Arcápolás: Hasznos tippek

Irodalom az ásványok dúsításáról. Ásványfeldolgozási irodalom Aranytartalmú ércek feldolgozásának és dúsításának technológiája

Irodalom az ásványok dúsításáról.  Ásványfeldolgozási irodalom Aranytartalmú ércek feldolgozásának és dúsításának technológiája

BEVEZETÉS

1. ÁLTALÁNOS

1.1 AZ ARANYTARTALMÚ NYERS JELLEMZŐI ÉS FELDOLGOZÁSÁNAK MÓDSZEREI

1.2 NYERS FELDOLGOZÁSI FOLYAMAT

A NYERSFELDOLGOZÁS FŐ SZAKASZAINAK RÖVID LEÍRÁSA

ÉRCEK ELŐKÉSZÍTÉSE ARANY ÉS EZÜST KIVONÁSÁHOZ

ARANYTARTALMÚ ÉRCEK ZÚZÁSA, ÖSZLÉSE

GRAVITÁCIÓS DÚSÍTÁSI MÓDSZEREK

ARANY VISSZANYERÉS ÖSSZEFÜGGÉSÉVEL

SVÁRÍTÁS

Aranytartalmú ércek ciánosítása

SZORPCIÓS SZORPÉSBŐL (SZORPCIÓS LECHING)

ARANY ÉS EZÜST ELÚZÁSA ÉS TELÍTETT ANIONITOK REGENERÁLÁSA

1.3 AZ ARANY KINYERÉSÉNEK SZEREPE A TECHNOLÓGIAI RENDSZERBEN

2. AZ ARANY TIOUREA-ELUÁTUMOKBÓL TÖRTÉNŐ KISZOLGÁLÁSÁNAK TECHNOLÓGIAI ELJÁRÁSÁNAK ÁTTEKINTÉSE

2.1 A FOLYAMAT JELLEMZŐI ÉS KÉMIAI

ARANYLEVÁLTÁS TIOUREA OLDATOKBÓL

3.KOHÁSZATI SZÁMÍTÁSOK

BEVEZETÉS

Az arany sárga fém. Arcközpontú köbös ráccsal rendelkezik, kivételes alakíthatóság és hajlékonyság jellemzi. Aranyból 0,001 mm átmérőjű drótot rajzolhat. A fém hő- és elektromos vezetőképessége nagyon magas: az arany a réz és az ezüst után a második helyen áll.

Az arany fizikai és kémiai tulajdonságai:

Au az 1. csoportban van,

Atomtömeg 197,

Sűrűség 20°C-on 19,32 g/cm3,

Jellegzetes oxidációs állapot +1 és +3,

Normál elektródapotenciál +1,88 és +1,5 V,

Olvadáspont: 1064,4 °C,

Forráspont 2877°С,

Hőkapacitás 25°C-on 25,5 J/(mol K),

A párolgási hő 368 kJ/mol.

Az arany megkülönböztető tulajdonsága, hogy hajlamos komplexképződésre, és hogy vegyületeinek többsége könnyen fémmé redukálható.

Az arany nemesfém. Az alacsony kémiai aktivitás ennek a fémnek fontos és jellemző tulajdonsága. Levegőben, még nedvesség jelenlétében is, az arany gyakorlatilag nem változik. Az arany még magas hőmérsékleten sem lép kölcsönhatásba hidrogénnel, oxigénnel, nitrogénnel, kénnel és szénnel.

Az arany halogénekkel egyesül, és a folyamat szobahőmérsékleten brómmal, melegítéskor pedig fluorral, klórral és jóddal megy végbe.

Az arany elektródpotenciálja vizes oldatokban nagyon magas:

Au®Au + +, j o ​​= +1,68 V;

Au®Au +3 +3, j o ​​​​\u003d +1,58 V;

Ezért az arany nem oldódik sem lúgokban, sem savakban, például kénsavban, salétromsavban, sósavban, fluorhidrogénben és szerves savakban sem.

