Анализ и оптимизация процесса кучного выщелачивания золота в условиях сурового климата тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 05.13.01, кандидат наук Ковалев Николай Васильевич

• Ковалев Николай Васильевич
• кандидат наук
• 2018

Оглавление диссертации кандидат наук Ковалев Николай Васильевич

Введение

Глава 1. Аналитический обзор

1.1 Нахождение золота в природе

1.2 Краткая историческая справка о развитии методов переработки золотосодержащих руд

1.2.1 Промывка золота

1.2.2 Амальгамирование

1.2.3 Хлоринация

1.2.4 Цианирование

1.3 Некоторые современные тенденции в технологии золота

1.4 Добыча и производство золота

1.5 Свойства золота

1.5.1 Общая характеристика золота

1.5.2 Химические свойства золота

1.6 Происхождение золота

1.7 Цианидное выщелачивание руд драгоценных металлов

1.7.1 Чановое перколяционное цианирование

1.7.2 Кучное выщелачивание золота

1.7.3 Освоение кучного выщелачивания золота в Российской Федерации

1.7.4 Цианирование агитацией

1.8 Извлечение драгоценных металлов из продуктивных растворов

1.9 Термодинамика цианирования золота

1.10 Кинетика цианирования золота

1.11 Факторы, влияющие на скорость растворения золота

1.11.1 Щелочность раствора

1.11.2 Влияние температуры раствора

1.12 Макрокинетическая модель выщелачивания золота из зерна руды

1.12.1 Внешнедиффузионная область

1.12.2 Внутридиффузионная область

1.12.3 Кинетическая область

1.13 Математические модели кучного выщелачивания

1.13.1 Иерархическая схема построения модели процесса в рудном штабеле

Глава 2. Экспериментальное изучение цианидного выщелачивания золота из руды

2.1 Описание экспериментальной установки

2.2 Описание руды

2.3 Параметры эксперимента

2.4 Результаты экспериментов цианирования руды месторождения «Светлое»

2.5 Обработка экспериментальных данных по модели «сжимающееся ядро»

2.6 Температурные зависимости кинетических параметров модифицированной модели «сжимающееся ядро»

2.7 Интервальная оценка кинетических параметров модифицированной модели «сжимающееся ядро»

2.8 Время завершения процесса выщелачивания и максимальная степень извлечения золота из фракций руды

2.9 Прогностические возможности модифицированной модели «сжимающееся ядро»

2.10 Скорость выщелачивания золота

2.11 Аналитические выражения для производной степени извлечения золота по времени

и скорости выщелачивания золота

Глава 3. Математическая модель процесса кучного выщелачивания золота

3.1 Физическая картина процесса

3.2 Основные предположения и допущения модели процесса кучного выщелачивания

3.3 Основные уравнения модели

3.4 Начальные условия

3.5 Граничные условия

3.6 Экспериментально-расчетный метод определения параметров математической модели

3.6.1 Определение коэффициента эффективной теплопроводности слоя дробленой сухой руды

3.6.2 Определение коэффициента эффективной теплопроводности слоя дробленой влажной руды

3.7 Экспериментальное определение параметров теплообмена

3.8 Эффективный коэффициент теплоотдачи воздух -поверхность рудного штабеля

3.9 Уменьшение размерности системы уравнений введением композитной фракции руды

Глава 4. Численные эксперименты с использованием математической модели

4.1 Режимы подогрева выщелачивающего раствора

4.2 Переход от 3Э к 2Э модели кучного выщелачивания

4.3 Определение рационального режима подогрева выщелачивающего раствора

4.3.1 Режим подогрева выщелачивающего раствора №

4.3.2 Режим подогрева выщелачивающего раствора №

4.3.3 Режим подогрева выщелачивающего раствора №

4.3.4 Режим подогрева выщелачивающего раствора №

4.4 Влияние габаритов рудного штабеля и параметров режима подогрева выщелачивающего раствора на эффективность процесса кучного выщелачивания

4.4.1 Технико-экономический критерий

4.4.2 Постоянная плотность орошения

4.4.3 Постоянный расход выщелачивающего раствора

4.5 Обсуждение результатов оптимизации

Заключение

Список литературы

Приложения

Приложение П1

Приложение П2

Приложение П3

Приложение П4

Приложение П5

Приложение П6

Приложение П7

Приложение П8

Приложение П9

Приложение П10

Приложение П11

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Анализ и оптимизация процесса кучного выщелачивания золота в условиях сурового климата»

Введение

Актуальность. Крупнейшие российские месторождения драгоценных и редких металлов расположены в районах сурового климата, составляющих более 65% территории России. Для добычи золота из этих месторождений применяется кучное выщелачивание (КВ) с невысокими степенями извлечения драгоценного металла. По различным оценкам, оно составляет 50-70%. В условиях сурового климата эффективность КВ существенно снижается из-за низких температур окружающего воздуха. Отрицательные среднегодовые температуры воздуха ведут к снижению интенсивности цианирования золота и росту энергетических затрат на поддержание температуры процесса.

Экспериментальные исследования на реальных рудных штабелях массой сотни тысяч тонн являются очень дорогостоящими. КВ золота -комплексный, многопараметрический технологический процесс, и для снижения затрат на его исследование и опытные работы, направленные на оптимизацию технологических режимов, применение математического моделирования является совершенно необходимым.

К приоритетным путям совершенствования технологии КВ золота следует отнести экспериментальные исследования, направленные на получение информации, необходимой для разработки математических моделей и проведение вычислительных экспериментов, что позволяет на этапе проектирования выбрать оптимальный температурный режим подогрева выщелачивающего раствора и определить рациональную геометрию рудного штабеля. Промышленная реализация таких решений позволит интенсифицировать процесс КВ и снизить себестоимость золота прежде всего за счет уменьшения энергетических затрат и сокращения продолжительности кампании КВ.

Степень разработанности темы.

Ведущие научно-исследовательские организации России (ИПКОН РАН, «Иргиредмет», ЦНИГРИ, ИГД СО РАН, «Гинцветмет», «Полиметалл» и др.) в течение более двадцати лет совершенствуют и внедряют на горно-перерабатывающих предприятиях страны эффективную технологию КВ золота. Значительный вклад в изучение физико-химических основ процесса выщелачивания золота внесли отечественные ученые.

В то же время до сих пор в теории и практике КВ золота, осуществляемого в условиях сурового климата, не решены задачи поддержания оптимального температурного режима выщелачивающих растворов и выбора рациональной геометрии рудного штабеля. Решение этих задач может обеспечить не только снижение энергетических затрат, но и повысить извлечение золота из руды.

Объект исследования - кучное выщелачивание золота в условиях сурового климата.

Предмет исследования - математическое моделирование процесса КВ золота в условиях сурового климата на основе системного подхода.

