Проект цеха сорбционного выщелачивания золотосодержащих руд в составе горно–металлургического комбината г. Навои

Размещено на http://www.allbest.ru/

Республика Узбекистан

Навоийский горно-металлургический комбинат

Навоийский государственный горный институт

Химико-металлургический факультет

Кафедра: «Металлургия»

Выпускная работа

Проект цеха сорбционного выщелачивания золотосодержащих руд в составе горно-металлургического комбината г. Навои

Студент Ортиков Мадамин Шералиевич

Руководитель работы Вохидов Б.Р.

Аннотация

Темой дипломного проекта является проект цеха сорбционного выщелачивания золотосодержащих руд. Цель проекта -- совершенствование существующей технологии получения драгоценных металлов из окисленных руд.

В данной работе представлен проект завода с детальной разработкой цеха сорбционного выщелачивания производительностью 1000000 тонн руды в год.

В пояснительной записке к дипломному проекту проведен анализ возможных методов переработки руды, разработана и описана технологическая схема переработки забалансовой золотосодержащей руды карьера Мурунтау с содержанием золота в руде 3 г/т; проведены необходимые металлургические расчеты, такие как общий материальный баланс по золоту, материальный баланс основных переделов технологической схемы, проведен выбор и расчет основного технологического оборудования - пачука сорбционного выщелачивания, а также описание вспомогательного оборудования.

В строительной части проекта описаны основные строительные конструкции здания, в котором находится проектируемый цех.

В экономической части проекта проведены расчеты по организации трудовых и производственных процессов, экономике производства золота. Проведен расчет технико-экономических показателей проектируемого цеха.

В разделе безопасность жизнедеятельности проведен анализ потенциально-опасных и вредных производственных факторов и разработаны технические меры защиты.

Пояснительная записка к дипломному проекту изложена на 137 страницах, содержит 36 таблиц, 56 формул, 1 приложение, список использованных источников из 18 наименований.

Содержание

технологический руда сырье промышленный

Введение

1. Обоснование проекта

1.1 Географическая характеристика района проектируемого объекта

1.2 Обеспеченность энергетическими источниками

1.3 Транспортные связи

1.4 Обеспеченность трудовыми ресурсами, бытовыми и социальными условиями

1.5 Характеристика промышленной площадки проектируемого объекта

1.5.1 Инженерно-геологические особенности промышленной площадки

1.5.2 Климатические условия

2. Техника производства

2.1 Характеристика исходного сырья

2.2 Выбор и обоснование технологической схемы переработки данной руды

2.3 Описание предлагаемой технологической схемы

2.4 Методы переработки золотосодержащих руд

3. Безопасность жизнедеятельности

3.1 Проектные решения по охране труда

3.1.1 Объёмно-планировочные решения зданий завода

3.1.2 Технические решения по производственной санитарии и санитарно-бытовым помещениям

3.1.2.1 Отопление и вентиляция

3.1.2.2 Естественное освещение

3.1.2.3 Искусственное освещение

3.1.2.4 Санитарно-бытовые помещения

3.2 Анализ опасных и вредных производственных факторов при выполнении опасных операций

3.2.1 Анализ потенциально опасных и вредных факторов производственной среды

3.2.2.1 Инженерная разработка мер защиты от вредных выделений

3.2.2.2 Разработка мер пожарной безопасности

3.3 Расчет пожарного водоема

3.4 Решения по охране окружающей среды и рациональному использованию природных ресурсов

Заключение

Список использованных источников

Введение

Во всём мире дорожают добыча руд и получение из них благородных металлов, в частности золота и серебра. К основным причинам этой тенденции относятся следующие факторы:

-- уменьшение запасов руд благородных металлов, увеличение затрат на добычу и производство этих металлов;

-- расширение национальных и международных усилий по стабилизации и контролю цен на сырьевые ресурсы;

-- необходимость обходиться собственными источниками сырья, особенно стратегическими;

-- выполнение международных и государственных требований по охране окружающей среды, в связи с чем удаление и захоронение отходов становятся всё более затруднительными;

-- быстрое увеличение цен на источники сырья и энергии, что делает рецикл отработанных продуктов и оборудования более эффективным, чем использование первичного сырья.

Следует отметить, что постоянно расширяется использование благородных металлов во многих областях науки и техники благодаря их уникальным физико-химическим свойствам. Особая роль благородных металлов обусловлена также их высокой ценой и влиянием на финансовую систему и внешние экономические связи.

Золото и серебро, не изменяющиеся при действии воздуха, влаги и высокой температуры, получили название совершенных, благородных металлов. Прочие же металлы, которые под действием воды и воздуха теряют металлический блеск, покрываясь налетом, а после прокаливания превращаются в рыхлые, порошкообразные «земли» или «окалины» (оксиды), были названы несовершенными, неблагородными.

Такое деление металлов нередко применяется и в наши дни, но с тем отличием, что к двум благородным металлам древнего мира и средневековья -- золоту и серебру -- на рубеже XVIII и XIX вв. прибавились платина и четыре её спутника: родий, палладий, осмий, иридий. Рутений, пятый спутник платины, был открыт только в 1844 г.

В природе благородные металлы встречаются почти всегда в свободном (самородном) состоянии. Некоторое исключение составляет серебро, которое находится в природе и в виде самородков, и в виде соединений, имеющих значение как рудные минералы (серебряный блеск, или аргентит Ag2S, роговое серебро, или кераргирит AgCl, и др.).

История благородных металлов -- одна из самых интересных глав истории материальной культуры. По мнению многих ученых, золото было первым металлом, который человечество начало использовать для изготовления украшений, предметов домашнего обихода и религиозного культа. Золотые изделия были найдены в культурных слоях эпохи неолита (V-IV тысячелетия до н.э.).

И в древности, и в средние века основными областями применения золота и серебра были ювелирное дело и изготовление монет. При этом недобросовестные люди, как ремесленники, так и лица, стоявшие у власти, прибегали к обману, не гнушались сплавлением драгоценных металлов с более дешёвыми -- золота с серебром или медью, серебра с медью.

Серебро также было известно человеку в глубокой древности. Самые ранние разработки серебра велись в восточной части Малой Азии в IV тысячелетии до н. э. Позднее серебряные месторождения разрабатывали в Армении и Бактрии. Около 500 лет до н. э. начали разработку серебрено-свинцовых руд в Греции. В более позднее время (XIII-XX вв.) серебро добывали в Трансильвании (Румыния) и Богемии (Чехия).

