воды в мельницу.
курсовая работа [1,7 M], добавлен 17.01.2009Характеристика металлургической ценности руды. Обоснование технологической схемы подготовки руды к доменной плавке. Расчет массы и состава шлака, образующегося в доменной печи при выплавке чугуна. Определение состава и количества конвертерного шлака.
курсовая работа [1,7 M], добавлен 06.12.2010Описание наиболее выгодного способа переработки алюминиевой руды. Термические способы производства глинозема. Сущность способа спекания. Спекание как способ переработки сырья с высоким содержанием кремнезема. Описание реакции, протекающей при спекании.
курсовая работа [1,1 M], добавлен 01.11.2010Описание технологии производства чугуна и стали: характеристика исходных материалов, обогащение руд, выплавка и способы получения. Медь, медные руды и пути их переработки. Технология производства алюминия, титана, магния и их сплавов. Обработка металлов.
реферат [101,6 K], добавлен 17.01.2011Последовательность технологических процессов, применяемых для очистки и восстановления отработанных масел. Технология и установка восстановления свойств отработанных нефтяных масел. Сущность способов регенерации (очистки) отработанных моторных масел.
реферат [28,2 K], добавлен 13.12.2009Анализ основных технологических процессов обработки типовых деталей автомобиля. Проектирование операций механической обработки деталей. Установление рациональной последовательности переходов. Определение по таблицам припусков на механическую обработку.
методичка [1,5 M], добавлен 06.03.2010Физические особенности процесса ионного легирования. Анализ влияния технологических параметров на процесс ионной имплантации, распределение внедренных примесных атомов, радиационные дефекты. Схема устройства для ионной имплантации, методы моделирования.
реферат [17,2 K], добавлен 25.12.2009