Министерство образования и науки Российской Федерации

Федеральное агентство по образованию
Ачинский филиал № 1

Федерального Государственного образовательного учреждения

высшего профессионального

образования

«Сибирский Федеральный Университет».
     Специальность: металлургия цветных металлов

Группа: МЦ-06

Дисциплина: Металлургия благородных металлов
КУРСОВАЯ РАБОТА

ФИЛЬТРАЦИЯ ПУЛЬП НА РАМНЫХ ВАКУУМ ФИЛЬТРАХ
Преподаватель          ____________          ______________Перфильева Н.С.

                                   (подпись, дата)                                          (инициалы, фамилия)
Разработал студент    ____________          ________________                                 

                                            (подпись, дата)                                  (инициалы, фамилия)
Ачинск, 2009г.
Содержание
        Задание по курсовой работе....................................................................................3

Введение...................................................................................................................4

1. Характеристика золотосодержащих руд...........................................................5

1.1. Месторождения золота.....................................................................................5

1.2. Промышленные типы руд золота....................................................................7

2. Технология переработки простых кварцевых руд............................................10

3. Фильтрация пульп на рамных вакуум фильтрах...............................................13

3.1. Термодинамика, кинетика, физико-химические основы...............................14

3.2. Аппаратурное оформление процесса...............................................................15

4. Очистка сточных вод золотоизвлекательных фабрик.......................................17

5. Металлургические расчеты……..........................................................................21

6. Список используемой литературы……………………………………………...23
ФГОУ ВПО «Сибирский федеральный университет»

Ачинский филиал

Кафедра Металлургии цветных металлов

ЗАДАНИЕ

по курсовой работе

              Студенту           

Дисциплина: Металлургия благородных металлов
Тема работы: Разделение пульп после цианирования золотосодержащих руд методом фильтрования на рамных вакуум-фильтрах.
Исходные данные: Определить степень отмывки и извлечение растворенного золота и цианистого натрия при фильтрации с промывкой кварцево-глинистой пульпы на рамных вакуум-фильтрах. Отношение ж:т = 1,5. Влажность кеков – 35%. Расход промывного раствора – 1,2 м³ на 1т твердого в осадке. Жидкая фаза пульпы содержит 5мг/л золота и 0,05% NaCN. Промывной раствор содержит 0,1 г/л золота и 0,02% NaCN.

          Выбрать тип и рассчитать необходимое количество рамных вакуум-фильтров для переработки 1000т руды в сутки.
      Дата выдачи                                                                                                    8февраля 2009г
Руководитель работы                                                                  доцент, к.т.н. Перфильева Н.С.
Зав. Кафедрой                                                                              доцент, к.т.н. Дашкевич Р.Я.
Введение
Семейство благородных металлов, как известно, включает 8 элемен­тов: 2 (Аи и Ag) из первой группы Периодической системы и 6 (Pt, Pd, Rh, Ir, Ru, Os) — из восьмой. Платиновые металлы иногда делят на три­ады по плотности: легкие — Pd, Rh, Ru (-12 г/см³) и тяжелые — Pt, Ir, Os (-22 г/см³). 5 металлов, сопутствующих платине в природе, называ­ют платиноидами, а 4 из них (Rh, Ir, Ru, Os) — редкими платиноидами.

Основой для выделения благородных металлов в особые группы яв­ляется общность некоторых важных свойств — высокая химическая стойкость (у всех), пластичность (у золота, серебра и палладия) и туго­плавкость (у всех МПГ).

Несмотря на крайне низкое содержание благородных металлов в природных объектах, во всем мире вкладываются огромные средства в разведку новых месторождений, горные работы различного вида, метал­лургию и технологию получения изделий. Эти затраты окупаются не только высокой ценой благородных металлов, но и их приоритетным ис­пользованием в ряде отраслей техники, имеющих, в частности, обо­ронное значение.

В этой неразрывной цепи разведка—добыча—металлургия—техноло­гия, металлургическое «звено» занимает особое место с точки зрения резкого усложнения условий работы обогатительных фабрик и заводов по извлечению благородных металлов. Эти сложности вызваны, во-первых, изменениями, произошедшими у «соседей» по цепи. От горных предприятий на металлургическую переработку поступают все более бедные по благородным металлам руды все более сложного веществен­ного и химического состава, а технологи, в свою очередь, предъявляют все более высокие требования к качеству металлургической продукции. Дополнительные сложности вызваны «собственными» проблемами: не­обходимостью комплексной переработки сырья, жесткими экологиче­скими ограничениями и др. Эти объективные сложности явились сти­мулом для появления ряда «революционных» процессов: кучного, авто­клавного и бактериального выщелачивания, сорбции на активных углях и синтетических сорбентах, различных модификаций цианирования, жидкостной экстракции, цементации и др.

Несомненно, существенную роль в появлении новых процессов сы­грало и десятикратное увеличение цены на золото после появления в кон­це 70-х гг. XX в. свободных финансовых рынков. [1]

Целью курсовой работы является подробное описание процесса фильтрации на рамных вакуум фильтрах.
1. Характеристика золотосодержащих руд

1.1. Месторождения золота
Примерное содержание золота в земной коре 5·10^-7 % (~5 мг/т), т. е. по существующей классификации это редкий элемент.

Считается, что золотые месторождения имеют гидротермальное происхождение при интрузии (извержении) кислых (т. е. богатых SiO₂) магм. Основные породы, характерные для месторождений платины, содержат незначительные количества золота.

