1、 目录目录 第 1 章 绪论 1 1.1 建厂地区概况：. 1 1.2 冶炼厂设计的必要性：. 1 1.3 矿床介绍. 1 第 2 章 各工艺的论述 1 2.1 金的性质. 1 2.2 焙烧制酸 2 2.3 制酸工艺. 4 2.4 氰化浸出 6 2.5 炭吸附 7 2.6 解吸 7 2.7 活性炭再生. 7 2.8 电解精炼 7 第 3 章 计算 8 3.1 沸腾炉焙烧计算 8 3.2 氰化提金计算 14 第 4 章 炉型计算与选择 17 4.1 沸腾炉尺寸计算：. 17 第 5 章 炭浆厂的设备计算： 19 5.1 磨矿机 19 5.2 分级机. 19 5.3 浓密机. 20 5.4 浸出槽
2、. 20 5.5 解吸槽. 21 5.6电解槽 22 第 6 章 尾矿业务及“三废”处理措施 23 6.1 尾矿设施. 23 6.2“三废”处理措施 23 第 7 章 供水及供电 26 7.1 供水 26 7.2 内部供电方案. 26 结语.错误错误!未定义书签。未定义书签。 第 1 页 共 27 页 第第 1 章章 绪论绪论 1.1 建厂地区概况：建厂地区概况： 此次设计主要是选冶厂的设计，选冶厂建于普洱市镇沅县和平乡丫口街，地 理位置是东经 101 022，12， ，-101024，26， ， ， 北纬 23 054，15， ，-23054，32， ， 。和平乡，地 处哀牢山地区，距县城公
3、里，距省会公里，此乡境内海拔 米，平均海拔米。年平均气温。全年降雨 量毫米， 年日照时数小时左右， 此地自然风光优美， 乡民朴实和睦，而且交通便利，是旅游观光的好地方。在过去的时间里，金矿和 锑矿产业成为和平乡重要的经济来源，也是吸纳农村剩余劳动力的阵地，而且境 内矿产资源丰富，主要有金、锑、铁、锌、镁、石棉等。 1.2 冶炼厂设计的必要性：冶炼厂设计的必要性： 公司矿点较多，而且较大，主要有上寨、浪泥塘、蝙蝠山等，黄金储量在 吨，原矿品味仅达克每吨，矿石属于三难矿石，即： 难采、难选、难冶，这说明我厂的选冶厂是必须建的，因为我厂的矿石品位低 而且属于三难矿石，如果卖半成品，这样就会造成公司经
4、济效益低。 1.3 矿床介绍矿床介绍 矿床成因类型为构造蚀变岩型金矿。氧化矿石经柱浸试验和堆浸生产，平均 浸出率为 8085%，综合回收率为 7075%。 开采技术条件: 本区含水层主要为石英杂砂岩夹娟云板岩，属弱裂隙含水层。地表无大的水 体分布，大气降水是地下水的主要补给来源。采矿区分布高程比最低侵蚀基准面 高出 300m 以上，排泄条件好。矿床水文地质条件为以断裂含水层充水为主的简 单类型。 矿体近地表风化氧化带发育，可分为强风化带、半风华带和弱风华带三种 类型。强风化带及半风华带内的岩石力学强度低，浸水后软化、崩解性强，沿裂 隙面有淋滤及淋蚀现象， 勘察施工中易发生坍塌、 局部垮塌、 冒
5、顶、 掉块等现象。 弱风华带岩石则属坚硬半坚硬岩组， 工程地质条件属以层状岩类半坚硬岩组为 主的中等类型。 第第 2 章章 各工艺的论述各工艺的论述 2.1 金的性质金的性质 2.1.12.1.1 金的物理和化学性质金的物理和化学性质 第 2 页 共 27 页 1) 金的物理性质 黄金的颜色为金黄色， 金属光泽， 无解理。 硬度 2-3， 纯金 19.3， 熔点 1070； 具良好的延展性，0.5 克的黄金可拉成 160 米长的金丝还能压成薄箔，具极高的 传热性和导电性，纯金是最好的电子导体材料。 金能与许多金属形成合金，金与其他金属在一起熔化，不仅可降低其熔点， 而且还能改变金本身的机械性能
6、。含银和铜可明显地提高金的硬度；含砷、铅、 铂、银、铋、碲能使金变脆，铅在这方面的特点就更为突出，仅含铅 1的合金， 如果冲压一下，就会变成碎块，纯金中含 0.01%的铅，它的良好可锻性就将完全 丧失。 2) 金的化学性质 金的化学性质稳定，具有很强的抗腐蚀性，在空气中从常温到高温一般均不 氧化,不溶于单一的盐酸、硝酸、硫酸等强酸中,只溶于盐酸与硝酸的混合酸(即 王水)生成氯金酸 HAuCl4；在常温下有氧存在时金可溶于含有氰化钾或氰化钠 的溶液,形成稳定的络合物 MAu(CN)2 ；金也可溶于含量有硫脲的溶液中；还 溶于通有氯气的酸性溶液中。金不与碱溶液作用，但在熔融状态时可与过氧化钠 生成