В 1848 г. богатейшие россыпные месторождения золота были открыты в Калифорнии (США), а в 1851 г. в Австралии. В Неваде (США) были обнаружены большие запасы серебряных руд. Однако уже через несколько лет в золотодобывающей промышленности наступает депрессия вследствие истощения богатых золотых россыпей. В этот период начинают вводить технические усовершенствования. Резкий и длительный подъем золотодобычи начался в 90-е годы прошлого столетия, когда в Южной Африке открыли и начали эксплуатацию крупнейшего в мире месторождения коренных золотосодержащих руд -- Витватерсранд, до сих пор дающее большую часть мировой добычи золота. Примерно тогда же были открыты богатые россыпные месторождения на Юконе (Канада) и Аляске (США). Максимальный уровень добычи золота достигла в 1966-1970 гг., когда ежегодно добывали примерно 1300 т. этого металла.

Производство серебра начиная с конца прошлого столетия, росло в основном за счет извлечения этого металла из свинцово-цинковых, медных и других руд, при переработке которых серебро извлекается попутно.

В настоящее время одними из самых крупных золотодобывающих стран является США, Австралия, Россия, Казахстан, страны Южной Африки, Узбекистан и другие.

1. Обоснование проекта

Местом строительства Гидрометаллургического Завода 1 (ГМЗ-1) был выбран район железнодорожной станции Кармана (нынешний город Навои) Навоийской области, что было определено следующими соображениями:

-- близостью реки Зарафшан, а, следовательно, возможностью в дальнейшем строительства энергетической базы для всего строящегося промышленного комплекса;

-- наличием железной дороги;

-- центральным расположением завода по отношению к рудным месторождениям Уч-Кудук (300 км.), Сабыр-Сай (140 км.).

Всё это создавало благоприятные условия для строительства завода.

Проблема рационального использования руд является достаточно сложной и многоплановой. Поэтому чрезвычайно важным представляется правильный выбор оптимальной технологии для конкретного рудного объекта, которая бы в наибольшей степени соответствовала индивидуальным особенностям руды и условиям функционирования проектируемого объекта.

Золотосодержащая руда, для которой выполнен данный дипломный проект, характеризуется содержанием основного компонента 3 г/т, также руда характеризуется тонкой вкрапленностью золота.

Целью проекта является разработка цеха сорбционного выщелачивания и улучшение показателей процесса. Это достигается применением в качестве сорбента смолы марки АМ-2Б и последующим извлечением в раствор сорбированных ионов, т. е. десорбцией.

Для эффективного проведения десорбции необходим правильный выбор элюирующего раствора, достаточно высокая его концентрация, ограниченная скорость подачи раствора, повышение температуры. Эти факторы являются важнейшими в технологии регенерации ионита.

Наиболее эффективным десорбентом золота являются сернокислые растворы тиомочевины (ТhiО). Оптимальному составу десорбирующего раствора соответствуют концентрации тиомочевины 80 - 90 г/л и кислоты 20 - 30 г/л. В качестве кислоты рекомендуется применять серную, как наиболее дешевую.

Для наиболее эффективного проведения процесса регенерации в данном проекте используются колонны непрерывного действия, в которых исключена возможность продольного перемешивания смолы и раствора.

Выбранная мной технологическая схема является наиболее эффективной для переработки данного типа сырья.

1.1 Географическая характеристика района проектируемого объекта

Месторождение Мурунтау расположено в центральной части Кызылкумов, занимающих обширную территорию в междуречье рек Сыр-Дарьи (на востоке), Аму-Дарьи (на западе) и Зарафшана (на юге). Северо-восточная их граница совпадает с восточным побережьем Аральского моря. Северную часть Навоийской территории занимает Тамдынский район, на территории которого расположено рудное поле и месторождение.

Рудное поле и месторождение расположены у южного подножья гряды Мурунтау.

В Кызылкумах нет рек, но имеются большие запасы подземных вод, которые часто имеют выходы у подножья гор в виде родников.

1.2 Обеспеченность энергетическими источниками

Источником электроэнергии и тепловой энергии для завода с 1964 года является Навоийская ГРЭС.

Водоснабжение осуществляется из реки Зерафшан, вблизи которой был построен завод.

1.3 Транспортные связи

Перевозка руды на ГМЗ-1 осуществляется в полувагонах железнодорожным транспортом. Прием руды на ГМЗ-1 осуществляется только при наличии железнодорожной накладной (маршрутная накладная) по каждому полувагону железнодорожного состава.

Вес влажной руды, указываемый в накладных, служит для взаиморасчетов с Министерством путей сообщения (МПС). Руда должна загружаться в исправные полувагоны, предотвращающие смерзаемость руды, а потребитель -- принять меры для полной разгрузки полувагонов и зачистки их от остатков руды.

На отгруженную руду ежемесячно составляется паспорт, копия которого направляется на ГМЗ-1.

Для учета поставки руды за месяц принимается в расчет руда, поступившая до 24:00 часов последнего дня месяца.

Содержание золота в руде, указываемое геологической службой карьера Мурунтау, используется на ГМЗ-1 для оперативного контроля.

1.4 Обеспеченность трудовыми ресурсами, бытовыми и социальными условиями

Город Навои построен в 1958 году. Навои имеет важное экономическое значение, является крупным индустриальным и культурным центром западной части Узбекистана. Предпосылками возникновения города стала необходимость использования, в интересах дальнейшего развития региона, богатейших природных богатств Кызылкумов -- природного бухарского газа, редких цветных металлов, залежей фосфоритов, облицовочного камня и других полезных ископаемых.

В Навои размещен ряд крупных промышленных предприятий. Энергетическим сердцем обширного комплекса стала Навоийская ГРЭС. В экономике Узбекистана весомы горно-металлургический и домостроительный комбинаты, предприятие «Навоиазот», электрохимический и цементный заводы.

Современное индустриальное производство, подготовка кадров промышленных рабочих и ИТР, возможность получить среднее, средне-специальное и высшее образование, налаженные сферы торговли и обслуживания, многие традиции -- все это обуславливает быстрый рост численности населения города, которое на 2002 год составило 120 тысяч человек.