Erős oxidálószerek jelenlétében azonban az arany egyes ásványi savakban feloldódhat. Így oldódik tömény kénsavban jódsav H 5 IO 6, salétromsav, mangán-dioxid jelenlétében, valamint forró vízmentes szelénsavban H 2 SeO 4, amely nagyon erős oxidálószer.

Az arany könnyen oldódik vízben, klórral telített sósavban, alkáli- és alkáliföldfémek vizes oldatában oxigén jelenlétében. Az arany jó oldószere a tiokarbamid vizes oldata, amely vas-kloridot vagy szulfátot (+3) tartalmaz oxidálószerként.

Az arany további oldószerei közé tartozik a klór és a brómos víz, a jód kálium-jodidban vagy hidrogén-jodidban készült oldata. Az arany feloldódása minden esetben összetett vegyületek képződésével jár.

Kémiai vegyületeiben az arany +1 és +3 oxidációs állapotú lehet. Minden aranyvegyület viszonylag sérülékeny, és még egyszerű kalcinációval is könnyen fémmé redukálódik.

A tantárgyi munka célja áttekinteni a tiokarbamid eluátumok oldataiból arany kinyerési technológiáit, bemutatni mindegyik előnyeit és hátrányait, valamint részletesen áttekinteni az arany tiokarbamid eluátumokból történő elektrolitikus leválasztásának technológiáját.

1.ÁLTALÁNOS

1.1 AZ ARANYTARTALMÚ NYERS JELLEMZŐI ÉS FELDOLGOZÁSÁNAK MÓDSZEREI

Az elmúlt két-három évtizedben a technológiailag egyszerű aranyércekből kitermelt arany részaránya folyamatosan csökkent. Ugyanakkor növekszik az olyan ércekből kitermelt arany részaránya, amelyek hatékony feldolgozása sokkal összetettebb és fejlettebb sémákat igényel, beleértve a gravitációs koncentrálási, flotációs, pörkölési, olvasztási, kilúgozási műveleteket stb. A nagy arany kinyerésére szolgáló gravitációs és amalgamációs módszereket) nem biztosítanak kellően magas aranykivonást, vagy az egyes technológiai műveletek (őrlés, cianidálás, víztelenítés, arany kicsapása oldatokból stb.) költségnövekedésével járnak, perzisztensnek nevezik.

ÉRCEK FINOM SZORÍTÁSÚ ARANYAL ÉS FELDOLGOZÁSUK MÓDSZEREI

Az arany finom eloszlása ​​a kőzetképző ásványokban a tűzálló aranyércek leggyakoribb oka.

Az ilyen típusú ércek két fő kategóriába sorolhatók: ércek, amelyekben az arany a kvarchoz kapcsolódik; ércek, amelyekben az arany szulfidokhoz kapcsolódik.

Az arany kinyerésére az első kategóriájú ércekből finom vagy ultrafinom őrlést alkalmaznak, amely biztosítja az arany megfelelő felnyitását. Ebből a célból háromlépcsős őrléssel és az anyag előzetes osztályozásával a feldolgozás II. és III. szakasza előtti sémákat használnak. Az érc ezen séma szerinti őrlése az osztály 90-95% -os méretű terméket biztosít - 0,04 mm.

Az ilyen finom eloszlású anyagok ciánozása általában lehetővé teszi alacsony aranytartalmú hulladéklerakás előállítását. A finom őrlés magas költsége miatt azonban az ércek finoman szétszórt arannyal történő feldolgozása sokkal drágább, mint a közönséges ércek feldolgozása. Ezenkívül a finom őrlés során képződő cianidpépben megnövekedett másodlagos iszaptartalom miatt a sűrítési és szűrési ciklus termelékenysége érezhetően csökken, ami tovább növeli az arany ilyen ércekből történő kitermelésének költségeit. Ennek eredményeként az ércek finoman szétszórt arannyal történő feldolgozásakor az őrlés és a víztelenítés fajlagos költsége elérheti az ércfeldolgozás összköltségének 60%-át, míg a közönséges ércek feldolgozásakor nem haladja meg a 30-40%-ot. Az utóbbi években az őrlés költségeinek csökkentése érdekében kiterjedt munka folyt az aranyércek golyó nélküli őrlésének (önköszörülésének) progresszív módszerének bevezetésére.