Первичные (рудные, коренные) месторождения золота образовались в основном при кристаллизации металлов из горячих «рассолов», т. е. перенасыщенных растворов. В процессе породообразования первой застывает силикатная часть магмы, образуя, например, гранитные массивы. Более легкоплавкая сульфидная часть магмы остывает в трещинах гранитного массива и может содержать ряд металлов, в том числе золото (так называемые контактовые месторождения). Последней остывает остаточная часть магмы - горячий гидротермальный раствор. Из этого раствора в трещинах (термах) уже застывшей части магмы кристаллизовались различные минералы и металлы, в том числе и золото. 

Основные месторождения золота имеют мезотермальное происхождение, однако в последнее время стали интересоваться и эпитермальными, в которых золото чаще всего соседствует с серебром. В этих месторождениях серебра в десятки, а иногда и в сотни раз больше, чем золота.

Существуют и магматические месторождения золота. В магматических месторождениях, так же как и в контактовых, золото связано с сульфидами, но кристаллизация происходит в условиях высоких температур и металлы остаются в магме. Контактовые и магматические месторождения золота промышленного значения не имеют.

Золото всегда связано либо с кварцем (кварцевые жилы), либо с сульфидами; в обоих случаях оно находится в самородном виде. Имеется различие в условиях выделения золота в термальных кварцевых и сульфидных жилах.

В кварцевых жилах процесс выделения и роста частиц золота протекал спокойно и более длительное время. Поэтому в данном случае кристаллизовались частицы золота сравнительно крупного размера, и переработка такого материала обычно не вызывает затруднений.

В сульфидных жилах кристаллизация происходила быстро и частицы золота из-за близости характера и размеров кристаллических решеток золота и пирита остались в пирите в виде псевдотвердого раствора. Условия для роста таких частиц неблагоприятные, и поэтому часть золота остается в тонкодисперсном состоянии (субмикроскопическое, «невидимое» золото).

Коренные месторождения представлены жилами, системами жил, залежами и зонами прожилково-вкрапленных руд протяженностью от десятков до тысяч метров.

        Минеральный состав золотых коренных руд сложен. Основной минерал - кварц, содержание которого колеблется от 10 до 95÷98 %, Кроме него присутствуют сульфиды железа (пирит, марказит), меди (халькопирит), мышьяка (арсенопирит), свинца, цинка, висмута, серебра. Несульфидные минералы представлены оксидами, карбонатами, баритом, турмалином, каолинитом, гематитом, магнетитом, углистыми сланцами, графитом.

       В кварц-золоторудных месторождениях рудные тела сложены агрегатами кварца с небольшим (1÷5 %) количеством сульфидов (пирит, арсенопирит). Золото, обычно свободное, характеризуется неравномерным распределением с образованием обогащенных участков. 

В кварц – сульфидно – золоторудных месторождениях сульфиды составляют 15÷30 %. Кроме пирита, арсенопирита, сульфидов свинца, меди, цинка, распространены сульфосоли серебра, сурьмы, минералы висмута, теллуриды. Золото находится как в свободном, так и в дисперсном, распыленном в сульфидах состоянии.

Промышленное значение кварц – сульфидно – золоторудных месторождений велико. Они являются также основным источником россыпных месторождений золота.

Сульфидные руды обычно представлены залежами, прожилками, вкрапленниками. Золото тонкодисперсное, содержание его редко превышает 1÷2 г/т. Из этих руд золото извлекается попутно с медными, свинцовыми, цинковыми и пиритными концентратами.

Россыпные месторождения золота - рыхлые золотоносные отложения обломочного материала, образовавшегося в результате разрушения коренных месторождений, которое происходит под действием физических и химических процессов выветривания.

Химическое выветривание (в основном окисление и карбонизация) приводит к изменению состава россыпи; оно наиболее сильно проявляется в условиях влажного теплого климата и обильной растительности.

Среди золотосодержащих россыпей наибольшую промышленную ценность имеют аллювиальные (русловые, долинные и террасовые) и древние россыпи, которые нередко погребены под молодыми осадочными породами и находятся на глубине до 100÷150 м. Золотые россыпи имеют длину от 1÷3 до 25÷100 км, ширину от 1 до 200÷1000 м, мощность 1 ÷ 3 м. Такие россыпи находятся в Канаде (Юкон и Клондайк), США (Аляска, Калифорния), Австралии, на Филиппинах.

При разработке россыпных месторождений всю россыпь обычно делят на два основных слоя: пески - промышленная часть россыпи и торфа - пустая порода, которая при разработке сразу удаляется в отвал.

Перспективными сырьевыми источниками золота могут оказаться глинистые россыпи с тонкодисперсным (коллоидным) золотом, речные и минеральные воды, илы речной дельты и морей. Не менее перспективны сульфидные руды океанической коры, содержащие 230÷480 г/т Ag и 0,2 г/т Аu.
1.2. Промышленные типы руд золота
Для составления оптимальной технологической схемы извлечения благородных металлов важно выявление ряда признаков, характеризующих вещественный состав руд. Такими признаками являются:

- наличие в рудах наряду с золотом и серебром других полезных компонентов, имеющих промышленное содержание;

- доля в рудах окисленных минералов по сравнению с сульфидными, т. е. степень окисления руд;

- наличие в рудах компонентов, осложняющих технологию;

- характер золота и серебра в рудах, в первую очередь минеральные формы металлов, крупность частиц и связь с другими минералами.

