6.Расчет схем сорбционного выщелачивания

Технологические расчеты передела сорбционного выщелачивания руд включают:

- расчет полного материального баланса (водно-шламовой схемы) передела;

- расчет материального баланса по элементу;

- расчет основных технологических параметров;

- расчет оборудования сорбционного передела и передела регенерации;

- определение расхода реагента и материалов;

- расчет отделения обезвреживания пульпы.

1. . Расчет основных технологических параметров

сорбционного выщелачивания.

Основными технологическими параметрами процесса сорбционного выщелачивания являются:

- продолжительность процесса сорбционного выщелачивания;

- величина единовременной загрузки ионита в процесс;

- величина потока смолы и пульпы в каскаде аппаратов сорбционного выщелачивания;

- продолжительность сорбции;

- рабочая емкость сорбента по золоту и серебру;

- количество ступеней сорбции.

Процесс сорбции благородных металлов протекает по принципу противотока. Потоки пульпы и смолы взаимосвязаны и определяются производительностью сорбционного передела по переработке руды и содержанием в ней золота.

Поток пульпы находят исходя из производительности сорбционного отделения по руде заданного отношения Ж:Т при сорбционном выщелачивании:

, (6.1)

где V_п - часовой или суточный поток пульпы, м³/ч или м³/сут;

Q - производительность отделения по сухой руде, т/ч или т/сут;

 - плотность руды, т/м^3;

R - отношение Ж:Т .

Поток смолы находят из уравнения материального баланса по металлу:

(6.2)

(кг/ч), (6.3)

где Р - поток анионита по аппаратам сорбционного выщелачивания, кг/ч (сухого анионита);

W - производительность отделения по раствору, м³/ч;

С_нач - исходная суммарная концентрация золота в растворе в

результате предварительного и сорбционного выщелачивания,

г/м³;

С_кон - конечная концентрация золота в растворе хвостовой

пульпы - 0,02-0,03г/м³;

Q - производительность отделения по сухой руде, т/ч;

l - потери анионита с хвостами (в результате разрушения зерен)

0,01-0,03кг сухого ионита на 1т руды;

А_потер - содержание золота в анионите, теряемом с хвостами.

Ориентировочно А_потер=0,1+0,2А_нас , г/кг сухой смрлы;

А_нас - емкость по золоту насыщенного ионита, г/кг сухой смолы;

А_реген - остаточная емкость по золоту отрегенирированного

анионита, загружаемого в процессе сорбции, 0,1-0,3г/кг сухой

смолы.

С_нач может быть найдено из соотношений:

, либо , (6.4)

где - содержание золота в продукте (руде, концентрате),

поступающем на цианирование, г/т;

E_Au - извлечение золота из руды (концентрата) в раствор

цианированием на стадии предварительного и сорбционного

выщелачивания, в долях процента;

- содержание золота в твердой фазе хвостов сорбционного

выщелачивания, г/т.

Часовой поток по набухшей V_{наб.смол.} составит:

,л/ч (6.5)

где b - коэффициент набухаемости. Для смолы АМ-2Б

коэффициент набухаемости равен 2,7-3,0.

При расчете потока смолы величина насыщения анионита по золоту (А_нас) принимается по экспериментальным данным. Ориентировочные данные по значению А_нас для бифункциональных смол типа АМ-2Б, приведены в табл. 6.1

Таблица 6.1

Ориентировочные значения емкости насыщенных анионитов по золоту

Концентрация золота в растворе, г/м3	Емкость сухого насыщенного ионита по золоту (г/кг) при отношении концентрации в растворе золота к сумме примеси неблагородных металлов.
	СAu:Спрмес > 0,1	СAu:Спрмес < 0,1
0,5-2,0	10-12	5-10
2,0-3,0	12-15	8-12
3,0-5,0	15-20	10-15
5,0-8,0	20-25	15-20

Кроме потока сорбента, важным параметром процесса является величина единовременной загрузки ионита во все аппараты сорбции. Эта величина определяет общее время контакта ионита с пульпой, необходимое для насыщения его по золоту, т.е. продолжительность сорбционного процесса.

