«ФГБОУ ВПО ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ Факультет _Химико-металлургический _ Кафедра Металлургии цветных металлов УТВЕРЖДАЮ Проректор по учебной работе _Н.П. Коновалов 20 _ г. ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ ...»

Министерство образования и науки Российской Федерации

ФГБОУ ВПО

«ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ»

Факультет _Химико-металлургический _

Кафедра Металлургии цветных металлов

УТВЕРЖДАЮ

Проректор по учебной работе _Н.П. Коновалов ""20 _ г.

ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ И АППАРАТЫ

ОБРАЗОВАТЕЛЬНАЯ ПРОГРАММА ДИСЦИПЛИНЫ

(рабочая учебная программа дисциплины) Направление подготовки: 150400 «Металлургия»_ Профиль подготовки: «Металлургия цветных, редких и благородных металлов»

Квалификация (степень _бакалавр Форма обучения _очная_ Составитель программы Васильев Андрей Анатольевич, кандидат технических наук, доцент Иркутск 2013 г.

1 Информация из ФГОС, относящаяся к дисциплине Гидрометаллургия – раздел металлургии, заключающийся в извлечении металлов из минерального сырья с помощью жидкофазных растворителей и последующем выделении их из растворов в форме металлов или моноосадков. Гидрометаллургические процессы протекают при относительно низких температурах (10-300 °С) на поверхности соприкосновения твердой и жидкой фаз.

1.1 Вид деятельности выпускника Дисциплина охватывает круг вопросов, относящиеся к виду деятельности выпускника:

Объектами профессиональной деятельности выпускников являются:

гидрометаллургические процессы и устройства для переработки минерального и техногенного сырья, производства цветных металлов, а также изделий из них;

исследование гидрометаллургических процессов, реагентов, материалов, продукции и устройств.

Бакалавр по направлению подготовки 150400 «Металлургия» при изучении данной дисциплины готовится к проектной деятельности.

1.2 Задачи профессиональной деятельности выпускника В дисциплине рассматриваются указанные в ФГОС задачи профессиональной деятельности выпускника:

– конструирование и расчет элементов технологической оснастки;

– разработка проектной и рабочей технической документации.

1.3 Перечень компетенций, установленных ФГОС Освоение программы настоящей дисциплины «Гидрометаллургические процессы и аппараты» позволит сформировать у обучающегося следующие компетенции:

профессиональными компетенциями (ПК):

- уметь использовать фундаментальные общеинженерные знания (ПК-1);

- уметь сочетать теорию и практику для решения инженерных задач (ПК-4);

- уметь обосновывать выбор оборудования для осуществления технологических процессов (ПК-25).

1.4 Перечень умений и знаний, установленных ФГОС Студент после освоения программы настоящей дисциплины должен уметь:

- правильно оценить стоящую технологическую задачу и выбрать конкретную технологию для ее решения;

– создавать рациональную компоновку аппаратов в цехе возможным самотечным движением растворов или пульп;

– использовать технические характеристики аппарата с достижением максимальной производительности, знать:

–виды и природу химических реакций, используемых при гидрометаллургическом получении цветных металлов;

– основные гидрометаллургические процессы, аппараты и способы получения цветных металлов;

– пути повышения производительности аппарата за счет повышения коэффициента машинного времени (КМВ), владеть:

– методами анализа технологических процессов и их влияния на качество получаемых изделий;

– возможностью совмещения рабочих профессий в условиях дефицита (недостатка) обслуживающего персонала;

– простыми методами сравнительного моделирования применяемого оборудования, используемого в технологических операциях;

– знаниями инвестиционной политики в развитии конкретного гидрометаллургического предприятия.

2 Цели и задачи освоения программы дисциплины Курс «Гидрометаллургические процессы и аппараты» является дисциплиной по выбору для студентов (согласно учебному плану как альтернатива курсу «Оборудование металлургического производства»).

Целью дисциплины является:

– умение применять студентами научно-теоретические знания технологии переработки металлсодержащих продуктов с их прикладным использованием на производстве;

– инженерное представление о гидрометаллургическом производстве и назначении оборудования на всех стадиях технологии;

– умение практически оценивать полученные в ходе исследований и производственной деятельности результаты, инженерно подходить к решению или выводам при анализе полученных результатов и их использованию в практических целях;

– понимание значения оборудования как важнейшего элемента выполнения технологических задач переработки металлургического сырья с получением качественных показателей любой гидрометаллургической операции.

В состав задач освоения дисциплины входят изучение:

– конструкции аппаратов и принципа их действия;

– способа расчета производительности аппарата и выбора наиболее эффективного варианта;

– технологических особенностей процесса растворения ценного компонента и выбора наиболее подходящего варианта оборудования;

– возможности размещения аппаратов на промплощадке.

Объектами профессиональной деятельности выпускников являются отдельные единицы оборудования, сооружения, технологические процессы и подразделения, а также предприятия в целом, занимающиеся производством цветных металлов гидрометаллургическими методами.

3 Место дисциплины в структуре ООП Для изучения дисциплины необходимо освоение содержания дисциплин:

«Математика» (ОК-4; ОК-6; ПК-18; ПК-19; ПК-20), «Химия» (ОК-1; ОК-6;

ПК-18; Пк-19; ПК-22) и «Физика» (ОК-1; ОК-2; ОК-6; ОК-12; ОК-13; ПК-1; ПК-4;

ПК-20; ПК-21) общеинженерные знания для понимания металлургических процессов и быстрого освоения методик расчета оборудования.

«Органическая химия» (ОК-6) знания для изучения процессов сорбции и экстракции.

«Физическая химия» (ПК-1; ПК-4; ПК-19; ПК-20; ПК-21) и «Теория гидрометаллургических процессов» (ОК-6; ОК-13; ПК-1; ПК-4; ПК-19; ПК-21) используются знания по кинетике и термодинамике гидрометаллургических процессов.

Знания и умения, приобретаемые студентами после освоения содержания дисциплины, будут использоваться:

- при практической работе инженера-металлурга на производстве с целью совершенствования технологии, принятой на гидрометаллургическом производстве, и оборудования для её осуществления;

- при обработке полученных в ходе эксперимента результатов;

- при обосновании предлагаемых технологических решений.

4 Основная структура дисциплины.

Общая трудоемкость дисциплины составляет 2,5 ЗЕТ, 90 часов.

Таблица 1 – Структура дисциплины Самостоятельная работа (в том числе курсовое проектирование) Вид промежуточной аттестации (итогового контроля по дисциплине), в том числе зачет зачет курсовое проектирование 5 Содержание дисциплины 5.1 Перечень основных разделов и тем дисциплины Введение. Место дисциплины при общеинженерной подготовке бакалавров, связь дисциплины с другими фундаментальными науками Раздел 1. Применение фильтрационных и сорбционных процессов в гидрометаллургии, их преимущества и недостатки Тема 1.1. Выщелачивание цветных металлов из руд и концентратов Тема 1.2. Реакторы для выщелачивания Тема 1.3. Автоклавы Тема 1.4. Разделение твердой и жидкой фаз Раздел 2. Принципиальная гидрометаллургическая схема процесса в гидрометаллургии цинка, урана, золота Тема 2.1. Выщелачивание цинка Тема 2.2. Гидрометаллургическая технология производства урана Тема 2.3. Гидрометаллургия золота Раздел 3. Подготовка для выделения металлов Тема 3.1. Химическая очистка растворов Тема 3.2. Сорбция и экстракция.

5.2 Краткое описание содержания теоретической части разделов Гидрометаллургические процессы – это процессы получения металлов или их химических соединений из природного или техногенного сырья, проводимые при температурах до 300 °С в жидкой, чаще водной среде. Основными разновидностями гидрометаллургических процессов являются процессы выщелачивания, очистки растворов от примесей и осаждения металлов из растворов.

Достоинства гидрометаллургии:

1. Избирательное извлечение металлов из забалансового (труднообогатимого, с невысоким их содержанием, полиметаллического, труднодоступного) сырья.

2. Комплексная переработка сырья с высокой степенью извлечения элементов (в том числе серы и железа) в качественные продукты.

3. Более компактное производство, проще механизируемое и автоматизируемое, менее трудоемкое и опасное для здоровья трудящихся (нет пылеобразования, обработки больших объемов расплавов, токсичных газов).

4. Экономическая эффективность переработки неметаллического сырья при небольшом масштабе производства.

Раздел 1. Применение фильтрационных и сорбционных процессов в гидрометаллургии, их преимущества и недостатки Тема 1.1. Выщелачивание цветных металлов из руд и концентратов Выщелачивание – процесс избирательного перевода металла в водную фазу с последующим отделением нерастворимого остатка методами отстаивания, фильтрации, центрифугирования и промывкой остатка.

Эффективность выщелачивания оценивается:

– извлечением – степенью перехода извлекаемого элемента по отношению к его содержанию в исходном сырье, %;

– скоростью процесса (масса извлекаемого элемента в единицу времени возрастает с увеличением температуры, концентрации реагентов, интенсивности перемешивания, удельной поверхности дисперсности сырья);

– селективностью – степенью извлечения ценного элемента по отношению к сопутствующим примесям: чем меньше скорость и извлечение, тем больше селективность выщелачиваемого элемента;

– удельным расходом реагента – расходом химиката на массовую единицу извлеченного металла; этот показатель зависит от фазового состава сырья, показателей регенерации растворителя на стадии осаждения металла из раствора и организации замкнутой по растворителю схемы. Расход реагента возрастает с увеличением температуры, дисперсности сырья, продолжительности выщелачивания из-за развития побочных реагентпотребляющих процессов;

– реологическими свойствами получаемых пульп, влияющих на показатели их отстаивания и обезвоживания; они определяются дисперсностью и фазовым составом твердой фазы, вязкостью и плотностью пульп, температурой.

В качестве растворителей в процессах выщелачивания используют водные растворы неорганических кислот (серная, сернистая, азотная и т.д.), щелочей (едкий натр, растворы аммиака и т.д.) и солей (карбонат натрия, цианид натрия и т.д.), также могут применяться органические растворители.

Цветные металлы в исходном сырье могут находиться в металлизированном состоянии, в форме простых и сложных оксидов, разнообразных солей, среди которых (сульфаты, хлориды, халькогениды, арсениды) наиболее представительны сульфиды.

Наиболее типичным сырьем, в котором извлекаемый металл находится в элементном состоянии, являются:

– руды, содержащие самородные металлы (золото, серебро, платиноиды, реже – медь);

– полупродукты производства (цементационные осадки, огарки после восстановительного обжига).

Оксиды. В исходном сырье оксидные формы металла представлены природными минералами или соединениями, полученными в результате окислительного обжига. Различают простые оксиды типа МеxОy и сложные типа МеxОy MenOm.