7、 NaAuO2 。金的化合价有-1、-2、+1、+2、+3、+5、+7 等,氧化物有三氧化 二金 Au2O3，氯化物有三氯化金 AuCl3 。在酸性介质中，氯金酸 HAuCl4或络 合物 MAu(CN)2可被金属锌（锌粉或锌丝）、亚硫酸钠、水合肼等还原为单质 的金粉,碱金属的硫化物会腐蚀金，生成可溶性的硫化金。土壤中的腐殖酸和某 些细菌的代谢物也能溶解微量金。 2.1.22.1.2 黄金的主要用途黄金的主要用途 ( (1) 用作国际储备 (2） 保值功能 (3）避险功能 (4）用作珠宝装饰 (5）工业技术上的应用 2.2 焙烧制酸焙烧制酸 2.2.1 2.2.1 沸腾焙烧沸腾焙烧 2.2.1.
8、1 2.2.1.1 沸腾焙烧的物料要求沸腾焙烧的物料要求: : 在焙烧制酸前要进行配矿浆化，目的是达到入料要求 （1) 配矿的方法：堆锥法，平铺法 （2) 配矿的指标要求：S（23%-28%）、Au45gt、Ag130gt、Cu3.5%、 Pb3.0% （3) 浆化主要工艺指标及参数： 矿浆浓度：上槽：71%-73%，下槽：67%-69% 原料硫品味：23%-28% 细度：小于 0.074mm 颗粒（-200 目）70%-85% 原料：砷含量不大于 0.1%，氟含量不大于 0.05%，Pb 不大于 3.0% （4) 药剂添加量 添加一定量氢氧化钠-提高银的浸出率。以原矿银品味 100g/t 为
9、基准，添 加含量 30%浓度液碱为 25kg，原矿银品位每增加 10kg 液碱添加 1kg 2.2.1.2 2.2.1.2 沸腾炉焙烧沸腾炉焙烧 硫态化焙烧（干燥）炉炉床的床型有柱形和锥形。对于浮选精矿宜采用柱形 床； 对于宽筛分物料和反应过程中气体体积增大很大或颗粒逐渐变细的物料宜用 上大下小的锥形床,炉膛形状有扩大形和直筒形两种， 目前一般采用扩大形炉膛。 第 3 页 共 27 页 焙烧的概念：在低于物料融化温度下完成某种化学反应的过程可以有氧化、 热解、还原、卤化等。焙烧时绝大部分物料始终以固体状态存在，因此焙烧的温 度以保证物料不明显融化为上限。 （1) 焙烧的目的：使硫化物几乎全部转
10、化为氧化物，以此同时将挥发物挥发 除去，产生含二氧化硫浓度较高的烟气用于制酸。 （2) 原料：有色金属冶炼及烟气制酸的原料有铜精矿、镍精矿粉、铅精粉、 锌精粉和含硫金精粉等，金精矿硫酸化焙烧所需的原料以多金属含硫金精粉为 主。我厂的矿石硫和铜的含量低，砷和碳的含量高，因此需要配矿，以达到合格 的入料要求。 （3) 沸腾炉的物料准备-矿浆制备 沸腾炉所用的原料是含 FeS2、ZnS、CuS 等硫化物的多金属含硫金精矿，其对矿浆 的要求 1）矿浆搅拌均匀；日常操作时，要及时调矿，使精矿在调浆槽有足够长的 时间 2）浓度合格；矿浆浓度一般控制为 70%，基础是精矿含硫 24%-26%。 3）矿浆干净
11、、不含杂物。经常检查振动筛的运行和筛底膜磨损情况，有问 题要及时才处理。 2.2.1.3 2.2.1.3 沸腾炉的进料方式沸腾炉的进料方式 沸腾炉的进料方式有干式和湿式两种，我厂的进料方式为湿式进料，因此没 有加料前式。 湿式进料就是把采购来的含水 10%-16%的金精矿加水调制成 70%左右的矿 浆，用软管泵将其送入炉顶矿浆分配器中，靠位差或喷枪将其均匀地加入炉内。 浆式进料沸腾稳定，床层温度波动小，炉子密封好，漏风量减少，产出的焙砂中 含铜、铅等，硫酸化程度高，氰化前除杂效果好。其主要的缺点是： （1）矿浆带入大量的水分使炉烟气量增大，增大了收尘机净化设备的负荷； （2）净化产出的稀酸量较
12、大； （3）咽气中水分增高使其露点升高，容易造成管道堵塞。因此对收尘设备保 温要求较高，目前黄金冶炼企业都是采用浆式进料。 2.2.1.4 2.2.1.4 沸腾炉工艺条件和技术参数沸腾炉工艺条件和技术参数 （1）工艺条件 焙烧温度（700） 空气过剩系数， 沸腾焙烧过程中， 空气过剩系数除了对脱硫率有很大影响外， 还影响铜、铅等元素的硫化程度、铁的转化状态。实际生产中的空气过剩系数一 般控制在 1.2-1.5 左右，这样即可保证焙烧质量，相对提高炉气中的三氧化二流 浓度。 给矿浓度（68%-72%） 。 矿浆浓度是浆式进料沸腾焙烧的一个重要技术条件，在适宜的焙烧温度下， 当矿含硫品位高时，浓度