Практикой установлено, что для переработки рудных пульп оптимальная единовременная загрузка смолы в процессе составляет 1,5-2,5% от объема пульпы, для переработки концентратов 3-4%. Содержание ионита менее 1,5% не обеспечивает нужной скорости ионного обмена, вызывает необходимость поддержания больших потоков смолы на сорбции и, как следствие, не позволяет получать насыщенную смолу с достаточной рабочей емкостью по золоту и серебру. При единовременной загрузке смолы 3% наблюдается повышенный износ и расход сорбента.

Продолжительность сорбционного процесса связана с величиной единовременной загрузки смолы и ее часовым потоком соотношением:

, (6.6)

где _сорбц - продолжительность сорбции, ч;

В - единовременная загрузка смолы в аппараты, л или м³;

V_{наб.смол.} - объемный, часовой поток смолы по аппаратам

сорбционного выщелачивания, л/ч; или м³/ч.

Практически при величине единовременной загрузки смолы от 1 до 3% от объема пульпы время пребывания смолы в пачуках составляет 100-400 часов.

Продолжительность сорбционного выщелачивания определяется временем нахождения пульпы в сорбционных аппаратах в течение которого достигается максимально возможное дорастворение золота из руды и достаточно полное извлечение золота из раствора пульпы анионитом. Как правило, этот параметр устанавливают опытным путем, исходя из скорости сорбции и растворения металлов при цианировании. В случае кварцевых и кварцево-сульфидных руд с небольшим содержанием сульфидов при проведении процесса в пачуках оно составляет от 6 до12 часов, иногда больше, в зависимости от характера руды и условий проведения процесса. При цианировании сульфидных руд и концентратов продолжительность сорбционного выщелачивания возрастает до 18-24 часов.

Продолжительность сорбционного выщелачивания и поток пульпы определяют суммарный полезный (рабочий) объем всех аппаратов в каскаде:

, (6.7)

где _{сорб.выщ.} - продолжительность сорбционного выщелачивания, ч.

Одним из важных вопросов в технологии сорбционного выщелачивания является установление необходимого числа ступеней в сорбционном каскаде. В общем случае это число может быть принято равным числу теоретических ступеней изменения концентраций в фазах при сорбции, определяемому графическим путем по изотерме сорбции и рабочей линии. Для этого на диаграмме у-х (рис. 6.1) наносится по экспериментальным данным линия равновесных концентраций золота в растворе и смоле ОС (изотерма сорбции) и линия рабочих концентраций ОА, выражающая зависимость между неравновесными составными фаз по содержанию золота в сорбционных аппаратах. Проводя из точки «а», соответствующей начальной концентрации золота в растворе горизонтали и вертикали между линией рабочих концентраций до точки «а₀», отвечающей конечной концентрации золота в растворе на выходе из каскада, получаем ломаную линию А₁С₁, А₂С₂, А₃С₃, А₄С₄, число ступеней которой показывает теоретическое число ступеней сорбции n_т при данных условиях (на рис. 6.1 n_т=4).

Рис. 6.1 Изотерма сорбции и расчет числа ступеней сорбции

Пример. Рассчитать основные технологические параметры сорбционного выщелачивания золотосодержащей руды с использованием ионита АМ-2Б при следующих исходных данных:

Q^сут=1000т/сут.; =3,2г/т;_{сорбц.выщ.}=4ч; А_нас=8г/кг;

А_потер=1,1г/кг; =0,03г/м³; l=0,02кг/т; А_реген=0,3г/кг; E_Au=87,6%; Ж:Т=1,63:1; _сорбц=200ч.

Найдем часовую производительность передела по руде;

; т/ч

Часовая производительность передела по раствору при Ж:Т=1,63:1 составит:

W=QR , где R=Ж:Т;

W=416,661,63=679,16т/ч

При плотности раствора близкого к единице объем раствора составит 679,16м³/ч.

Определим исходную концентрацию золота в растворе, которую можно достичь в результате цианирования:

; г/м³

По формуле 6.3 определим часовой поток ионита:

кг/ч

Объемный поток по набухшей смоле, при коэффициенте набухаемости смолы АМ-2Б равным 2,7 составит:

л/ч

Определим по уравнению 6.1 часовой поток пульпы в аппаратах сорбционного выщелачивания, примем =2,7т/м³

м³/ч

Суммарный полезный объем всех аппаратов в каскаде:

; =833,474=3333,88м³

При заданном значении продолжительности пребывания смолы в каскаде аппаратов, равным 200ч., величина единовременной загрузки ионита в соответствие с соотношением (6.6) составит:

В=399,01200=79802л или 79,802м³

Объемная концентрация ее в пульпе составит:

что соответствует данным практики.