Целью работы является создание и применение математических моделей и комплекса программ для решения научных и технических задач получения оптимальных проектных решений для КВ золота в условиях сурового климата.

Задачи исследования. Для достижения поставленной цели решены следующие задачи:

1. Экспериментально изучен процесс выщелачивания золота из полифракционной руды месторождения «Светлое» в температурном диапазоне, характерном для условий сурового климата.

2. На основе экспериментальных данных получена кинетическая модель выщелачивания золота из полифракционной руды.

3. Предложена математическая модель процесса КВ золота, пригодная для комплексной оценки влияния как технологических параметров, так и параметров окружающей среды на эффективность производства золота.

4. Экспериментально-расчетным путем определены параметры, необходимые для реализации математической модели: коэффициенты эффективной теплопроводности слоя сухой и влажной руды, параметры теплообмена слоя руды и выщелачивающего раствора.

Методы исследований. Изотермическое экспериментальное выщелачивание золота из руды проводилось в специально созданной лабораторной установке. Для определения параметров математической модели: коэффициентов эффективной теплопроводности слоя руды и параметров теплообмена растворов и руды была разработана экспериментально-расчетная методика и изготовлены специальные лабораторные устройства. При выводе основных уравнений моделей применены методы физического и математического моделирования, использованы основные уравнения гидродинамики и теплообмена в виде системы дифференциальных уравнений в частных и обыкновенных производных, численные методы их решения, сплайн-интерполяция.

Обработка результатов и математическое моделирование КВ золота осуществлялось с применением персональных компьютеров в современных программных продуктах Excel, MathCAD, FlexPDE.

При изучении вещественного состава руды и растворов использовались современные аналитические методы: гранулометрический, спектрометрия с индукционно связанной плазмой (iCAP 6300 Duo), атомно-абсорбционная спектрометрия (SpectrAA 220).

Научная новизна диссертационной работы. На основании проведенных экспериментальных и теоретических исследований в работе получены следующие результаты:

1. Предложена модификация известной модели «сжимающееся ядро» для описания кинетики выщелачивания золота из рудных зерен произвольного размера, учитывающая влияние температуры процесса и наличия в руде так называемого «нецианируемого» золота.

2. Модифицированная модель «сжимающееся ядро» позволяет определить четыре коэффициента Ь0, Е, В0, Q, характеризующих конкретную руду, используя данные, полученные в параллельных изотермических экспериментах, выполненных при различных температурах.

3. Предложен оригинальный численный метод нахождения интервальных значений параметров математического описания для сложных химико-технологических процессов.

4. Разработана новая математическая модель КВ золота, учитывающая скорость выщелачивания золота из полифракционной руды и теплообмен рудного штабеля с окружающей средой. Нестационарная математическая модель представляет собой систему уравнений в частных и обыкновенных производных и соответствующие начальные и граничные условия. Модель позволяет на этапе проектирования технологического процесса выбрать рациональную геометрию рудного штабеля и оптимальный режим подогрева выщелачивающих растворов.

5. Предложен экспериментально-расчетный метод определения характеристик слоя руды, необходимых для реализации модели КВ. Метод заключается в получении экспериментальных данных в контролируемых температурных условиях, их обработки с помощью математической модели, предложенной в пункте 4, с целью определения эффективных коэффициентов теплопроводности руды и параметров, характеризующих теплообмен между рудой и раствором.

Достоверность научных положений выводов и рекомендаций.

Достоверность научных положений, результатов исследований, выводов и рекомендаций подтверждается корректным использованием

математического аппарата, аттестованными современными физико-химическими методами анализа, а также совпадением результатов математического моделирования и экспериментальных результатов исследования, что позволяет сделать вывод об адекватности разработанных моделей.

Практическая ценность.

1. Модифицированная модель «сжимающееся ядро» использована для обработки экспериментальных данных по выщелачиванию золота из полифракционной руды месторождения «Светлое». Показано, что выщелачивание руды дроблением минус 25 мм протекает во внутридиффузионной области. Получены значения коэффициентов, позволяющие описать процесс выщелачивания золота из полифракционной руды в диапазоне температур, характерном для КВ.

2. Разработана новая математическая модель процесса КВ золота, учитывающая влияние основных технологических параметров и параметров окружающей среды на скорость процесса. Модель позволяет на этапе проектирования промышленного предприятия выбрать рациональную геометрию рудного штабеля и оптимальный режим подогрева выщелачивающих растворов.

3. Предложен экспериментально-расчетный метод определения характеристик слоя руды, необходимых для реализации модели КВ.

4. Созданная экспериментальная установка, разработанные математические модели и методики экспериментов используются при изучении руд и подготовке проектной документации в АО «Полиметалл-Инжиниринг».

На защиту выносятся

1. Результаты экспериментальных исследований перколяционного выщелачивания золота в диапазоне температур, характерном для КВ в условиях сурового климата, 3-20°С.

2. Модифицированная модель «сжимающееся ядро», позволяющая учесть влияние температуры процесса и наличие «нецианируемого» золота на скорость и степень выщелачивания золота из полифракционной руды.

3. Нестационарная математическая модель процесса КВ золота, позволяющая на этапе проектирования процесса выбрать рациональную геометрию рудного штабеля и оптимальный режим подогрева выщелачивающих растворов.

6. Экспериментально-расчетный метод определения

характеристик слоя руды, необходимых для реализации нестационарной модели процесса КВ.

Личный вклад автора. Разработка лабораторной установки для проведения КВ в изотермическом режиме в диапазоне температур 276-298 К (3-25°С), экспериментальных устройств для изучения тепловых свойств слоя дробленой руды и закономерностей теплообмена в этом слое. Математическая обработка результатов экспериментов, выбор модели для описания процесса выщелачивания из частицы руды, модификация модели «сжимающееся ядро», разработка нестационарной математической модели КВ золота, создание комплекса программ, реализующих математические модели, выполнение вычислительных экспериментов и анализ результатов.

Внедрение.

Созданная экспериментальная установка, разработанные математические модели и методики экспериментов используются при изучении руд и подготовке проектной документации в АО «Полиметалл-Инжиниринг».

Также результаты работы внедрены в учебный процесс кафедры Системного анализа и информационных технологий Санкт-Петербургского государственного технологического института.

Апробация. Основные результаты работы докладывались на Х конгрессе обогатителей стран СНГ (Москва, 2015), на международной научной конференции «Математические методы в технике и технологиях ММТТ-29» (Санкт-Петербург, 2016). Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 8 статьях, в том числе 6 работ опубликовано в изданиях, рекомендованных ВАК РФ. Получено свидетельство о государственной регистрации программы для ЭВМ.