13、可低些，反之浓度应高一些。根据含硫量的变化，浓度 控制在 68%-72%之间，当浓度低于 68%或含硫量低于 23%时，由于投硫量不够， 容易造成灭炉事故， ，对炉子的正常操作时很危险的。 沸腾层高度（1.5m）及要求： 1）保证金矿在炉内有足够的停留时间，使焙烧反应进行充分。 2）使沸腾过程有足够的热稳定性， ，沸腾层的高度是由排料层的高度决定 的，一般略高于排料口高度。 第 4 页 共 27 页 沸腾焙烧是连续的硫态化操作，如果沸腾层的高度太低，则金矿在炉内停留 时间短，一部分矿粒来不及充分焙烧就被排出路炉口，脱硫率低，铜、铅、铁氧 化不彻底。另外炉内潜热较小，炉子有波动时就有可能因温度低
14、开不起来；如果 沸腾层高度太高，炉子的沸腾状态较为稳定，脱硫率提高，但沸腾层阻力增大， 增大了动力消耗，降低了烟气浓度。所以沸腾层高度控制在 1.3-1.5m 左右，一 般高度为 1.35m。 （但根据计算结果沸腾层的高度取 1.5m） 炉顶压力，沸腾炉的操作要求微负压。炉顶出现正压，会造成烟气外溢，浪 费资源，污染环境；炉顶负压过大，则会增加转化风机的动力消耗，使系统漏风 率增大，日常操作控制在-0.15-0.20kPa 之间。 炉底压力，稳定的炉底压力是炉子正常操作的重要条件，它在数量上等于气 体通过分布板和沸腾层的阻力，分布板的阻力是以个定值，所以炉底压力的变化 体现着沸腾层阻力的变化，
15、即风量，排料口高度及原料粒度的改变。日常炉底压 力控制在 10.00-13.00kPa 之间。 直线速度，直线速度就是空气在炉内沸腾层中每秒上升的距离，随矿粒度的 改变维持在 0.3-3.5m/s 左右为宜。 矿粉粒度(-200 目)，原料粒度是影响沸腾过程主要因素之一，用“平均颗 粒”来表示，焙烧炉内的粒度同原矿的粒度有一定关系，但并不完全相同，受原 料投入量、水分含量、直线速度、炉温等的影响，小颗粒会熔结，大颗粒会爆碎。 一般情况下，焙砂粒度略粗于给矿粒度。当颗粒均匀稳定在小于 0.074mm（-200 目）时，沸腾状况最好。 (2) 技术指标 沸腾炉床能率（5 t/(m 2.d)）也称为
16、焙烧强度，是衡量沸腾炉生产能力的一 个重要指标，其意义为沸腾炉单位床层面积日处理干矿量。床能率的高低收焙烧 温度、鼓风量、精矿性质、炉子结构等因素的影响。焙烧温度高，鼓风量大，矿 含硫量低时，焙烧强度就高。一般为 58t/(m 2.d)之间。 （根据计算中硫的含量取 沸腾炉床能力为 5 t/(m 2.d)） 脱硫率（85%） 脱硫率是指焙烧时转化为二氧化硫的硫量与原料含硫量的比值。硫酸化焙烧 过程中除硫氧化外，还要产生金属硫酸盐，要使硫化物形态的硫尽量少。脱硫率 受温度、风量、炉子结构的影响。温度高、风量大、排料口高、精矿细度细，脱 硫率就高，生产中脱硫率控制在 88%90%，以保证杂质金属的
17、硫酸盐化。 （根据我 厂做试验的数据，脱硫率为 85%） 烧成率取决于矿的化学成分，一般为 90%-92%。 烧成率=（产出渣量+尘量）/投入干矿量100% 烟尘率取决于空气直线速度（风量） 、炉结构、原料化学成分及粒度。采用 浆式进料烟尘率比干式进料高，为 60%-80%。 烟尘率=炉气含尘总量/（渣+总尘量）100% 2.3 制酸工艺制酸工艺 2.3.1 2.3.1 工艺流程特点工艺流程特点 1.采用动力波动力波填料塔点除雾电除雾封闭酸洗净化， 减少稀酸 排放量，增加硫的回收率，同时降低系统阻力。 2.采用“3+2”两转、两吸工艺，使 SO2总转化率大于 99.7%，保证精气中 第 5 页
18、 共 27 页 SO2的达标排放。 3.采用 93%酸干燥烟气，98%酸吸收 SO3，塔顶设置纤维除雾器，保护设备， 保证酸雾达标。 4.设置一个集中控制室,对主要工艺参数采用集中检测和自动调节。 2.3.2 2.3.2 工艺流程简述工艺流程简述 1.净化工段 炉气净化动力波动力波填料塔电除雾电除雾封闭酸洗净化流程。 来 自除尘器的炉气， 温度约 300， 含尘量 0.2g/m 3,进入动力波动力波填料塔， 经绝热增湿洗涤后，除去炉气中大部分的灰尘、氟等杂质。炉气经洗涤后温度降 至 40以下，进入两级电除雾器，进一步除去残余的灰尘和酸雾等杂质，是炉 气中酸雾氰化钠氰化氨氰化钙。 在实际生产中。