A második kategóriába tartozó ércek aranyat tartalmaznak finom és emulziós formában szulfidokban, főleg piritben és arzenopiritben. Az ilyen ércekből az arany kinyerésének legáltalánosabb módja a flotáció, amely lehetővé teszi az aranytartalmú szulfidok és a szabad arany koncentrátummá történő kinyerését. Továbbá a koncentrátum feldolgozásával aranyat vonhatunk ki belőle. különféle módszerek.

Ha az aranyszemcsék mérete nem túl kicsi, és lehetővé teszi az arany finom őrléssel történő felnyitását, akkor a flotációs koncentrátumot összetörik és ciánozzák.

A flotáció alkalmazása ebben az esetben lehetővé teszi az eredeti érc teljes tömegének finom őrlésének költséges műveletének kiküszöbölését, és viszonylag kis mennyiségű flotációs koncentrátum újraőrlésére korlátozódik, amelynek hozama általában 2-5%. az eredeti érc tömege.

Gyakran azonban az arany szulfidokban való szétszóródása olyan kicsi, hogy az anyag finom, sőt ultrafinom őrlése nem teszi lehetővé a kívánt expozíciós fok elérését. Ebben az esetben a finoman diszpergált aranyat oxidatív pörköléssel nyitják fel. A flotációs koncentrátumok oxidatív pörkölése során a szulfidok oxidálódnak és porózus, jól áteresztő oxidmasszává alakulnak a cianidos oldatok számára. A salak ezt követő kilúgozása lehetővé teszi, hogy az arany cianid oldattá alakuljon.

A pirit oxidációja 450-500 °C hőmérsékleten kezdődik. A folyamat úgy megy végbe, hogy közbenső termékként a pirrotit FeS 2 + O 2 \u003d FeS + SO 2 képződik, amely 3FeS + 5O 2 \u003d magnetitté oxidálódik. Fe 3 O 4 + 3SO 2 és tovább hematit 2Fe 3 O 4 + ½ O 2 \u003d ZFe 2 O 3.

600 °C feletti hőmérsékleten a pirit oxidációját megelőzi disszociációja pirrotit 2FeS 2 = 2FeS + S 2 képződésével, amely ezután szintén hematittá oxidálódik.

Az oxidatív pörkölés teljesítménye számos paramétertől függ, amelyek közül a hőmérséklet a legfontosabb. Nem kellően magas égetési hőmérsékleten (500°C alatt) az oxidatív reakciók sebessége kicsi, és észrevehető mennyiségben nem teljesen oxidált piritszemcsék lehetnek jelen a salakban. Az ilyen salak ciánozása jelentős aranyveszteséggel jár a nem kellően teljes kinyílás miatt. Az égetési hőmérséklet emelkedésével a pirit oxidációja gyorsabban és teljesebben megy végbe. 900-950 ° C-ot meghaladó hőmérsékleten azonban a salak részleges megolvadása lehetséges, mivel pirrotitból és magnetitből álló viszonylag alacsony olvadáspontú eutektikus keverékek képződnek. Az olvadék megjelenése az anyag szinterezéséhez és sűrű, alacsony porózusú, nehezen ciánozható salak keletkezéséhez vezet.