Объем и структура работы. Работа изложена на 207 станицах машинописного текста, содержит 64 рисунка и 35 таблиц. Диссертация состоит из четырех глав и содержит введение, аналитический обзор, экспериментальную и теоретическую части, выводы, список цитируемой литературы, включающий 115 наименований, и 11 приложений.

Глава 1. Аналитический обзор

1.1 Нахождение золота в природе

Главным образом золото находится в природе в виде самородного металла, часто в виде сплава электрум с серебром, но не с медью. Золото зачастую ассоциировано с некоторыми минералами, наиболее известными являются пирит [РеУ2], галена [РЬУ], арсенопирит [РеАлУ], стибнит [УЬ2У3], пирротин [РеУ] и халькопирит [СиРеУ2].

Некоторые минералы селена и магнетит [Ге304] также могут содержать ассоциированное золото. В Витватерсранде, в Южной Африке, уранинит и в меньшей степени туколит (смесь переменного состава из углистых веществ, уранинита и сульфидов) ассоциированы с золотыми рудами. Уран получали как побочный продукт на золотоизвлекательных фабриках.

Золото имеет сродство к теллуру и образует два основных теллуридных минерала: калаверит [AuTe2] и сильванит [(Au,Ag)Te2]. Теллур был открыт именно в этих минералах. Также золото находят вместе с палладием в порпезите - самородном сплаве золота с 5-10% палладия и с родием в резинродите [Аи, Rh].

В россыпных месторождениях золото обычно присутствует в виде мелких частиц или крупных самородков. В некоторых рудах, известных как упорные, золото ассоциировано с сульфидными минералами в виде чрезвычайно мелких частиц. [ 1].

1.2 Краткая историческая справка о развитии методов переработки золотосодержащих руд 1.2.1 Промывка золота

Золото сыграло важнейшую роль в развитии металлургии. Однако не всегда нужно было обладать какими-либо химическими или металлургическими знаниями для того, чтобы добыть золото: простой промывки было достаточно, чтобы собрать блестящие частицы, а иногда и самородки.

Золото имеет столь высокую плотность (19,3 г/см ), что простая промывка может быть использована для отделения его от песка и гравия. В этом методе пески, содержащие золото, смешивают с водой в неглубоком тазу. Осторожными круговыми движениями примеси вымывают, золото при этом остается на дне. Однако такая промывка требует огромного терпения и тяжелой работы. Золото, собранное промывкой или из богатых жил, при плавке дает относительно чистый металл. Ранними примитивными методами можно было извлекать только легкодоступное чистое золото. По мере развития техники и совершенствования методов извлечения золота менее богатые месторождения вовлекались в переработку. Для бедных руд были разработаны другие методы [2].

1.2.2 Амальгамирование

Несмотря на то что ртуть была известна в Древнем Китае и Индии и была найдена в египетских захоронениях, датируемых 1600 г. до н.э., ее стали получать и использовать только во времена Римской империи.

Ртутные руды имеются в изобилии в Италии и Испании. Древнеримский писатель Диоскорид (Dioscorides 40-90 гг. до н.э.) описал приготовление ртути из киновари (cinnabar, HgS). Плиний дает метод очистки ртути отжимкой ее сквозь замшу. Он описывает процесс амальгамации и вводит термин «амальгама» (от «malagma»), означающего «я размягчаю», потому что ртуть размягчает золото.

Хотя римляне знали, что ртуть растворяет золото и серебро, нет доказательств, что они применяли амальгамирование для извлечения этих металлов из руд.

Ваночио Бирингучио (Vanoccio Biringuccio) упоминает амальгамацию руд в своей книге «Пиротехника» (De la Pirotechnia), увидевшей свет в 1540 г. Позже, в 1556 г., этот процесс был описан Георгиусом Агриколой (Georgius Agrícola) в его книге «Металлика» (De Re Metallica).

Ртуть растворяет золото быстро уже при комнатной температуре. Амальгама, содержащая 10% золота, - жидкая, содержащая 12,5% золота,

-пастообразная, и при содержании 15% золота амальгама становится твердой.

В амальгамационном процессе широко применяются пестовые мельницы. Процесс измельчения руды в пестовых мельницах осуществляется падающим рабочим органом - пестом. После дробления руду крупностью 10 - 60 мм вместе с водой подают в пестовую мельницу. Тяжелый стальной пест длиной 3 - 5 м и диаметром 70 мм весит 200 - 400 кг. Пест поднимают вверх эксцентриковым механизмом, а его падение осуществляется под собственным весом. Ступа пестовой мельницы имеет прямоугольное сечение и отливается из чугуна или стали. Размеры ступы обычно составляют 1,2 м в высоту и длину и 0,3 м в ширину. Часто в одной ступе используют пять пестов. Частота ударов песта варьируется от 30 до 100 в минуту.

Пульпу тонко измельченной руды, содержащей самородное золото и серебро, пропускают над медными амальгамированными пластинами, покрытыми тонким слоем ртути, к которому и прилипают частицы драгоценных металлов.

В зависимости от содержания золота в руде амальгаму счищают один или два раза в день и на поверхность медных пластин наносят свежий слой ртути. Расход ртути в этом методе составляет 30 - 50 г на тонну руды.

Амальгаму промывают водой для удаления посторонних примесей, затем отжимают на прессе через замшу для удаления избыточной ртути. При этом может быть получена амальгама, содержащая 40 - 50% золота. Ее загружают в поддоны и прокаливают в горизонтальной реторте для отгонки ртути. Полученную золотую губку затем плавят вместе с флюсами и отливают слиток. Золотой слиток содержит примеси серебра, меди и других металлов, которые затем выделяют на аффинажных предприятиях и монетных дворах.

Ранее амальгамация широко использовалась для извлечения золота и серебра из руд. Сейчас во многих странах этот процесс запрещен к

использованию из-за высокой токсичности ртути. Несмотря на запреты, этот процесс нелегально используют в широком масштабе множество мелких производителей в некоторых районах Африки и так называемых гаримпос (garimpos) в бассейне Амазонки в Бразилии. Такая практика приводит к ртутному загрязнению почвы и вод, а также и атмосферы, поскольку на последней стадии получения золота ртуть из амальгамы удаляют прокаливанием на открытом воздухе [3].

1.2.3 Хлоринация

Изобретение царской водки арабским алхимиком Джабир ибн Хайамом, способной растворять золото, привело к созданию новой технологии извлечения золота из руд. В то время как соляная или азотная кислота, взятые в отдельности, не действуют на золото, их смесь - aqua regia, или царская водка, - способна золото растворять.

В современной терминологии действие этой смеси на золото объясняется присутствием хлора и нитрозил хлорида в составе царской водки.