19、普便 采用氰化钠是因为：氰化钠溶金能力强、价格低廉、使用 方便而被广泛的使用。 3.影响氰化浸出要素 （1）氰化物和氧浓度，温度，浸出时间，保护碱，扩散速度（搅拌强度）的影 响 （2）金粒大小和形状，金粒的表面薄膜，浮选药剂，搅拌对浸出等影响 4.氰化贫液的处理 一般都采用先回收后净化的方法，即先回收利用 90%以上的氰化物之后，再将 残存氰化物净化脱氰后排放。 （1）回收氰化物 目前氰化厂从氰化贫液中回收氰化物，主要采用硫酸酸化法、硫酸锌-硫酸 法、电解法和离子交换法等方法。 (2)含氰贫液的净化 氰化贫液回收氰化物后，仍含有 NaCN30-60mg/L、NaCNS200-600mg/L 需
20、要进 一步净化以达到排放的标准。 净化脱氰主要采用尾矿池自然净化法、 碱性氯化法 和 SO2 -空气法。目前应用最广泛的净化方法为碱性氯化法。 第 7 页 共 27 页 2.5 炭吸附炭吸附 炭吸附的方法有炭浆法和炭浸法。两者的区别在于：炭浆法是先经过氰化浸 出后再加炭进行吸附，而炭浸法是，氰化浸出和炭吸附同时进行。 炭浆法一般采用 5 至 8 段浸出，4 至 7 段吸附，采用空气提升器或提炭泵定 时逆流串炭，吸附总时间 6 至 20 小时，要求磨矿细度小于 0.074mm(-200 目)为 80%-95%，浸出炭浆浓度体积分数为 40%-45%，氰化物的质量分数 0.03%-0.05%， p
21、H 值为 10.5-11，浸出时间为 24-28 小时。 炭吸附的优点：省去了矿浆的洗涤和液固分离，直接使用粒状活性炭及矿浆 中吸附吸附金，使工业生产过程简化、效率明显提高、设备和基建投资大减，生 产成本下降。 2.6 解吸解吸 解吸的概念：载金炭的品位一般为 4 至 8g/t,采用一定的条件使活性炭上负 载的金从新溶解的过程。 解吸的目的：使金与活性炭分离，有利于电解和炭再生的进行。 载金炭的解吸方法有：常压扎德解吸法、加压扎德解吸法、AARL 法（氢氧 化钠-氰化钠溶液） 、有机溶剂解吸法、有机溶剂蒸馏汽提解吸法、不加氰化钠的 常压解吸法。我们厂选用的是 AARL 法。此法的优点是：解吸时
22、间短、设备的处 理量能力大；解吸效率高、溶液含金浓度高；解吸温度中等、压力较低、运行费 用低；缺点是：解吸贫液不能循环使用：淋洗用水需用纯化水才能达到高的解吸 率。 影响载金炭解吸金的因素有：解吸柱的几何尺寸；解吸柱内解吸液的流态； 解吸时间；解吸温度；解吸液的分解；解吸液的流量:载金炭的影响。 2.7 活性炭再生活性炭再生 活性炭再生的目的是：活性炭再生是当活性炭吸附了大量的杂质后降低或 失去了吸附能力，为除去这些被吸附的杂质，使活性炭重新恢复吸附活性，其步 骤包括活性炭再生包括酸洗和加热再生两部分。 2.8 电解精炼电解精炼 通过解吸贵液中含有Au(CN)2 -,在电积槽中将其中的金回收的
23、过程属于电 解沉积，简称电解。原理：金电解精炼，以粗金作阳极，以纯金片作阴极，以金 的氯化络合物水溶液和游离盐酸作电解液。 金电解精炼过程中，阳极上的杂质金属有银、铜、铂族金属，凡比金更负电 性的，都电化溶解而进入电解液，只有铂族金属中的铑、钌、铱等不溶而进入阳 极泥中，进入电解液中的杂质，有些因浓度不高，一般也不易在阴极上析出。 电解操作：在电解槽中，先注入配好的电解液，然后把套好布袋的阳极，垂 直挂入槽中，再依次相间挂入阴极片。槽内的两极是并联的，而槽与槽之间是串 联的。电极挂好后，再调整电解液，使液面略低于阳极挂钩。送电后要检查电路 第 8 页 共 27 页 是否畅通，有无短路、断路现象