6.2. Выбор и расчёт оборудования

6.2.1. Расчёт оборудования предварительного цианирования

Предварительное цианирование на отечественных золотоизвлекательных фабриках проводят, в основном, в пачуках, а на некоторых предприятиях-в пульсационных колоннах.

Необходимый объём аппарата, и их количество определяют исходя из часового потока пульпы и продолжительности предварительного цианирования.

Расчёт ведут в следующем порядке. По формуле 2.8 определяют суточный () и часовой () объём пульпы, поступающий на предварительное цианирование:

, м³сут

, м³сут.

Находят суммарный рабочий объём аппаратов предварительного цианирования:

, м³ (6.8)

где -оптимальное время предварительного цианирования

пульпы, ч

По данным практики в пачуках составляет около 2 ч, а в пульсколоннах-0,51ч.

Определяют полный суммарный объём аппаратов предварительного цианирования с учётом их заполнения пульпой на 80-85%:

Выбирают по каталогам тип и размер аппарата и определяют их число (N):

где -полный объём одного аппарата, м³

-рабочий объём одного аппарата, м³.

Обычно число пачуков предварительного цианирования составляет 2-4, а число пульсколонн-1-2.

Основные типоразмеры установленных на ЗИФ пачуков предварительного цианирования приведены в табл.6.2

При отсутствии в табл.6.2 пачуков нужного объёма, их основные размеры рассчитывают. Основные принципы расчёта пачуков приведены в учебном пособии [3]. В соответствие с этими принципами ведут расчёт и геометрических размеров пульсационных колонн.

Пример. Рассчитать число пульсационных колонн для предварительного цианирования золотосодержащей руды при следующих

исходных данных. Суточная производительность передела по руде-1000 т/сут; плотность руды-2,7 т/м?; отношение Ж:Т=1,8; продолжительность процесса-1ч.

Таблица 6.2

Типоразмеры пачуков предварительного цианирования

Диаметр,мм	Высота,мм	Рабочий объём,м3	Масса,т	НД
2200	6850	16	4,65	3,11
2800	12400	60	11,7	4,43
3000	8000	40	7,0	2,67
3500	12315	92	15,3	3,5
3500	12400	95	15,4	3,5
3500	13500	100	16,0	3,86
4500	16500	210	27,0	3,68
4500	16500	210	28,5	3,68
4500	19500	250	31,9	4,38
5600	22000	470	69,5	3,93

Таблица 6.3

Типоразмеры пачуков сорбционного выщелачивания

Диаметр,мм	Высота,мм	Рабочий объём,м3	Площадь сеток дренаж,м2	Количество сеток	Масса колон,т	НД
1020	4455	1,8	0,05	2	0,756	4,38
2200	8500	20	0,216	4	5,646	3,86
2200	10000	28	0,708	2	6,34	4,54
3500	11000	75	0,81	6	13,8	3,15
3500	11250	60	0,965	4	16,4	3,22
3500	16500	100	0,7	6	17,0	4,72
4500	16500	200	0,72	20	40,0	3,56
4500	22000	250	0,81	8	38,1	4,9
4500	22800	270	0,81	10	35,0	5,07
5600	23700	470	0,72	12	77,5	4,24

Определяем часовую производительность передела по руде:

т/ч;

По формуле 6.1 находим часовой объём пульпы, поступающий на предварительное цианирование:

=41,66(+1,8)=90,4 м³/ч .

Тогда, общий рабочий объём аппаратов в соответствие с формулой 6.8 будет равен:

=90,4·1,0=90,4 м³.

Полный объём аппаратов с учётом их заполнения пульпой на 85% составит:

=106,35 м³.

Рабочий объём всех пульсколонн:

106,35·0,85=90,4 м³.

Принимаем к установке 2 пульсационных колонны. Тогда, рабочий объём одной колонны составит:

=45,2 м³.