Наличие в рудах кроме золота или серебра других ценных компонентов является одним из решающих факторов при выборе технологии обработки, Этому способствует, с одной стороны, увеличение числа полезных компонентов с ростом глубины добычи руд, с другой--требование комплексного использования обрабатываемого сырья.

При переработке комплексных руд, содержащих в качестве основного металла золото, в ряде случаев получают товарные концентраты:

- пиритный, из которого в дальнейшем можно извлечь серу для производства кислоты и железа;

-  сурьмяный;

- пирротиновый, который цианируют на месте;

- медный, который направляют на плавильные заводы;

- урановый и др.

По степени окисления руды подразделяют на первичные (сульфидные), частично окисленные (смешанные) и окисленные.

Наибольшее промышленное значение имеют первичные руды; содержание сульфидов в них колеблется от десятых долей до 80÷90%

Характерная особенность окисленных руд - наличие в них оксидов железа. Ряд руд содержит окисленные минералы других металлов, а также шламистые (глинистые) компоненты. Сульфиды в этих рудах практически отсутствуют или их содержание незначительно и не оказывает влияния на технологию.

Частично окисленные руды наряду с сульфидными содержат окисленные минералы железа и других металлов.

Некоторые компоненты руд, не имеющие промышленного значения вследствие низкого содержания или своих свойств, осложняют технологию обработки. Такими компонентами являются минералы меди (кроме халькопирита и хризоколлы) и сурьмы, пирротин, элементный селен или селенаты, углистые вещества и легкошламующиеся минералы. Руды, содержащие указанные компоненты, называются соответственно медистыми, сурьмянистыми, пирротинистыми, селенистыми, углистыми и шламистыми.

Другими сырьевыми объектами, включаемыми в эксплуатацию за последние годы, являются лежалые хвосты обогатительных фабрик, руды мелких месторождений, трудно перерабатываемые (упорные) руды, например мышьяковистые и углистые, рудные отвалы и др.

Рентабельное промышленное использование указанных сырьевых источников стало возможным не только за счет цен на благородные металлы, но и благодаря совершенствованию технологии переработки сырья, внедрению новых способов переработки. Так, для переработки бедных серебро- и золотосодержащих руд решающим оказалось внедрение механизированной сортировки и кучного выщелачивания, для углистых и шламистых руд - использование сорбционной технологии цианирования, для повышения попутного извлечения золота из руд цветных металлов - применение гравитационных аппаратов.

В перспективе источником благородных металлов могут стать золотосодержащие железные руды, донные отложения и железо-марганцевые конкреции морей и океанов, строительные пески, шлаки заводов цветной металлургии.

В табл.1 приведены типы золотых и комплексных золотосодержащих руд.
Типы золотых и комплексных золотосодержащие руды

Тип руды	Наличие осложняющих	Крупность золота	Способ переработки
Золотые руды
Кварцевые, почти не содержащие сульфидов	Медистые Сурьмянистые	Крупное и мелкое	Гравитация, цианирование, плавка флюсовых руд
Кварцевые, малосульфидные (до 3%)	Теллуристые, Углистые	Крупное и мелкое, полидисперсное	Гравитация, цианирование, флотация
Кварцево-окисленные	Медистые Шламистые Глинистые, Ферро-золотые	Крупное и мелкое, полидисперсное То же То же То же	Гравитация, цианирование Гравитация, флотация, цианирование руды по особому режиму Обесшламливание, гравитация, цианирование Гравитация, цианирование
Комплексные руды
Золото-пиритные	Теллуристые Углистые	Крупное, мелкое и тонкодисперсное То же То же	Флотация, переработка концентрата по спец.методу (обжиг, цианирование, плавка) Редко флотация, переработка концентрата по спец.методу (обжиг, цианирование, плавка) Редко флотация сульфидов и углистых веществ, переработка концентрата по спец.методу, редко цианирование хвостов
Золото-мышьяковые	Углистые	То же То же	Флотация, переработка концентрата по спец.методу, редко цианирование хвостов Флотация, цианирование концентрата
Золото-сурьмяные		То же	Коллективно-селективная флотация или селективная флотация с получением пиритного и сурьмяного концентратов с переработкой их спец.иетодами
Золото-медные (Первичные) (Частично окисленные) (Окисленные)	Пирротиновые Мышьяковистые	То же То же То же То же	Флотация, цианирование То же Селективная флотация с получением медного концентрата, кислотное выщелачивание меди из хвостов флотации, цианирование хвостов кислотного выщелачивания  То же
Золото-серебрянные	Марганцовистые	Крупное и мелкое То же	Гравитация, цианирование Флотация, сернистокислое выщелачивание марганца, цианирование хвостов
Золото-урановые		Полидисперсное	Гравитация, цианирование, сернокислотное выщелачивание урана
Золото-полиметаллические		Полидисперсное, тонкодисперсное	Гравитация, флотация, цианирование, иногда цианирование хвостов

Табл. 1                    
2. Технология переработки простых кварцевых руд
Из золотосодержащих руд различных типов кварцевые наиболее просты в технологическом отношении. На современных золотоизвлекательных предприятиях, перерабатывающих такие руды, основным процессом извлечения золота является цианирование перемешиванием. Однако в большинстве случаев кварцевые руды, помимо мелкого золота, содержат также значительные, а иногда и преобладающие количества крупного золота, которое медленно растворяется в цианистых растворах, вследствие чего извлечение золота при цианировании снижается. В этих случаях в технологическую схему фабрики включают операцию извлечения крупного золота методами гравитационного обогащения.