24、，测量槽电压是否正常。待阴极析出金到一定厚 度后，可取出另换新的阴极片。 金电解精炼的技术经济指标 A.金电解精炼的电解液，一般含金 Au250-350g/L、HCl200-300g/L。 B.电解液中含铂不宜超过 50-60g/L、含钯不宜超过 5g/L。 C.电解液温度 50，如采用高电流密度可高达 70。 D.电流密度：700A/m 2 E.槽电压：0.3-0.4V 第第 3 章章 计算计算 3.1 沸腾炉焙烧计算沸腾炉焙烧计算 原矿焙烧提金工艺热平衡计算 原矿成分表如下： （其中 Au、Ag 单位为 g/t) Au Ag C总 C有 S As Sb Fe SiO2 MgO CaO Al
25、2O3 2.5 1.8 4.82 0.16 0.66 0.21 0.0558 4.57 43.77 11.06 7.94 7.8 以 100Kg 原矿为计算基础 3.1.1 3.1.1 金精矿成分金精矿成分 （1）FeAsS（以 As 为标准）的量为：0.21162.8/74.9=0.4564Kg。 其中：Fe 量：0.456455.9/162.8=0.1567 Kg S 量：0.456432/162.8=0.08971 Kg （2）Sb2S3量（以 Sb 为标准） ：0.0558339.52/243.32=0.07786 Kg 其中 S 量：0.0778696/339.52=0.02201K
26、g （3）FeS2量和 Fe3O4量 总铁量（4.57）减去 FeAsS 中铁量剩余铁量为：4.57-0.1567=4.4133 Kg 总硫量除去 FeAsS 中的硫量和 Sb2S3中的硫量为剩余硫量： 0.66-0.08971-0.02201=0.54889Kg ，分布于 FeS2中，则其中的铁有 0.54889 56/120=0.2561Kg， 所以 Fe3O4 中的铁为 4.4133-0.2561=4.1572Kg. (4) C无量：4.8-0.16=4.64Kg。 CO2 总量：444.64/12=17.013 Kg （5）CaCO3量：7.94100.1/56.1=14.1675 K
27、g 其中 CO2量：6.2274Kg （6） MgCO3量：11.0684/40=23.226Kg 其中 CO2量：12.166 Kg （7） SiO2量：43.77Kg （8） Al2O3量;7.8 Kg 第 9 页 共 27 页 表 1 粉矿的物相组成表 100 Kg 3.1.23.1.2 焙烧产出率及物相组成计算（焙烧温度为焙烧产出率及物相组成计算（焙烧温度为 750750） 设残留于精矿中的砷锑以 Ca3(AsO4)2、Sb2O3形态存在：Fe、SiO2、Al2O3有 97% 进入焙烧，3%进入烟尘。CaO 因熔点高，100%进入焙烧，MgO88%进入焙烧，12% 进入烟尘。 项目 A
28、s Sb S 进入焙烧（%） 85 40 60 进入烟尘（%） 15 60 2 进入烟气（%） 0 0 38 （1）铁的硫化物氧化后生成 Fe2O3 (2) 焙烧中的 Ca3(AsO4)2量：0.214870.85/149.8=0.5803Kg。 其中 O2量：0.5803165/487=0.09533Kg，氧化钙的量 0.36Kg。 (3) 焙烧中的 Sb2O3量：0.05580.4291.5/243.5=0.02672Kg， 其中 O2量:0.0267248/291.5=0.0044Kg。 (4) Fe2O3量：0.64290.97160/112= 0.891 Kg。 物相 Au Ag A
29、s Sb Fe CO2 SiO2 Al2 O3 CaO MgO S 其它 共计 Au 0.000 25 0.00025 Ag 0.000 18 0.00018 FeAsS 0.2 1 0.156 7 0. 08 97 1 0.45641 Sb2S3 0.055 8 0. 02 20 1 0.07781 FeS2 0.486 2 0. 54 88 9 1.0351 Fe3O4 3.927 1 3.9271 CaCO3 6.22 74 7.49 13.7174 MgCO 3 12.1 66 11. 06 23.226 SiO2 43. 77 43.77 A2lO3 7.8 7.8 其它 5.98