1.5 Характеристика промышленной площадки проектируемого объекта

1.5.1 Инженерно-геологические особенности промышленной площадки

Месторождение представляет собой систему кулисообразно расположенных мощных кварцевых жил, окаймленных штокверками крутопадающих сульфидных, согласных и субсогласных прожилков кварца. Вмещающие их алевролиты и сланцы интенсивно изменены и разбиты многочисленными трещинами в основном субширотного простирания, которые играли роль рудоподводящих и рудораспределяющих каналов. Золото локализуется в кварцевых жилах и штокверках, где оно приурочено к прожилкам и в меньшей мере к изменённым породам. По вещественному составу жилы относятся к кварц-пирит-арсенопирит золоторудной формации или кварцевому подклассу эндотермального класса.

1.5.2 Климатические условия

Климат района города Навои резко континентальный со значительными амплитудами температур, малым количеством осадков и значительной испаряемостью. Среднегодовая температура воздуха по данным метеостанции Навои составляет 14,3 °С. Максимальная температура воздуха отмечается в июле и достигает плюс 47 °С, минимальная в январе и достигает минус 24 °С.

Район города Навои относится к акридной зоне. Среднегодовое количество осадков составляет 202 миллиметра. Основное количество выпадает в период с ноября по апрель. В зимний период снежный покров невелик и непостоянен.

2. Техника производства

2.1 Характеристика исходного сырья

Исходным сырьем фабрики является забалансовая руда золотокварцевого типа месторождения Мурунтау (Республика Узбекистан). В число основных рудообразующих минералов входят кварц, калиевый полевой шпат, шеелит, арсенопирит, гидроокислы железа, скородит и т. д. Содержание свободного диоксида кремния -- до 60 %. Основными сопутствующими компонентами в руде являются вольфрам и серебро. Из других элементов отмечены висмут, свинец, ртуть, марганец, титан, алюминий и пр.

Промышленно-ценным компонентом в руде является золото, содержание которого 3 г/т. Содержание попутного компонента -- серебра -- низкое и составляет 6,2 г/т.

Состав руды, % Массовая доля компонента: SiO2 - 68,2; Al2O3 - 8,2; CaO - 3,4; MgO - 2,4; Fe2O3 - 4,32; FeO - 0,34; FeS2 - 2,5; Feмет - 0,1; FeAsS - 1,22; CuFeS2 - 0,61; Cu2S - 0,038; Cu2O - 0,024; ZnO - 0,023; NiO - 0,024; прочие - 8,601.

2.2 Выбор и обоснование технологической схемы переработки данной руды

Выбор качественной схемы зависит от химического, рационального, минерального составов, крупности и характера вкрапленности минералов, соединений ценных компонентов в самой руде, требований к качеству продуктов, комплексности переработки, рентабельности, экономичности.

Руда является труднообогатимой, что обусловлено:

-- тесной ассоциацией золота с сульфидами (пиритом и арсенопиритом), что требует более тонкого измельчения и применения специальных методов переработки;

-- разнообразием форм и размеров золота.

Получение кондиционного золотосодержащего концентрата из перерабатываемой руды сопряжено с определенными трудностями. Обусловлено это вещественным составом и некоторыми свойствами данной руды: весьма тонкая вкрапленность золота в сульфидах, большое разнообразие минералов и соединений, высокое требование к содержанию кремния. Это предопределяет необходимость перечистки концентрата.

Измельчение проводится в мельницах мокрого самоизмельчения. Для доизмельчения гравиоконцентрата применяем мельницы шаровые с центральной разгрузкой (МШЦ). Они широко применяются для получения тонкого слива (90 % класса -0,074мкм).

Полученный тонкий продукт после измельчения направляется на отсадку. Отсадка проводится с целью отделения крупного золота, которое плохо растворяется в цианиде и теряется с хвостами сорбционного выщелачивания. В результате отсадки получают концентрат и хвосты.

Хвосты отсадки направляются в специальный классификатор. Он устанавливается для выделения готового к дальнейшим переделам класса. Пески классификатора возвращаются на стадию измельчения, а слив идет на сгущение.

Сгущение проводится для предварительного обезвоживания пульпы перед сорбционным цианированием.

Применение сорбционного цианирования позволяется устранить из технологической схемы громоздкую и дорогостоящую операцию фильтрования, обеспечивает высокое извлечение мелкого золота, за счет введения смолы в пульпу, в результате чего резко снижается концентрация золота в растворе. В результате, получаются насыщенная золотом смола и отвальные хвосты с низким остаточным содержанием по ценным компонентам.

Далее проводится операция регенерации смолы с целью повторного её использования и отделения золота. Затем золотосодержащий раствор направляется на осаждение золота, далее золотосодержащий осадок идет на операцию электролиз. Процесс электролиза является наиболее совершенным методом осаждения золота, обеспечивает получение продукции с высоким содержанием золота и серебра и уменьшает расход реагентов. Катодный осадок отправляется на аффинаж.

Концентрат отсадки направляется на перечистку на концентрационном столе. Эта перечистка необходима для увеличения концентрации золота в гравиоконцентрате, а также получения хвостов перечистки.

Хвосты перечистки поступают на цианирование хвостов отсадки.

Гравиоконцентрат поступает на доизмельчение с целью получения класса, который направляется на цианирование крепкими цианистыми растворами и далее на сорбционное выщелачивание. В результате получаются два продукта -- насыщенная смола и хвосты, которые соединяются с основными потоками -- насыщенной смолой и хвостами сорбционного выщелачивания хвостов отсадки.

2.3 Описание предлагаемой технологической схемы

Руда поступает в процесс измельчения, который осуществляется в мельницах мокрого самоизмельчения (ММС). Полученный продукт измельчения направляет на гравитационное обогащение с целью улавливания крупных частиц золота. Для этого в технологической схеме предусмотрена отсадочная машина. Отсадка основана на использовании разницы в скоростях падения минеральных частиц различной массы в вертикальной струе воды, при отсадке получаются два продукта: черновой концентрат и хвосты. Черновой концентрат направляется на перечистку на концентрационных столах.

После проведения нескольких последовательных перечистных операций получаются гравиоконцентрат и хвосты. Гравиоконцентрат направляется на сорбционное цианирование крепкими цианистыми растворами, а хвосты направляются на цианирование хвостов отсадки.

Хвосты отсадочной машины направляется на классификацию для отделения крупной фракции. В качестве классифицирующего оборудования используют механические классификаторы с погруженной спиралью и гидроциклоны. В результате классификации получается слив, который поступает на сгущение, и пески, которые возвращаются на стадию измельчения.