В табл. 2.2 отсутствуют аппараты такого типа, поэтому по пособию [3] рассчитаем геометрические размеры его. Примем при этом, что отношение высоты колонны (Н) к его диаметру (D) равняется 2,5.

Имея в виду, что конической части колонны =0,5·D·tg б,а общий объём колонны:

=(р/4)·DІ([]+),

Находим её диаметр по уравнению:

D=;

D==2,95 м

Рабочая высота колонны: Н_р=2,5·D; Н_р=7,38 м.

Геометрическую высоту колонны конструктивно принимаем выше примерно на 1 м, чем рабочую высоту чана:

Н_г=Н_р+1; Н_г=8,4 м.

6.2.2 Расчёт аппаратов сорбционного цианирования

Цель расчёта сорбционных установок чаще всего состоит в определении типа и реального числа аппаратов, обеспечивающих требуемую производительность установки по пульпе.

В общем случае при расчёте сорбционных процессов необходимое число аппаратов может быть принято равным числу теоретических ступеней. Но, применительно к расчёту сорбционного процесса, осуществляемого в каскаде аппаратов с перемешиванием, данный метод не применим, так как сорбент и раствор, выходящие из аппарата, далеки от равновесия. Известные методики расчёта числа реальных аппаратов в сорбционном каскаде отличаются сложностью и мало пригодны для случаев сорбционного выщелачивания золота в цианистом растворе, вследствие относительно малого количества смолы в потоке и небольшой величины её проскока. В связи с этим число аппаратов часто находят как число теоретических ступеней, отнесённое к коэффициенту полезного действия аппарата:

, (6.9)

где N-число сорбционных аппаратов в каскаде;

-число теоретических ступеней сорбции;

-коэффициент полезного действия сорбционного аппарата.

Как следует из выражения (6.9), число сорбционных аппаратов в каскаде зависит от типа аппарата и степени приближения процесса в нём к теоретической ступени сорбции. Так, при использовании сорбционных пачуков каждый аппарат соответствует 0,3-0,5 теоретических ступеней, т.е. =0,3-0,5. В случае пульсационных колонн с насадками КРИМЗ один аппарат соответствует 0,7-0,8 теоретической ступени. Тогда, например, при=4 число сорбционных пачуков в каскаде при=0,35 составит=4/0,35=12, а число пульсационных колонн с насадками КРИМЗ при=0,8 будет равно==5.

Число аппаратов типа сорбционных пачуков в каскаде сорбционного выщелачивания можно также определить по эмпирической формуле:

, (6.10)

где m-коэффициент снижения концентраций золота в растворе

при прохождении пульпы через один аппарат сорбции.

Для пачуков m=1,5-2,0.

Формулой (6.10) можно воспользоваться и при расчёте числа пульсационных колонн в сорбционном каскаде, но для этого необходимо по данным испытаний знать величину "m".

Необходимый объём аппаратов сорбции при известном их количестве определяют исходя из часового объёма пульпы () и продолжительности сорбции ().

Сначала определяют суммарный рабочий объём аппаратов сорбции:

, м³. (6.11)

Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 80-85% составит:

, (6.12)

где - коэффициент заполнения аппарата, равный 0,8-0,85.

Исходя из необходимого общего объёма аппаратов, а также рассчитанных ранее числа теоретических ступеней сорбции и реального числа аппаратов (N), находят полный объём одного аппарата:

, (6.13)

Рабочий объём одного аппарата:

(6.14)

По каталогам выбирают пачуки или пульсколонны сорбционного выщелачивания заданного объёма. Основные типоразмеры сорбционных пачуков, установленных на действующих золотоизвлекательных фабриках приведены в табл. 6.3 пачуков с близким к расчётным объёмом, их основные геометрические размеры рассчитывают [3].

Пример. Определить число пачуков для для сорбционного цианирования золотосодержащей руды с использованием смолы АМ-2Б при следующих исходных данных: суточная производительность передела по руде-1500 тсут; отношение ЖТ при цианировании 11; продолжительность сорбционного выщелачивания-12 ч; содержание золота в растворе, поступающим на сорбцию-5,8 мгл; остаточное содержание золота в растворе после сорбции-0,02 мгл.

Число пачуков для сорбционного цианирования находим по уравнению 6.10

.