Гидроксиды металлов. Основные соли встречаются в сырье в форме минералов: азурит 2CuCO3 Cu(OH)2, гиббсит – Аl(ОН)3 – или образуются при гидролитической очистке от примесей: CuSO4 Cu(OH)2.

Сульфиды. Это весьма распространенный тип соединений, особенно в сырье, используемом при производстве меди, никеля, цинка, свинца, сурьмы.

Выщелачивание осуществляют в периодическом и непрерывном режимах. В первом случае исходное сырье и реагенты загружают в реактор, обеспечивая перемешивание при заданных параметрах, и обрабатывают пульпу до тех пор, пока не будут достигнуты требуемые показатели (извлечение, селективность). Затем содержимое реактора выгружают, а его готовят к следующей операции, которую повторяют при тех же параметрах и условиях. Непрерывный режим выщелачивания осуществляется в серии реакторов; пульпа из расходной емкости с помощью насоса закачивается в первый реактор, а затем непрерывно, один за другим, перетекает в последующие реакторы. Число реакторов и время пребывания пульпы в них выбирают с таким условием, чтобы в последнем реакторе были достигнуты требуемые показатели выщелачивания. Подобные схемы эффективны при большом масштабе производства, поскольку рационально используется аппарат во времени (нет потерь его на загрузку и выгрузку, нагрев и охлаждение, подачу и сброс давления), проще автоматизация и механизация, меньше эксплуатационные затраты (меньше потерь тепла, трудозатраты), но капитальные затраты больше (насосное хозяйство, расходные и приемные емкости, обвязка и арматура).

В зависимости от числа стадий различают одно- и многостадийное (двух-, трех-) выщелачивание. Число стадий выбирают с учетом требований по достижению извлечения металлов, чистоты, кислотности получаемого раствора. Многостадийные схемы используют при обработке полиметаллического трудновскрываемого сырья.

При прямоточном выщелачивании исходная пульпа непрерывно проходит все аппараты каскада, и выгружается из последнего. Противоточное выщелачивание реализуют тогда, когда необходимо достичь более полного извлечения ценного металла (даже в ущерб селективности); с этой целью остатки от первой стадии обрабатываются исходным растворителем (выше концентрация и сильнее вскрывающая способность); получаемый вторичный кек считают отвальным для данного процесса, а раствор возвращают на первую стадию, т. е. обрабатываемое сырье и растворитель перемещают по встречным маршрутам. Однако приходится обезвоживать пульпу после каждой стадии.

Различают открытые и замкнутые по раствору схемы; в первом случае растворы после выщелачивания направляются на выпарку, например при получении солей металлов (купоросы, хлориды, нитраты), при этом ни реагент-растворитель, ни вода не возвращаются на стадию выщелачивания. В случае замкнутой технологии при извлечении металлов одновременно регенерируется растворитель, который возвращается на стадию выщелачивания.

При растворении благородных металлов, сульфидов, арсенидов, селенидов, теллуридов необходимо применять окислители – реагенты, способные отдавать кислород или присоединять электроны. Типичными окислителями, используемыми при выщелачивании, являются кислород, хлор, гипохлорит, азотная кислота, соли Fe(III), Cr(VI), Mn(VII) и др.

При выборе окислителя учитывают его химическую активность, доступность и стоимость, опасность загрязнения раствора, токсичность. С этих позиций преимущества кислорода, озона и хлора более предпочтительны. Наибольшее промышленное значение имеет кислород: в форме воздуха (21 % O2), воздуха, обогащенного кислородом (40-80 % О2), технологического кислорода (92-97 % O2).

Ряд оксидов и гидроксидов ионов металлов высшей валентности плохо растворимы в растворах кислоты. Для их выщелачивания используют реагентывосстановители. В присутствии восстановителей образуются более устойчивые в растворе ионы металлов меньшей валентности, что обеспечивает большую равновесную их концентрацию и более полное растворение исходного материала.

Для ускорения окислительных процессов используют бактериальное (выщелачивание в присутствии микроорганизмов) или автоклавное (процессы, проводимые при повышенной температуре и давлении) выщелачивание.

Различают следующие способы выщелачивания:

1. Кучное и подземное выщелачивание. Сущность технологии заключается в равномерном орошении сырья растворителем, обеспечении условий для растворения извлекаемого металла, количественном сборе продукционного раствора и извлечении из него металла в форме товарного продукта. Реализация технологии осложняется единовременной обработкой огромных масс сырья большими объемами бедных растворов, отдаленностью от промышленных зон и проблемами энергообеспечения, обеспечения рабочей силой, а также влиянием метеорологических факторов (дожди, засуха, паводки).

2. Перколяционное выщелачивание. Способ применяют для обработки богатых руд, содержащих медь, золото, уран, или кускового вторичного сырья в металлургии меди, никеля, кобальта. Исходный материал загружают в емкость с ложным днищем и обеспечивают принудительную циркуляцию раствора через образовавшийся слой обрабатываемого сырья.

3. Агитационное выщелачивание. Способ заключается в обработке измельченного сырья (концентрат, руда, огарок и т. п.) растворителем в аппаратах, обеспечивающих интенсивный массообмен пульпы. Перемешивание осуществляется с помощью мешалок с механическим приводом, сжатого воздуха, совместным воздействием мешалок и воздуха, или во вращающемся барабане – вьпцелачивателе.

Обязательным условием перемешивания является создание однородной по плотности пульпы, исключающей застойные зоны.

Реакторы (агитаторы, чаны, реакторы-котлы, пачуки) – емкостные аппараты, предназначенные для проведения массообменных гидромеханических и гидрохимических процессов.

В гидрометаллургии цветных металлов реакторы применяются как для процессов агитационного выщелачивания сырья, так и для процессов обработки растворов (осаждения примесей, цементации, упаривания и т.п.).

В подавляющем большинстве аппаратов для интенсификации процессов тепло- и массообмена, равномерного распределения газа, жидких и твердых частиц в объеме фазы, а также для получения гомогенных систем (растворов) применяется перемешивание. Способы перемешивания и выбор аппарата для проведения гидрометаллургических процессов определяются целью проводимых операций и агрегатным состоянием перемешивающих веществ. Независимо от того, какая среда смешивается с жидкостью, различают механический, пневматический и смешанный способы перемешивания. Механическое перемешивание осуществляется с помощью мешалок, которым сообщается чаще всего вращательное движение.

К пневматическому способу относят перемешивание сжатым воздухом, паром с помощью сопел (аэролифта, диспергаторов). Он применяется для перемешивания жидких фаз, отличающихся высокой химической активностью, вследствие чего быстро разрушаются механические мешалки, а также для пульп повышенной плотности.

При агитационном выщелачивании для ускорения процесса и повышения извлечения металлов нередко используют нагрев суспензии. Для поддержания заданной температуры используют прямой (непосредственное введение в пульпу пара, воды) или косвенный (с помощью встроенных холодильников, наружных рубашек, выносных теплообменников) способы регулирования температуры.

Аппараты для агитационного выщелачивания изготавливают из стали и чугуна, футеруют резиной, химически стойкой эмалью, кислотоупорным кирпичом;

иногда проводят гомогенное освинцевание или плакирование титаном. Реакторы небольшой емкости изготавливают из нержавеющей стали или титановых сплавов. В последнее время все большее применение, особенно для процессов обработки растворов (например, для гидролитической очистки растворов в гидрометаллургии), находят реакторы из стеклопластика.

Реакторы с механическим перемешиванием рассматриваются обычно как вертикальные аппараты емкостью от 0,1 до 70 м3, состоящие из отдельных нормализованных элементов (рис. 1).

ГОСТ 20680-75 предусматривает изготовление следующих видов мешалок для перемешивания жидких сред с вязкостью не более 50 Па·с: лопастная, трехлопастная (пропеллерная), шестилопастная, турбинная, рамная, якорная. Для перемешивания жидких сред с вязкостью более 50 Па·с изготавливают мешалки следующих типов: шнековая, ленточная.

Реакторы с механическим перемешиванием применяются практически на всех гидрометаллургических переделах цветной металлургии.

При пневматическом способе перемешивания (обычно с помощью сжатого воздуха) наиболее характерным агрегатом для агитационного выщелачивания в цветной металлургии является агитатор – пачук емкостью до 200-500 м3.

Пачук представляет собой высокий цилиндрический чан (H/D 34) с коническим днищем (рис. 2). Основными элементами данного аппарата являются:

центральный аэролифт 2, а также устройства и приспособления для подачи сжатого воздуха и обеспечения циркуляции пульпы 3-6. По трубе 3 в рубашку подают сжатый воздух, который через прорези 5 поступает в виде отдельных пузырьков в трубу 2. Находящаяся здесь суспензия смешивается с воздухом, образуя воздушно-пульповую смесь, плотность которой меньше, чем плотность пульпы. Поэтому смесь поднимается наверх и выливается через верхний край трубы аэролифта 2.

Более плотная, не содержащая пузырьков воздуха пульпа поступает в трубу снизу. Таким образом, в аппарате устанавливается непрерывная циркуляция пульпы. Расход воздуха в пачуках лежит в пределах от 1 до 3 м3/мин на 100 м рабочего объема аппарата. Давление воздуха зависит от высоты агрегата и плотности пульпы, обычно оно составляет 200-400 кПа.

Преимущества аппаратов этого типа состоят в возможности перемешивания весьма густых пульп (с содержанием твердого до 50-60%), простоте устройства (отсутствуют движущиеся части) и интенсивной аэрации пульпы.

Рис. 1. Схема реактора с мешалкой:

1 – двигатель с приводом; 2 – крышка; 3 – вал мешалки; 4 – штуцер для подачи сжатого газа; 5 – корпус; 6 – рубашка; 8 – отражательные переготруба для подачи сжатого воздуха; 4 – родки; 9 – днище; 10 – мешалка; 11 воздушная рубашка; 5 –прорези для возштуцер выхода теплоносителя; 12 – штуцер слива продукта; 13 – труба Пачуки широко применяются в практике цветной металлургии для аппаратурного обеспечения, в качестве примера, следующих процессов:

- выщелачивания огарка и пылей печей КС, а также для гидролитической очистки раствора в цинковом производстве;

- выщелачивания промпродуктов с последующей очисткой растворов в производстве кадмия;

- выщелачивания рудного сырья в цианистых растворах (в т.ч. сорбционного выщелачивания) при производстве драгоценных металлов;

- очистки растворов от примесей в производстве никеля и кобальта.

Автоклавы – герметичные емкостные аппараты, работающие при повышенной температуре и давлении и предназначенные для гидрохимической обработки гетерогенных систем, в т.ч. с использованием внешнего реакционного газа.