Мельницы измельчения и доизмельчения работают в каскадном режиме. Оптимальная загрузка шаров и руды составляет 40 - 45 % от рабочего объёма мельницы. Для увеличения производительности мельниц загружают шары разных диаметров. Разгрузка мельниц осуществляется через решето.

Готовый по крупности продукт классификации самотёком поступает на сгущение, распределяется по сгустителям.

С целью увеличения скорости осаждения тонких частиц и повышения плотности осадка в процесс подаётся 0,01 - 0,05 %-ный раствор полиакриламида. Также для получения щёлочности среды и осветлённой воды в сливах сгустителей в процесс измельчения подаётся известковое молоко. Подача известкового молока осуществляется в зумпфы блоков измельчения.

Главными задачами процесса сгущения являются:

-- доведение плотности пульпы до необходимого значения перед сорбционным выщелачиванием;

-- отделение воды и возврат её в процессы рудоподготовки и обогащения;

-- отделение крупного песка и щепы с возвратом их на измельчение.

Для сгущения золотосодержащей пульпы создается среда с рН = 10,5 - 11,2, рН среды создаётся гашеной известью. Сгущённый продукт поступает на цианирование. При цианировании мелкие частицы золота переходят в раствор в виде комплекса Au(CN)2-. Химизм описывается реакцией (1):

Au + 2CN- + H2O + 0,5O2 = Au(CN)2- + 2OH- (1)

При переработке золотокварцевых руд целесообразно применять цианирование перемешиванием. В основном применяют чаны с пневматическим перемешиванием. Концентрация цианистого натрия составляет 0,02 - 0,04 %, СаО 0,01 - 0,02 %. Для улучшения показателей процесса цианирования и сорбции оба эти процессы совмещают и такой процесс называется сорбционное выщелачивание.

В процессе используется крупнозернистый анионит с размерами зёрен 0,5 - 3 мм, значительно превышающими размер рудных частиц. Это даёт возможность отделять смолу от пульпы в процессе сорбции путем простой операции разделения на сите с размером отверстий 0,4-0,45 мм.

Сорбционное выщелачивание проводят в пневматических аппаратах типа «пачук». В результате сорбции получаются 2 продукта: насыщенная смола и хвосты. Хвосты сорбции -- это обеззолоченная пульпа, которая обезвреживается и направляется в отвал.

Насыщенный золотом сорбент после очистки от песка и щепы направляется на регенерацию. Процесс регенерации состоит из нескольких стадий. Последовательность стадий зависит от свойств примесей, присутствующих в насыщенной смоле. Процесс регенерации проводится в регенерационных колонах. Перед началом регенерации насыщенную смолу промывают водой с целью отмывки от илов, после чего насыщенная смола подвергается цианистой обработке для удаления цианистых комплексов меди и железа. Процесс проводят при концентрации 45 - 50 г/л NaCN, при этом получается раствор цианистого железа и меди, а также содержится много свободного цианида, поэтому он направляется на цианирование.

Смола переходит в цианистую форму и подвергается отмывке от цианистого натрия. Отмывку проводят обычной водой, полученные промывные растворы подкрепляют цианистым натрием, после чего возвращают в цикл цианистой обработки.

Промытая смола направляется на кислотную обработку для удаления таких примесей как цинк, никель, ионы CN-. Обработанная смола поступает на сорбцию тиомочевинной. Целью этой операции является утилизация тиокарбамида из маточных растворов после фильтрации золотосодержащих гидратов и подготовка смолы к десорбции золота. После сорбции тиомочевинной смола поступает на основную и ответственную стадию обработки -- десорбцию золота. Десорбцию золота проводят с добавлением свежей тиомочевины с концентрацией 80-90 г/л, и серной кислоты, имеющей концентрацию 20-25 г/л. В результате проведения процесса получается целевой золотосодержащий раствор. Этот раствор направляется на осаждение золота и серебра. Второй продукт, обеззолоченная смола, идет на стадию промывки от золота, серебра и тиомочевины. Получаемые промывные растворы идут на подкрепление тиомочевинной и серной кислотами для повторного использования.

Промытая смола подвергается щелочной обработке с целью десорбции остатков цинка, тиомочевины, сернистых солей. Щелочь растворяет некоторые осадки в смоле, повышая её пористость и улучшая кинетические свойства. Выходящий раствор используется для нейтрализации кислых отходов. Смола направляется на отмывку от щелочного раствора. Для этого используется обычная вода. Выходящий раствор подкрепляется NaOH и используется для обработки щелочью анионита. Отрегенерированная смола транспортируется в отделение сорбции и загружается в процесс.

Золотосодержащий раствор направляется на процесс электролиза с целью получения катодного золота и обработанного тиомочевинного раствора. Процесс электролиза проводится в электролизёрах, куда заливается регенерат и помещаются катоды и аноды. Под действием электрического тока ионы золота начинают притягиваться катодом и осаждаться на нём. В результате электролиза получается отработанный электролит, который очищается от примесей, доукрепляется до нужной концентрации и возвращается в процесс электролиза. Катодный осадок промывается, сушится и направляется на плавку для получения готовой продукции в виде слитков.

2.4 Методы переработки золотосодержащих руд

Цианирование. Сущность процесса цианирования заключается в том, что измельчённый рудный материал, содержащий золото, приводится в соприкосновение с раствором цианида натрия, под действием которого золото из руды переходит в раствор. В присутствии кислорода растворение протекает по реакции (2):

2Аu + 4NaCN + 0,5O2 + 2H2O 2NaAu(CN)2 + NaOH (2)

Золото переходит в раствор в форме дицианаурата Na, который в растворе диссоциирует на ионы по реакции (3):

NaAu(CN)2 Na+ + Au(CN)2- 3)

Таким образом, золото в растворе находится в составе компактного цианиданиона Аu(CN)2-.

Скорость цианирования и полнота извлечения золота в раствор зависит от многих факторов. Один из основных -- содержание в растворе кислорода. В процессе цианирования кислород постепенно расходуется, поэтому необходима дополнительная аэрация пульпы, то есть насыщение жидкой фазы воздухом, в котором содержится кислород. С этой целью применяют интенсивное перемешивание пульпы сжатым воздухом.