По формуле 6.1 определим суточный объём пульпы, поступающий на передел:

м³сут.

Часовой поток пульпы составит:

; м³ч.

Суммарный рабочий объём аппаратов в соответствие с выражением 6.11 составит:

м³.

Общий объём аппаратов сорбции с учётом их заполнения пульпой на 85% будет равен:

м³

Полный и рабочий объёмы одного аппарата, найденные из уравнения 6.13 и 6.14 составят соответственно:

По табл.6.2 выбираем пачук с рабочим объёмом 100 м³. Там же приведены его характеристики:

диаметр-3500 мм;

высота-16500 мм;

площадь сеток дренажа-0,7 м²;

количество сеток-2;

масса колонны-17 т.

6.2.3 Расчёт регенерационных колонн

В отделениях регенерации насыщенного ионита АМ-2Б для десорбции и промывок используют колонны движущего слоя (КДС). Расчёт промывок и регенерационных колонн проводят исходя из часового потока смолы , расхода промывных вод и элюирующих растворов, числа колонн на каждой операции десорбции или промывки, продолжительности контакта ионита с растворамии скорости подачи растворана каждой операции схемы регенерации сорбента.

Расчёт колонн ведут в следующем порядке.

Сначала, исходя из заданной восходящей скорости движения элюирующего раствора определяют расчётное сечение и расчётный диаметрколонны:

м² (6.15)

где -расход элюирующего раствора, объём на объём сорбен

та;

-часовой поток сорбента, м³ч;

-линейная скорость раствора в колонне, мч.

, м (6.16)

По табл. 6.4-6.5 принимают к установке колонну с диаметром, ближайшим к расчётному, и определяют сечение принятой к установке колонне .

Далее по заданной продолжительности операции (времени контакта сорбента с раствором-) находят расчётный объём колонныи её расчётную высоту:

, м³ (6.17)

, м (6.18)

где -число колонн на операции

-коэффициент разрыхления смолы, равный обычно 1,3-1,4.

Количество устанавливаемых колонн на операции регенерации соответствует числу ступеней десорбции.

По табл. принимают к установке колонну с высотой , ближайшей к расчётной.

В заключение, исходя из диаметра принятой колонны, определяют фактическую скорость раствора в колонне :

, (2.19)

где -расход элюирующего раствора, м³ч.

.

Приведённые выше расчёты проводят для каждой операции схемы регенерации сорбента.

Расчёт колонн для каждой операции и техническую характеристику выбранных колонн сводят в таблицу.

Пример. Выбрать и рассчитать регенерационную колонну для десорбции золота с насыщаемой смолой АМ-2Б.

Исходные данные: часовой поток смолы - 45 лч; расход элюирующего раствора- 4 объёма на один объём смолы; число колонн-3; продолжительность контакта ионита с раствором -90 ч; расчётная скорость подачи раствора-1 мч.

Определяем по уравнениям 6.15-6.16 расчётное сечение и диаметр колонны:

м²

0,479 м

По табл.6.3 принимаем колонну с диаметром 500мм и определяем сечение принятой к установке колонны:

;

Таблица 6.4

Основные типы установленных на ЗИФ регенерационных колонн

Диаметр. мм.	Высота, м.	Общий объём,м3	Рабочий объём,м3	Площадь сетки дренажн. м2	Масса,т	Устройство для нагрева раствор
225	4383	0,48	0,445	Нет	0,3	Рубашка
500	5000	1,0	0,963	Нет	0,392	Рубашка
530	7400	1,55	1,45	0,5	0,9	Змеевик
530	10000	2,7	1,95	0,5	1,12	Рубашка
560	8310	2,0	1,8	0,55	0,86	Рубашка
600	5000	1,45	1,408	Нет	1,172	Рубашка
630	7000	2,18	1,81	0,47	0,9	Змеевик
820	10000	5,31	4,74	0,8	1,995	Рубашка
820	10000	5,4	5,0	0,6	1,55	Змеевик
1020	7000	5,53	4,63	0,6	1,5	Змеевик