Однако в большинстве случаев кварцевые руды, помимо мелкого золота, содержат также значительные, а иногда и преобладающие количества крупного золота, которое медленно растворяется в цианистых растворах, вследствие чего извлечение золота при цианировании снижается. В этих случаях в технологическую схему фабрики включают операцию извлечения крупного золота методами гравитационного обогащения.

Хвосты гравитационного обогащения, содержащие мелкое золото, подвергают цианированию. Такая комбинированная схема (рис.2.1) наиболее универсальна и, как правило, обеспечивает высокое извлечение  золота

Рис. 2.1.
Механическая подготовка руды включает операции дробления и измельчения.

Задача этих операций — полное или частичное раскрытие зерен золо­тосодержащих минералов, в основном, частиц самородного золота, и приведение руды в состояние, обеспечивающее успешное протекание последующих обогатительных и гидрометаллургических процессов. Операции дробления и особенно тонкого измельчения энергоемки, и расходы на них составляют значительную долю общих затрат на пере­работку руды (от 40 до 60 %). Поэтому нужно иметь в виду, что из­мельчение всегда нужно заканчивать на той стадии, когда благо­родные металлы окажутся достаточно вскрытыми для окончательного их извлечения или для промежуточной их концентрации.

          Поскольку основной прием извлечения золота и серебра для боль­шинства руд — гидрометаллургические операции, то необходимая сте­пень измельчения должна обеспечить возможность контакта растворов с раскрытыми зернами золотых и серебряных минералов. Достаточ­ность вскрытия этих минералов для данной руды обычно определяется предварительными лабораторными технологическими испытаниями по извлечению благородных металлов. Для этого пробы руды подвергают технологической обработке после различной степени измельчения с од­новременным определением извлечения золота и сопутствующего ему серебра. Ясно, что чем тоньше вкрапленность золота, тем глубже дол­жно быть измельчение. Для руд с крупным золотом обычно   бывает достаточно грубого измельчения (90 % класса — 0,4 мм). Но посколь­ку в большинстве руд наряду с крупным золотом присутствует и мел­кое, то чаще всего руды измельчают более тонко (до —0,074 мм). В отдельных случаях руду приходится подвергать еще более тонкому измельчению (до 0,044 мм).

        Экономически целесообразную степень измельчения устанавлива­ют с учетом ряда факторов:

        1) степени извлечения металла из руды;

        2)возрастанию расхода реагентов при более интенсивном измель­чении;

        3)затратам на дополнительное измельчение при доведении руды до заданной крупности;

        4)ухудшению сгущаемости и фильтруемости тонкоизмельченных руд и связанных с этим дополнительных расходов на операции сгуще­ния и фильтрования.

        Схемы дробления и измельчения варьируют в зависимости от ве­щественного состава руд и их физических свойств. Как правило, руду вначале подвергают крупному и, среднему дроблению в щековых и ко­нусных дробилках с поверочным грохочением. Иногда применяют тре­тью стадию мелкого дробления, осуществляемую в короткоконусных дробилках. После двухстадийного дробления обычно получают мате­риал крупностью — 20 мм, после трехстадийного крупность материала иногда снижается до 6 мм.

         Дробленый материал поступает на мокрое измельчение, которое чаще всего осуществляют в шаровых и стержневых мельницах. Руды обычно имельчают в несколько стадий. Наибольшее распространение получило двухстадийное измельчение, причем, для первой стадии пред­почитают использовать стержневые мельницы, которые дают более рав­номерный по крупности продукт с меньшим его переизмельчениещ.

        Отсадка:

         Благородные металлы характеризуются высокой плотно­стью, намного превышающей плотность минералов вмеща­ющей породы. Поэтому для извлечения самородных бла­городных металлов из руд эффективны гравитационные процессы.

        Гравитационное обогащение весьма широко применяют как на отечественных, так и на зарубежных золотоизвлека­тельных фабриках.

         В большинстве золотосодержащих руд содержится определенное количество крупного свободного золота (+0,1) мм, которое плохо извлекается не только флотаци­онным обогащением, но и при гидрометаллургической пе­реработке. Поэтому предварительное выделение его грави­тационным обогащением в начале технологического процесса позволяет снизить потери золота с отвальными хвостами и выделить часть его в виде быстро реализуемого золото­содержащего концентрата. В современной практике извлечения золота из руд ко­ренных месторождений применяют следующие основные аппараты для гравитационного обогащения: отсадочные машины, шлюзы с мягким покрытием, концентрационные столы, барабанные концентраторы, короткоконусные гид­роциклоны.

         Цианирование:

         Сущность этого процесса заключается в выщелачива­нии благородных металлов с помощью разбавленных раст­воров цианистых солей щелочных или щелочноземельных металлов (КCN, NaCN, Са(CN)₂) в присутствии кислоро­да воздуха. Перешедшие в раствор золото и серебро осаж­дают цементацией металлическим цинком или сорбируют ионообменными смолами или активным углем.