Существенное влияние на скорость процесса цианирования оказывает концентрация цианида натрия в жидкой фазе пульпы, причём в случае низких концентраций цианида скорость растворения золота зависит только от их концентраций, при высоких концентрациях в результате протекающего гидролиза и повышения значений pH, скорость растворения золота в некоторых пределах не зависит от изменений концентраций цианида натрия в растворе. С повышением температуры скорость растворения золота возрастает.

Поддерживать оптимальную температуру (85 0С) в связи с большими энергетическими затратами не представляется целесообразным, поэтому процесс цианирования проводится при температуре 19 - 35 0С. На скорость растворения золота оказывают влияние также рудные минералы, в большинстве случаев вызывающие замедление процесса растворения. Последнее объясняется многими причинами среди которых снижение концентрации свободного цианида в результате побочных реакций, образование различных плёнок на поверхности золотин, наличие в жидкой фазе пульпы простых металлов группы железа и простых ионов тяжёлых цветных металлов, например Fe2+, Cu2+, Zn2+, Pb2+.

Цианирование просачиванием. Цианирование просачиванием (перколяция) заключается в выщелачивании золота в результате естественного фильтрования цианистых растворов через слой золотосодержащей руды, помещённой в чан с ложным днищем.

Цианирование просачиванием пригодно для переработки только таких руд, в которых золото находится в основном по плоскостям раскалывания кусков. Золота должно быть достаточно. Обычно перколяции подвергают классифицированные пески с частицами крупностью 0,2-1 мм. В благоприятных случаях удовлетворительные результаты могут быть получены при выщелачивании дроблёной руды с крупностью кусков до 10 - 15 мм.

Одним из важнейших показателей процесса, определяющим его длительность, является скорость просачивания, представляющая собой поток раствора через единицу площади поперечного сечения чана в единицу времени (л(м3·ч)). Скорость просачивания зависит от многих факторов, из которых важнейшими являются природа цианируемого песка, его крупность и наличие в нём тонких фракций (илов). Кристаллический материал хорошо фильтрует раствор, даже при малых мерах частиц, если они более или менее однородны. Наоборот, аморфный материал слеживается плотным слоем и почти не пропускает раствор. Крупнозернистый песок при прочих равных условиях обладает большей скоростью фильтрации, чем мелкозернистый. При наличии в песке значительного количества илов последние забивают промежутки между зёрнами, резко снижая скорость просачивания.

Обычно выщелачивание просачиванием осуществляют последовательно заливкой порций цианистых растворов убывающей концентрации. Первые крепкие растворы содержат 0,1-0,2 % NaCN, средние 0,05-0.08 % и слабые 0,03-0,05 %. Золотосодержащие растворы идут на осаждение золота. Выщелоченные и промытые пески выгружают сухим или гидравлическим способом.

Выщелачивание просачиванием -- несложный и дешёвый способ цианирования. По сравнению с выщелачиванием перемешиванием он выгодно отличается простотой применяемого оборудования и малым расходом электроэнергии (отсутствуют энергоёмкие операции тонкого измельчения и фильтрования). Недостатками этого способа является невысокое (обычно 70-80 %) извлечение золота и громоздкость оборудования, обусловленные необходимостью длительной обработки. В настоящее время этот способ иногда применяют для переработки бедных руд, когда затраты на тонкое измельчение руды не окупаются стоимостью дополнительно извлекаемого золота.

Цианирование перемешиванием. Рудные пульпы, поступающие на цианирование перемешиванием, имеют повышенную (по сравнению с водными растворами) вязкость, что затрудняет диффузию ионов CN- и молекул растворённого кислорода к поверхности растворяющихся золотин. Кроме того, сульфидные минералы, часто присутствующие в золотых рудах, довольно легко окисляются растворённым кислородом, в результате чего его концентрация в жидкой фазе пульпы может стать значительно ниже равновесной (при данной температуре и парциальном давлении кислорода). Это также замедляет растворение золота. Поэтому при цианировании тонкодисперсных пульп особое значение имеет энергичное перемешивание и непрерывное насыщение пульпы кислородом воздуха.

Процесс ведут при концентрации цианида натрия, составляющей 0,01-0,1 % (чаще всего 0,02-0,05 %) и концентрации СаО, равной 0,01-0.03 % (рН 9 - 11). Цианистые растворы не агрессивны, поэтому для изготовления оборудования применяют такие доступные материалы, как обычная углеродистая сталь, чугун и тому подобное.

Важным параметром выщелачивания является отношение Ж : Т в пульпе. Обычно цианирование кварцевых (кристаллических) руд ведут при Ж : Т = 1,2 : (1,5-1).

Сорбционное выщелачивание. Сорбционное извлечение золота из руд является одним из гидрометаллургических процессов, основу которых составляет цианирование. Сущность этого процесса заключается в том, что растворение золота, содержащегося в измельченном рудном материале, происходит в растворе, содержащем цианид натрия и кислород. Процесс растворения золота электрохимический (гальванический). При переходе ионов металла в раствор на поверхности золотин происходит освобождение валентных электронов. Для протекания процесса растворения золота необходимо присутствие растворенного кислорода в жидкой фазе пульпы. Атомы кислорода, присоединяя валентные электроны с поверхности золотин, восстанавливаются до перекиси водорода и далее до ионов гидроксила. Процесс растворения золота с сопутствующим восстановлением кислорода может быть представлен так: на анодных участках поверхности золота происходит образование комплексного иона и освобождение электрона по реакции (4):

Au + 2CN- > Au(CN)2- + e (4)

На катодных участках в результате освобождения избыточных электронов на аноде происходит восстановление кислорода, растворенного в жидкой фазе пульпы.

Процесс восстановления кислорода происходит в две стадии, образование перекиси водорода -- промежуточного продукта первой стадии, и его дальнейшее восстановление с образованием ионов гидроксила на второй стадии.

1-я стадия:

Диссоциация молекулы кислорода по реакции (5):

O2 > 2[O] (5)

Восстановление кислорода по реакции (6):

[O] + 2e > O2- (6)

Образование перекиси водорода по реакции (7):

2H2O + O2 > H2O2 + 2OH (7)

2-я стадия проходит по реакциям (8) и (9):

O2 + 2e > 2O- (8)

O- + H2O > 2OH- (9)

Химическая реакция растворения золота в цианистом растворе в присутствии кислорода протекает в две стадии.

