Министерство образования и наукиРеспублики Казахстан
Восточно-КазахстанскийГосударственный Технический Университет им. Д.Серикбаева
КУРСОВАЯРАБОТАпо дисциплине «металлургия благородныхметаллов»
Выполнил студент
Группы 240740
Срок обучения 3г 10 мес
Шифр:
Усть-Каменогорск, 2008 г.
Задание №1
Рассчитатьшихту для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата.
Состав концентрата:
Свинец (Pb) – 52,4%;
Цинк (Zn) – 3,5%;
Медь (Cu) – 1,2%;
Сера (S) – 15,7%;
Железо (Fe) – 4,4%;
Двуокись кремния (SiO2) – 8,2%;
Окись кальция (СаО) –2,0%.
Задание №2
Выполнить расчетнепрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд. Схема установкивключает:
Измельчение.
Отсадка с доводкойконцентрата на концентрационном столе.
Двухстадийнуюклассификацию хвостов отсадки.
Сгущение слива 2-ойстадии классификации с амальгамацией.
Агитационноецианирование.
Фильтрация послецианирования.
Цементация золота нацинковой пыли с фильтрацией «золотого» шлама.
Технологические режимы:
Производительность поруде – 50 т/час, содержание золота в руде – 10 г/т.
Плотность пульпы вмельнице – 75% твердого.
Выход гравитационногоконцентрата – 1% при плотности пульпы – 40%.
Амальгамация производитсяпри Ж: Т = 2:1, извлечение золота в амальгаму – 36%.
Пески первой стадииклассификации – 80% твердого.
Пески второй стадииклассификации – 65% твердого.
Отношение выхода песковпервой стадии классификации к выходу песков второй стадии классификации равнопяти.
Соотношение в сливе второйстадии классификации жидкой и твердой фаз равно Ж: Т = 4:1.
Продукты сгущенияполучаются в виде пульпы с Ж: Т = 1:1.
Потери золота присгущении – 2%.
Режим цианирования: Ж: Т =1.5:1.
Разбавление сгущеннойпульпы осуществляется обеззолоченным раствором. Извлечение золота в раствор приагитации принять равным – 20%.
При фильтрации пульпыпосле цианирования получаются кеки при Ж: Т = 1:4 (80% твердого).
Кеки репульпируютсяобеззолоченным раствором и свежей водой и повторно фильтруются, после чего кекс 80% твердого сбрасывается в отвал. Фильтраты подаются на цементацию золотавместе со сливом сгустителя.
Обеззолоченные растворысодержат 0.03 г/м3 золота и идут в оборот (измельчение и др.).
Недостающееколичество воды возмещается свежей водой.
Содержание
Введение
Основная часть
1 Решение задания №1
1.1 Расчет минерального составаконцентрата
1.2 Определение количества селитры вшихте
1.3 Определение состава флюсов
2 Решение задания №2
2.1 Измельчение
2.2 Гравитационноеобогащение
2.3 Классификация гравитационногоконцентрата
Список литературы
Введение
Золото встречается вприроде почти исключительно в самородном состоянии, главным образом в видемелких зёрен, вкраплённых в кварц или содержащихся в кварцевом песке. Внебольших количествах золото встречается в сульфидных рудах железа, свинца имеди. Следы его открыты в морской воде. Общее содержание золота в земной коресоставляет около 5*10 -7 вес. %.
Золото — ярко-жёлтыйблестящий металл. Оно очень ковко и пластично; путём прокатки из него можнополучить листочки толщиной менее 0.0002 мм, а из 1 грамма золота можно вытянуть проволоку длиной 3.5 км. Золото — прекрасный проводник тепла иэлектрического тока, уступающий в этом отношении только серебру и меди.
Ввиду мягкости золотоупотребляется в сплавах, обычно с серебром или медью. Эти сплавы применяютсядля электрических контактов, для зубопротезирования и в ювелирном деле.