Хлор был открыт и выделен шведским химиком Карлом Вильгельмом Шееле (Carl Wilhelm Scheele,1742 - 1786) действием соляной кислоты на диоксид марганца в 1774 г. Шееле также отметил, что хлор взаимодействует со всеми известными металлами. Эта информация была впервые использована для извлечения золота из руд в 1851 г. Карлом Фридериком Платтнером (Karl Friedrich Plattner, 1800 - 1858) во Фрайберге, применившим водный раствор хлора. Для извлечения золота из хлорного выщелачивающего раствора было использовано металлическое железо.

Вариантом хлоринации был барабанный процесс (barrel chlorination process), в котором хлор генерировался при взаимодействии хлорной извести и серной кислоты внутри вращающегося барабана. В 1863 г. этот метод хлоринации Платтнера был использован в США и вскоре после этого в Австралии [3].

1.2.4 Цианирование

Цианидный процесс основан на растворении золота в рудах разбавленным раствором цианида и его выделении в металлическом виде на цинковом порошке, введенном в раствор. Цианидный процесс привел к существенному увеличению степени извлечения золота на месторождениях Витватерсранда, поскольку мелкие частицы золота, присутствующие в рудах этого месторождения, извлекались лишь на 55 -65% при использовании амальгамации или хлоринации.

В настоящее время ежегодно во всем мире миллионы тонн золотосодержащих руд обрабатываются цианидными растворами для извлечения золота, что представляет собой наибольший тоннаж минеральных материалов, обрабатываемых химически.

Для того чтобы понять, какие факты и события привели к изобретению цианидного процесса, необходимо рассмотреть деятельность химиков XIX века.

Широкие исследования были выполнены возникшей к тому времени так называемой химии «синей кислоты» (Blue Acid) и ее соединений.

В то время химики были заняты изучением ряда веществ, окрашенных в синий цвет и полученных нагреванием высушенной крови с поташом [К2С03] и последующей обработкой прокаленной смеси раствором железного витриола [FeS04].

Осадок, полученный таким образом, имел интенсивный синий цвет. Случайное открытие было сделано в Берлине в 1704 г. немецким алхимиком Йоганом Конрадом Диппелем (1673-1734), и с тех пор пигмент известен как «берлинская лазурь». В англоязычной литературе этот пигмент известен как «прусская синяя» (Prussian blue). Пруссия - старое название современной Германии. Этот новый синий пигмент очень быстро вытеснил природный пигмент ультрамарин, поскольку был намного дешевле. Этот первый синтетический пигмент открыл новую область химии - химию цианистых соединений.

Французский химик Пьер Йозеф Маквер (Pierre Joseph Macquer,1718-1784) обнаружил в1752 г., что при кипячении берлинской лазури с едким кали [KOH] выпадает осадок гидроксида железа и оставшийся раствор после упаривания дает желтые кристаллы, в настоящее время известные как ферроцианид калия.

Шееле в 1782 г. нагрел синий пигмент с разбавленной серной кислотой и получил горючий газ, который после растворения в воде показывал кислую реакцию на лакмусовой бумаге. Он назвал это вещество Берлинской синей кислотой, или просто синей кислотой ( ure).

В 1811 году французский химик Джозеф Льюис Гей-Люссак (17781850) сжижил этот газ (нормальная температура кипения - 26оС) и определил его состав - HCN.

Ферроцианид калия становится коммерческим продуктом в 1825 году. За ним через несколько лет началось производство цианида калия. Способность цианистых растворов растворять золото была отмечена Шееле уже в 1783 г., когда он экспериментировал с открытым им цианистым водородом.

В Англии в 1836 году золото, растворенное в цианидном растворе, было использовано Георгом Элкингтоном (George Elkington, 1801 - 1865) и его кузеном Генри (Henry Elkington,1810 - 1852) для электрохимического золочения.

Реакция растворения изучалась известными химиками того времени, в числе которых князь Багратион (1844) в России, Франц Эльснер (1846) в Германии и Майкл Фарадей (1857) в Англии.

Использовать цианидные растворы для экстракции золота из руд впервые было предложено Джоном Стюартом МакАртуром [4] в Глазго в 1887 г. Внедрение процесса цианирования в золотодобычу привело к резкому и значительному росту производства металла (рис. 1.1). После того как процесс был применен в промышленности, началось его интенсивное изучение во многих университетах.

Наибольший вклад был сделан немецким химиком Г. Боландером (Guido nder, 1855-1904) в университете в Бреслау (сейчас Вроцлав,

Польша). В 1896 году он подтвердил, что кислород необходим для растворения золота, как до него заявляли Эльснер и Фарадей и в чем сомневался МакАртур, и он обнаружил, что пероксид водорода образуется в качестве промежуточного продукта в процессе растворения золота.

Рис. 1.1. Увеличение мирового производства золота и серебра между 1900 и 1910 гг. в результате внедрения цианидного процесса [5] Растворение золота в растворе цианида оставалось загадкой в течение долгого времени по трем причинам.

Было непонятно, почему золото, наиболее «благородный» из всех металлов, на который не действует ни одна из известных сильных кислот, за исключением горячей концентрированной царской водки, растворяется при комнатной температуре в очень разбавленном растворе (0,01 - 0,1%) цианида натрия или калия.

Было установлено, что крепкий раствор цианида натрия действует на золото не лучше разбавленного раствора, в то время как при действии кислот на металлы растворение протекает тем быстрее, чем выше концентрация кислоты.

Было непонятно, зачем необходим кислород, хотя взятый в отдельности он совершенно не действует на золото.

Загадка была решена примерно 60 лет спустя после открытия процесса, когда стало ясно, что растворение золота в цианидном растворе является электрохимическим процессом. Это было показано в эксперименте, когда в гель цианида калия были помещены маленькие золотые сферы и кислород подводился к ним только с одной стороны. Было обнаружено, что золото растворяется с поверхности, удаленной от потока кислорода. То есть вокруг сферы образуется кислородный концентрационный гальванический элемент.

Поверхность, на которую воздействие кислорода минимально, является анодом, а поверхность, на которую непосредственно воздействует кислород, выступает катодом. При этом кислород принимает электроны от поверхности золота, а ионы золота уходят в раствор и быстро образуют комплекс с цианидными ионами.

По аналогии с превращением («трансмутацией») железа в медь Мак-Артур использовал цинковые стружки для осаждения золота из цианидного раствора. Процесс стал более эффективным после того, как Чарльз У. Меррилл (Charles W. Merrill, 1869-1956) в 1904 г. заменил стружки цинковым порошком. Затем Томас Б. Кроу (Thomas B. Crowe) ввел операцию вакуумирования для удаления кислорода из раствора перед подачей его на цинк. Так новая технология, разработанная в США, позже стала известна как Меррилл-Кроу процесс.