Данное оборудование применяется в цветной металлургии, главным образом, для автоклавного выщелачивания как наиболее интенсивного варианта вскрытия разнообразных видов минерального сырья и полупродуктов производства. Кроме этого, автоклавные процессы используются для очистки растворов и осаждения металлов в элементной форме.

Повышенное внимание и быстрые темпы освоения автоклавных процессов в промышленном масштабе за последние десятилетия обусловлены рядом их достоинств:

- значительной интенсивностью процессов за счет использования повышенных температур и давлений реакционных газов;

- эффективным использованием газообразных реагентов и экологически выдержанным производством;

- возможностью механизации и автоматизации операций;

- более полным извлечением ценных компонентов;

- синтезом новых материалов с уникальными свойствами.

В качестве примера, автоклавное выщелачивание используется в производстве глинозема по способу Байера, при вскрытии вольфрамовых, молибденовых концентратов, никель-кобальтовых руд и концентратов, штейнов, цинковых концентратов и кеков, медеэлектролитных шламов и других поликомпонентных материалов.

Эффективность процессов обеспечивается прежде всего за счет использования требуемых температуры и давления. Последнее складывается из давления паров воды (PH2O), летучего компонента при данной температуре, например аммиака (PNH3) и давления реакционного газа (PR): P = PH O + PNH3 + PR. Необходимая температура поддерживается экзотермичностью процесса, использованием внешнего (через теплообменные устройства) или внутреннего (например, впрыск пара) теплоносителя.

Корпуса автоклавов представляют собой сварные цилиндрические резервуары, закрытые с обеих сторон днищами: эллиптическими, реже сферическими, полушаровыми и конусными. Корпуса изготавливают из конструкционных сталей, внутри футеруют антикоррозионным материалом (резина, кислотоупорный кирпич на специальной замазке, керамика, легированные стали, титановые сплавы).

Емкость автоклавов 0,5 – 450 м3. При аппаратурном оформлении процессов основное внимание уделяется выбору типа и расчету числа автоклавов (с перемешивающими и/или аэрирующими устройствами), вспомогательных агрегатов (теплообменники, самоиспарители, насосы высокого давления), а также запорной арматуры и средств КИП и А.

К автоклавам предъявляют следующие требования:

- герметичность в условиях повышенного давления;

- обеспечение интенсивного тепло- и массообмена в системах газ-жидкостьтвердое;

- конструкционный материал автоклава должен быть стойким по отношению к рабочим средам.

Конструкция автоклава должна иметь теплоизоляцию, ограничивающую выделение тепла в рабочее помещение, обеспечивать возможность температурных расширений корпуса; иметь люки для внутреннего осмотра аппарата, штуцеры для полного удаления содержимого автоклава, пробоотборники и датчики КИП и Автоклавы оснащаются запорной арматурой, выбранной с учетом параметров и характеристик рабочей среды, которая должна удовлетворять требованию герметичности.

Продолжительность безотказной работы автоклава должна составлять не менее 2500 часов, ресурс до капитального ремонта – 25 тыс.часов, срок службы – не менее 5 лет.

Выбор типа автоклавов осуществляют с учетом специфики технологической операции (тип системы: «жидкое - твердое», «газ – жидкое - твердое»), эксплуатационных характеристик аппарата и его стоимости.

Классификация и описание конструкций автоклавов:

1. Автоклавы, используемые для процессов без участия газов-реагентов.

а. Вертикальные аппараты с подогревом и перемешиванием пульпы острым паром.

б. Вращающиеся автоклавы.

в. Трубчатые автоклавы.

2. Автоклавы, используемые для процессов с участием реакционных газов а. Автоклавы с механическим перемешиванием.

б. Автоклавы с пневматическим перемешиванием (газлифтные автоклавы).

в. Колонные автоклавы.

Для разделения твердой и жидкой фаз пульпы в гидрометаллургии используют процессы сгущения, фильтрации и центрифугирования.

Сгустители (отстойники) – аппараты для разделения (осаждения) гетерогенных систем, при котором взвешенные в жидкости твердые частицы отделяются от сплошной фазы под действием силы тяжести.

Различают аппараты периодического, полунепрерывного и непрерывного действия, причем непрерывно действующие сгустители, в свою очередь, делятся на одно-, двух и многоярусные. Операцию сгущения проводят в сгустителях с периферическим и чаще с центральным приводом (рис. 3).

Рис. 3. Сгуститель с центральным приводом: 1 – разгрузка нижнего слива; 2 – гребки; 3 – радиальные граблины; 4 – подвесной вертикальный вал; 5 – механизм подъема вала; 6 – приводной механизм; 7 – ферма; 8 – кольцевой желоб; 9 – цилиндрический чан с плоско-конусным днищем; 10 – загрузочный стакан Пульпу подают в центр аппарата. Осевшая твердая фаза перемещается с помощью вращающихся (0,2-0,5 об/мин) граблин к разгрузочному отверстию в центре конического днища сгустителя. В результате осаждения образуется осветленный раствор (верхний слив), который сливается в кольцевой желоб, и сгущенный продукт (нижний слив, шлам), содержащий до 50-80% твердой фазы. Показатели сгущения зависят от свойств твердой фазы (крупность частиц, плотность), вязкости раствора, наличия коагулянтов и флокулянтов. Скорость питания подбирают из расчета получения практически прозрачного верхнего слива.

Многоярусные сгустители (рис. 4) более компактны и производительны.

Автоматическое регулирование работы сгустителей предполагает поддержание постоянной плотности нижнего слива. Это достигается изменением его выхода или расхода поступающей пульпы за счет варьирования производительности питающих насосов.

Рис. 4. Многоярусный промывной сгуститель: 1 – бачок для промывного раствора; 2 – ловушка; 3 – патрубок для удаления промытого материала; 4 – слив сгущенного продукта второго яруса в дальнейший процесс или в первый ярус Для интенсификации работы отстойников, особенно для легко отстаиваемых суспензий, осветления оборотной воды без применения флокулянтов, созданы конструкции так называемых вертикальных сгустителей с коническими тарелками или пластинчатых сгустителей. В данных сгустителях пульпа подается в верхнюю часть аппарата. Осаждение происходит на параллельно расположенные тарелки (пластины), между которыми раствор (осветляющаяся пульпа) устремляется к верхнему выходу. Шлам сползает и отводится в нижний конус. Поверхность осаждения может быть достаточно развитой при поступлении пульпы в пространство между всеми полками. Однако при этом сползающий с полок шлам взмучивается поступающей пульпой.

Промышленные фильтры для жидкостей предназначены для полного или частичного разделения пульп на жидкую фазу (фильтрат) и твердую (кек, осадок) методом фильтрации через пористую перегородку (ткани, сетка, керамические материалы).

Фильтрация достигается за счет перепада давлений по обе стороны перегородки, достигаемого различными путями:

- созданием вакуума (-0,1 МПа) под перегородкой;

- давлением инертного газа или воздуха (0,5-1,0 МПа) над перегородкой;

- гидростатическим давлением пульпы (до 0,05 МПа);

- напором пульпы от питающего насоса (0,5-1,5 МПа).

С помощью фильтров сгущают разбавленные пульпы, обезвоживают плотные пульпы, осветляют растворы. На большинстве фильтров также осуществляется промывка и частичное обезвоживание осадка. Промывка осадка происходит путем замещения жидкой фазы, заполняющей его поры, промывной жидкостью. В процессе обезвоживания осадка жидкая фаза удаляется из пор посредством вытеснения ее воздухом, горячим газом или паром, а также механическим отжимом.

Обезвоженный осадок удаляют с фильтровальной перегородки отдувкой, обратным током фильтрата, гидросмывом или с использованием механических устройств (ножа, съемного валика, сходящего полотна и др.).

После удаления осадка фильтровальную перегородку регенерируют, удаляя из ее пор и с поверхности частицы осадка продувкой воздухом, паром, двусторонней промывкой жидкостью.

Эффективность разделения суспензии и производительность фильтра зависят от свойств обрабатываемой пульпы и ее составляющих, типа фильтра, его оснащения и режима работы, а также от свойств фильтровальной перегородки и соответствия ее конкретным условиям процесса фильтрования.

Классификация фильтров:

1. Фильтры периодического действия. В данных аппаратах фильтровальная перегородка неподвижна и на ней осуществляются все процессы (фильтрование, набор осадка, его промывка, обезвоживание, удаление). К ним относятся: фильтрпрессы, нутч-фильтры, емкостные, патронные, свечевые и листовые фильтры.

2. Фильтры непрерывного действия. В этих аппаратах фильтровальная перегородка перемещается по замкнутому контуру, и в зависимости от места ее нахождения на конкретном участке осуществляется определенная операция. При этом все операции проходят одновременно: и набор осадка, его промывание, отдувка, удаление и регенерация фильтрующей перегородки. К фильтрам непрерывного действия относятся: барабанные, дисковые и ленточные фильтры.

Центрифуги – аппараты, предназначенные для разделения суспензий (промышленные пульпы), осветления загрязненных жидкостей, гидравлической классификации шламов при помощи центробежных сил.

Центрифуги принято подразделять:

- по принципу разделения: осадительные, фильтрующие, комбинированные центрифуги и разделяющие сепараторы;

- по конструктивному признаку: вертикальные, горизонтальные, подвесные с верхним приводом, маятниковые;

- по способу выгрузки осадка из ротора: ручная через борт, ручная через днище, саморазгружающаяся – гравитационная, ножевая, шнековая, вибрационная;

- по характеру проведения процесса: непрерывного и периодического действия.

Раздел 2. Принципиальная гидрометаллургическая схема процесса в гидрометаллургии цинка, урана, золота Гидрометаллургический способ получения цинка включает следующие основные процессы: обжиг цинковых концентратов, выщелачивание обожженного концентрата в отработанном электролите, очистку раствора, электролитическое выделение цинка из раствора, переплавку катодного цинка.

Решающим звеном в гидрометаллургическом производстве цинка является процесс выщелачивания. От него в значительной мере зависят техникоэкономические показатели производства, в первую очередь извлечение и качество металла, расход электроэнергии и другие затраты.

Цель выщелачивания – возможно более полно перевести в раствор цинк и некоторые сопутствующие ценные компоненты при минимальном загрязнении раствора примесями, оказывающими вредное влияние на последующие операции получения чистого металлического цинка.

В гидрометаллургии цинка под переделом «выщелачивание» подразумевают совокупность ряда таких операций, как растворение окиси цинка и других компонентов из огарка, отстаивание, сгущение и фильтрация пульпы, гидролитическая очистка растворов сульфата цинка от примесей, а также другие производственные операции, связанные с подготовкой растворов для последующего процесса электроосаждения цинка.