Таблица6.5

Основные типы установленных на ЗИФ промывочных колонн

Диаметр, мм.	Высота,мм	Общий объём,м3	Рабочий объём,м3	Площадь сетки дренажн.,м2	Масса,т
170	2163	-	0,04	0,025	0,098
250	10950	0,6	0,55	0,06	0,85
400	5000	0,653	0,616	-	0,2
500	5000	1,0	0,964	-	0,25
530	7000	1,5	1,4	0,8	1,0
530	10000	2,73	2,15	0,8	1,12
600	5006	1,455	1,408	-	0,742
630	6650	2,18	1,81	0,47	1,2
760	13300	7,0	-	0,78	1,87
860	10000	5,41	4,82	0,8	1,48
1060	6685	5,53	4,63	0,7	1,627

м²

По заданной продолжительности операции по формулам 6.17 и 6.18 находим расчётный объём и расчётную высоту колонны:

м³

м.

По табл.6.3 принимаем колонны с высотой ближайшей к расчётной Н=10 м. По формуле 6.19 определяем фактическую скорость раствора в колонне:

мч.

6.2.4 Расчёт расхода сжатого воздуха

Расход воздуха на перемешивание пульпы находят по формуле:

, м³мин (6.20)

где -удельный расход воздуха на перемешивание пульпы,

м³мин на 1м² сечения пачука. В зависимости от характе

ристики руды и плотности пульпы принимают в пределах

0,4-0,6 м³мин на 1м² сечения пачука.

- площадь сечения пачука, м².

Необходимое давление воздуха при перемешивании зависит от плотности пульпы и глубины погружения циркулятора:

,

где -давление воздуха, атм;

-расстояние от уровня пульпы до циркулятора, м;

-плотность пулпы.

Расход воздуха на подьём пульпы аэрлифтом определяют по формуле:

, м³мин (6.21)

где -удельный рас ход воздуха, м³м³ пульпы;

-объём пульпы, проходящей через все пачуки сорбции (ре

генерации) в минуту, м³мин.

Количество пульпы, проходящей через все пачуки сорбции (регенерации) в минуту, находят по формуле:

где -количество пульпы, проходящей в минуту через все

пачуки сорбции, м³мин;

-суточный объём пульпы, м³сут;

-количество пачуков сорбции (регенерации);

-коэффициент неравномерности работы эрлифтов и час-

тичного сброса пульпы в пачуках. Можно принимать

=1,2.

Удельный расход воздуха на подъём пульпы-зависит от плотности пульпы, динамической высоты подъёма пульпы, абсолютного давления в системе (суммы избыточного и атмосферного) и возможных колебаний в пачуке уровня пульпы. При расчётахможно принимать равным 2-4 м³м³ пульпы.

6.2.5 Расчёт расхода реагентов

Расход реагентов на переделе сорбционного выщелачивания золотосодержащей руды определяют исходя из объёмов переработки сырья и значений норм удельного расхода каждого из реагентов, принятых либо по материалам научно-исследовательских работ и испытаний, либо практики работы предприятий-аналогов. Кроме того, расчёт расхода цианида и защитной щёлочи при сорбционном цианировании по методике, описанной в первой части методических указаний по курсу 4.

Расчёт суточного и годового расхода серной кислоты, тиомочевины, щёлочи, воды при регенерации насыщенной смолы проводят исходя из часового или суточного потока смолы, объёмов промывных и элюирующих растворов на один объём смолы, концентрации растворов по расчётному компоненту.

Например. Найти расход щёлочи (NaOH) при щелочной обработ

ке регенерируемого сорбента. Часовой поток сорбен

та-0,05 м³ч. Расход раствора 5 объёмов на один объём

сорбента. Концентрация NaOH в растворе-4%.

На обработку сорбента потребуется щелочного раствора:

0,05·5=0,25 м³ч или 0,25·24=6 м³сутки.

Для создания 4% концентрации NaOH в растворе при плотности раствора 1,05 необходимо щёлочи:

т/сут.

Время работы фабрики в год с учётом ППР составляет 330 дней. Тогда годовой расход NaOH будет равен:

0,229·330=75,6 т/год.

Если в процессе промывные или элюирующие растворы используются многократно (в обороте), то с учётом числа циклов оборотов вводится поправка на годовой расход реагента. Так при трёхкратном обороте щелочных растворов годовой расход реагента NaOH составит:

т/год.

С учётом расхода потерь NaOH при обороте, принятых равными 20%, годовой расход NaOH будет равен:

25,2·1,2=30,24 т.