30、975 5.98975 共计 0.000 25 0.000 18 0.2 1 0.055 8 4.57 18.3 934 43. 77 7.8 7.49 11. 06 0. 66 0 5.98 975 100 第 10 页 共 27 页 其中氧的量：0.64290.9748/112=0.2673 Kg (5) Fe3O4量：3.92710.97231.55/167.55=5.2643 Kg 其中氧气量 1.3372Kg. （6) 硫酸镁的量：0.396240.752/64= 1.489 Kg（以硫计算） 硫量：0.660.6=0.396Kg, 氧量：0.39696/64= 0.594 Kg.
31、氧化镁的量; 0.39680.624/64=0.4889 Kg （7） 氧化钙的量：7.49-0.36=7.13Kg （8） 碳酸钙的量为： （在 750 摄氏度的条件下 80%的发生分解生成氧化钙） 10.185 Kg （9） 氧化铝的量：7.897%=7.566 Kg （10） SiO2的量：43.7797%=42.4569Kg 表 2 焙烧产出量及物相组成 3.1.3 3.1.3 烟尘的计算烟尘的计算 按上述金属分配率，计算进入烟尘的各组份数量如下: 物相 Au Ag As Sb Fe O2 SiO2 CO MgO CaO Al2O3 S 共计 Au 0.0002 5 0.00025 A
32、g 0.00 018 0.00018 Ca3(As O4)2 0. 58 03 0.095 33 0.36 1.03563 Sb2O3 0.022 32 0.004 4 0.02672 Fe2O3 0.623 7 0.267 3 0.891 Fe3O4 3.927 1 1.337 2 5.2643 CaCO3 4.48 1 5.70 4 10.185 MgO 9.2339 9.2339 Al2O3 7.56 6 7.566 SiO2 42.45 69 42.4569 MgSO4 0.594 0.4989 0. 39 6 1.4889 CaCO3未分 解 1.12 1 1.42 6 2.547
33、共计 0.0002 5 0.00 018 0. 58 03 0.022 32 4.550 8 2.298 23 42.45 69 5.60 2 9.7328 7.49 7.56 6 0. 39 6 80.6957 8 第 11 页 共 27 页 (1)Sb2O3量：0.05580.6583/243.5=0.0802 Kg 其中氧量：0.05580.696/243.5=0.013 Kg (2)As2O3量： 0.150.21197.84/149.84=0.04159 其中氧量：0.0101 Kg （3）Fe2O3量： 3.92710.03160/112=0.1683Kg 其中氧的量为：0.168
34、348/160=0.0505Kg (4)SiO2量： 43.770.03=1.3131Kg （5）Al2O3量： 7.80.03=0.234 Kg （6）硫量： 0.660.02=0.0132 kg 氧量： 0.0198 Kg 氧化镁量: 0.01663 Kg 硫酸镁量： 0.04963 Kg 剩余氧化镁的量：11.060.12-0.01633=1.3109 Kg 表 3 烟尘的物相组成 3.1.4 3.1.4 焙烧反应需要的空气量及产出烟气量焙烧反应需要的空气量及产出烟气量 （1）焙烧生成 SO2量： 焙烧脱硫量：0.66-0.6660%-0.662%=0.2508 Kg 生成 SO2量：0
35、.250864/32=0.5016 kg 其中氧量：0.2508 Kg （2）各种金属转化为氧化物的需氧量：2.29823 总养为：2.59863+0.2508=2.55 kg 随氧带入的空气量： 2.55/0.21=12.143 kg 实际空气量：12.1431.25=15.18 kg 烟气中氧量 15.180.21=3.1878 kg 烟气中氮量：15.1879%=11.9922 Kg (其他气体忽略不计，都按氮气计 算） 。 （3）碳酸盐分解的二氧化碳量：15.656 Kg （4）粉矿带入的水量：入窑粉矿含水 3%，100Kg 粉矿带入的水量:3.092Kg （5）空气带入的水量：该地区