При выщелачивании огарка и цинксодержащих возгонов (вельц-окись, шлаковозгоны) в отработанном электролите (H2SO4 до 150 г/л) происходит растворение окислов цинка и других металлов. Цинковый раствор отделяют от твердого остатка отстаиванием или фильтрацией и подают на очистку от примесей, а кек после фильтрации и промывки направляют на дальнейшую переработку.

В связи с различным содержанием в цинковом огарке, возгонах и пылях цинка, свинца, мышьяка, сурьмы, хлора и фтора, выщелачивание этих продуктов на заводах проводят преимущественно раздельно: цинкового огарка – в основном рудном цикле, а возгонов и пылей – в другом – пылевом цикле.

Скорость выщелачивания обожженного цинкового концентрата при перемешивании с растворителем в основном определяется величиной поверхности частиц огарка, т.е. крупностью и концентрацией серной кислоты в растворе. Чем мельче зерна огарка, тем быстрее проходит процесс выщелачивания. Поэтому процессу выщелачивания всегда предшествует классификация огарка, т.е. выделение из него крупных частиц, которые либо измельчают, либо выщелачивают в отдельном цикле. В результате процесса выщелачивания огарка получаются нерастворимый осадок (цинковый кек) и раствор.

Основные реакции между серной кислотой и соединениями металлов, находящихся в обожженном концентрате:

1. Соединения цинка. В огарке цинк находится в основном в форме: ZnO (окись цинка), ZnSO4 (сульфат цинка), ZnO Fe2O3 (феррит цинка), 2ZnO SiO (силикат цинка) и ZnS (сульфид цинка).

Окись цинка растворяется в серной кислоте по реакции:

Сульфат цинка (ZnSO4) легко растворяется в воде без расхода кислоты.

Феррит цинка (ZnO Fe2O3) в слабой серной кислоте (т.е. в условиях нейтрального и кислого выщелачивания) растворяется плохо и практически целиком переходит в твердый остаток. Для растворения цинка из ферритных соединений необходима высокая концентрация серной кислоты (150 г/л и более) и повышенная температура (80-90°С). Силикат цинка 2ZnO SiO2 хорошо растворяется в серной кислоте, загрязняя растворы кремнеземом. Сульфид цинка (ZnS) в разбавленных растворах серной кислоты практически не растворяется и полностью переходит в нерастворимый остаток цинковый кек.

2. Соединения кадмия ведут себя подобно соединениям цинка. В результате реакции: CdO + H2SO4=CdSO4 + Н2О В раствор переходит до 70-80% кадмия от содержания его в огарке. Феррит и сульфид кадмия в слабой серной кислоте нерастворимы.

3. Соединения меди. В процессе выщелачивания соединения меди переходят в сернокислый раствор в виде сульфатов. В раствор переходит 50-60% всей имеющейся меди в огарке, остальная медь остается в кеке (феррит и сульфид меди).

4. Соединение железа. Всего в раствор переходит 4-5% железа от содержания его в огарке, т.к. при окислительном обжиге большая часть железа принимает форму окиси – практически нерастворимой в разбавленной серной кислоте.

5. Соединения мышьяка и сурьмы. Мышьяк и сурьма находятся в огарке в форме – трехокисей, пятиокисей. Трехокисные соединения мышьяка и сурьмы растворяются в процессе выщелачивания. Пятиокиси этих металлов менее растворимы в разбавленных растворах серной кислоты, поэтому они в основном переходят в кек.

6. Никель, кобальт и марганец также переходят в раствор при выщелачивании огарка.

7. Свинец и кальций присутствующие в огарке, при выщелачивании образуют сульфаты, остающиеся в цинковых кеках из-за их низкой растворимости в растворе.

8. Соединения калия, натрия, магния, а также хлористые и фтористые соединения легко растворяются и накапливаются в растворах, что требует их периодического удаления из цикла производства.

9. Рассеянные элементы – таллий, галлий, индий, германий – частично переходят в раствор при выщелачивании, и в дальнейшем требуется принятие мер по их извлечению из раствора до процесса электролиза цинка.

10. Кремнезем содержится во всех цинковых концентратах. В свободном виде он не взаимодействует с серной кислотой, но, будучи связан с окислами свинца и цинка в силикаты, легко растворяется. Наличие большого количества кремнезема в пульпе ухудшает ее отстаивание и затрудняет фильтрацию растворов. Для уменьшения перехода кремнезема в раствор рекомендуется вести обжиг концентратов при пониженной температуре, а для лучшего осаждения уже перешедшего в раствор кремнезема подогревать кислые растворы до температуры 70°С.

Все применяемые в практике гидрометаллургии цинка технологические схемы для выщелачивания огарка и возгонов различаются тремя основными особенностями: способом выщелачивания (непрерывный или переодический), количеством стадий (одно-, двух- и трехстадийные схемы) и кислотным режимом (концетрацией серной кислоты в растворе).

Способ переодического выщелачивания характеризуется точной дозировкой огарка и кислоты на каждую операцию выщелачивания, прерывистым проведением операции. Процесс проводят в баках с механическим перемешиванием. Периодическое выщелачивание, как более гибкий процесс, целесообразно использовать при переработке сырья с повышенным содержанием примесей, вызывающих при непрерывном процессе большие трудности.

При непрерывном процессе выщелачивания огарок (или возгоны) и кислый раствор поступают на выщелачивание непрерывно в заданном массовом или объемном соотношении. При этом пульпа проходит несколько последовательно установленных чанов с пневматическим или механическим перемешиванием. Регулирование режима выщелачивания осуществляют путем изменения соотношения исходных материалов.

Непрерывное выщелачивание позволяет более эффективно использовать гидрометаллургическое оборудование, так как при этом исключаются простои на заполнение и опорожнение аппаратуры, можно осуществить полную автоматизацию управления технологическим режимом, максимально сохранить тепло экзотермических реакций для последующих производственных операций. Данным способом можно успешно перерабатывать только высокосортное сырье стабильного состава.

При одностадийном выщелачивании огарок выщелачивают в одну стадию отработанным электролитом с добавкой небольшого количества оборотных растворов и промывных вод.

Двухстадийная схема выщелачивания является в настоящее время наиболее распространенной. На первой стадии обычно проводится нейтральное выщелачивание, на второй – кислое. В стадии нейтрального выщелачивания огарок перемешивают с оборотными растворами второй, кислой стадии, в смеси с отработанным электролитом и др. оборотными растворами (бедно-кадмиевые растворы, фильтраты дисковых и рамных фильтров, растворы пылевого цикла) и заканчивают нейтрализацией пульпы до рН 4,8-5,2 загрузкой избытка огарка. При нейтральном выщелачивании в раствор переходят полностью сульфат цинка и часть оксида цинка. Эта стадия выщелачивания преследует цель – получение очищенного раствора от гидролизуемых примесей (железо, мышьяк, сурьма, частично медь и др.). После отделения основной части раствора от твердого остатка (путем отстаивания в сгустителях) к сгущенной нейтральной пульпе добавляют отработанный электролит и проводят вторую (кислую) стадию. В стадии кислого выщелачивания довыщелачивается оксид цинка, а также другие примеси содержащиеся в огарке, которые переходят в раствор в виде соответствующих сульфатов. Если после нейтрального выщелачивания содержание цинка в твердом остатке составляет 26-32%, то после кислого выщелачивания содержание цинка снижается до 16-23%.

Назначение кислого выщелачивания - перевод максимального количества цинка в раствор при минимальном извлечении в раствор примесей, что достигается проведением кислого выщелачивания с конечной кислотностью 1-3 г/л H2SО4.

Трехстадийную схему выщелачивания применяют цинковые заводы, перерабатывающие цинковые кеки гидрометаллургическим способом при высокой температуре и кислотности растворов.

Тема 2.2. Гидрометаллургическая технология производства урана Основной задачей технологии урана является получение урана в форме, пригодной для использования его в ядерных реакторах. Такими формами могут быть: уран металлический, диоксид урана, тетрафторид урана. В каждом конкретном случае, в зависимости от вида конечного продукта, выбирается своя технологическая схема переработки урановых руд.

Важным фактором, определяющим выбор технологической схемы, является требование ядерной чистоты урана, предназначенного для использования в ядерных реакторах. Содержание некоторых элементов в ядерном топливе (Cd, B, Р.З.Э. и др.) не должно превышать 10-6-10-5 % масс. Для достижения такой чистоты ядерных материалов требуются специальные методы очистки.

Специфику технологических схем переработки урановых руд определяют состав и свойства сырья. Обычно содержание урана в рудах колеблется от десятых до сотых долей процента. Из-за тонкой вкрапленности минералов урана в рудах последние не поддаются механическому обогащению и извлечение урана из руд в большинстве случаев проводится химическим путём. Однако в ряде случаев обогащение руд все же проводят. Одним из основных способов обогащения урановых руд является радиометрическая сепарация. Кроме радиометрического применяются гравитационный и флотационный методы обогащения урановых руд.

Радиометрическое, гравитационное и флотационное обогащения не всегда дают удовлетворительные результаты по степени обогащения урана. Эти методы следует расценивать как способы предварительного обогащения. Основным методом переработки урановых руд является химическое концентрирование, которое заключается в селективном растворении (выщелачивании) урановых минералов.

Главная цель выщелачивания урана из руд и рудных концентратов – селективное растворение урановых минералов.

Эффективность этого процесса определяется степенью извлечения урана в раствор, а также расходом реагентов на осуществление процесса. Полного обнажения минералов при этом не требуется. Для количественного извлечения урана при выщелачивании достаточно, чтобы минерал был вскрыт лишь в одной плоскости.

Несмотря на многообразие типов урановых минералов и руд, все методы химической переработки сводятся к разложению их кислотными или карбонатными растворами. Выбор реагента, прежде всего, зависит от:

- характера урановых минералов, - состава пустой породы, - стоимости реагента для выщелачивания.

Такие урановые минералы как уранинит, настуран, в состав которых входят труднорастворимые оксиды, вскрываются только кислотами, чаще всего концентрированными. В случае же карбонатных руд выгоднее применять для вскрытия карбонатные растворы.

Рис. 5. Принципиальная схема производства урана Карбонатное выщелачивание применяется для карбонатных руд и основано на взаимодействии урана с водными растворами карбонатов в присутствии кислорода как окислителя с образованием хорошо растворимых комплексных соединений урана:

U3O8 + 9Na2CO3 + 2O2 + 3H2O = 3Na4[UO2(CO3)3] + 6NaOH.

Карбонатные растворы почти не взаимодействуют с минералами пустой породы, поэтому для успешного извлечения урана требуется механическое вскрытие урановых минералов.

Нежелательными примесями при карбонатном выщелачивании являются сульфаты кальция и магния, т.к. они реагируют с содой, что резко увеличивает ее расход.

Применение карбонатного выщелачивания определяется рядом факторов.