Активированный уголь впервые был применен для извлечения золота из растворов в процессе хлоринации. После замены хлоринации цианированием активированный уголь продолжал использоваться, поскольку нужно было найти применение большим запасам активированного угля для противогазов, оставшихся после Первой мировой войны, в которой были использованы отравляющие вещества. Первоначально и в хлоринации, и в цианировании извлечение золота из

насыщенного угля проводилось его озолением и плавкой полученной золотосодержащей золы с флюсами. При этом образовывалось много отходов. Этот недостаток, а также то, что к тому времени были достигнуты серьезные успехи в извлечении золота цементацией на цинковой пыли, привели к прекращению использования активированного угля. В начале пятидесятых годов прошлого века отношение к применению активированного угля было пересмотрено после разработки Д.Б. Задра (Jack B. Zadra) процесса элюирования и электролиза золота и серебра, адсорбированного на угольных гранулах, который позволял использовать уголь многократно.

Практические разработки, выполненные в восьмидесятые годы прошлого века, привели к широкому использованию технологии «уголь в пульпе» (carbon-in-pulp, CIP). Адсорбционная емкость активированного угля к ионам металлов мала по сравнению с емкостью ионообменных смол, однако активированный уголь значительно дешевле в производстве и более селективен. Преимуществом CIP также является исключение дорогой операции фильтрования из производственного процесса [6].

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук Ковалев Николай Васильевич, 2018 год

• /

,---

/ , S

/ / / /

■

10

100

1-103

Формируем матрицу результатов для переноса в EXCEL

res02 - augmente res02, xlc )

res02 - augmenteres02,x3c)

res02 - augmente res02, x5c )

х 1-104 txc

1-105

1-106

1-10'

I taue л \ res02 - augment-, x0c

& \3600 /

res02 - augment(res02,x2c) res02 - augment(res02,x4c) res02 - augmenteres02,xore)

res02 =

0 12 3 4

21 252.119 !0.427|0.738 Ю.952! 1

22 318.139 I0.472I0.799I0.99 h

23 397.317 10.519 10.857 Î0.998 î 1

24 491.531 Ï0.566 Ï0.909 Ï0.998 ! 1

25 602.826 10.615 10.954 Î0.998 î 1

26 733.427 Ï0.663 Ï0.978 Ï0.998 ! 1

27 885.742 Î 0.663 Î0.978 Î0.998 Î1

28 1.062 -10310.663 10.978 10.998 11

3

Приложение П7. Определение коэффициента эффективной теплопроводности слоя влажной дробленой руды. Документ МаШСАО

Определение коэффициента теплопроводности слоя влажно руды в перколяторе

Процедура SR_tcalc01(...)

формирует из расчетной матрицы FlexPDE матрицу, соответствующую

экспериментальным значениям времени.

Параметры:

Мса1с - матрица расчетных значений температур из FlexPDE timeEx - вектор экспериментальных времен, час.

Результат: матрица полученная интерполяцией расчетных значений по вектору эксп. времен.

SR_tcalc01 ( Mcalc, timeEx )

time<-

Mcalc

,<o>

3600

nt^ last( timeEx)

t5_6 t4_6 t3_6 t2_6 t1 6

Mcalc

<i>

Mcalc

<2>

Mcalc

<з>

Mcalc

<4>

,<5>

t4_6Cj t3_6Cj t2_6Cj

t1_6cr

t4_6 t3_6 t2_6 t1 6

timeEx ^ timeEx ^

timeEx:

_ Mcalc for i £ 0.. nt

t5_6cj ^ linterp (time ? t5_6 5 timeEx^

linterp^time

linterp^time

linterp^time

linterp^time

res <— augment (t5_6c, t4_6c) res <— augment (res 5 t3_6c) res <— augment (res 5 t2_6c) res augment (res 5 t1_6c) res

timeEx:

Процедура SR_S01(...) рассчитывает сумму стандартных ошибок аппроксимации экспериментальных значений расчетнымиИсп. глобальная процедура SR_tcalc01(...).

Параметры:

Mex - матрица экспериментальных значенийх значений. 0 столбец - время, час; остальные столбцы - температуры по высоте слоя руды (по оси слоя). Мса1с - матрица расчетных значений ( интерполяция по матрице FlexpDE), Результат: Стандартная ошибка аппроксимации.

Б^БО! (Мех, Мса!с)

НтеЕх <— Мех< 0 > п^ timeEx)

Мех

<1>

Мех

<2 >

Мех

<з>

t5_6ex.

t4_6ex -

t3_6ex.

t2_6ex.

М_6ех<— Мех^ Мс<— 81*_1са1с01 ( Мса!с , НтеЕх)

Мех

<4>

,<5>

Мс

,<0>

Мс

<1>

Мс

<2>

t5_6c <

t4_6c<

t3_6c <

t2_6c <

М_6с<— Мс^ гл<-гл. - 1 к пизо

Мс

<3>

,<4>

S5 6

S4 6

S3 6

S2 6

S1 6

1 ? — .1(15 бех - 15 6с) гЛ ~

1 -—-1(М бех - 14 6с) гЛ — "

1 -—1(13 бех - 13 6с) гЛ ~

nt

Щ2_вех - 12_6с у

1 ? — .1(И бех - И 6с) гЛ — "

S^S5_6 + S4_6 + S3_6 + Б2_6 + S1_6 S

1

Процедура SR_MLamS01(...) рассчитывает матрицу стандартных ошибок аппроксимации экспериментальных значений расчетнымиИсп. глобальная процедура SR_S01(...) Параметры:

Мех - матрица экспериментальных значенийх значений

0 столбец - время, час; остальные столбцы - температуры по высоте слоя руды (по оси слоя) MLDT - матрица расчетных значений

0 столбец - заданные значения коэф. теплопроводности, Вт/м/К;

1 столбец - вектор рачетных матриц (интерполяция по матрице FlexPDE). Результат:

0 столбец - заданные значения коэф. теплопроводности, Вт/м/К;

1 столбец - стандартные ошибки аппроксимации экспериментальных значений расчетными.