36、的气象资料：大气压力 9.6710 4Pa，相对湿度 78%，平均温度 18.5，将标准状态下的空气量换算为此条件下空气需要量，实 际空气总量为 15.18Kg，折算为标准状态下实际空气量 15.18/1.293=12.252m 3。 换算为以上气象条件下空气量: 物相 As Sb Fe O2 SiO2 Al2O3 MgO S 其它 共计 As2O3 0.0315 0.0101 0.0416 Sb2O3 0.03348 0.013 0.04648 Fe2O3 0.1178 0.0505 0.1683 SiO2 1.3131 1.3131 Al2O3 0.234 0.234 MgO 1.3109
37、 1.3109 MgSO4 0.0198 0.01663 0.0132 0.04963 其它 0 0 共计 0.0315 0.03348 0.1178 0.0934 1.3131 0.234 1.32753 0.0132 0 3.16401 第 12 页 共 27 页 12.2521.01310 5(273+18.5)/(9.67104273)= 13.704m3 空气的饱和含水量为 0.0162Kgm 3带入水分 13.7040.016278%=0.1732Kg，则带入总水量：0.1732+3.092=3.2652Kg。 将上述计算结果列于 4 表 4 实际烟气成分和数量 组成 精矿焙烧产出
38、的烟气量（Kg） CO2 15.656 SO 0.5016 H2O 3.2652 N2 11.9922 O2 3.1878 共计 34.6028 3.1.5 3.1.5 物料平衡物料平衡 按以上计算结果将 100Kg 精矿需加的空气量、产出焙砂量、烟气量，列于表 5 加入 产出 物料名称 重量（Kg） % 物料名称 重量（Kg） % 金精矿 100 84.427 焙砂 80.69578 68.101 精矿含水 3.092 2.61 烟尘 3.16401 2.671 干空气 15.18 0.147 烟气 34.6028 29.214 空气中的水量 0.1732 12.816 损失 0.01739
39、 0.014 共计 118.44552 100 共计 118.4452 100 3.1.6 3.1.6 热平衡计算热平衡计算 热收入 （1）FeS2按下式反应，生成 Fe2O3放出的热 q1 4FeS2+11O2=2Fe2O3+8 SO2+1645Kcal/Kg q 1=1.0351645=1702.575Kcal=7126.98KJ （2） 有机碳（0.16 千克）放出的热量： C + O2 =CO2 + 7844.9Kcal/Kg q 2 =0.167844.9= 1255.184Kcal=5254.2 KJ （3） Sb2S3氧化放出的热量 Q3 Sb2S3+4.5O2=Sb2O3+3S
40、O2+865Kcal/Kg Q3=0.07781865=67.31Kcal=281.74KJ （4） 矿粉带入的热量 Q3 矿粉比热荣为 0.23KJ/（Kg.） Q4=10020（矿粉进入的热量取 20 度）0.23=460KJ （5）空气带入的热量 Q4 空气比热容为 1.26 KJ/（Kg.） ，空气温度 18.5 Q5=15.181.2618.5=353.846KJ （6）入炉水分 3.2652kg,水分比热取 4.186 Ckg kJ ，100kg精矿中的水分 带入热量 Q6 Q6=3.26524.18620=273.365KJ (7）FeAsS 氧化放热 Q7 第 13 页 共 2
41、7 页 6FeAsS+14.5O2=2Fe3O4+3As2O3+6SO2+1448Kcal/Kg Q7=0.456411448=660.88Kcal=2766.45KJ 热支出 A：烟气带走的热量 Q1 烟气温度按 750计算 Q1=QCO2+QSO2+QN+QO2 =（15.6560.84+0.50160.6+311.99221.038+3.18780.91）750 =21066.237KJ B：烟尘带走的热量 Q 烟尘比热容 0.74 KJ/（Kg.） ，温度为 750 Q2=3.164017500.74=1756.025KJ C：焙砂带走的热量 Q 焙砂温度 750，比热容 0.74 K