Во-первых, карбонатное вскрытие значительно более «мягкое», чем кислотное, т.к. большинство примесей не образуют карбонатные комплексы и не переходят в раствор. Чем «мягче» вскрытие, тем меньше расходуется реагент, и тем чище получаются технологические растворы, что упрощает их дальнейшую переработку.

Во-вторых, карбонатные растворы коррозионно неактивны для аппаратов, что продляет срок их работы.

Но широкому применению карбонатного выщелачивания препятствует ряд недостатков:

- карбонатное выщелачивание требует аэрации и более высокой тонины помола руд, т.к. оболочка из пустой породы практически не вскрывается карбонатными растворами;

- стоимость соды выше, чем серной кислоты (карбоната натрия Na2CО3 – в 1,5 раз; карбоната аммония (NH4)2CO3 – в 4 раза);

- карбонатное выщелачивание протекает гораздо медленнее, чем кислотное выщелачивание; степень извлечения урана при вскрытии кислотой гораздо выше.

Это приводит к тому, что основную массу урана из добываемых руд получают выщелачиванием серной кислотой. Основным недостатком серной кислоты при вскрытии урановых руд является необходимость добавления окислителя. В качестве окислителя можно применять HNО3, MnО2, KClО3 и др. Чаще всего в промышленной практике применяют очищенный природный минерал пиролюзит (MnO2).

При выщелачивании урана из руд, содержащих минералы группы уранинита – настурана, серной кислотой в присутствии MnО2 протекает следующая реакция:

Наряду с простым сульфатом в кислой среде образуются комплексные сульфатные анионы уранила [UО2(SО4)2] и [UО2(SО4)3] Простой сульфат существует в растворах, pH которых больше двух. Константа устойчивости простого сульфата К = 50. Дисульфатный комплекс уранила образуется в растворах, рН которых находится в пределах от 1 до 2. Константа устойчивости этого комплекса К = 350. Трисульфатный комплекс образуется при рН меньше единицы, т.е. в сильнокислых средах. Константа устойчивости трисульфатного комплекса К = 2500.

Это значит, что в сильнокислых средах уран находится преимущественно в виде трисульфатного комплекса, маловероятно существование дисульфатного комплекса и практически отсутствуют простые сульфаты.

Выщелачивание проводят двумя способами: перколяционным или агитационным.

Перколяционный метод заключается в просачивании выщелачивающих растворов через неподвижный слой руды. Перколяторы для небольшого масштаба выщелачивания представляют собой цилиндрические сосуды с ложным днищем, на которое укладывается слой руды. По принципу перколяции осуществляют извлечение урана из бедных и забалансовых руд методом кучного выщелачивания.

Большое практическое значение в настоящее время имеет еще одна разновидность перколяции – подземное выщелачивание. Подземное выщелачивание заключается в добыче урана избирательным растворением его химическими реагентами в рудном теле на месте залегания с извлечением на поверхность и последующей переработкой продуктивных растворов.

При подземном выщелачивании проницаемых рудных тел месторождение вскрывается системой скважин, располагаемых рядами, многоугольниками, кольцами. В скважины закачивают выщелачивающий раствор (1 - 2 % серная кислота или карбонатный раствор) который, просачиваясь через урановый пласт, растворяет урановые минералы. Полученный урановый раствор поднимается на поверхность через откачные скважины с помощью погружных насосов и направляется на ионообменное извлечение урана.

Достоинствами перколяционного метода являются простота аппаратурного оформления процесса и отсутствие необходимости в фильтрации конечного раствора. Недостатком метода считается малая скорость выщелачивания.

Агитационный метод выщелачивания предусматривает совместное перемешивание (агитацию) смеси тонкоизмельченной руды и выщелачивающего реагента. Выщелачивание урана из руд и концентратов проводят в каскадах из 7 - 10 пачуков. Температура выщелачивания 60-80 °С, расход концентрированной серной кислоты 50-70 кг на 1т руды, расход окислителя (MnO2) 1-2 % от веса руды, отношение Т:Ж в пульпе составляет от 1:1 до 1:3, время выщелачивания примерно 48 ч, извлечение урана в раствор не менее 95 %.

В результате выщелачивания получаются кислые урановорудные пульпы.

Пульпа представляет собой сложную систему. В её состав входит водный раствор соединений урана и примесей, нерастворённые частички руды, а также труднорастворимые соединения. Поэтому следующей стадией переработки пульпы является концентрирование урана и очистка его от основной массы примесей.

Прежде чем послать растворы на концентрирование, их подвергают отделению от твердой фазы, что достигается сгущением или фильтрацией.

Очистку растворов выщелачивания и концентрирование урана проводят методами экстракции или сорбции. В результате процессов сорбции и экстракции получают концентрированный по урану и относительно чистые растворы.

Завершающим этапом гидрометаллургического производства является осаждение химических концентратов, их обезвоживание, сушка и прокалка. Химические концентраты осаждают из урансодержащих регенератов и реэкстрактов растворами гидроксидов аммония NH4OH, натрия NaOH, кальция Са(ОН)2 или оксидами кальция СаО или магния MgO.

В подавляющем большинстве случаев используют растворы гидроксида аммония. Количество осадителя берут из расчета остаточной концентрации урана в маточнике не более 1-3 мг U на 1 л. Осаждение проводят при температуре 60- °С. При этом образуются оранжевые осадки переменного состава, которым приписывают общую формулу как диуранат аммония – (NH4)2U2O7.

Получение осадка происходит в течение от 1 до 6 часов. Наиболее распространен метод осаждения, осуществляемый в каскаде из трех агитаторов.

Полученные осадки фильтруют и сушат. После сушки осадок диураната аммония прокаливают во вращающихся барабанных печах при температуре 700оС до закиси-окиси урана, являющейся конечным продуктом (химическим концентратом) уранорудных заводов.

Более 80% всего добываемого золота производят с применением гидрометаллургической технологии выщелачивания металла в растворе цианидов.

На золотоизвлекательных предприятиях всего мира применяют два способа контакта цианистых растворов с рудой:

- просачивание (перколяция) раствора через неподвижный слой материала;

- агитация, характеризующаяся перемешиванием пульпы.

Перколяционное цианирование, в свою очередь, можно условно разделить на следующие способы:

В чановом варианте длительность процесса составляет 4-14 сут., процесс состоит из заполнения чана, неподвижного контакта загрузки и цианистого раствора, промывки загрузки и ее выгрузки. В настоящее время этот вид цианирования применяют редко, в основном на предприятиях малой производительности.

Подземное выщелачивание применяют в промышленном масштабе для извлечения урана и меди, его реализация в золотопереработке ставится под сомнение в первую очередь из-за значительных потерь цианистых растворов по трещинам в породе (возможными объектами могли бы стать отработанные горные выработки). Если с потерей цианида, как растворителя, и потерями золота еще можно было бы смириться из-за относительной дешевизны процесса, то попадание цианистых солей в поверхностные или подземные водные потоки может привести к экологической катастрофе.

Кучное выщелачивание заключается в укладывании материала на специально подготовленное гидроизоляционное основание и орошении его раствором цианида. В процессе просачивания раствора через слой руды происходит растворение золота. Дренирующие из под рудного штабеля растворы собирают с помощью дренажной системы в прудки-отстойники. Из прудков растворы подаются на извлечение металла процессами сорбции или цементации.

Агитационное выщелачивание является более производительным процессом по сравнению с перколяционным, так как интенсивное перемешивание ускоряет растворение золота, протекающее в диффузионном режиме.

Как правило, при агитации применяют более тонкое измельчение, что также положительно сказывается на скорости растворения. Вместе с тем агитационный процесс дороже перколяционного из-за расходов на измельчение. Оптимальным соотношением между количеством жидкого (Ж) и твердого (Т) в пульпе в агитационных аппаратах является Ж:Т = (1-2):1.

На ряде золото- и сереброизвлекательных фабрик растворы после цианирования руд выделяют путем сгущения и отмывки противоточной декантацией, фильтрацией. Металл из насыщенных растворов, полученных в результате фильтрации или противоточной декантации, извлекают методом цементации на цинковую пыль.

Цементацию цинком применяют для растворов, где соотношение Ag:Au > 10, для высококонцентрированных по золоту растворов (>10-12 мг/л) и установок малого масштаба (800-1000 г Аu в сутки).

В связи с тем, что процессы разделения кеков выщелачивания и золотосодержащих растворов являются достаточно дорогостоящими в последнее время получили распространение бесфильтрационные (сорбционные) процессы производства золота.

Для сорбции золота из пульп используют активированные угли или ионообменные смолы. Сорбент загружают непосредственно в аппараты выщелачивания, тем самым совмещая процессы растворения золота и извлечения металла из раствора. При сорбционном выщелачивания организуют противоток пульпы и сорбента. В результате этого, наиболее богатые растворы контактируют с богатым сорбентов, а бедные по металлу растворы – с бедным сорбентов. За счет этого происходит практически полное извлечение металла из раствора, а полученный насыщенный сорбент имеет высокую емкость по благородным металлам.

Насыщенный сорбент из аппаратов выщелачивания направляют на операцию десорбции и реактивации. В процессе десорбции получают богатые по золоту элюаты, которые далее направляют на электролиз с целью осаждения золота в катодный осадок. Катодные осадки, образующиеся в процессе электролиза, плавят с получением сплава лигатурного золота, который в свою очередь реализуют на аффинажные заводы.

Раздел 3. Подготовка для выделения металлов Первичные растворы, получаемые при обезвоживании пульп выщелачивания, обычно не пригодны для получения из них конечного продукта, так как эти растворы содержат взвешенные тонкие твердые минеральные частицы и химические растворенные примеси, которые затрудняют процесс выделения из растворов металлов или загрязняют конечную продукцию. Наличие химических примесей неизбежно по причине низкой селективности растворителей. Поэтому перед операцией выделения металлов из растворов необходимо проводить специальные приемы предварительной подготовки этих растворов к заключительным процессам гидрометаллургии. Эти операции называются кондицианированием растворов и включают:

- осветление, заключающееся в тонкой фильтрации для удаления минеральных мутей;

- химическую очистку от присутствующих растворенных примесей;

- корректировку концентрации извлекаемого металла (концентрирование или наоборот, разбавление растворов в зависимости от принятого способа и режимов осаждения;

- корректировку величины рН, концентрации растворителя, введение активирующих добавок и т.д.

Ввиду недостаточной селективности растворителй при выщелачивании руд и концентратов помимо основного ценного металла в раствор переходят и другие металлы-примеси и неметаллические соединения. В большинстве случаев эти химические примеси осложняют выделение основного металла и загрязняют готовую продукцию. Кроме того, некоторые примеси представляют собой ценный материал, подлежащий извлечению в особый продукт. Основными способами химической очистки растворов являются осаждение примесей в виде малорастворимых соединений, большей частью гидролитическое осаждение или осаждение металлов-примесей в виде сульфидов, иногда используется цементация или кристаллизация. Для осаждения примесей в раствор вводится реагент, образующий с примесью малорастворимое соединение, и принимаются меры, чтобы образовался хорошо фильтрующийся осадок.