SR_MLamS01 ( Мех MLDT) -

Vlam< Mtot<r

MLDT

<о>

г<1>

MLDT ni^last( Mtot) for i e 0 .. ni Mcalc^- Mtotj

MSj SR_S01 ( Мех, Mcalc)

resaugment (Vlam 5 MS) res

Расчетные данные Матрица MLD:

0 столбец - заданное значение коэффициента теплопроводности, Вт/м/К;

1 столбец - матрицы расчитанных в FlexPDE значений температур по оси влажного слоя руды

Матрицы результатов расчета с различными значениями теплопроводности влажной руды из Reference file

MLD -

0.5 LW05

1 LW1

1.5 LW1_5

2 LW2

1.75 LW1_75

1.625 LW1_625

1.5625 LW1_5625

1.53125 LW1_53125

1.51563 LW1_51563

1.50781 LW1_50781

1.50391 LW1_50391

1.505 86 LW1_50586

MLD

0 1

0 0.5 |{80,6}

1 1 I {76,6}

2 1.5 I {74,6}

3 2 I {76,6}

4 1.75 I {74,6}

5 1.625 I {74,6}

6 1.563 I {74,6}

7 1.531 I {74,6}

8 1.516 I {74,6}

9 1.508 ! {74,6}

10 1.504 | {74,6}

11 1.506 | {74,6}

Сортировка матрицы MLD по возрастанию значений 0 столбца

MLDT - csort(MLD,0)

MLDT =

0 1 1

0 0.5 1(80,6}

1 1 1(76,6}

2 1.5 1(74,6}

3 1.504 1(74,6}

4 1.5061(74,6}

5 1.508 |{74,6}

6 1.5161(74,6}

7 1.531 1(74,6}

8 1.563 1(74,6}

9 1.625 1(74,6}

10 1.75 1(74,6}

11 2 1(76,6}

Mex - матрица экспериментальных значений температур по оси сухого слоя руды. 0 столбец - время, час;

1- 5 столбцы - осевые температуры на разных высотах слоя руды, К

0 I 1 I 2 I 3 I 4

0 0 1277.974 278.077 278.135 1278.108

1 3 (281.135 277.915 277.813 [277.763

2 6 [284.779 278.498 277.858 [277.892

3 10 [287.802 280.357 278.513 [277.948

4 24 [ 292.398 284.645 280.657 [278.59

5 27 ¡ 292.997 285.741 281.048 ¡279.154

6 30 ¡ 293.661 286.355 281.332 ¡ 279.307

7 34 [ 294.36 287.026 282.15 [279.429

8 48 1295.709 288.801 284.1171281.3

9 51 [295.552 289.155 284.25 [281.397

10 54 [ 296.044 289.428 284.659 [281.808

11 58 [ 296.03 290.147 285.465 [282.243

Рассчитываем вектор стандартные ошибки

аппроксимации экспериментальных Mres - SR_MLamS01 ( Mex, MLDT)

значений расчетными

Вектор заданных значений коэффициента теплопроводности, lam - Mres<0> Вт/м/К:

Вектор стандартных ошибок аппроксимации экспериментальных значений расчетными. К

VS - Mres

<i>

Коэффициенты сплайна:

Slam - cspline( lam, VS)

Функция SR_S_Wetore сплайн интерполяция:

SR_S_Wetore (х) - interp( Slam , lam ,VS ,х)

Границы интервала:

Минимальное значение коэффициента теплопроводности, Вт/м/К:

Максимальное значение коэффициента теплопроводности, Вт/м/К:

lam_min - min(lam) lam_min =0.5 lam_max - max (lam) lam_max =2

Количество точек для построения графика: np - 100

,,, , , .. lam max - lam min „

Шаг по значениям коэффициента dlam--=-=--dlam = 0.015

теплопроводности, Вт/м/К: ПР

Вектор аргумента для графика: . _ о np lamc - lam_min + i.dlam Вектор функции для графика

(интерполяция): S - SR_S_Wetore (lamc)

Поиск значения коэффициента теплопроводности доставляющего минимум функции интерполяции

Начальные приближения для поиска минимума

функции SR_S_Wetore: tamw^ - L5

Given

Уравнение

для поиска минимума функции SR_S_Wetore(lamwet)

SR_S_Wetore (lamwet) - 0

lamwet - Minerr(lamwet)

Результаты минимизации. lamwet = 1.507604

lamwet:

Найденный минимум функции: Smin - SR_S_Wetore (lamwet) Smin = 0.828922

lam Jame

Приложение П8. Определение коэффициентов теплоотдачи при вынужденной и естественной (свободной) конвекции. Документ MathCAD

В процедурах SR_a_plate_AIRcrossflow и SR_a_HorSurf_FC используются внешние процедуры для расчета температурных зависимостей свойств воздуха: плотности SR_pаir(T), коэффициента динамической вязкости SR_^air(T)) и коэффициента теплопроводности SR_Xair(T).

Plate crossflow

Обтекание горизонтальной пластины потоком воздуха. Ист. Михеев с.74

Подпрограмма SR_a_plate_Aircrossflow(...)

вычисляет коэффициент теплоотдачи от пластины воздуху

Аргументы:

Ta - температура воздуха, К;

Ts - температура поверхности пластины, К;

wa - скорость воздуха, м/с;

L - характерный размер пластины: отношение ее площади к ее периметру (для расчета критериев Рейнольдса и Нуссельта), м.

Результат:

а - коэффициент теплоотдачи, Вт/(кв.м *К).

SR_a_plate_AIRcrossflow( Та, Ts ,wa, L)

Tm<— ( Та + Ts )-0.5

pa<— SRpair(Tm)

|j,a<— SR_|j.air(Tm)

A,a<— SR_A,air(Tm)

„ wa-L-pa Re<—-—

\ia

if Re<5 105 C^- 0.57 n^- 0.5

otherwise

C^- 0.032

n^- 0.8 Nu<— С Re"

TVT

a — -Nil L

a

Свободно-конвективный теплообмен в случае горизонтальной пластины

Ист. Кутателадзе 1990 г. с 170

Подпрограмма SR_Nu_HorSurf_FC(...) вычисляет коэффициент теплоотдачи горизонтальная поверхность - воздух

Аргументы:

Ta - температура воздуха, К;

Ts - температура поверхности пластины, К;

L - характерный размер пластины (отношение ее площади к ее

периметру), м.

Результат:

а-коэффициент теплоотдачи, Вт/(кв.м*К).

8К_ос_Ног8игГ ГЦ Та, Те , Ь)

ЛТ^- Ts - Ta Тт<— ( Та + Те)-0.5 ра<— 8К_раи*(Тт) ца<— 8К_|л.аи*(Тт)

Pr^- SR_Prair( Tm )

Gr^- 9.81

Т3 2 Ь -ра

2

AT

Та-ца Ка<— Сг-Рг

(Яа < 200) С^- 0.96 1

п<— —

6

if (Ra>200)• («ж8-106) С^- 0.54

1 4

1Г Яа >8-10 С^- 0.15 1

3

6

N11^- С Ь*а А,а

а <— — -N11 Ь

Приложение П9. Переход от к 2Э модели кучного выщелачивания. Выбор наилучшего сечения.