         При цианировании золото и серебро окисляются кислоро­дом воздуха до Ме(+1) и переходят в раствор в виде ком­плексных анионов [Ме(СN)₂]^-. В общем виде химизм про­цесса описывается двумя последовательно протекающими реакциями:

2Ме + 4СN^- + O₂ + 2Н₂O = 2[Mе(СN)₂]^- + 2OH^- + Н₂O₂;

2Ме + Н₂O₂ + 4СN^- = 2[Mе(СN)₂]^- + 2OН^-.

         После цианирования полученный раствор подвергается цементации.

 Для выделения золота из цианистых растворов могут быть использованы следующие методы:

1)   осаждение цинком;

2)   осаждение алюминием;

3)   сорбция ионообменными смолами;

4)   сорбция активными углями;

5)   экстракция.

        С начала развития цианистого процесса и до послед­него времени основным и практически единственным мето­дом осаждения благородных металлов из цианистых рас­творов была цементация цинком. [2]

3. Методы разделения после цианирования
Пульпу подвергают разделению на жидкую (Au – содержащий раствор) и твердую фазу (хвосты). Кроме разделения на этой операции необходимо провести отмывку хвостов от растворенного золота и цианида.

      Методы разделения:

1. Декантация:

          - периодическая;

          - непрерывная.

2 .Фильтрация:

          - периодическая;

          - непрерывная.
3.1. Кинетика и физико-химические основы процесса фильтрации
Наибольшее применение находит метод фильтрации, как более высокопроизводительный. Фильтрация – это разделение Т и Ж фаз через фильтрующую перегородку, между которой создается разность давлений.

Кинетическое уравнение фильтрации выглядит следующим образом:



                                                      
                                                                                                   

dV– изменение объема фильтрата;

S – площадь фильтрации;

DP – разность давлений между фильтрующими перегородками;

R_ос – сопротивление осадка   фильтрации;

R_ф.п – сопротивление фильтрующей перегородки фильтрации.
Разберем параметры, влияющие    на процесс фильтрации:

1. Гранулометрический состав осадка;

Присутствие илов R_ос­,    u  ¯, происходит забивка пор фильтрующей перегородки, ­R_ф.п, u ¯.

    Для улучшения гранулометрического состава пульпы вводят коагулянты или флокулянты (повышают влажность кеков). Нормальная влажность кеков 20-40%, при введении флокулянтов она возрастает до 50-60%.

 2. Температура пульпы

Влияет на m.  Чем выше Т, тем ниже m и тем выше  u   . На фабриках  наблюдается сезонное  колебание колебание производительности фильтров.

3. Сопротивление фильтрующей перегородки;                                                        

К фильтрующей перегородкe предъявляются такие требования:

      - она должна оказывать min сопротивление фильтрации;

      - она должна max удерживать твердые твердые частицы;

      - она должна быть механически прочной ,иметь способность       регенерироваться (CaCO₃ растворяется слабым раствором HCl).

    Этим требованиям удовлетворяет лавсан, капрон.

4. Отношение ж:т в пульпе

         Влияет на производительность фильтра, которая описывается по массе твердого. Для повышения производительности фильтров отношение ж : т должно быть min (1¸1,5:1). В случае большего отношения ж : т, для повышения производительности фильтра необходимо удалить часть влаги

     установкой перед фильтром сгустителя.

 5.  Величина вакуума (для вакуумных фильтров) Оказывает двоякое влияние.  Чем глубже вакуум, тем выше скорость фильтрации. Под действием вакуума происходит прессование осадков и для сильно сжимающихся осадков увеличение вакуума приводит к увеличению R_ос и к уменьшению u.

Разделение пульпы не заканчивается образованием влажного осадка на фильтровальной перегородке и собиранием фильтрата в приемный резервуар. Для более пол­ного извлечения растворенного золота после фильтрования цианистых пульп, как правило, проводят промывку кеков.
3.2. Аппаратурное оформление процесса
Для фильтрации применяют:

1. Фильтры периодического и непрерывного действия;

2. Фильтры, работающие под вакуумом, под избыточным давлением:

3. Фильтры, работающие под давлением гидростатического столба жидкости.
Рамные вакуумные фильтры периодического действия

 

Они состоят из отдельных рам. Деревянный каркас, внутри перфорированные трубы, все это обтянуто тканью. Вид рамы вакуум-фильтра показан на рис. 3.1.  Рамы помещаются в камеры (воронки) (рис. 3.2). Рамы подсоединены к вакууму. Раствор через трубки уходит в сборник. На фильтровальной ткани остается кек. По достижении заданной высоты пульпа выпускается, а в воронку заливается промывной раствор.


                          Рис. 3.1.

Поверхность фильтрации: S = 220 ¸ 440м².

Один цикл фильтрации:   åt = 80 ¸ 90мин.

Фильтр обеспечивает высокую степень отмывки даже при переработке глинистых руд.