В химическом отношениизолото — малоактивный металл. На воздухе оно не изменяется даже при сильномнагревании. Кислоты в отдельности не действуют на золото, но в смеси соляной иазотной кислот (царской водке) золото легко растворяется:
Au + HNO 3 +3HCl —> AuCl 3 + NO + 2H 2 O
Так же легко растворяетсязолото в хлорной воде и в аэрируемых (продуваемых воздухом) растворах цианидовщелочным металлов. Ртуть тоже растворяет золото, образуя амальгаму, которая присодержании более 15% золота становится твёрдой.
Известны два рядасоединений золота, отвечающие степеням окислённости +1 и +3. Так, золотообразует два оксида — оксид золота (I), или закись золота, — Au2O- и оксид золота (III), или окись золота — Au2O3. Болееустойчивы соединения, в которых золото имеет степень окисления +3.
Все соединения золоталегко разлагаются при нагревании с выделением металлического золота.
Серебро распространено вприроде значительно меньше, чем медь (около 10 -5 вес. %). В некоторых местах(например, в Канаде) серебро находится в самородном состоянии, но большую частьсеребра получают из его соединений. Самой важной серебряной рудой являетсясеребряный блеск (аргент) — Ag2S.
В качестве примесисеребро встречается почти во всех медных и серебряных рудах. Из этих руд иполучают около 80% всего добываемого серебра.
Чистое серебро — оченьмягкий, тягучий металл. Оно лучше всех металлов проводит электрический ток итепло.
Hа практике чистоесеребро вследствие мягкости почти не применяется: обычно его сплавляют сбольшим или меньшим количеством меди. Сплавы серебра служат для изготовления ювелирныхи бытовых изделий, монет, лабораторной посуды. Серебро используется дляпокрытия им других металлов, а также радиодеталей в целях повышения ихэлектропроводимости и устойчивости к коррозии. Часть добываемого серебрарасходуется на изготовление серебряно-цинковых аккумуляторов.
Серебро — малоактивныйметалл. В атмосфере воздуха оно не окисляется ни при комнатных температурах, нипри нагревании. Часто наблюдаемое почернение серебряных предметов — результатобразования на их поверхности чёрного сульфида серебра — AgS2. Этопроисходит под влиянием содержащегося в воздухе сероводорода, а также присоприкосновении серебряных предметов с пищевыми продуктами, содержащимисоединения серы.
В ряду напряжения сереброрасположено значительно дальше водорода. Поэтому соляная и разбавленная сернаякислоты на него не действуют.
Решение задания №1
Рассчитатьшихту для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата.
Состав концентрата:
Свинец (Pb) – 52,4%;
Цинк (Zn) – 3,5%;
Медь (Cu) – 1,2%;
Сера (S) – 15,7%;
Железо (Fe) – 4,4%;
Двуокись кремния (SiO2) – 8,2%;
Окись кальция (СаО) –2,0%.
1.1 Предварительно производитсяприближенный расчет минерального состава концентрата. При этом для простотырасчета с достаточной точности можно принять, что свинец практически полностьюнаходится в виде галенита (PbS),цинк в виде сфалерита (ZnS),медь в виде халькопирита (CuFeS2), железо –в виде халькопирита и пирита (FeS2), двуокиськремния – в виде кварца и окись кальция – в виде кальцита (СаСО3).
Тогда имеем:
а. содержание галенита вконцентрате
аPbS = аPb*239/207 = 60,5%;
б. содержание сфалерита вконцентрате
аZnS = аZn*97.2/65.2 = 5,2%;
в. Содержаниехалькопирита в концентрате
а CuFeS2 = аCu*197/64 = 3,7%;
в том числе железа аFe/CuFeS2= аCu*55.85/64 = 1,05%;
г. Содержание пирита вконцентрате
аFeS2 = (аFe – аFe/CuFeS2)*(55.85 + 64)/55.85 = 7,2%;
д. содержание кальцита вконцентрате
аСаСО3 = аСаО*100/56= 3,57%.
Поскольку суммасодержаний основных минералов и двуокиси кремния практически совпадает с суммойсодержаний основных компонентов, приводимых в условии, можно считать, чтоостальные минералы входят в состав шлакообразующих и их влиянием можнопренебречь.