Первая стадии по реакции (10):

2Аu + 4NaCN + O2 + 2H2O > 2Na[Au(CN)2] + 2NaOH + H2O2 (10)

Образовавшаяся перекись водорода участвует в растворении золота при протекании реакции (11) второй стадии:

2Аu + 4NaCN + H2O2 > 2Na[Au(CN)2] + 2NaOH (11)

В общем случае процесс растворения золота выражается реакцией (12):

2Аu + 4NaCN + 0,5O2 + H2O > 2Na[Au(CN)2] + 2NaOH (12)

Из уравнений видно, что золото переходит в раствор в форме дицианаурата натрия, который в растворе диссоциирует на ионы по реакции (13):

NaAu(CN)2 > Na+ + [Au(CN)2]- (13)

Таким образом, золото в растворе находится в составе комплексного цианид-аниона [Au(CN)2]-.

Скорость цианирования и полнота извлечения золота в раствор зависит от многих факторов. Один из основных -- содержание в растворе кислорода. В процессе цианирования кислород постепенно расходуется, поэтому необходима дополнительная аэрация пульпы, т.е. насыщение жидкой фазы кислородом, содержащемся в атмосферном воздухе. С этой целью применяют интенсивное перемешивание пульпы сжатым воздухом.

Существенное влияние на скорость процесса цианирования оказывает концентрация NaCN в жидкой фазе пульпы, причем в случае низких концентраций цианида скорость растворения золота зависит только от этих концентраций, а при высоких концентрациях, в результате протекающего гидролиза и повышения значений рН, скорость растворения золота в некоторых пределах не зависит от изменений концентрации NaCN в растворе.

С повышением температуры скорость растворения золота возрастает. Поддерживать оптимальную температуру (85 0С), в связи с большими энергетическими затратами, не представляется целесообразным, кроме того с повышением температуры снижается растворимость кислорода, поэтому процесс цианирования проводится при температуре 19-35 0С.

На скорость растворения золота также оказывают влияние рудные минералы, содержащиеся в пульпе. Взаимодействуя с цианистым раствором, они, в большинстве случаев, вызывают замедление процесса растворения. Объясняется это многими причинами, среди которых:

-- снижение концентрации кислорода в растворе за счёт протекания побочных реакций с участием кислорода;

-- снижение концентрации свободного цианида вследствие протекания побочных реакций взаимодействия цианида с минералами цветных металлов и образованием комплексных цианистых ионов меди, железа, цинка и др. Если в руде присутствуют сульфидные минералы, то в растворе пульпы появляются сульфид-ионы, которые взаимодействуют с ионами цианида и кислородом, давая пассивные по отношению к золоту роданид-ионы по реакции (14):

S- + CN- + 0,5O2 + H2O > CNS- + 2OH- (14)

-- образование плёнок на поверхности золотин, которые появляются при наличии в растворе ионов металлов группы железа и простых ионов тяжёлых цветных металлов, например Fe2+, Cu2+, Zn2+, Pb2+.

При проведении процесса цианирования происходит образование паров цианистого водорода (HCN) . Это происходит в результате гидролиза NaCN по реакции (15):

NaCN + H2O > HCN + NaOH (15)

Гидролиз цианистых растворов приводит к потерям цианида и заражению атмосферы цеха парами HCN. Чтобы сдвинуть равновесие реакции влево, в раствор вводят защитную щелочь.

Вторая ступень технологии -- сорбционное выщелачивание, основано на применении ионообменной смолы для сорбционного извлечения золота. Сорбционное выщелачивание -- это совмещение одновременно протекающих процессов выщелачивания и сорбции растворенного золота. Ионообменные смолы (иониты) представляют собой объёмный полимер, в состав которого входят ионогенные группы, способные диссоциировать в растворе. Иониты подразделяются на катиониты и аниониты. Для сорбции золота из цианистых растворов применяются только аниониты, т.к. золото в растворе находится в виде комплексного аниона [Au(CN)2]-.

Для обеспечения эффективности сорбционного процесса используется принцип противотока, согласно которому смола перемещается навстречу потоку пульпы. При этом отрегенерированная (или свежая) смола загружается в предпоследний пачук, откуда аэролифтом, вместе с пульпой, подаётся на сетки с отверстиями 0,4-0,5 мм. Пульпа проходит сквозь сетки и поступает в последующий пачук, а смола задерживается на поверхности сеток и возвращается обратно в пачук, либо поступает в предыдущий пачук через смоляной карман. В каждом последующем пачуке менее насыщенная смола контактирует с более концентрированным по золоту раствором и к моменту выгрузки из первого пачука становится максимально насыщенной.

В процессе сорбционного выщелачивания в каждом пачуке устанавливается свое ионообменное равновесие, при этом в масштабе всей технологической цепочки сорбции происходит постоянный сдвиг равновесия в сторону уменьшения концентрации извлекаемого иона золота в жидкой фазе пульпы, что обуславливает относительно высокий коэффициент извлечения золота на смолу. Сорбция золота из цианистых растворов представляется реакцией (16):

R-OH + Na[Au(CN)2-] > R-Au(CN)2 + NaOH (16)

где чертой обозначена фаза анионита.

Сорбционное выщелачивание ведет к значительному ускорению процесса растворения золота. Ускорение процесса при сорбционном выщелачивании объясняется сдвигом равновесия реакции растворения золота в сторону образования аниона [Au(CN)2]- при понижении его концентрации в растворе вследствие сорбции анионитом.

Основные технологические параметры процесса сорбционного выщелачивания -- продолжительность процесса сорбции, единовременная загрузка смолы в процесс, время сорбционного цикла смолы, рабочая ёмкость смолы по золоту, количество ступеней сорбции, потоки смолы и пульпы. Все эти параметры в той или иной степени взаимосвязаны.

Время сорбционного выщелачивания (T) -- это продолжительность одновременного протекания процессов растворения и сорбции золота, в течении которого достигается технологически обусловленное извлечение золота в смолу по формуле (1):

Т = (V Ч n) : Q (1)

где V -- рабочий объём сорбционного аппарата, м3;

n -- количество аппаратов сорбции, ед.;

Q -- поток пульпы, м3/час.

Время сорбционного выщелачивания необходимо выдерживать, иначе неизбежны потери золота, как в твёрдой, так и в жидкой фазе хвостовой пульпы сорбции.