Недостаток: периодичность действия, более низкая производительность фильтра:



- для глинистых руд   0,2 ¸ 0,4 т/м²·сут.                                                      Рис. 3.2.
Влажность кеков 25 ¸ 35%


         Для фильтрования глинистых труднофильтруемых пульп применяют рамные вакуум-фильтры периодического дей­ствия. Рамный вакуум-фильтр состоит из ряда прямоугольных фильтровальных рам, подвешенных в об­щем чане. На рис. 3.2. показан рамный вакуум-фильтр. Рама представляет собой согнутую в виде бук­вы П перфорированную железную трубку диаметром 20— 25 мм, обтянутую фильтровальной тканью. Во внутреннем пространстве рамы находится решетка из деревянных пла­нок, препятствующих слипанию фильтроткани. Концы ра­мы в верхней ее части скрепляют деревянным брусом и с помощью резиновых патрубков присоединяют к вакуум-ли­нии. Рамы (обычно 24 или 48 шт.) подвешивают в прямо­угольном чане с пирамидальным днищем (воронкой). Сво­ими концами они опираются на борта чана. В днище чана предусмотрены отверстия, запираемые задвижками, к кото­рым подведены трубопроводы для закачки и спуска пуль­пы. Фильтрование происходит следующим образом. В чан фильтра с помощью насоса закачивают пульпу. Под дейст­вием разрежения, создаваемого вакуум-насосом, жидкость проходит через фильтровальную ткань внутрь рам и че­рез отверстия в трубах выкачивается в ресивер. Кек от­лагается на поверхности рам. Для нормальной работы фильтра необходимо, чтобы рамы все время полностью ос­тавались погруженными в пульпу. Поэтому пульпу по мере понижения уровня непрерывно подкачивают в чан фильт­ра. Когда толщина осадка достигнет 2,5—5 см, дальнейшее просасывание раствора становится затруднительным. Тог­да разрежение в рамах уменьшают и пульпу  спускают в чан-сборник. В фильтр закачивают промывной раствор (или воду) и вновь повышают вакуум. В результате филь­трования промывного раствора через слой кека происхо­дит отмывка растворенного золота. Степень отмывки мо­жет быть весьма высокой, так как продолжительность про­мывки можно регулировать в широких пределах. По окон­чании   промывки   и   спуска    промывного   раствора    кек отдувают сжатым воздухом, подаваемым внутрь рам, или смывают струей воды. После этого в днище фильтра от­крывают задвижки и смывают хвосты в отвал.
Техническая характеристика рамных вакуум-фильтров.

	с одной воронкой	с двумя воронками
Размеры, мм: длина чана ширина чана	3000 3000	6000 3000
Число рам, шт	24	48
Вместимость чана, м3	31.3	62.6
Площадь фильтрования, м2	204	408
Мощность насоса, кВт: центробожного вакуумного	3.0 5.5	6.0 5.5
Масса, т	10.96	14.62

Табл. 3.1.

В таблице 3.1. приведены технические характеристики вакуум-фильтров. Общая продолжительность цикла работы аппарата зависит от характера фильтруемой пульпы и колеблется от 2 до 5 ч. Удельная производительность рамных вакуум-фильт­ров весьма низка и обычно составляет 0,2—0,4 т на 1 м² фильтрующей поверхности в сутки, что в 5—10 раз мень­ше производительности барабанных вакуум-фильтров не­прерывного действия. Это обусловлено периодическим ре­жимом работы фильтра и плохой фильтруемостью перера­батываемых пульп.

             
4
. 
Очистка сточных вод Золотоизвлекательных фабрик

          В процессе обработки золотосодержащих руд образуются стоки — обеззолоченные растворы, распульпованный кек вакуум-фильтров, хвосты процесса сорбции и т. д. Жидкая фаза стоков содержит такие вредные химические компо­ненты как цианид- и роданид-ионы, комплексные цианис­тые анионы железа, цинка, меди, никеля, соединения мышьяка, свинца, ртути и т. д. В сточных водах предприя­тий, применяющих флотационное обогащение и цианиро­вание, присутствуют, кроме того, органические флотореа-генты — ксантогенаты, сосновое масло и т. п.

           Перед сбросом в хвостохранилище стоки подлежат обез­вреживанию, в противном случае, за счет просачивания через ложе и дамбу хвостохранилища, возможно загрязне­ние грунтовых и поверхностных вод, а за счет испарения — воздушной среды.

           Обезвреживание стоков рекомендуется вести до предель­но допустимых концентраций (ПДК) вредных веществ в воде водоемов, установленных действующими в СССР «Правилами охраны поверхностных вод от загрязнений сточными водами», утвержденными в 1974 г.

           Содержание вредных веществ в стоках золотоизвлекательных предприятий зависит от применяемой технологиче­ской схемы, вещественного состава перерабатываемой ру­ды и других факторов. Однако во всех случаях оно во мно­го раз превышает ПДК. Так, концентрация цианидов и роданидов (в пересчете на ионы СN^- и СNS^-) может достигать 200-500, цинка 100-200, мышьяка 20-40, меди

40-50 мг/л. Поэтому, перед сбросом в хвостохранилище

стоки обезвреживают. В табл. 4. приведены предельно допустимые концентрации некоторых вредных веществ в воде водоемов.
Предельно допустимые концентрации некоторых вредных веществ в воде водоемов.
                                                                        Для рыбно – хозяйственных нужд (1)

                     Для хозяйственных нужд (2)

	C ж.ф , мг/л	ПДК, мг/л
CN— CNS— Cl— ( акт .) As Pb Fe Cu Thio Hg	32-570 13-420 100-500 0,1-4,0 0,5-200 0,01-6,0 0,1-6,0 0,1-0,5	0,1-0,05 0,1-0 0-0 0,05-0,01 0,1-0,1 0,5-0,25 1,0-0,1 0,03-0 0,015-0,001

                                                                                                                                         Табл. 4           
           Только в исключительных случаях по согласованию с санитарной инспекцией в хвостохранилище разрешается сбрасывать стоки, обезвреженные менее полно.