1.2 Определениеколичества селитры в шихте
Определение количества селитрыпроизводится по восстанавливающей способности концентрата, которую в своюочередь рассчитывают по формуле:
β = ∑аi*вi/100, г,
где, аi – содержание сульфида в концентрате,%;
вi – восстанавливающая способность i-того сульфида, г-экв.
PbS β = ∑60,5*3.41/100 = 2,06,
CuFeS2 β = ∑3,7*7.85/100 = 0,3
ZnS β = ∑5,2*7.87/100 = 0,4,
FeS2 β = ∑7,2*11.05/100 = 0,8,
β = (2,06 + 0,3 +0,4 + 0,8)/100 = 3,5 г-экв/100.
Навеску руды принимаем 30 г. При плавке планируется получить 30 г веркблея. Без прибавки селитры проба восстановила бы3,5*30 = 105г свинца, следовательно необходимо окислить 105 – 30 = 75г свинца.Практическая окислительная способность селитры примерно составляет 3.7 г-экв,то есть потребуется селитры 75/3.7 = 20,3 г.
1.3 Определениесостава флюсов
При плавке на веркблейпринимаем, что протекают следующие реакции (А) и (В):
2FeS + 14PbO +4Na2CO3 + SiO2 → FeSiO4 +14Pb + 4Na2SO4 + 4CO2 (А)
10FeS2+ 28KNO3 + 6Na2CO3 + 5SiO2 →5Fe2SiO4 + 14K2SO4 + 6Na2SO4+ 14N2 + 6CO3 (В).
Общее количество флюсов,необходимое для плавки выбирается из соотношения количеств флюса и концентратаравного 11:1, т.е. суммарное количество флюсов должно быть 330 г.
Количество соды во флюсахпринимается равным количеству концентрата, т.е. 30г.
Количество соды длявзаимодействия с селитрой находится из реакции (В) и составляет:6*106*20,3/28*101 = 4,5 г.
Количество соды дляполучения веркблея находится из реакции (А) и составляет: 30*806*4/14*207 = 4.4 г.
Всего необходимо соды8,9г.
Количество двуокисикремния, необходимое для взаимодействия с содой 5*60*26.7/28*101 = 2.83г.,вводимого для связывания соды с флюсами рассчитывается по количеству соды,используемой с той целью из образования моносиликата натрия. Оно составляет:
30*60/14*207 = 0.6г. 30*60/14*106= 8.5г.
Дополнительно надодобавить двуокись кремния для связывания избытка основного кислорода в окислах,полученных при концентратах:
а. основной кислород,связанный со свинцом:
30*52,4/100*207 = 0.07г-атом;
б. основной кислород,связанный с цинком:
30*3,5/100*65.38 = 0.01г-атом;
в. основной кислород,связанный с медью:
30*1,2/100*63.55 = 0.005г-атом;
г. основной кислород,связанный с железом:
30*4,4/100*55.85 = 0.02г-атом;
д. кислотный кислород,связанный с двуокисью кремния:
30*8,2/100*60 = 0.04г-атом;
е. основной кислород,связанный с окисью кальция:
30*2/100*56 = 0.01г-атом.
Избыток основногокислорода составляет:
0.07 + 0.01 + 0.005 +0.02 – 0.04 = 0.065 г-атом.
Для связывания его надоввести 0.065*60/2 = 1,95 г SiO2.
Таким образом, изкомпонентов флюса для реакции надо ввести кварца SiO2: (2.83 + 8.5 + 0.6 + 1,95 – 1,29) = 12,6 г и 30 г соды.
Всего введено компонентовфлюса 12,6 + 30 = 42,6 г.
Дополнительно надо ввестифлюсов: 330 – 42,6 = 287,4 г.
Если флюс состоит изглета и кварца, то вес глета для образования моносиликатов составляет:287,4*223/(223 + 60) = 226,5 г.
Вес кварца: 287,4 – 226,5= 60,9 г.