Табл. П9.1. Режим подогрева выщелачивающего раствора №1

йТ1 Средние температуры, К. Усреднение по времени и площади(объему). Режим № 1 Среднеинтегральный квадрат отклонения средних по сечению температур от средней по объему температуры, К2

Руда Раствор Руда Раствор

По объему По сечению Объем По сечению По сечению По сечению

диагональ ному Х=0 У=0 диагональ ному Х=0 У=0 диагональ ному Х=0 У=0 диагональ ному Х=0 У=0

3 283.0 281.5 283.0 282.7 283.8 282.4 283.9 283.6 2.04 0.04 0.11 2.00 0.07 0.08

5 282.9 281.5 283.0 282.7 283.9 282.6 284.1 283.8 1.92 0.05 0.09 1.88 0.10 0.06

10 282.8 281.5 283.1 282.6 284.4 283.2 284.8 284.4 1.59 0.17 0.04 1.53 0.33 0.05

15 282.7 281.5 283.2 282.6 284.8 283.7 285.6 285.1 1.31 0.40 0.02 1.23 0.71 0.10

20 282.5 281.5 283.3 282.5 285.3 284.3 286.3 285.7 1.07 0.74 0.03 0.98 1.27 0.23

25 282.4 281.5 283.3 282.5 285.7 284.9 287.0 286.3 0.09 1.20 0.05 0.77 1.99 0.42

Сумма 8.00 2.59 0.34 8.39 4.45 0.93

То 6Т1 Средние температуры, К. Усреднение по времени и площади(объему). Режим N° 2 Среднеинтегральный квадрат отклонения средних по сечению температур от средней по объему температуры, К2

Руда Раствор Руда Раствор

По объему По сечению Объем По сечению По сечению По сечению

диагональ ному X=0 Y=0 диагональ ному X=0 Y=0 диагональ ному X=0 Y=0 диагональ ному X=0 Y=0

278 5 283.1 281.4 282.7 282.6 283.0 281.3 282.5 282.4 2.93 0.30 0.29 2.96 0.36 0.38

10 282.9 281.3 282.7 282.5 283.4 281.8 283.2 283.0 2.47 0.15 0.19 2.46 0.21 0.23

15 282.9 281.4 282.8 282.6 283.9 282.4 283.9 283.7 2.14 0.09 0.12 2.10 0.16 0.12

20 282.7 281.4 282.9 282.5 284.4 283.1 284.7 284.4 1.75 0.19 0.07 1.69 0.39 0.12

25 282.6 281.4 283.0 282.5 284.8 283.7 285.4 285.0 1.46 0.37 0.05 1.39 0.71 0.17

30 282.5 281.5 283.1 282.5 285.2 284.2 286.1 285.6 1.21 0.64 0.04 1.12 1.18 0.27

283 5 283.1 281.4 282.7 282.6 283.2 281.6 282.9 282.8 2.63 0.17 0.22 2.64 0.20 0.26

10 283.0 281.4 282.7 282.6 283.4 281.9 283.2 283.0 2.51 0.13 0.19 2.50 0.17 0.21

15 282.9 281.4 282.8 282.6 283.9 282.4 283.9 283.7 2.14 0.09 0.12 2.10 0.16 0.12

20 282.7 281.4 282.9 282.5 284.4 283.1 284.7 284.4 1.75 0.19 0.07 1.69 0.39 0.12

25 282.6 281.4 283.0 282.5 284.8 283.7 285.4 285.0 1.46 0.37 0.05 1.39 0.71 0.17

30 282.5 281.5 283.1 282.5 285.2 284.2 286.1 285.6 1.21 0.64 0.04 1.12 1.18 0.27

288 5 282.9 281.4 282.8 282.6 283.5 282.0 283.3 283.2 2.32 0.08 0.16 2.31 0.11 0.16

10 282.9 281.4 282.8 282.6 283.7 282.2 283.7 283.4 2.23 0.09 0.14 2.20 0.14 0.14

15 282.8 281.3 282.7 282.5 283.8 282.3 283.8 283.5 2.17 0.08 0.13 2.13 0.15 0.13

20 282.7 281.4 282.9 282.5 284.4 283.1 284.7 284.4 1.75 0.19 0.07 1.69 0.39 0.12

25 282.6 281.4 283.0 282.5 284.8 283.7 285.4 285.0 1.46 0.37 0.05 1.39 0.71 0.17

30 282.5 281.5 283.1 282.5 285.2 284.2 286.1 285.6 1.21 0.64 0.04 1.12 1.18 0.27

293 5 282.9 281.5 283.0 282.7 283.9 282.5 284.0 283.8 2.01 0.05 0.10 1.97 0.10 0.07

10 282.9 281.5 282.9 282.6 283.9 282.5 284.0 283.8 1.99 0.07 0.10 1.95 0.14 0.09

15 282.8 281.5 282.9 282.6 284.1 282.8 284.4 284.1 1.89 0.11 0.09 1.84 0.23 0.10

20 282.7 281.4 282.9 282.5 284.4 283.1 284.8 284.4 1.74 0.19 0.07 1.68 0.38 0.12

25 282.6 281.4 283.0 282.5 284.8 283.7 285.4 285.0 1.46 0.37 0.05 1.39 0.71 0.17

30 282.5 281.5 283.1 282.5 285.2 284.2 286.1 285.6 1.21 0.64 0.04 1.12 1.18 0.27

298 5 282.8 281.4 282.9 282.5 284.2 282.9 284.5 284.2 1.77 0.08 0.06 1.71 0.18 0.03

10 282.8 281.4 282.9 282.5 284.2 282.9 284.5 284.2 1.77 0.08 0.06 1.71 0.18 0.03

15 282.7 281.5 283.0 282.6 284.4 283.1 284.8 284.4 1.67 0.18 0.06 1.61 0.35 0.07

20 282.7 281.5 283.0 282.5 284.5 283.3 285.0 284.1 1.60 0.23 0.06 1.54 0.47 0.11

25 282.6 281.4 283.0 282.5 284.7 283.6 285.3 284.9 1.49 0.32 0.05 1.42 0.63 0.14

30 282.5 281.5 283.1 282.5 285.2 284.2 286.1 285.6 1.21 0.64 0.04 1.12 1.18 0.27

Сумма 54.59 7.73 2.84 53.07 14.21 4.87

Средние температуры, К. Усреднение по времени и площади(объему). Режим № 3 Среднеинтегральный квадрат отклонения средних по сечению температур от средней по объему температуры, К2

т„ ¿Т1 ¿Т 2 Руда Раствор Руда Раствор

По сечению По сечению По сечению По сечению

По объему диагональ ному Х=0 У=0 Объем диагонал ьному Х=0 У=0 диагональ ному Х=0 У=0 диагональ ному Х=0 У=0

5 283.0 281.6 283.0 282.7 283.8 282.5 284.0 283.7 1.96 0.03 0.09 1.93 0.06 0.06

10 282.9 281.6 283.1 282.7 284.2 283.0 284.6 284.2 1.65 0.11 0.05 1.59 0.20 0.02

278 15 282.8 281.7 283.3 282.7 284.7 283.6 285.4 284.9 1.37 0.28 0.02 1.30 0.48 0.03