Jelentősen befolyásolja a tüzelés teljesítményét az oxigén koncentrációja a gázfázisban. Alacsony oxigénkoncentráció esetén a pirit oxidációjának sebessége csökken, ami az arany elégtelen teljes kinyílásához vezethet. Ugyanakkor túl magas oxigénkoncentráció mellett a folyamat sebessége olyan nagyra nőhet, hogy nem kellően jó hőátadási körülmények között az exoterm reakciók hőjének nem lesz ideje eloszlani a környezetben és az égetett égetett hőmérsékleten. a szemek meghaladják a veszélyes határértéket (900-950 °C). Ennek eredményeként a salak megolvad, és szerkezete nem lesz elég porózus. Gyakorlatilag megállapították, hogy a piritkoncentrátumok optimális égetési hőmérséklete anyagösszetételüktől függ, és 500-700°C között mozog. deg. A pirit oxidációs sebessége és szemcséinek hőmérséklete közötti kapcsolat azt jelzi, hogy porózus salak előállításához az oxidatív reakciók sebességét úgy kell szabályozni, hogy a részecskék hőmérséklete az égetés során ne haladja meg a 900-950 ° C-ot. Ennek eléréséhez csökkenteni kell a kemencébe szállított levegő mennyiségét, vagy csökkenteni kell az oxigén koncentrációját a gázfázisban. Ugyanakkor az anyag és a környezet közötti hőcsere feltételeinek javításával csökkenthető az égetett részecskék "túlmelegedése". Ez racionálisabb, mivel lehetővé teszi az anyag optimális hőmérsékletének fenntartását a kemencében az égetési sebesség megfelelő csökkenése nélkül. A kalcinált koncentrátum és a környezet közötti hőcsere feltételeit az anyag intenzív keverése a kemencében javítja. Ezért az égetési folyamat végrehajtása a kandallóban az anyag viszonylag gyenge keveredésének körülményei között jelentős kockázatot jelent a salak "túlmelegedésének" és részleges megolvadásának. A folyamat fluidágyas kemencékben való lebonyolítása, ahol az intenzív keverés miatt rendkívül kedvezőek a hőcsere viszonyok, sokkal pontosabb elviselést tesz lehetővé hőmérsékleti rezsim kiégetés, megakadályozva a salak megolvadását.

Az arzenopirit viselkedése az oxidatív pörkölés során nagymértékben hasonló a piritéhez. Az arzenopirit intenzív oxidációja körülbelül 450 ° C hőmérsékleten kezdődik, és közbenső termékként pirrotit és magnetit képződik:

2FeAsS + 1,5O 2 = 2FeS + As 2 O 3 (gáz),

3FeS + 5O 2 = Fe 3 O 4 + 3SO 2,

2Fe 3 O 4 + 0,5 O 2 \u003d ZFe 2 O 3.

600 ° C feletti hőmérsékleten az arzenopirit oxidációját megelőzi disszociációja: 4FeAsS = 4 FeS + As 4 (gáz).

A gáznemű arzén trioxiddá As 4 + 3O 2 \u003d 2As 2 O 3, és pirrotit hematittá oxidálódik.

A keletkező arzén-trioxid erősen illékony. 465 ° C hőmérsékleten az As 2 O 3 gőznyomása 1 am. Ezért az arzén As 2 O 3 -dá oxidálódik , gázba megy

fázis. Oxigénfelesleggel azonban az arzén-trioxid pentoxiddá oxidálható: As 2 O 3 + O 2 == As 2 O 5.

Az égetés körülményeitől és az égetett anyag anyagösszetételétől függően az arzén-pentoxid változatlan maradhat a salakban, vagy kölcsönhatásba léphet a vas-oxidokkal, vas- és vas-arzenátokat képezve Fe 3 (AsO 4)) 2 és FeAsO 4 . Mivel az arzén-pentoxid és a vas-arzenátok gyakorlatilag nem illékonyak, az ötértékű állapotba oxidált arzén teljesen a salakban marad. Ez utóbbi körülmény rendkívül nemkívánatos, mivel a salak későbbi tervezése során az arzén feloldódik, és bizonyos esetekben teljesen felborítja az arany cinkpor általi kicsapódását. Az aranymentes cianidos oldatok fordított felhasználása gyakorlatilag lehetetlenné válik. Ezenkívül az ötértékű arzénvegyületek jelenléte a salakban filmek képződéséhez vezet az aranyrészecskék felületén, ami akadályozza azok feloldódását cianid oldatban.

E tekintetben az arzenopiritet tartalmazó koncentrátumok pörkölése során az arzént át kell vinni a gázfázisba. Ennek érdekében az arzénkoncentrátumok pörkölését enyhén oxidáló atmoszférában kell végezni, ami elősegíti az illékony trioxid képződését és minimalizálja az arzén oxidációját öt vegyértékű állapotba.