Гидролитическая очистка растворов от примесей основана на гидролизе солей с образованием нерастворимых гидроксидов, а также сопутствующими процессами соосаждения, адсорбцией и коагуляцией. Гидролизом называют реакцию взаимодействия растворенных солей с водой с образованием нерастворимых гидроокисей металлов. Осаждение различных гидроокисей происходит по достижении определенного рН, который в свою очередь зависит от концентрации катиона и температуры. На практике гидролитическую очистку кислых растворов проводят путем нейтрализации реагентами (щелочами), либо свежими порциями выщелачивающего материала.

Уровень рН начало осаждения некоторых металлов Полноту очистки, т.е. концентрацию неосажденной примеси, определяют по величине произведения растворимости осадка и расходу осаждающего реагента (точнее – по его остаточной концентрации в очищаемом растворе). При очистке большей частью применяют специальные, селективно действующие реагенты, осаждающие только данную примесь или группу близких по свойствам примесей.

Например, для очистки цинковых электролитов от иона хлора применяют или сульфат серебра (образуется труднорастворимый осадок AgCl), или соли двухвалентной меди с цементной медью, или соли висмута.

Для очистки растворов от сульфат-иона целесообразно применять соли кальция с образованием малорастворимого соединения CaSO4.

Обескремнивание щелочных растворов при производстве глинозема в металлургии алюминия производится методом химического осаждения труднорастворимого осадка гидроалюмосиликата натрия, образующегося при определенных условиях в случае совместного нахождения в растворах силиката натрия Na2SiО и алюмината натрия NaAl(OH)4.

Одними из наиболее популярных методов концентрирования и очистки извлекаемого металла являются процессы сорбции и экстракции. Эти процессы используют для концентрирования разбавленных растворов, содержащих не более 1% извлекаемого металла, или для селективного его выделения из поликомпонентного раствора.

В сравнении с осадительными процессами использование сорбционноэкстракционной технологии обладает рядом преимуществ:

- нет побочных продуктов;

- возрастают селективность извлечения металлов и возможности ее регулирования за счет изменения рН, окислительно-восстановительных условий, введения комплексообразователя;

- используется более компактная аппаратура;

- осуществляется непрерывный режим с автоматическим управлением.

Данные процессы нашли широкое применение в гидрометаллургии таких металлов как золото, серебро, медь, большинства редких металлов и т.д.

Эффективность сорбционных и экстракционных процессов определяется степенью извлечения металла, очистки и концентрирования раствора. При этом должны обеспечиваться максимальная емкость и селективность реагента, приемлемые кинетические показатели. К наиболее важным технологическим параметрам относятся емкость, число ступеней и продолжительность контакта, объем единовременной загрузки реагента.

Сорбция – процесс поглощения растворенных веществ специальными веществами (сорбентами). В качестве сорбентов в гидрометаллургии применяют главным образом иониты – искусственные высокомолекулярные органические соединения или активированные угли.

Процесс сорбции на иониты является обменным, т.е. в процессе происходит осаждение металла на смолу, а в раствор переходит эквивалентное количество ионов того же знака, заряда, которыми была предварительно заряжена смола. По характеру ионогенных групп иониты делятся на катиониты, содержащие кислотные группы, аниониты, содержащие основные группы; последние в зависимости от рН раствора способны обменивать катионы, анионы либо и те и другие ионы одновременно. Известны четыре типа ионитов, отличающихся типом ионогенных групп и степенью их ионизации:

- сильнокислотные катиониты (имеющие активные группы -SO3H, -РО(ОH) и др.) и высокоосновные аниониты (имеющие активные группы -N(CH3)3OH);

- слабокислотные катиониты (группы -СООН, -ОН); низкоосновные аниониты (группы =NH, N5–СН2–N(CH3)2);

- амфотерные иониты (амфолиты);

- катиониты и аниониты полуфункционального характера, обменная емкость которых непрерывно возрастает по мере повышения рН (для катионитов) и рОН (для анионитов).

Основными технологическими характеристиками ионитов являются:

- емкость (полная обменная емкость (ПОЕ), статическая обменная емкость (СОЕ), динамическая (рабочая) обменная емкость, т.е., емкость до «проскока»

вещества в фильтрат (рафинат) (ДОЕ));

- плотность, гранулометрический состав;

- механическая, термическая, химическая и радиационная устойчивость;

- набухаемость.

Первые три параметра характерны и для активированных углей.

Все сорбенты должны обладать высокой удельной емкостью, скоростью поглощения, десорбции и регенерации, достаточной механической, химической и термической устойчивостью, быть доступными.

Сорбционная технология включает ряд последовательных операций:

- подготовку исходного сорбента (отмывку, для смол – зарядку в требуемую форму);

- собственно сорбцию;

- элюирование (десорбцию) с помощью внешнего реагента с получением очищенного и концентрированного раствора (элюата) извлекаемого компонента;

- регенерацию сорбента для дальнейшего использования (очистку от примесей, промывку, для смол – зарядку, подгрузку исходного).

Раствор, используемый для вымывания ионов металла из сорбента, называется элюентом, а процесс – элюацией или десорбцией. Раствор, используемый для перевода сорбента в рабочую форму, – регенератом, а сам процесс – регенерацией. Раствор после сорбционной обработки называется рафинатом.

Наиболее простым аппаратом для сорбции является колонна со сплошным слоем сорбента. Применяют одну или несколько сорбционных колонн. В случае применения нескольких колонн осуществляют противоток движения растворов и сорбента. Раствор обычно подают в нижнюю часть колонны, наполненной сорбентом. Далее раствор самотеком перетекает в следующую колонну и далее уже обезметалленный выводится из последней колонны. Сорбент по мере насыщения выводят на операцию десорбции и регенерации для извлечения металлов, а в процесс загружается свежая порция сорбента. Десорбцию металлов со смолы и регенерацию сорбента также проводят в колоннах аналогичным образом. Схема регенерации и десорбции зависит от типа применяемого сорбента.

Процесс экстракции основан на способности ряда органических веществ, не смешивающихся с водой, селективно образовывать с ионами металлов соединения и на извлечении их в органическую фазу.

Значение основных терминов, используемых при описании процессов экстракции:

- экстрагент – органическое вещество, образующее с извлекаемым металлом соль или комплекс, которые растворимы в органической и практически нерастворимы в водной фазах;

- разбавитель – органическая жидкость, служащая для растворения экстрагента;

- экстракт, рафинат – продукты экстракции, соответственно органическая (богатая по металлу) и водная (обезметалленная) фазы;

- реэкстракт – обогащенная водная фаза, получаемая после реэкстракции насыщенной металлоорганической фазы;

- синергизм – отклонения в показателях экстракции, обусловленные совместным использованием двух и более экстрагентов.

Требования, предъявляемые к экстрагентам:

- высокий коэффициент распределения и избирательность;

- заметное различие в плотности, высокие межфазные натяжения;

- быстрота и высокая степень разделения, малая взаимная растворимость в водной фазе;

- химическая устойчивость к кислотам, щелочам, окислителям;

- возможность и простота количественной регенерации;

- незначительная летучесть, вязкость, токсичность, высокая температура вспышки;

- доступность синтеза и невысокая стоимость.

Известно большое разнообразие конструкций экстракционных аппаратов.

Все экстракторы условно разделяют на аппараты:

- с поверхностным контактом, формирующимся в процессе встречного движения потоков водной и органической фазы (колонны); диспергирование фаз достигается из-за разности плотностей водной и органической фаз;

- с перемешиванием за счет подвода внешней энергии (пульсаторы, вибраторы, роторно-дисковые, турбинные, центробежные экстракторы).

После экстракции производят разделение органической и водной фаз методом отстаивания. Органическую фазу, насыщенную по металлу, очищают от примесей и направляют на реэкстракцию.

Экстракцию применяют для очистки растворов или для их концентрирования в схемах получения более 15 элементов, в т.ч. урана, ванадия, вольфрама, меди, никеля, кобальта, редких элементов, платиноидов и др.

Недостатком экстракции является пожароопасность и токсичность реагентов, потери экстрагентов с водной фазой, образование стойкой эмульсии органической и водной фаз («бороды»), переработка которой является затруднительной.

5.3 Краткое описание лабораторных работ Учебным планом данный вид занятий не предусмотрен.

5.4 Краткое описание практических занятий Цель практических занятий – способствовать более глубокому пониманию и усвоению теоретических положений курса, а также приобретению бакалаврами навыков расчета основного технологического оборудования, используемого в гидрометаллургических процессах производства цветных металлов.

Бакалавр должен быть ознакомлен с содержанием практических работ на весь семестр, перечнем необходимой литературы для подготовки к занятиям, структурой и планом проведения занятий. На каждую практическую работу группе студентов выдается общее задание. Непосредственно на аудиторном практическом занятии должна быть озвучена тема занятия, цель выполнения работы, перечень теоретических вопросов и тем, которые должны быть закреплены на данном практическом занятии и знания, которыми бакалавр должен овладеть в процессе аудиторного занятия. Студент должен принять участие в дискуссии или семинаре путем выступлений, ответов на вопросы и участия в обсуждении либо выполнить индивидуальное задание или принять участие в выполнении коллективного задания и ответить на контрольные вопросы.

В результате участия в выполнении заданий практических занятий у студента вырабатываются компетенции: уметь использовать фундаментальные общеинженерные знания; уметь сочетать теорию и практику для решения инженерных задач; уметь обосновывать выбор оборудования для осуществления технологических процессов.

В практических занятиях №№ 1, 5, 6, 7 и 12 используются интерактивные (19,6%, т.е. 10 часов) образовательные технологии.

Практические занятия предполагают:

разбор конкретных ситуаций (по результатам решения задач);

групповая дискуссия - обсуждение проблематики темы в составе группы.

5.4.1 Перечень практических занятий (наименования, темы) Практическое занятие № 1. Способы добычи руд цветных металлов: подземный, горный (разд. 1, интерактивная форма в виде групповой дискуссии).

Практическое занятие № 2. Расчет качественно-количественной схемы переработки руды (разд. 1).

Практическое занятие № 3. Составление баланса по металлу (разд. 1).

Практическое занятие № 4. Расчет извлечения металла (разд. 1).

Практическое занятие № 5. Характеристика перерабатываемых руд: твердость, насыпная и удельная масса, угол естественного откоса, влажность. Их значение при расчете технологии переработки (разд. 1, интерактивная форма в виде групповой дискуссии).

