Рассчет шихты для пробирочного анализа свинцового сульфидного концентрата (стр. 2 из 2)

30*1,2/100*63.55 = 0.005 г-атом;

г. основной кислород, связанный с железом:

30*4,4/100*55.85 = 0.02 г-атом;

д. кислотный кислород, связанный с двуокисью кремния:

30*8,2/100*60 = 0.04 г-атом;

е. основной кислород, связанный с окисью кальция:

30*2/100*56 = 0.01 г-атом.

Избыток основного кислорода составляет:

0.07 + 0.01 + 0.005 + 0.02 – 0.04 = 0.065 г-атом.

Для связывания его надо ввести 0.065*60/2 = 1,95 г SiO₂.

Таким образом, из компонентов флюса для реакции надо ввести кварца SiO₂: (2.83 + 8.5 + 0.6 + 1,95 – 1,29) = 12,6 г и 30 г соды.

Всего введено компонентов флюса 12,6 + 30 = 42,6 г.

Дополнительно надо ввести флюсов: 330 – 42,6 = 287,4 г.

Если флюс состоит из глета и кварца, то вес глета для образования моносиликатов составляет: 287,4*223/(223 + 60) = 226,5 г.

Вес кварца: 287,4 – 226,5 = 60,9 г.

Количество глета, необходимое для получения 30 г веркблея составляет: 32.3 – 15.99 = 16.31 г. (с учетом свинца в концентрате).

В результате шихта будет иметь состав (в г.):

кварц – 60.9 + 1,95 + 12,6 = 75,45 г;

сода – 30 + 4,5 + 4.4 = 38,9 г;

селитра – 20,3 г;

глет – 226,5 + 16.31 = 242,84 г.

Решение задания №2

Выполнить расчет непрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд. Схема установки включает:

Измельчение.

Отсадка с доводкой концентрата на концентрационном столе.

Двухстадийную классификацию хвостов отсадки.

Сгущение слива 2-ой стадии классификации с амальгамацией.

Агитационное цианирование.

Фильтрация после цианирования.

Цементация золота на цинковой пыли с фильтрацией "золотого" шлама.

Технологические режимы:

Производительность по руде – 50 т/час, содержание золота в руде – 10 г/т.

Плотность пульпы в мельнице – 75% твердого.

Выход гравитационного концентрата – 1% при плотности пульпы – 40%.

Амальгамация производится при Ж:Т = 2:1, извлечение золота в амальгаму – 36%.

Пески первой стадии классификации – 80% твердого.

Пески второй стадии классификации – 65% твердого.

Отношение выхода песков первой стадии классификации к выходу песков второй стадии классификации равно пяти.

Соотношение в сливе второй стадии классификации жидкой и твердой фаз равно Ж:Т = 4:1.

Продукты сгущения получаются в виде пульпы с Ж:Т = 1:1.

Потери золота при сгущении – 2%.

Режим цианирования: Ж:Т = 1.5:1.

Разбавление сгущенной пульпы осуществляется обеззолоченным раствором. Извлечение золота в раствор при агитации принять равным – 20%.

При фильтрации пульпы после цианирования получаются кеки при Ж:Т = 1:4 (80% твердого).

Кеки репульпируются обеззолоченным раствором и свежей водой и повторно фильтруются, после чего кек с 80% твердого сбрасывается в отвал. Фильтраты подаются на цементацию золота вместе со сливом сгустителя.

Обеззолоченные растворы содержат 0.03 г/м³ золота и идут в оборот (измельчение и др.).

Недостающее количество воды возмещается свежей водой.

Целью расчета установки является составление водно–шламого баланса технологической схемы, на основе которого осуществляется дальнейший выбор технологического оборудования. Исходя из условий задания технологическую схему переработки руды разбивают на следующие этапы:

1.Измельчение;

2.Гравитационное обогащение с классификацией пульпы;

3.Амальгамация песков классификации;

4.Агитационное цианирование илов;

5.Цементация золота из растворов.

Составляем поэтапный водно-шламовый баланс.

2.1 Измельчение

Измельчение кварцевых руд производят в шаровых мельницах. По данным условия производят измельчение в шаровой мельнице с плотностью пульпы 75% твердого. При этом используют циркуляционную нагрузку в мельнице, как правило 30%. Тогда имеем:

Загрузка в мельницу руды – 50 т/час (по условию) воды и обеззолоченного раствора – 16.7 т.

50 т – 75%

х т – 25% х = 16.7 т.

Оборотной пульпы – 300% от загрузки, то есть 150 т/час.

Эти данные позволяют составить следующий водно-шламовый баланс операции измельчение.

Таблица 2.1

Водно-шламовый баланс измельчения.

Всего	В том числе твердого
Вводится:1. Исходной руды2. Воды (свежей+обеззолоченного раствора)3. Оборотной пульпы (300% от загрузки)ВсегоВыводится: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 Гравитационное обогащение

Выход сухого гравитационного концентрата согласно условию задания составляет 1%, что при плотности пульпы 40% составляет суммарный выход влажного гравитационного концентрата 1.25 т. В сливы гравитационного обогащения уходит 49.5 т. твердой и 16 т. жидкой фаз. Твердая фаза поступает на классификацию, а фаза в виде пульпы идет на слив. Таким образом имеем следующий водно-шламовый баланс гравитационного обогащения.

Таблица 2.2

Водно-шламовый баланс гравитационного обогащения

Всего.	В том числе твердого.
Введено в гравитационное обогащениепульпы.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 Классификация гравитационного концентрата

Ввиду отсутствия данных принимаем, что в пески I-ой стадии классификации переходит вся твердая фаза классификации I. Тогда пески I стадии классификации имеют состав 0.5 т. твердой фазы и 0.185 т. влаги в нем (80%). Общий вес песков I стадии классификации составляет 0.625 т. Они направляются в слив.

В соответствии с условиями задания пески II стадии классификации составляют 0.625/5 = 0.125 т. общего веса или же 0.081 т. сухого веса. Всего в сливах II стадии классификации твердой фазы 0.541 т. или же 1.625 т. жидкой. Таким образом, на II стадию классификации необходимо подать функционально 2.45 т. воды.

Таблица 2.3

Водно-шламовый баланс двухстадийной классификации.

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 объем продуктов, направляемых на амальгамацию и цианирование, проектировать для тех операций с непрерывным режимом работы не представляется технологичным. Поэтому расчет этих операций не приводится. В целом получается технологическая схема приведенная на рисунке. Объединяя таблицы 2.1 – 2.3 получаем общий водно-шламовый баланс обогатительной установки.

Таблица 2.4

Водно-шламовый баланс установки обогащения руды.

Всего.	В том числе твердого.
Введено на обогащение:1. концентрата2. воды на измельчение3. воды на стадию классификации.Всего.Получено после обогащения:1. сливы после гравитационного обогащения на хвостохранилище2. сливы I стадии классификации3. сливы II стадии классификации4. пески II стадии классификацииВсего.	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

Измельченная пульпа

Гравитационное обогащение

Гравитационный концентрат Слив гравитационного обогащения

(в хвостохранилище)

I стадия классификации

Вода Пески I стадии Слив 1

классификации (в хвостохранилище)

II стадия классификации

Пески Слив 2

(в хвостохранилище)

Рисунок 1 – Схема извлечения золота из кварцевых руд

Список литературы

1. Масленицкий И.Н., Чугаев Л.Г. Металлургия благородных металлов. М.: Металлургия, 1972

2. Паддефет Р. Химия золота. М.:Мир, 1982

3. Малышев В.М., Румянцев Д.В. Золото. М.: Металлургия, 1979