Az arzén eltávolítását kedvezõ gyengén oxidáló atmoszféra azonban nem felel meg a szulfidkén maximális oxidációjának feltételeinek, aminek eltávolításához sokkal oxidálóbb atmoszféra szükséges. Ebből a szempontból az arany-arzén koncentrátumok oxidációjának legracionálisabb módja a kétlépcsős pörkölés. A pörkölés első szakasza, amelyet korlátozott levegő hozzáférés mellett hajtanak végre, az arzén As 2 O 3 formájában történő átvitele a gázfázisba. A kapott salak a második szakaszba kerül, ahol jelentős oxigénfelesleggel a szulfid kén oxidálódik. Egy ilyen kétlépcsős égetéssel alacsony szulfid-kén- és arzéntartalmú porózus, ciánozásra alkalmas salak nyerhető. A kétlépcsős pörkölés előnyeinek köszönhetően az arany-arzén koncentrátumokat feldolgozó aranyvisszanyerő gyárak gyakorlatában is alkalmazható.

Körülbelül ugyanez a hatás érhető el egyfokozatú égetéssel, ha az ellenáramú elvet alkalmazzuk, vagyis az anyag mozgását az égetőgázok felé. Ebben az esetben a kezdeti szulfidkoncentrátum az első pörkölési periódusban érintkezésbe kerül a már részben felhasznált gázokkal, amelyek ezért alacsony oxigénkoncentrációjúak. Ez a körülmény hozzájárul ahhoz, hogy az arzént az első tüzelési időszakban eltávolítják. Ahogy az anyag tovább halad a kemencében, érintkezésbe kerül a gázzal,

egyre inkább oxigénnel dúsítják, aminek eredményeként a kemencéből való kilépésnél a salak nemcsak arzéntól, hanem kéntől is mentes lesz. Az ellenáramú elvet széles körben alkalmazzák aranytartalmú szulfidkoncentrátumok kandallóban történő pörkölésére.

1946-ig a koncentrátum pörkölése kivétel nélkül minden gyárban kandallókemencében történt. Ez a fajta tüzelés a mai napig nem veszített jelentőségéből. Csak Ausztráliában több tucat olyan berendezés létezik, amelyek a tűzhelyre koncentrálnak. Az összes létező kandallós kemencék közül az Edwards kemencék a legalkalmasabbak aranytartalmú koncentrátumok pörkölésére. Az Edwards kemence téglalap alakú, gépesített visszhangos kemence. Tűzálló téglával bélelt fém burkolatból áll. A koncentrátum magas (26% feletti) kéntartalma mellett a pörkölés autogén módon, azaz kizárólag a szulfidok oxidációja során felszabaduló hő hatására mehet végbe. Kénhiány esetén a kemencét szénnel, fűtőolajjal, gázzal vagy fával fűtik. Erre a célra egy vagy két kemence található a kemence egyik végén. A kemence másik végén egy speciális lyuk van a tetőn, amelyen keresztül a kalcinált koncentrátumot betöltik. Az anyag égetés közbeni keveréséhez és haladásához a kemence hosszában egy vagy két sor forgó gereblyét szerelnek fel, amelyeket a kemence felett elhelyezkedő közös tengelyről hajtanak meg. A gereblyék forgatása biztosítja az égetett anyag többszörös mozgását a kemence egyik falától a másikig, és egyidejű előrehaladását a kemence mentén. Ennek eredményeként az anyag elegendő tartózkodási ideje a kemencében (3-6 h)és teremtsenek feltételeket keveredéséhez.

Egyes esetekben az Edwards kemencék speciális eszközökkel rendelkeznek a kemence szögének megváltoztatására, amely lehetővé teszi az anyag kemencén való áthaladásának sebességének beállítását, amikor a kalcinált koncentrátum anyagösszetétele megváltozik. Kis termelékenységű vállalkozásoknál (7-10 T koncentrátum naponta) használja a kemencéket egy sor ütéssel; nagyobb termelékenység mellett (10-50 t/nap) telepítse a kemencéket két löketsorral.