42、J/（Kg.） Q3=80.6957500.74=44785.725KJ D:粉矿中水分蒸发带走的热量 Q,水蒸气的比热容为 2.1 KJ/（Kg.） Q蒸=G水t水C水+G水V 式中 G水水的质量，3kg； t水粉矿中水的温度，20C C水水的比热， Ckg kJ ，4.1868； V 水的汽化热， Ckg kJ ，20 0 C，V 为 2453.6 Q蒸=3.652204.18683.6522453.6=9266.29 KJ E：炉壁散热 Q4 炉壁散热只能进行估算，按生产实践，散热损失按热收入的 3-5.5%，此次计 算取 5%。 Q4=129172.0490.05=5632.734KJ
43、 F：精矿中碳酸盐分解吸收的热量为 Q分 CaCO3=CaO+CO2-378Kcal/Kg MgCO3=MgO+CO2-314Kcal/Kg Mg CO3分解吸热 1315 kg kJ ， CaCO3分解吸热 1583 kg kJ Q分=23.2261315+10.1851583=46665.045KJ。 表 6 100Kg 原矿焙烧热平衡表 热收入 热支出 项目 热量 KJ % 项目 热量 KJ % 有机碳燃烧发热 5254.98 4.041 烟气带热 21066.23 16.199 铁硫化物发热 7126.98 5.48 烟尘带热 1756.025 1.35 Sb2S3氧化发热 281.7
44、4 0.2166 焙砂带热 44785.725 34.44 原矿显热 460 0.353 水蒸发带热 9266.29 7.126 空气带入热 353.846 0.272 炉壁散热 6502.069 5 第 14 页 共 27 页 水分显热 273.365 0.2124 碳酸盐吸热 46665.045 35.885 毒砂氧化放热 2766.45 2.127 剩余热 0 0 外界提供热量 113524.023 87.298 共计 130041.38 100.00 共计 130041.38 100.00 根据以上计算可知，外界需要提供 113524.023KJ 的热量，才可以保证焙烧 达到要求，我们
45、选用的煤发热量为 5500 大卡每千克，所以需要的煤量（我们选 用比里河的煤，其发热量为 24.62MJ/Kg)为： 113524.023/24620=4.61 千克。 以上计算没有考虑到热的循环利用。 3.2 氰化提金计算氰化提金计算 100Kg 中 焙砂量：80.696Kg 日处理 300 吨金精矿中焙砂总量为：251.31td 循环负荷率 C 取 250% （1）磨矿矿量 Q1= 251.31td Q4=Q1= 251.31td Q2=Q1（1+2.5）=879.585 td Q3= Q2=879.585 td 第 15 页 共 27 页 Q5= Q4C=628.275 td （2）水量
46、 矿浆计算： 磨矿入磨浓度 75% 水力旋流器给矿浓度 20% 沉砂浓度 70% 浓密机产物沉淀 60% W3=W磨=Q2/C磨-Q2=879.585/75%-879.585=293.195 t/d q固磨=.0.33 W5=Q5/C5-Q5=628.275/70%-628.275=269.26 t/d q固 5=0.43 W2=W5=269.26t/d 因为 W3W2 故需在入磨前补加水 L补=W3=W2=293.195-269.26=23.935t/d W水力=Q3/C水力-Q3=879.585/20%-879.585t/d q固水力=4 C水力=20% W4=W水力-W5=3518.34-269.26=3249.08 q固 4=12.929 W7=Q7/C7-Q7=251.31/60%-251.31=167.54 C7=60% 3.2.13.2.1 氰化浸出氰化浸出 浸出时间 24h 氰化浸出矿浆浓度可达 40%-50%取 45% W8=Q7/45%-Q7=307.16t/d 放在浸出前需补加水量 L=307.16-167.54=139.62m 3 根据工业实践保护碱石灰加入量为 12kg/t PH 在