Практическое занятие № 6. Особенности рудоподготовки для гидрометаллургической технологии (разд. 1, интерактивная форма в виде групповой дискуссии).

Практическое занятие № 7. Пульпоподготовка. Выбор схемы измельчения и классификации (разд. 1, интерактивная форма в виде разбора конкретных ситуаций).

Практическое занятие № 8. Расчет и выбор мельниц, классификаторов и гидроциклонов (разд. 1).

Практическое занятие № 9. Технология гидрометаллургической переработки цинкового флотоконцентрата. Основные технологические показатели (разд. 2).

Практическое занятие № 10. Извлечение цинка в раствор (разд. 2).

Практическое занятие № 11. Расчет объема и количества чанов для выщелачивания цинкового концентрата. Фильтрация пульпы, расчет площади фильтрации и количества фильтров (разд. 2).

Практическое занятие № 12. Выщелачивание золотосодержащих продуктов.

Основные технологические показатели (разд. 2, интерактивная форма в виде групповой дискуссии).

Практическое занятие № 13. Расчет количества агитаторов (разд. 2).

Практическое занятие № 14. Ионнообменная технология. Расчет потока сорбента, концентрации в пульпе, единовременной загрузки. Контроль процесса (разд. 3).

Практическое занятие № 15. Выбор объема и числа пачуков (разд. 2).

Практическое занятие № 16. Технология регенерации сорбента (разд. 3).

Практическое занятие № 17. Кучное выщелачивание. Основы технологии.

Расчет объема штабеля. Выделение металла из продуктов раствора (разд. 3).

5.4.2 Методические указания по выполнению заданий на практических занятиях Тема: Способы добычи руд цветных металлов: подземный, горный.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: познакомиться со способами добычи руд цветных металлов, научиться выбирать рациональный способ добычи рудного сырья.

Ход занятия. Занятие проходит в форме дискуссии (в интерактивной форме).

Дискуссия как один из эффективных способов активизации группы для решения многих задач позволит бакалаврам получить навыки выбора рационального способа добычи руд на месторождении. При коллективном обсуждении в группе достигается способность изучать и анализировать необходимую информацию, технические данные, показатели и результаты работы, систематизировать их и обобщать.

Перед занятием студентам дается задание изучить теоретические вопросы, касающиеся способов добычи минерального сырья из недр. В ходе проработки теоретических основ предложенной темы занятия студенты готовят вопросы для обсуждения на практическом занятии. В свою очередь преподавателем на практическом занятии предлагается обсудить следующие проблемные вопросы по рассматриваемой теме:

1. Организация работ при подземном способе добычи руды.

2. Организация работ при открытом способе добычи руды.

3. Преимущества и недостатки каждого способа добычи руды.

4. Комбинация открытого и подземного способов добычи руды.

5. Обоснование выбора способа добычи руды.

Тема: Расчет качественно-количественной схемы переработки руды.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: овладеть навыками расчета качественно-количественных технологических схем гидрометаллургического производства цветных металлов.

Ход занятия. После разработки технологической схемы переработки руды составляется качественно-количественная схема (ККС), на которой все операции и продукты операций имеют количественные показатели: масса продуктов; содержание и количество металла и т. п. Но главное, что дает ККС – это возможность выбора необходимого количества оборудования (агрегатов) на каждой технологической операции.

При расчете ККС применяют определенные символы и обозначения [2]:

– обозначается технологическая операция; ее номер выносится на поля ККС и обозначается римской цифрой (I; II; III; IY и т. д.);

n – номер продукта (1; 2; 3; 4; …);

Q1 – масса исходной руды, концентрата, т/сут. или т/ч;

Qn – производительность n-ной операции или продукта операции, т/сут. или т/ч;

W – количество воды, связанной с Qn, т/сут. или т/ч;

Rn – массовое отношение жидкого к твердому (Ж:Т) в n-ном продукте или операции;

Ln – содержание ценного компонента в твердой фазе n-ного продукта или операции, % или г/т;

Ln – то же, но в жидкой части продукта или операции (если имеет место растворение ценного компонента в каком-либо растворителе), мг/л или г/м3;

P1 – количество ценного компонента в исходной руде, концентрате, г (благородные металлы), т (цветные металлы);

Pn – количество ценного компонента в n-ном продукте, г (благородные металлы), т (цветные металлы), Pn – то же, но в растворе, г (благородные металлы), т (цветные металлы), En – извлечение ценного компонента в продукт от его количества в исходной руде, концентрате, %, – выход n-ного продукта от исходной массы руды, концентрата ( Q1 ) или от поступающего на операцию, %, En – степень концентрации ценного компонента в n-ном продукте, C1, 2,3 – циркуляционная нагрузка на мельнице (1, 2, 3 – стадии измельчения), Y1, 2,3, 4 – масса добавляемой воды в операцию, т.

В основе расчета и проверки его правильности положен принцип баланса поступивших на операцию Qn, Wn, Pn и суммы тех же значений Q, W, P, выходящих с продуктами операции (за исключением операций обжига, плавки).

Для сокращения записи значений на ККС допускается количество твердого и растворов записывать в виде дроби, где в числителе – масса твердого продукта, т;

в знаменателе – масса влаги, т.

Пример качественно-количественной схемы (без расчета ценного компонента) представлен на рис. 6.

Рис. 6. Пример качественно-количественной схемы (без расчета ценного компонента) Качественно-количественная схема позволяет не только выбирать основное технологическое оборудование. На основании качественно-количественной схемы рассчитывают трубопроводы, течки, насосное оборудование, объемы зумпфов и бункеров. Также ККС используют для оценки потоков металла по технологическим переделам, для составления карт опробования и подсчета баланса металла на предприятии.

ККС представляет собой краткое описание показателей работы, как отдельных переделов, так и предприятия в целом.

Тема: Составление баланса по металлу.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: научиться составлять технологический баланс производства цветных металлов.

Ход занятия. В ходе занятия студентам предлагается решить производственные задачи на тему составления технологического баланса металла в гидрометаллургических схемах переработки минерального сырья.

В ходе занятия студенты учатся применять полученные на лекциях и при самостоятельном изучении теоретические знания для решения производственных задач. Также у студентов формируются навыки анализа работы отдельных единиц оборудования и отделений предприятия, которые позволят будущим специалистам управлять технологическими процессами на производстве.

Пример задачи: Золотоизвлекательная фабрика работает по технологии сорбционного цианирования всего объема руды. В качестве сорбента используют активированный уголь. Производительность фабрики – 350 т/ч. Содержание золота в исходной руде 2,1 г/т. Выщелачивание проводится при отношении Ж:Т в пульпе на уровне 1,5:1. В результате работы предприятия получается пульпа хвостов выщелачивания с содержанием золота в твердой фазе 0,31 г/т и в жидкой фазе 0,12 мг/л и золотосодержащий сорбент с емкостью 1,5 мг/г. Учитывая, что уровень извлечения золота с активированного угля на стадии десорбции составляет 95% рассчитать уровень извлечения золота на активированный уголь, производительность предприятия по насыщенному сорбенту, а также количество золота, извлекаемого в товарную продукцию за 1 час работы предприятия. Потерями металла на стадии десорбции и плавки пренебречь.

По результатам расчетов сделать вывод о эффективности работы предприятия. Предложить пути снижения технологических потерь золота.

Решение:

Рассчитывают часовой поток по золоту с исходной рудой 350 2,1 735 г/ч.

Рассчитывают часовой поток по раствору на стадии цианирования 350 1,5 525 м 3 ч.

Рассчитывают потери золота с хвостами цианирования:

- с кеком: 350 0,31 108,5 г/ч;

- с раствором: 525 0,12 63 г/ч.

Определяют емкость обезметалленного сорбента, поступающего в процесс выщелачивания, 1500 (1 0,95) 75 г/т.

Приняв поток сорбента на стадии выщелачивания за х составляем уравнение баланса золота на стадии выщелачивания 735 75 х 108,5 63 1500 х. Отсюда х равен 0,395 т/ч.

Определяют поток металла с сорбентом:

- поступает в процесс: 0,395 75 29,66 г/ч;

- выходит из процесса: 0,395 1500 593,16 г/ч.

Приняв поток золота с исходной рудой за 100% рассчитывают долю металла в остальных продуктах процесса. Результаты расчета заносят в таблицу.

Баланс металла по процессу сорбционного цианирования Хвосты Тема: Расчет извлечения металла.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: научиться рассчитывать уровень извлечения металла в гидрометаллургических схемах.

Ход занятия. В ходе занятия студентам предлагается решить производственные задачи на тему расчета извлечения металла в гидрометаллургических схемах переработки минерального сырья.

В ходе занятия студенты учатся применять полученные на лекциях и при самостоятельном изучении теоретические знания для решения производственных задач.

Пример задачи: Руда с содержанием золота 4,6 г/т подвергается измельчению до крупности 80% -0,071 мм. Измельченная руда в виде пульпы с содержанием 45% твердого поступает на стадию агитационного цианирования. В результате выщелачивания получен металлсодержащий раствор с концентрацией золота 3, мг/л и отвальные хвосты. Рассчитайте уровень извлечения золота в раствор и содержание металла в хвостах выщелачивания.

Решение:

Зная содержание золота в исходной руде, концентрацию металла в растворе и содержание твердого в пульпе рассчитывают количество извлеченного в раствор золота в пересчете на тонну руды Определяем содержание золота в кеке цианирования 4,6-4,28=0,32 г/т.

Определяем уровень извлечения золота в раствор Тогда в кеках цианирования остается 100-93=7 % золота.

Тема: Характеристика перерабатываемых руд: твердость, насыпная и удельная масса, угол естественного откоса, влажность. Их значение при расчете технологии переработки.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: познакомиться с понятиями твердости, насыпной и удельной массы, угла естественного откоса и влажности руд. Узнать назначение данных показателей руды, научиться применять указанные показатели при расчетах технологии переработки руды цветных металлов.

Ход занятия. Занятие проходит в форме дискуссии (в интерактивной форме).

Дискуссия как один из эффективных способов активизации группы для решения многих задач позволит бакалаврам получить навыки применения основных физических характеристик руды для расчета технологических процессов производства цветных металлов. При коллективном обсуждении в группе достигается способность изучать и анализировать необходимую информацию, технические данные, показатели и результаты работы, систематизировать их и обобщать.

Перед занятием студентам дается задание изучить теоретические вопросы, касающиеся физических характеристик руды. В ходе проработки теоретических основ предложенной темы занятия студенты готовят вопросы для обсуждения на практическом занятии. В свою очередь преподавателем на практическом занятии предлагается обсудить следующие проблемные вопросы по рассматриваемой теме:

1. Использование показателя твердости руды в расчетах технологических процессов переработки минерального сырья.

2. Использование показателя насыпной массы руды в расчетах технологических процессов переработки минерального сырья.