A következő előnyök járulnak hozzá az Edwards kemencék széles körű használatához:

1) a minimális porfelvétel a koncentrátum pörkölése során, nem haladhatja meg a betöltött anyag tömegének 0,5-1,0%-át. Az alacsony porelszívás lehetővé teszi a bonyolult porgyűjtő rendszerek nélküli működést. A legtöbb alsó tüzelésű aranyvisszanyerő üzemben a gázokat ciklonokban vagy porkamrákban pormentesítik;

2) viszonylagos olcsóság, egyszerű tervezés és könnyű karbantartás. A kemencében a szokásos javítási műveletek, mint például a fogak és a fogak cseréje, a kemencén kívül, kirakodás és hűtés nélkül történik. Minden sütőt egy kezelő üzemeltet;

3) széles hőmérsékleti tartományban való munkavégzés képessége és különböző granulometriai jellemzőkkel és eltérő kémiai összetételű pörkölési koncentrátumokkal.

Azonban az Edwards kemence előnyei mellett, mint minden kandalló típusú kemencének, komoly hátrányai vannak, amelyek közül a legfontosabbak a következők:

1) viszonylag alacsony fajlagos termelékenység, körülbelül 0,25 m / (m 2 - nap);

2) a hőmérséklet egyenetlen eloszlása ​​az égetett anyag tömege között;

3) a hőmérséklet és az oxigénrendszer szabályozásának nehézsége.

A kandallótüzelés ezen hátrányai sokkal több kifejlesztését késztették progresszív módon pörkölés - pörkölés fluidágyban. Jelenleg a fluidágyas pörkölést használják az aranyvisszanyerő vállalkozások Kanadában, az Egyesült Államokban és más országokban. ábrán. a Dickenson Mines bányában (Kanada) a flotációs koncentrátum fluidágyas pörkölésére szolgáló berendezés vázlata. A fluidágyas kemence egy 2,5 átmérőjű függőleges acélhenger més magassága 5,5 m, tűzálló téglával bélelt. Podina f kemence területe 3.14 m 2 tűzálló betonból készült. A kandallóban 116 fúvóka található, amelyeken keresztül a turbófeltöltő levegőt táplál. A koncentrátumot folyamatosan betáplálják a kemencébe és cellulóz formájában egy szivattyú segítségével. A kemencébe kerülve a koncentrátum részecskék felemelkedéssel folyamatos mozgásba kerülnek

légáramlatok. A fluidágy magassága körülbelül 1,2 m. A kemencében a hőmérséklet 700 "C. A salakot a fluidágy szintjén a betöltéssel ellentétes oldalon elhelyezett speciális ürítőcsövön keresztül folyamatosan ürítik ki. A kemencéből való kilépés után a salak vízfürdőbe esik, ahol A pörkölőgázokat három, egymás után elhelyezkedő ciklonban megtisztítják a portól, majd a kéményen keresztül a légkörbe engedik. A ciklonokból származó por vízzel töltött fürdőkbe kerül. A salakból és porból álló pép megvastagodott és tervezésre irányult.

Az arany-arzénkoncentrátumok fluidágyas pörkölésének technológiájának további fejlesztése, hogy ezt két lépésben hajtják végre. A kétlépcsős tüzelés két egymással érintkező kemencekamrában vagy külön kemencében is végrehajtható.

Az első lépésben korlátozott mennyiségű levegővel az arzént As 2 O 3 formájában desztillálják le a koncentrátumból. A második lépés, amelyet levegőfelesleggel hajtanak végre, a szulfid-kén oxidálására szolgál. ábrán. ábrán látható egy kétlépcsős fluidágyas pörkölő a Campbell bányában (Kanada). A pörkölés első szakaszába a 70-80 "%-os szárazanyag-tartalmú pép formájú flotációs koncentrátum kerül. Az első fokozat salakja a nyomócsövön keresztül a második fokozatba kerül. A jobb anyagáramlás érdekében fúvóka sűrített levegő ellátására a nyomócsőbe van beépítve Az első fokozat kemencéjéből a gáz a közbenső ciklonba, majd tovább a második fokozat kemence felső rétegterébe kerül.A ciklonból származó por a salakkal együtt, A második fokozat kemencéjéből kilépő gáz két párhuzamos ciklonszálba (mindegyik három ciklon) jut be, és a kéményen keresztül a kéményen keresztül a salakba távozik. cianidozásra küldték.