Количество глета,необходимое для получения 30 г веркблея составляет: 32.3 – 15.99 = 16.31 г. (с учетом свинца в концентрате).
В результате шихта будетиметь состав (в г.):
кварц – 60.9 + 1,95 +12,6 = 75,45 г;
сода – 30 + 4,5 + 4.4 = 38,9 г;
селитра – 20,3 г;
глет – 226,5 + 16.31 = 242,84 г.
Решение задания №2
Выполнить расчетнепрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд. Схема установкивключает:
Измельчение.
Отсадка с доводкойконцентрата на концентрационном столе.
Двухстадийнуюклассификацию хвостов отсадки.
Сгущение слива 2-ойстадии классификации с амальгамацией.
Агитационноецианирование.
Фильтрация послецианирования.
Цементация золота нацинковой пыли с фильтрацией «золотого» шлама.
Технологические режимы:
Производительность поруде – 50 т/час, содержание золота в руде – 10 г/т.
Плотность пульпы вмельнице – 75% твердого.
Выход гравитационногоконцентрата – 1% при плотности пульпы – 40%.
Амальгамация производитсяпри Ж: Т = 2:1, извлечение золота в амальгаму – 36%.
Пески первой стадииклассификации – 80% твердого.
Пески второй стадииклассификации – 65% твердого.
Отношение выхода песковпервой стадии классификации к выходу песков второй стадии классификации равнопяти.
Соотношение в сливевторой стадии классификации жидкой и твердой фаз равно Ж: Т = 4:1.
Продукты сгущенияполучаются в виде пульпы с Ж: Т = 1:1.
Потери золота присгущении – 2%.
Режим цианирования: Ж: Т =1.5:1.
Разбавление сгущеннойпульпы осуществляется обеззолоченным раствором. Извлечение золота в раствор приагитации принять равным – 20%.
При фильтрации пульпыпосле цианирования получаются кеки при Ж: Т = 1:4 (80% твердого).
Кеки репульпируютсяобеззолоченным раствором и свежей водой и повторно фильтруются, после чего кекс 80% твердого сбрасывается в отвал. Фильтраты подаются на цементацию золотавместе со сливом сгустителя.
Обеззолоченные растворысодержат 0.03 г/м3 золота и идут в оборот (измельчение и др.).
Недостающееколичество воды возмещается свежей водой.
Целью расчета установкиявляется составление водно–шламого баланса технологической схемы, на основекоторого осуществляется дальнейший выбор технологического оборудования. Исходяиз условий задания технологическую схему переработки руды разбивают наследующие этапы:
1.Измельчение;
2.Гравитационное обогащение склассификацией пульпы;
3.Амальгамация песков классификации;
4.Агитационное цианирование илов;
5.Цементация золота из растворов.
Составляем поэтапныйводно-шламовый баланс.
2.1 Измельчение
Измельчение кварцевых рудпроизводят в шаровых мельницах. По данным условия производят измельчение вшаровой мельнице с плотностью пульпы 75% твердого. При этом используютциркуляционную нагрузку в мельнице, как правило 30%. Тогда имеем:
Загрузка в мельницу руды– 50 т/час (по условию) воды и обеззолоченного раствора – 16.7 т.
50 т – 75%
х т – 25% х = 16.7 т.
Оборотной пульпы – 300%от загрузки, то есть 150 т/час.
Эти данные позволяютсоставить следующий водно-шламовый баланс операции измельчение.
Таблица 2.1
Водно-шламовый балансизмельчения. Всего В том числе твердого
Вводится:
1. Исходной руды
2. Воды (свежей+обеззолоченного раствора)
3. Оборотной пульпы (300% от загрузки)
Всего
Выводится:
1. Пульпы по отсадку.
2. Оборотной пульпы.
Всего.
50 т.
16.7 т.
150 т.
216.7 т.
66.7 т.
150 т.
216.7 т.
50 т.
-
112.5 т.
162.5 т.
50 т.
112.5 т.
162.5 т.