Единовременная загрузка смолы в процесс -- это количество смолы, находящейся одновременно во всех пачуках сорбции. Этот технологический показатель выражается в объёмных процентах и определяет содержание (концентрацию) смолы в пульпе. Оптимальная единовременная загрузка смолы в процесс 0,5 - 1,5 %. Содержание смолы менее 0,5 % не обеспечивает требуемой скорости ионного обмена, вызывает необходимость поддержания больших потоков смолы на сорбции и, как следствие, не позволяет получить насыщенную смолу с достаточной рабочей ёмкостью по золоту. При единовременной загрузке смолы более 1,5 % наблюдается повышенный износ гранул анионита и, вследствие этого, увеличение удельного расхода смолы. Чтобы обеспечить заданный коэффициент извлечения золота на смолу, необходимо в каждом пачуке поддерживать одинаковую концентрацию смолы согласно регламенту.

Время сорбционного цикла смолы (Тс) -- это продолжительность нахождения анионита в процессе сорбции, начиная от загрузки в предпоследний пачук до момента выгрузки из первого пачука в насыщенном состоянии. Время сорбционного цикла смолы определяется по формуле (2):

Tс = E : Q (2)

где E -- количество смолы в пачуках сорбции, л;

Q -- поток смолы, л/час.

При недостаточном времени пребывания смолы в пачуках, смола не успевает насытиться до предельного состояния и её рабочая ёмкость по золоту не достигает оптимального значения. При избыточном времени пребывания смолы в пачуках происходит интенсивный износ гранул и потери смолы увеличиваются.

Часовой поток смолы, т. е. количество непрерывно-постоянно вводимой отрегенерированной смолы в предпоследний сорбционный пачук и непрерывно-постоянно выводимой насыщенной смолы из головного сорбционного пачука, рассчитывается по формуле (3):

q = Qтв Ч 2,7 Ч (висх - вхв) : (Ан - Аост) (3)

где q -- поток смолы, л/час;

Qтв -- количество твёрдого в пульпе, т/час;

висх -- содержание золота в пульпе питания предварительного цианирования, г/т;

вхв -- содержание золота в хвостах сорбции, г/т;

Ан -- ёмкость насыщенной смолы по золоту , г/кг;

Аост -- остаточная ёмкость отрегенерированной смолы, г/кг;

2,7 -- удельный объём смолы, л/кг.

Величина потока смолы -- основной критерий, с помощью которого регулируют процесс сорбции. Свежую или отрегенерированную смолу следует загружать в процесс равномерно, по возможности -- непрерывно, необходимо обеспечить равномерное и непрерывное перекачивание смолы из пачука в пачук, не допуская резких изменений содержания смолы по цепочке аппаратов сорбции.

Золотосодержащая руда может содержать такие рудные компоненты, как глина, углистые сланцы, графит, и др., которые являясь природными сорбентами, способны сорбировать растворённое золото, что приводит к потерям золота с хвостами. Введение в цианистую пульпу более сильных и активных синтетических сорбентов подавляет сорбционную активность природных сорбентов. Для обеспечения этого, необходимо максимально сократить время предварительного цианирования.

Регенерация ионита. Насыщенный ионит, помимо золота, содержит значительное количество примесей - железа, меди, цинка, никеля, ионов CN- и т.д. Для извлечения золота и удаления примесей ионит подвергают регенерации. В результате регенерации восстанавливаются его сорбционные свойства, что делает возможным его многократное использование.

Регенерация ионита -- сложная и ответственная часть сорбционной технологии. Она заключается в десорбции (элюировании) золота и примесей различными растворителями. Десорбцию проводят в динамических условиях, пропуская десорбирующий раствор (элюент) через слой смолы, находящийся в вертикальной колонне. Динамический способ позволяет достичь высокой степени десорбции при минимальном расходе элюента.

Наиболее эффективным десорбентом золота являются серно- и солянокислые растворы тиомочевины CS(NH2)2. Десорбирующее действие тиомочевины (ThiO) обусловлено тем, что она образует с золотом прочный комплекс катионного типа [Au(ThiO)2]+, не удерживаемый анионообменной смолой по реакции (17):

2RAu(CN)2 + 4ThiO + 4H+ + SO42- = R2SO4 + 2[Au(ThiO)2]+ + 4HCN (17)

Кислый характер десорбирующего раствора способствует удалению цианида в виде летучей синильной кислоты, что смещает равновесие реакции вправо. Оптимальному составу десорбирующего раствора соответствуют концентрации тиомочевины 80-90 и кислоты 20-30 г/л. В качестве последней обычно применяют наиболее дешевую серную кислоту.

С повышением температуры элюирующих растворов полнота и скорость десорбции золота и примесей возрастают. Поэтому большинство операций регенерации проводят при 40-60 С. Применение более высоких температур невозможно из-за ограниченной термической стойкости сорбента.

Регенерированный ионит возвращают в процесс сорбционного выщелачивания. Товарный регенерат идёт на осаждение золота. Кислые и щелочные элюенты, получаемые в операциях кислотной обработки, сорбции тиомочевины и щелочной обработки, нейтрализуют смешиванием, после чего направляют в отвал. Промывные растворы используют как оборотные для утилизации содержащихся в них ценных реагентов (тиомочевины, цианида, щёлочи). Выделяющиеся при регенерации пары синильной кислоты улавливаются раствором щёлочи в специальных поглотителях, получающийся раствор цианистого натрия используют для цианирования.

Общая продолжительность регенерации, включая операции водной промывки, достигает 200-250 ч, из них 75-90 ч занимает десорбция золота, являющаяся наиболее длительной операцией всего регенерационного цикла.

Вывод: в данном проекте есть ряд недостатков, которые необходимо устранить для полного извлечения золота.

Одним из недостатков в процессе сорбции является её продолжительность, и растворение многих примесей в цианиде, что усложняет процесс.

В предлагаемом проекте эта проблема решается подкреплением цианида. В процессе сорбции цианид, растворяя золото и примеси, утомляется, т. е. понижается концентрация цианида, что нежелательно, т. к. растворение золота ухудшается, продолжительность процесса увеличивается. Чтобы избежать этой проблемы в проекте предлагается изменить систему подачи (подкрепления) NaCN и NaOH в пачуки. Если раньше растворы подавались в первый пачук, то я распределил подкрепление до нужной концентрации по пачукам, что привело к полному растворению золота и уменьшению продолжительности процесса, а также увеличению извлечения золота на 2 %.