Autogén üzemmódban történő égetéshez az égetett anyag kéntartalma nem lehet kevesebb, mint 16-20%. Nagyobb tartalomnál szükségessé válik a felesleges hő eltávolítása. A gyakorlatban ez úgy történik, hogy a kemence betáplálásába vagy közvetlenül a fluidágyba további vizet juttatnak.

A koncentrátumok fluidágyas kemencékben történő pörkölését nagy mennyiségű por (a kiindulási anyag 40-50%-a) kíséri. Ezért az egyik központi probléma a gázok portól való alapos tisztítása. A ciklonok használata önmagában gyakran nem biztosítja a szükséges fokú gáztisztítást. Ezekben az esetekben a porgyűjtő rendszert elektrosztatikus leválasztókkal egészítik ki. Egyes vállalkozások az arzén-trioxid gázokból történő kinyerését gyakorolják. Ebből a célból a kemence kipufogógázait alaposan megtisztítják a portól és lehűtik;

a kondenzált arzén-trioxidot finom por formájában zsákos szűrőkbe gyűjtik. Szükség esetén a fluidágyas kemencegázok felhasználhatók kénsav előállítására.

A kandallós kemencékhez képest a fluidágyas kemencék nagyon hatékony berendezések az aranykoncentrátumok pörkölésére. Fő előnyeik a következők:

1) magas fajlagos termelékenység, ami körülbelül 5 t / (m 2 -nap), ami körülbelül 20-szor magasabb, mint a kandalló kemencék termelékenysége;

2) a keletkező salak jobb minősége, az égetési hőmérséklet és oxigénviszonyok pontos szabályozásának lehetősége miatt.

Az előnyök mellett azonban a fluidágyas tüzelésnek van néhány hátránya is, amelyek közül a fő a nagy porelszívás. Ez a körülmény bonyolult porgyűjtő rendszerek kiépítését teszi szükségessé.

A szulfid-aranytartalmú koncentrátumok oxidatív pörköléssel és a salak későbbi tervezésével történő feldolgozásának megfontolt sémája nagyon gyakori, de nem az egyetlen lehetséges séma az ilyen termékek feldolgozására.

Egyes esetekben az aranyhasznosító vállalkozásoknál kapott flotációs koncentrátumokat rézkohókba küldik, ahol rézkoncentrátumokkal együtt olvasztják. Ebben az esetben az arany mattra megy át, és végül az anódiszapra koncentrálódik, ahonnan speciális módszerekkel vonják ki (lásd 282. oldal). A magas arzéntartalmú flotációs koncentrátumok feldolgozásakor ez a módszer elfogadhatatlan, mivel az arzén megnehezíti a tiszta réz előállítását. Ezért az arany-arzén koncentrátumokat oxidatív pörkölésnek kell alávetni az arzén eltávolítása érdekében, mielőtt a rézkohóba kerülnének.

Az oxidatív pörkölést az arzénmentes piritkoncentrátumok kénsav előállítására történő feldolgozásakor is fel lehet használni.

A nyers vagy kalcinált koncentrátumok rézkohók feldolgozási módja nem igényel nagy kiadásokat, és lehetővé teszi az arany kinyerését még olyan tűzálló anyagokból is, amelyeknél az oxidatív pörkölés, majd a salak ciánozása nem ad pozitív eredményt. Ennek a módszernek a hátránya a megnövekedett szállítási költségek és a koncentrátum szállítása és olvasztása során bekövetkező aranyveszteség.

A flotációs koncentrátumok oxidáló pörköléssel, majd a salak ciánozásával történő feldolgozásának módszere jól ismert hátrányokkal rendelkezik. A legfontosabb a megnövekedett aranyveszteség a ciános zagyokkal. Az összes megtett intézkedés ellenére az oxidatív égetés elkerülhetetlenül együtt jár az anyag részleges szinterezésével és alacsony olvadáspontú vegyületekből álló filmek képződésével az aranyrészecskék felületén. Emiatt bizonyos mennyiségű arany hozzáférhetetlen a cianidoldatok hatására, és a cianid-zagyokkal együtt elveszik.