2.2 Гравитационноеобогащение
Выход сухого гравитационногоконцентрата согласно условию задания составляет 1%, что при плотности пульпы40% составляет суммарный выход влажного гравитационного концентрата 1.25 т. Всливы гравитационного обогащения уходит 49.5 т. твердой и 16 т. жидкой фаз.Твердая фаза поступает на классификацию, а фаза в виде пульпы идет на слив.Таким образом имеем следующий водно-шламовый баланс гравитационного обогащения.
Таблица 2.2
Водно-шламовый балансгравитационного обогащения Всего. В том числе твердого.
Введено в гравитационное обогащение
пульпы.
Получено после гравитационного кон –
центрата, направляемой на I стадию
классификации.
Сливы на хвостохранилище.
Всего получено.
66.7 т.
1.25 т.
65.45 т.
66.7 т.
50 т.
0.5 т.
49.5 т.
50 т.
2.3 Классификациягравитационного концентрата
Ввиду отсутствия данныхпринимаем, что в пески I-ойстадии классификации переходит вся твердая фаза классификации I. Тогда пески I стадии классификации имеют состав0.5 т. твердой фазы и 0.185 т. влаги в нем (80%). Общий вес песков I стадии классификации составляет0.625 т. Они направляются в слив.
В соответствии сусловиями задания пески IIстадии классификации составляют 0.625/5 = 0.125 т. общего веса или же 0.081 т.сухого веса. Всего в сливах IIстадии классификации твердой фазы 0.541 т. или же 1.625 т. жидкой. Такимобразом, на II стадию классификации необходимоподать функционально 2.45 т. воды.
Таблица 2.3
Водно-шламовый балансдвухстадийной классификации. Всего. В том числе твердого.
Введено на классификацию.
Основы гравитационного обогащения.
Воды на II стадию классификации.
Всего.
Получено после классификации.
Слив I стадии классификации.
Слив II стадии классификации.
Пески II стадии классификации (на
цианирование).
Всего.
1.25 т.
2.25 т.
3.507 т.
0.625 т.
1.625 т.
0.2 т.
2.45 т.
0.5 т.
-
0.5 т.
-
0.419 т.
0.081 т.
0.5 т.
Учитывая малый объемпродуктов, направляемых на амальгамацию и цианирование, проектировать для техопераций с непрерывным режимом работы не представляется технологичным. Поэтомурасчет этих операций не приводится. В целом получается технологическая схемаприведенная на рисунке. Объединяя таблицы 2.1 – 2.3 получаем общийводно-шламовый баланс обогатительной установки.
Таблица 2.4
Водно-шламовый балансустановки обогащения руды. Всего. В том числе твердого.
Введено на обогащение:
1. концентрата
2. воды на измельчение
3. воды на стадию классификации.
Всего.
Получено после обогащения:
1. сливы после гравитационного обогащения на хвостохранилище
2. сливы I стадии классификации
3. сливы II стадии классификации
4. пески II стадии классификации
Всего.
50 т.
16.7 т.
2.45 т.
69,15 т.
66.7 т.
0.625 т.
1.625 т.
0.2 т.
69.15 т.
50 т.
-
-
50 т.
49.5 т.
-
0.419 т.
0.081 т.
50 т.
Вода Руда Оборотная пульпа/> /> /> /> /> /> /> /> /> /> /> /> /> />
Измельчение
/>
Измельченнаяпульпа
/>
Гравитационноеобогащение
/>
Гравитационныйконцентрат Слив гравитационного обогащения
/> (в хвостохранилище)
/>Iстадия классификации
/>
Вода Пески I стадии Слив 1
/> классификации (вхвостохранилище)
/>
II стадия классификации
/>
Пески Слив 2
(вхвостохранилище)
Рисунок 1 – Схема извлечения золота из кварцевых руд
Списоклитературы
1.Масленицкий И.Н., Чугаев Л.Г. Металлургия благородных металлов. М.:Металлургия, 1972
2. Паддефет Р. Химиязолота. М.: Мир, 1982
3. Малышев В.М., РумянцевД.В. Золото. М.: Металлургия, 1979