             Существуют различные методы обезвреживания сточ­ных вод золотоизвлекательных фабрик.

             На некоторых зарубежных предприятиях стоки обез­вреживают, переводя цианид в виде синильной кислоты в газовую фазу. Для этого растворы подкисляют серной кис­лотой или сернистым газом до рН 2,8—3,5 и продувают через них воздух. Пары синильной кислоты улавливают, про­пуская поток газа через вертикальные колонны (абсорбе­ры), орошаемые раствором щелочи. Полученный цианис­тый раствор возвращают в процесс.                                                                          

           Достоинством метода является регенерация значительной части цианида.

           К не­достаткам его следует отнести неполноту очистки раство­ров, обусловленную тем, что при подкислении не разруша­ются роданид-ионы и лишь частично разрушаются комп­лексные цианистые анионы тяжелых металлов. Поэтому рассматриваемый метод требует дополнительной очистки стоков.

           На некоторых ЗИФ для обезвреживания сточных вод применяют сульфат закиси железа. Этот способ основан на связывании ионов СN^- в нетоксичный комплексный анион Fе(СN)₆^-4 или нерастворимый в воде простой цианид Fе(СN)₂. Большим недостатком этого метода является не­возможность полностью разрушить токсичные цианистые комплексы меди. Кроме того, образующийся ферроцианид Fе(СN)₆^-4 окисляется кислородом воздуха до феррицианида Fе(СN)₆^-3:

                4Fе(СN)₆^-4 + O₂ + 2Н₂О = 4Fе(СN)₆^--3 + 4OН^-  

который постепенно разлагается с образованием ядовитой синильной кислоты и ионов СN^-:

                4Fе(СN)₆^-3 + 12Н₂O = 4Fе(ОН)₃ + 12НСN + 12СN^-

          В силу недостатков этого метода в настоящее время его применяют ограниченно.

Значительно эффективнее метод обезвреживания сточ­ных вод окислением цианистых соединений с помощью гипохлорита натрия NаОСl, гипохлорита кальция Cа(ОСl)₂ или хлорной извести СаОСl₂. Простые и комплексные циа­ниды, а также роданид-ионы окисляются при этом до не­токсичных цианат-ионов СNO^-:

                СN^- + OСl^- = СNO^- + Cl^-;          

                2Сu(СN)₃^2- + 7OСl^- + 2OН^- + Н₂О = 6СNO^- + 7Сl^- + 2Сu(ОН)₂;       

                СNS^- + 4СlO^- + 2OН^- = СNO^- + SO₄^2- + 4Сl^- + Н₂0.

          Образующийся цианат подвергают гидролизу:

                СNO^- + 2Н₂O =  NH₄⁺ + СО₃^2-. 

          Одновременно окисляются также некоторые органические флотореагенты.

           Этот метод широко применяют в практике золотоизвлекательных предприятий. В качестве обезвреживающего реагента обычно используют наиболее дешевую хлорную известь, являющуюся, как известно, смешанной солью хлорноватистой и соляной кислот (Са<_Cl^OCl ). Обезврежива­нию можно подвергать как растворы, так и непосредствен­но пульпы. В последнем случае расход хлорной извести зна­чительно возрастает, так как часть ионов ОСl^- бесполезно тратится на окисление присутствующих в руде сульфидов.

           Для окисления цианистых соединений пользуются и хлором. Действие его аналогично действию гипохлорита и хлорной извести. К обезвреживаемому раствору в этом слу­чае необходимо добавлять известь, так как в кислой среде возможно образование ядовитого (газообразного) хлорциана СlСN:

                    СN^- + Сl₂ = Сl^- + СlСN.          

На практике удобнее применять хлор не для прямой обработки обезвреживаемых стоков, а получать вначале хлорную известь, которую и использовать для обезврежи­вания. Для получения хлорной извести обрабатывают га­зообразным хлором известковое молоко:

                    Са(ОН)₂ + Сl₂ = СаОСl₂ + Н₂0.           

Аппаратурная схема процесса обезвреживания цианис­тых стоков с использованием хлора показана на рис.4
Схема процесса обезвреживания цианистых стоков.





                                                                                                                    
  

                                                                                                                             Рис.4
           Жидкий хлор, помещенный на весы, поступает в испаритель. Который представляет собой змеевик, находящийся в емкости, через которую пропуска­ется горячая вода. Из испарителя перешедший в газооб­разное состояние хлор поступает в эжектор, куда из ча­на с помощью центробежного насоса подается также известковое молоко. В рабочей камере эжектора происхо­дит смешение известкового молока с газообразным хлором и образование хлорной извести. Раствор хлорной извести накапливается в емкости, откуда дозаторами  подается на обезвреживание.

Обезвреживаемая цианистая пульпа поступает в ящич­ный смеситель и далее в цепочку из двух—трех последо­вательно соединенных чанов. Основное количество хлор­ной извести подают в смеситель, остальной реагент дози­руют во второй чан из расчета достижения требуемой полноты очистки. Остаточную концентрацию цианида из­меряют с помощью цианомеров.