20 282.7 281.7 283.4 282.7 285.2 284.2 286.1 285.5 1.12 0.57 0.01 1.03 0.95 0.12

25 282.3 281.3 283.1 282.3 285.3 284.4 286.4 285.8 0.98 0.77 0.01 0.88 1.33 0.24

5 283.0 281.6 283.0 282.7 283.8 282.5 284.0 283.7 1.96 0.03 0.09 1.93 0.06 0.06

10 282.9 281.6 283.1 282.7 284.2 283.0 284.6 284.2 1.65 0.11 0.05 1.59 0.20 0.02

283 15 282.8 281.7 283.3 282.7 284.7 283.6 285.4 284.9 1.37 0.28 0.02 1.30 0.48 0.03

20 282.7 281.7 283.4 282.7 285.2 284.2 286.1 285.5 1.12 0.57 0.01 1.03 0.95 0.12

25 282.3 281.3 283.1 282.3 285.3 284.4 286.4 285.8 0.98 0.77 0.01 0.88 1.33 0.24

5 283.0 281.6 283.1 282.7 283.9 282.5 284.1 283.8 1.94 0.03 0.09 1.90 0.07 0.05

10 282.9 281.6 283.1 282.7 284.2 283.0 284.6 284.2 1.65 0.11 0.05 1.60 0.20 0.02

288 15 0 282.8 281.6 283.2 282.7 284.7 283.6 285.3 284.8 1.38 0.27 0.02 1.31 0.47 0.03

20 282.7 281.7 283.4 282.7 285.2 284.2 286.1 285.5 1.12 0.57 0.01 1.04 0.95 0.12

25 282.3 281.3 283.1 282.3 285.3 284.4 286.4 285.8 0.98 0.77 0.01 0.88 1.33 0.24

5 283.0 281.6 283.1 282.7 284.1 282.7 284.3 283.9 1.90 0.04 0.08 1.86 0.10 0.05

10 282.9 281.6 283.2 282.7 284.4 283.1 284.8 284.4 1.61 0.14 0.04 1.55 0.27 0.03

293 15 282.7 281.6 283.2 282.6 284.7 283.6 285.3 284.8 1.37 0.29 0.02 1.30 0.51 0.04

20 282.7 281.6 283.3 282.7 285.1 284.1 286.0 285.5 1.13 0.55 0.01 1.05 0.92 0.12

25 282.3 281.3 283.1 282.3 285.3 284.4 286.4 285.8 0.98 0.77 0.01 0.88 1.33 0.24

5 282.8 281.4 282.9 282.5 284.2 282.9 284.5 284.2 1.77 0.08 0.06 1.72 0.18 0.03

10 282.8 281.5 283.0 282.6 284.4 283.2 284.8 284.4 1.63 0.13 0.04 1.65 0.26 0.03

298 15 282.7 281.6 283.2 282.7 284.8 283.7 285.5 285.0 1.32 0.36 0.02 1.25 0.63 0.07

20 282.6 281.6 283.3 282.6 285.1 284.2 286.1 285.5 1.10 0.63 0.02 1.02 1.04 0.15

25 282.5 281.6 283.4 282.6 285.6 284.7 286.8 286.1 0.90 0.98 0.02 0.81 1.59 0.28

Сумма 34.93 9.25 0.87 33.26 15.84 2.41

Т1 Средние температуры, К. Усреднение по времени и площади(объему). Режим № 4 Среднеинтегральный квадрат отклонения средних по сечению температур от средней по объему температуры, К2

Руда Раствор Руда Раствор

По объему По сечению Объем По сечению По сечению По сечению

диагональ ному Х=0 У=0 диагональ ному Х=0 У=0 диагональ ному Х=0 У=0 диагональ ному Х=0 У=0

15 282.9 281.4 282.8 282.6 283.9 282.4 283.9 283.7 2.14 0.09 0.12 2.10 0.16 0.12

20 282.7 281.4 282.9 282.5 284.4 283.1 284.7 284.4 1.75 0.19 0.07 1.69 0.39 0.12

25 282.6 281.4 283.0 282.5 284.8 283.7 285.4 285.0 1.46 0.37 0.05 1.39 0.71 0.17

30 282.5 281.5 283.1 282.5 285.2 284.2 286.1 285.6 1.21 0.64 0.04 1.12 1.18 0.27

Сумма 6.56 1.28 0.29 6.30 2.43 0.67

Приложение П10. Определение рационального режима подогрева выщелачивающего раствора. Расчеты выполнены по 2D модели, поперечное сечение рудного штабеля ^=0).

Табл.П10.1. Характеристики кучного выщелачивания при режиме подогрева выщелачивающего раствора №1. dT1 - разность температур выщелачивающего раствора и окружающего воздуха, параметр режима №1

dT1 Степень извлечения золота, доля Температура средняя, К Характеристики кампании КВ Примечание

Руда Раствор Продолжитель ность, сут ДТ на подогрев и транспорт растворов,т

0.5 0.7971 263.48 265.19 182.5 1317.2 замораживание раствора, х < Xпроек=0.803

1.0 0.7979 263.73 265.49 182.5 1420.8

1.5 0.7988 263.99 265.78 182.5 1524.4

2.0 0.7996 264.20 266.03 182.5 1601.0

2.5 0.8004 264.50 266.36 182.5 1731.6

3.0 0.8013 266.83 268.72 182.5 1800.3

3.5 0.8018 271.65 273.30 182.5 1938.8

4.0 0.8024 276.48 277.87 182.5 2042.5 X < Xпроек=0.803

4.5 0.8032 281.30 282.44 104.2 1642.5 допустимый режим КВ

5.0 0.8035 286.13 287.01 96.2 1645.6

5.5 0.8035 286.55 287.40 91.6 1664.6

7.0 0.8035 287.83 288.55 83.7 1745.8

8.0 0.8035 288.29 288.98 80.3 1804.0

9.0 0.8035 288.67 289.35 77.3 1859.9

Табл.П10.2. Характеристики кучного выщелачивания при режиме подогрева выщелачивающего раствора №2. Т0 - параметр режима №2

То Степень извлечения золота, доля Температура средняя, К Характеристики кампании КВ. Режим подогрева выщелачивающего раствора №2

Руда Раствор Продолжитель ность, сут ДТ на подогрев и транспорт растворов,т

293 0.8003 266.42 268.85 182.5 2460.7

294 0.8020 267.80 270.22 182.5 2563.1

295 0.8035 285.66 286.88 107.6 2005.4

296 0.8036 287.67 288.70 93.8 1984.2