3. Использование показателя удельной массы руды в расчетах технологических процессов переработки минерального сырья.

4. Использование показателя угла естественного откоса руды в расчетах технологических процессов переработки минерального сырья.

5. Использование показателя влажности руды в расчетах технологических процессов переработки минерального сырья.

Тема: Особенности рудоподготовки для гидрометаллургической технологии.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: познакомиться с особенностями рудоподготовки материала для гидрометаллургических процессов.

Ход занятия. Занятие проходит в форме дискуссии (в интерактивной форме).

Дискуссия как один из эффективных способов активизации группы для решения многих задач позволит бакалаврам изучить основные особенности рудоподготовки материала перед гидрометаллургическими процессами. При коллективном обсуждении в группе достигается способность изучать и анализировать необходимую информацию, технические данные, показатели и результаты работы, систематизировать их и обобщать.

Перед занятием студентам дается задание изучить теоретические вопросы, касающиеся рудоподготовки материала перед гидрометаллургическими процессами. В ходе проработки теоретических основ предложенной темы занятия студенты готовят вопросы для обсуждения на практическом занятии. В свою очередь преподавателем на практическом занятии предлагается обсудить следующие проблемные вопросы по рассматриваемой теме:

1. Особенности рудоподготовки сырья для подземного выщелачивания.

2. Особенности рудоподготовки сырья для кучного выщелачивания.

3. Особенности рудоподготовки сырья для агитационного выщелачивания.

4. Особенности рудоподготовки сырья для сорбционного выщелачивания.

5. Особенности рудоподготовки сырья для автоклавного выщелачивания.

6. Особенности рудоподготовки сырья для бактериального выщелачивания Тема: Пульпоподготовка. Выбор схемы измельчения и классификации.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: научиться осуществлять выбор рациональной схемы измельчения и классификации руд в зависимости от их вещественного состава.

Ход занятия. В ходе занятия студенты знакомятся с основными вариантами организации циклов измельчения и классификации руды, а также учатся выбирать рациональный вариант измельчения сырья перед гидрометаллургическими процессами в зависимости от его вещественного состава. Занятие проводится в интерактивной форме (в виде разбора конкретных производственных ситуаций).

В ходе занятия студенты учатся применять полученные на лекциях и при самостоятельном изучении теоретические знания для решения производственных задач. Также у студентов формируются навыки анализа работы отдельных единиц оборудования и отделений предприятия, которые позволят будущим специалистам управлять технологическими процессами на производстве.

Студентам предлагаются несколько основных стандартных схем организации узла измельчения и классификации руды:

- измельчение руды с последующей классификацией материала и возвратом песков классификации в мельницу;

- классификация руды с последующим измельчением песков и возвратом измельченного материала на классификацию;

- измельчение с предварительной и контрольной классификацией;

- измельчение с двухстадиальной классификацией измельченного материала и возвратом песков в мельницу;

- двухстадиальная схема измельчения материала с использованием на каждой стадии шаровых мельниц, работающих в замкнутом цикле с классификацией;

- двухстадиальная схема измельчения материала с использованием на первой стадии мельницы само- или полусамоизмельчения, а на второй стадии – шаровой мельницы, работающей в замкнутом цикле с классификацией.

Далее студентам даются варианты вещественного состава руды, поступающей на измельчение, требования к измельченному материалу. Например:

1. Исходное питание – глинистая руда крупностью 400 мм, содержащая 30% фракции -0,071 мм. Измельченный материал – 80% -0,071 мм;

2. Исходное питание – кварцевая мологлинистая руда крупностью менее мм. Измельченный материал – 95% -0,071 мм;

3. Исходное питание – концентрат крупностью 60% -0,071 мм. Измельченный материал – 95% -0,071 и т.д.

Для каждого из предложенных типов сырья студентам предлагается выбрать и обосновать рациональную схему измельчения и классификации. Помимо измельчительного оборудования студентам допускается предлагать использование операций дробления материала, перед подачей его в отделение измельчения Тема: Расчет и выбор мельниц, классификаторов и гидроциклонов.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: научиться рассчитывать и выбирать измельчительное и классифицирующее оборудование для рудоподготовки сырья к гидрометаллургическим процессам извлечения цветных металлов.

Ход занятия. Студентам предлагается решить производственные задачи по расчету и выбору измельчительного и классифицирующего оборудования.

Производительность цеха по сухой руде равна 1200 т/сут.; циркуляционная нагрузка мельницы – 300 %; руда средней твердости, кварцевая. Коэффициент рабочего времени оборудования (К м. вр.) – 0,916.

Расчет мельницы Тип выбираемой мельницы – с решеткой. В отличие от дробильного участка мельницы работают круглосуточно.

При расчете мельниц определяют необходимый рабочий объем их барабанов и далее по каталогу выбирают необходимое количество агрегатов.

На первом этапе расчета определяют часовую производительность отделения измельчения по руде:

В основу расчета шаровых мельниц [5] положено определение фактической удельной производительности: qф [т/(м3 ч)], т. е. какую массу руды можно переработать в 1 м3 объема мельниц за 1 час. qф определяется по формуле где qэт. – удельная производительность известной (эталонной) мельницы, равная 1,0 т/(м3 ч); K и – поправочный коэффициент, учитывающий измельчаемость (твердость) руды, перерабатываемой эталонной мельницей, и руды, подлежащей переработке; K т – поправочный коэффициент, учитывающий разницу в типах мельниц (с решеткой и без решетки), может быть равен в пределах 0,85–1,15;

K д – коэффициент, учитывающий разность в диметрах проектируемой и эталонной мельниц, равен где Д и Д1 – диаметр проектируемой и эталонной мельниц соответственно, м; K к – поправочный коэффициент, учитывающий различия в исходной крупности руды и крупности конечного продукта – для перерабатываемой руды и для руды эталонной мельницы, равен где m1 и m2 – относительная производительность мельницы по расчетному классу для руды, перерабатываемой на эталонной мельнице, и руды, подлежащей переработке.

Значения m1 и m2 для расчета поправочного коэффициента K к определяют по данным таблиц.

Приближенные значения содержания расчетного класса -0,074 мм Крупность исходного материала, Содержание класса -0,074 мм в исходном продукте, % Крупность конечного продукта, Содержание класса -0,074 мм в конечном продукте, % Значения относительной производительности мельниц по вновь образуемому классу -0,074 мм в зависимости от крупности исходного материала и конечного Крупность Содержание класса -0,074 мм в конечном продукте, % материала, * Значение относительной производительности для эталонной мельницы Для расчета принимаем следующие условия:

- эталонная мельница с разгрузкой через решетку имеет размеры Дб = 2,1 м, L = 3,0 м;

- удельная производительность эталонной мельницы qэт. = 1,0 т/(м3 ч);

- руды, на которых работают эталонная и проектируемая мельницы, одинаковы по твердости и по измельчаемости: K и = 1,0;

- к установке принимаем одинаковые по типу мельницы, т. е. проектируемая и эталонная мельницы обе конструктивно имеют решетки: K т = 1,0;

- значение K к, учитывающее разность в крупностях руды и готового продукта проектируемой и эталонной мельниц, находим из табл. 13.

Тогда: qэт. = 1,0 т/(м3 ч); K и = 1,0; K т = 1,0; K к = 1,13; или При выборе мельниц и расчета K д принимаем для сравнения и выбора оптимального варианта несколько типоразмеров мельниц.

Тогда, для обеспечения производительности измельчительного отделения, равной 51 т/ч, потребуются следующие объемы мельниц:

Выбор мельниц производится на основании экономического сравнения трех предложенных вариантов.

Экономическое сравнение выбранных вариантов мельниц Наиболее экономичным является вариант с установкой двух мельниц МШР 3200 3100.

Расчет операции «Классификация»

На первых стадиях измельчения для классификации пульп устанавливают спиральные классификаторы. Каждая мельница имеет 1 классификатор, т. е. число устанавливаемых в данном случае классификаторов – два. Устанавливаем классификатор с непогруженной спиралью.

Расчет классификатора сводится к определению диаметра его спирали (Д) при известной производительности по сливу – Qc, т/ч. Часовая производительность классификатора по сливу равна Диаметр спирали определяется по эмпирической формуле:

где m – число спиралей в классификаторе, равное 1; k – поправочный коэффициент на крупность слива; k – поправочный коэффициент на удельную массу руды; k – поправочный коэффициент на угол наклона днища классификатора;

k c – поправочный коэффициент на заданную плотность слива.

Значения коэффициента k, учитывающего крупность слива классификатора Параметры Содержание в сливе классов, Базисное (условное) разжижение слива:

Крупность слива классификатора принимаем равной 41 % класса менее 0, мм. Из данных табл. 16 следует, что для указанной крупности слива коэффициент k составит 1,96.

Поправочный коэффициент на удельную массу руды k рассчитывается по формуле k, где – удельная масса руды т/м3.

В данном случае принимаем удельную массу руды равной 2,7 т/м3, т. е. коэффициент k 1.

Значения поправочного коэффициента k на угол наклона днища классификатора В связи с тем, что стандартным для спиральных классификаторов является угол наклона днища 18о, принимаем коэффициент k 1,0.

Поправочный коэффициент на заданную плотность слива k c зависит от отR ношения т, где Rт – требуемое (заданное) по условиям последующего техноR2, логического процесса отношение Ж : Т в сливе классификатора; R2,7 – базисное отношение Ж : Т.

Значения поправочного коэффициента k c, учитывающего разжижение слива Удельная масса руды В технологических схемах после цикла измельчения зачастую используют операции обезвоживания для кондиционирования пульп перед последующими технологическими операциями. В данном случае к сливу классификации не предъявляют жестких требований по величине разжижения. Поэтому для выбора классификатора можно заложить высокий уровень разжижения ( т =2,0) для минимизации размеров оборудования, тогда коэффициент k c будет равен 1,67.

Таким образом, диаметр спирали классификатора равен Значения Д1,765 и Д3 для стандартных классификаторов Выбираем классификатор марки 1 КСН-2,0. Далее выбранный с учетом диаметра спирали классификатор проверяется на производительность по пескам – Проверка выбранного классификатора по пескам: Qп 5,45 m D3 k k n, где n – частота вращения спирали классификатора, об./мин, равная 2,5.

Производительность выбранного классификатора по пескам даже превышает значение, рассчитанное в ККС (1800 т/сут.).

Таким образом, каждая из двух выбранных шаровых мельниц работает в замкнутом цикле с одним классификатором типа 1 КСН-2,0.

Тема: Технология гидрометаллургической переработки цинкового флотоконцентрата. Основные технологические показатели.

Продолжительность (акад. час): Цель занятия: познакомиться с основными технологическими показателями процесса гидрометаллургической переработки цинкового флотоконцентрата.