          Хорошим обезвреживающим реагентом-окислителем яв­ляется озон, получаемый действием электрического разря­да на газообразный кислород или воздух. Озонирование сточных вод обеспечивает глубокое окисление простых и комплексных цианидов, роданидов, ряда органических флотореагентов. Достоинством озона по сравнению с гипохлоритами является то, что он не загрязняет стоки про­дуктами своего восстановления. В настоящее время приме­нение озона сдерживается несовершенством конструкций существующих озонаторов и высоким расходом электро­энергии.

          При высоком содержании цианистых соединений сточ­ные воды можно обезвреживать методом анодного окисле­ния, заключающимся в пропускании постоянного тока че­рез очищаемый раствор. На аноде цианистые соединения окисляются до цианат-ионов:

                   СN^- + 2OН^- = СNO^- + Н₂O + 2е;

                   Сu(CN)₃^2- + 8OН^- = Си(ОН)₂ + ЗСNО^- + ЗН₂O + 7е;

                   СNS^- + 10ОН  = СNO^- + SO₄^2- + 5Н₂O + 8е.

         Ионы СNO^- частично гидролизуют, а частично окисля­ются на аноде с образованием углекислоты и азота:

                  2СNO^- + 4OН^- = 2СO₂ + N₂ + 2Н₂O + 6e

           Если в растворе присутствуют ионы Сl^-, то на аноде выделяется газообразный хлор. Последний также окисля­ет цианистые соединения, интенсифицируя тем самым про­цесс очистки.

            Помимо цианидов в сточных водах ЗИФ часто содер­жится мышьяк. Если в технологическую схему входит амальгамация, то в стоках может присутствовать также ртуть. Для очистки от мышьяка добавляют железный ку­порос. Если этой  операции предшествовала  очистка от цианидов с помощью хлорной извести, то в стоках содер­жится избыточное количество этого реагента, вследствие чего железо окисляется до трехвалентного и выпадает в оса­док в виде гпдроксида Fе(OН)₃. Хлопья гидроксида железа очень хорошо сорбируют мышьяк, поэтому после отстаива­ния осадка концентрация мышьяка в растворе обычно сни­жается до величины, допускающей сброс сточной воды в хвостохранилише. Очистку от ртути проводят с помощью сернистого натрия. С целью коагуляции образовавшегося сульфида ртути и связывания избытка сульфид-иона ис­пользуют железный купорос.

            Для обезвреживания стоков ЗИФ широкое применение могут найти ионообменные смолы. Ионообменный способ позволяет не только практически полностью обезвредить сточные воды, но одновременно извлечь из них цианид и цветные металлы. Однако в настоящее время этот способ еще довольно сложен и дорог.

Очистка сточных вод золотоизвлекательных предприя­тий является необходимым, но не достаточным условием охраны природных водоемов от загрязнения. Радикальное решение проблемы заключается в сочетании очистки сто­ков с организацией полного водооборота, при котором сточные воды не сбрасываются в природные водоемы, а воз­вращаются на предприятие для повторного использования. Одновременно резко снижается расход свежей воды, так как в этом случае ее вводят в процесс лишь для восполне­ния потерь растворов, обусловленных испарением, фильт­рацией через ложе хвостохранилищ, уноса с хвостами и т. п. Сложность решения проблемы водооборота связана с на­коплением в оборотных растворах примесей (растворимых хлоридов, солей жесткости и др.), оказывающих сложное и до конца не изученное влияние на технологические пока­затели цианирования. Вместе с тем, опыт ряда ЗИФ, при­меняющих водооборот, свидетельствует о том, что в боль­шинстве случаев эти трудности преодолимы. [2]
5. Металлургические расчеты

 

По табл. 5.1. принимаю Р = 0,65.
Величины свободной влажности кеков

Характеристика кеков	Содержание классов –0,074 мм	Свободная влажность P, %
Кварцево-глинистые Кварцево-сульфидные: слабо нарушенная структура сильно нарушенная структура Сульфидные	80-90 75-90 75-90 75-90	60-70 65-75 45-50 50-70

Табл. 5.1

определяю для заданных условий кратность промывки:

                                         

где:      К₀ – коэффициент использования растворов, обычно К₀ = 0,8 - 0,9;

          R_ПР – расход промывного раствора на 1 т твердого в кеке, м³/т;

            R_W – объем влаги на единицу веса твердого в кеке, м³/т.
                                      

Для n = 4,75 и Р = 0,65 по рис. 5.1.  находим j = 98%.
Степень отмывки маточной влаги.


                   Рис. 5.1

        

        Тогда, при промывке кеков фильтрации оборотным раствором, содержащим 0,1 г/м³ золота, степень отмывки от растворенного золота составит:

                                 

Извлечение растворенного золота из пульпы, поступившей на фильтрацию с промывкой будет:
                                
Аналогичные расчеты могут быть выполнены для определения степени отмывки цианистого натрия при фильтрации и общего извлечения его из пульпы при фильтрации и промывке.

            Степень отмывки NaCN из кеков составит:
                                
Извлечение NaCN из пульпы, поступившей на фильтрацию с промывкой, будет:
                                 
При использовании рамных вакуум-фильтров с одной воронкой, при расчете, что один цикл будет составлять 2 ч., потребуется примерно 8 фильтров. При использовании рамных вакуум-фильтров с двумя воронками, при том же цикле, потребуется 6 фильтров.
6. Список используемой литературы
1. Котляр Ю.А., Меретуков М.А., Стрижко Л.С.Металлургия благородных металлов: Учебник в 2-х кн. – М.:МИСИС, 2005.

2. 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.