Установил дополнительные секции для сорбционного выщелачивания гравиоконцентрата. Разработал новые технологические параметры процесса -- доизмельчение, крепкие цианистые растворы (0,5 - 0,7 % NaCN, 1 % NaOH).

Строительная часть

Здание цеха сорбции каркасное, каркас железобетонный. Стены кирпичные, самонесущие. Покрытия -- несущий настил из сборных железобетонных плит; пароизоляция -- обмазка битумом; теплоизоляция -- теплобетон, цементная выравнивающая стяжка; гидроизоляция -- четыре слоя рубероида на битумной мастике.

Фундаменты -- сборные, железобетонные.

Общие габариты:

-- ширина - 29,7 м;

-- длина - 89 м;

-- общая площадь - 2640 м2.

3. Безопасность жизнедеятельности

3.1 Проектные решения по охране труда

Данный раздел содержит комплекс инженерных проектных решений социального характера, имеющих целью создание в проектируемом цехе наиболее благоприятных условий труда, надлежащего санитарно-бытового обеспечения работающих и защиты окружающей среды.

3.1.1 Объёмно-планировочные решения зданий завода

В соответствии с требованиями санитарных норм для предприятия, в состав которого входит проектируемый цех, технологические процессы в котором являются источниками выделения производственных вредностей в окружающую среду, предусматривается установление санитарно-защитной зоны, размер которой составляет 1000 м (1 класс).

Санитарно-защитная зона составляет 2000 м, что удовлетворяет требованиям санитарных норм.

Завод располагается с подветренной стороны по отношению к жилому массиву.

Главные входы и въезды на территорию завода располагаются со стороны основных подходов подъезда трудящихся.

Расстояние от рабочих мест до пункта питания не превышает 500 м при обеденном перерыве 1 час.

Пол основных рабочих площадей покрыт стальными плитами, пол вспомогательных рабочих площадей и переходов выложен из стальных листов. Рабочие площади на высоте более 0,6 м от пола, лестницы, проёмы, люки, канавы, переходные мосты ограждаются перилами высотой 1,2 м со сплошной обшивкой понизу на высоту 0,2 м. Поверхность полов производственных помещений должна быть удобной для очистки, горизонтальной и ровной, без порогов и выступов. Допускается уклон для удаления стоков.

Для периодического отдыха рабочих предусмотрены места отдыха, расстояние от которых до рабочего места составляет не менее 50 м.

Цех спроектирован таким образом, что на одного работающего приходится 9 м2, объем 20 м3, площадь здания 2640 м2. Эти показатели соответствуют требованиям санитарных норм.

3.1.2 Технические решения по производственной санитарии и санитарно-бытовым помещениям

3.1.2.1 Отопление и вентиляция

Отопление и вентиляция выбираются исходя из категории выполняемых в цехе работ, характеристики производственных помещений и тяжести.

Для различных периодов года указываются способы обеспечения установленных параметров воздушной среды.

В каждом случае даётся обоснование выбранных систем отопления, вентиляции, кондиционирования воздуха.

Необходимость отопления производственных помещений обосновывается расчётом (по укрупнённым показателям) теплового баланса в них.

Значения принятых допустимых параметров воздушной среды в рабочей зоне производственных помещений представлены в таблице 1.

Перепад температуры воздуха по высоте рабочей зоны до 3С. Колебания температуры по горизонтали, а также в течение смены до 5С.

Для обеспечения установленных параметров воздушной среды рассчитаем систему отопления производственных помещений.

Таблица 1. Значение принятых допустимых параметров воздушной среды в рабочей зоне производственных помещений проектируемого завода

Характеристика производственных помещений по избыточным тепловыделениям более или менее 20 ккал/(м3Чч) или 84 кДж/(м3Чч)	Категория работ по тяжести	Период года (холодный, теплый)	Температура воздуха в непостоянных рабочих местах, оС
		На постоянных рабочих местах
		Температура воздуха, оС	Относительная влажность воздуха, %	Скорость движения,%
		Холодный период
менее 84	2а	17-23	не > 75	0,2	18-20
		Теплый период
менее 84	2а	18-27	не > 65	0,2	21-23

Выделение теплоты в горячих цехах следует учитывать от:

a) плавильных, нагревательных печей и других термических устройств;

б) расплавленного и нагретого металла, одновременно находящегося в цехе.

Расчет тепловыделений в единицу времени произведем по формуле (19):

Qобщ = Q1+Q2, (19)

где Q1 - тепловыделения от открытых поверхностей печей, Вт;

Q2 - тепловыделения от расплавленного и нагретого металла, Вт.

Тепловыделения от открытых поверхностей печей (20):

Q1 = , (20)

где n - количество печей;

Q - теплоотдача с поверхности конвекцией;

Q - теплоотдача с поверхности излучением.

Теплоотдача с поверхности конвекцией рассчитываем по формуле (21):

Qk = k Ч (tu - tb) Ч F (21)

где k = 2,5, Вт/(м2·с);

tu - температура поверхности источника тепловыделений, С;

tb - температура окружающего воздуха, С;

F - площадь источника тепловыделения, м2.

Теплоотдача с поверхности излучением рассчитывается по формуле (22):

Qиз = Eпр Ч Со Ч [(tu : 100)4 - (tb : 100)4] Ч F, (22)

где Епр - приведенная степень черноты;

Со - коэффициент излучения абсолютно черного тела, равный 5,67 Вт/(м2·К4).

Таким образом, по формуле (20) получаем:

Q1 = (90775,051 + 28477,116) =119252,167 Вт.

Тепловыделения от расплавленного и нагретого металла равны:

Q2 =33972711,92 Вт.

( здесь умножается все на 1,163 дополнительно поскольку все в ккал, а необходимо в Вт (1 кал = 4,1868 Дж, 1 час = 3600 секунд, 1 ккал/ч = 4186,8/3600 Дж/С = 4186,8/3600 Вт = 1,163 Вт)). Температуры (штейна -12500С, шлака -12000С, в качестве температуры воздуха 250С).

Наряду с поступлением теплоты в цех одновременно происходят потери теплоты через наружные ограждения цеха, определение которых производим по формуле (23):

Qp = n : Ro Ч (tр.з. - tн) Ч Fб.с., (23)

где n - коэффициент к расчетной разности температур;

R0 - сопротивление теплопередаче ограждающей конструкции, м2·С/Вт;

...