6.2.6 Расход обезвреживания цианистых пульп

Расчёт отделения обезвреживания цианистых пульп сводится к расчёту расхода реагентов и необходимого оборудования.

Методика расчёта расхода реагентов рассмотрена на примере расчёта технологии обезвреживания хлорной известью, которая в настоящее время является наиболее распространённой и надёжной.

Расчёт ведётся на основании уравнений химических реакций в следующем порядке.

Записывают уравнения химических реакций обезвреживания жидким хлором.

В общем виде суммарную реакцию нейтрализации простых цианидов жидким хлором можно представить в виде:

MeCN+CaOCl₂+2H₂O=CaCO₃+NH₄Cl+MeCl.

Окисление комплексных растворимых ядовитых цианидов хлорной известью протекает по реакциям:

2[Cu(CN)₃]²+7OCl+2OH+H₂O=2CNO+7Cl+2Cu(OH)_2:

[Zn(CN)₄]²+4OCl+2OH=4CNO+4Cl+Zn(OH)₂.

В случае присутствия в пульпе роданидов окисление их активным хлором происходит по реакции:

CNS+4OCl+2OH=CNO+SO₄²+4Cl+ H₂O

Далее рассчитывают расход хлорной извести, необходимый на протекание реакций. Расчёт ведётся по хлору, содержащемуся в CaOCl₂.

По реакции на один г-ион циана (молекулярная масса равна 26) требуется 2 г-иона хлора (молекулярная масса-71).

Тогда для нейтрализации мг простых ядовитых цианидов, согласно реакции потребуется:

, мг

активного хлора хлорной извести.

Аналогично, по реакции для окисления комплексных цианидов меди на 6 г-ионов CNтребуется 14 г-ионов хлора (или 7 г-молей хлора), а на нейтрализацию мг комплексных цианидов меди необходимо:

,мг

активного хлора хлорной извести.

По реакции на нейтрализацию мг комплексных цианидов цинка потребуется:

,мг активного хлора.

На разрушение одного г-иона роданида (молекулярная масса 58) потребуется 4 г-иона хлора, а на мг роданид-ионов необходимо:

мг активного хлора.

Теоретический расход активного хлора хлорной извести для окисления простых и комплексных растворимых цианидов и роданидов можно подсчитать по формуле:

Ввиду того, что товарная хлорная известь содержит до 33% активного хлора, необходимое теоретическое количество товарного реагента находят по формуле:

.

Для обезвреживания цианидов всего объёма пульпы теоретически необходимое количество хлорсодержащего реагента составит:

Практический расход окислителя существенно выше расчётного, так как хлор взаимодействует и с другими компонентами жидкой и твёрдой фаз пульпы, не содержащими циан-ионов. Особенно много хлора расходуется на взаимодействие с сульфидными минералами, достигая иногда величин, соизмеримых с расходом активного хлора на окисление цианидов. Коэффициент избытка реагента принимается в зависимости от состава пульпы равным 1,1-2,0.

Практически необходимое количество реагента с учётом избытка для обезвреживания всего объёма пульпы подсчитывают по формуле:

Выбор числа и типа аппаратов для обезвреживания осуществляется по времени пребывания пульпы в аппарате. Задаваясь значением числа аппаратов , коэффициентом их заполнения, продолжительностью контакта пульпы сCaOCl₂ , необходимый объём агитатора для обезвреживания пульпы с часовым расходом рассчитывают по формуле:

.

Число аппаратов обезвреживания хлорной известью должно быть не менее 2-3, а время контакта пульпы с раствором хлорной извести – не менее 15 мин.

Список литературы

1. Металлургия благородных металлов. Учебник для вузов / И.Н.Масленицкий, Л.В.Чугаев, В.Ф.Борбат и др. / Под ред. Л.В.Чугаева–2-е изд., перераб. и доп.-М.:Металлургия, 1987.-432 с.

2. Барченков В.В. Основы сорбционной технологии извлечения золота и серебра из руд.-М.:Металлургия, 1982.-128 с.

3. Шиврин Г.Н., Стрижко В.С. Технологические расчёты процессов и оборудования золотоизвлекательных заводов. КИЦМ.-Красноярск, 1976.-92 с.

46