A szulfid flotációs koncentrátumokból az arany kinyerésének fokozása iránti vágy számos más módszer kifejlesztéséhez vezetett: oxidációs-klórozásos pörkölés; klorid desztilláció; autoklávos kilúgozás.

Oxidációs-klórozásos pörkölést végeznek annak érdekében, hogy a finoman diszpergált aranyat felnyissák a későbbi cianidozáshoz. Ennek az égetésnek a lényege, hogy a feldolgozott anyagot 5-20%-os nátrium-kloriddal összekeverve oxidáló atmoszférában, 500-600 °C hőmérsékleten égetik. Az eljárás mechanizmusa az, hogy a kén-dioxid és a kéngőz az égetés során oxigén jelenlétében képződő reakció nátrium-kloriddal, szabad klór szabadul fel:

2NaCl + SO 2 + O 2 \u003d Na 2 SO 4 + Cl 2

2NaCl + S + 2O 2 = Na 2 SO 4 + Cl 2

A nagy kémiai aktivitású klór kölcsönhatásba lép a vas-szulfidokkal és -oxidokkal, így FeCl 2 és FeCl 3 kloridok keletkeznek, amelyek a légköri oxigén hatására bomlanak le:

2 FeCl 3 + 1,5 O 2 \u003d Fe 2 O 3 + Z Cl 2.

A felszabaduló szabad klór ismét reagál, stb. A folyamat ilyen mechanizmusa, amely a gáznemű termékek többszörös diffúziójával jár az ásványszemcsék tömegén keresztül, az oka annak, hogy porózus hematit Fe 2 O 3 képződik, amelynek szerkezete kedvező. a cianidos oldatok eléréséhez még a legmélyebb és legvékonyabb aranyzárványokhoz is. Emiatt az oxidációs-klórozásos pörkölés salakjának ciánozása során az oldatban lévő arany extrakciója nagyobb, mint az egyszerű oxidatív pörkölés salak ciánozása során. Ha a kiindulási anyagban színesfémek vannak, akkor az oxidáló-klórozó pörkölés során ezek kloridokká alakulnak. Kivonásukhoz, valamint a vízben oldódó nátrium-szulfát, az el nem reagált nátrium-klorid és a kis mennyiségű el nem bomlott vas-klorid lemosásához a salakot vízzel vagy gyenge savas oldattal ki kell mosni a cianidálás előtt.

Amint az a fenti reakciókból látható, szükséges feltétel a sikeres oxidációs-klórozásos égetéshez a szulfid-kén jelenléte az égetett anyagban. Ugyanakkor a nyersanyag magas kéntartalma megnövekedett nátrium-klorid-felhasználáshoz vezet, és így csökkenti az eljárás gazdaságosságát. Ezért célszerű a magas kéntartalmú anyagokat egyszerű oxidatív pörkölésnek alávetni az oxidatív-klórozásos pörkölés előtt, hogy 3-5% ként tartalmazó salakot kapjunk.

A B. N. Lebedev által javasolt klorid-szublimáció, valamint az oxidáló-klórozó pörkölés abból áll, hogy az aranytartalmú koncentrátumot nátrium-kloriddal összekeverik és oxidáló atmoszférában égetik. Ellentétben azonban az oxidációs-klórozásos pörköléssel, amely csak a tervezés előkészítő művelete, a kloridos szublimáció biztosítja a fémarany illékony kloriddá történő teljes átalakulását, majd a gázokból történő leválasztását erősen koncentrált fémtermék formájában. Ez a hatás csak magas hőmérsékleten érhető el, körülbelül 900-1000 ° C-on. Az arannyal egyidejűleg az ezüst, a réz, az ólom és más fémek kloridjai is szublimálódnak. A kloridos szublimáció mechanizmusa alapvetően hasonló az oxidáló-klórozó pörkölés mechanizmusához.

A szulfidkoncentrátumok magas hőmérsékleten történő szinterezésének elkerülése érdekében a 2-5% kéntartalmú előkalcinált anyagokat kloridos szublimációnak kell alávetni. Az alacsonyabb kéntartalom sem kívánatos az alacsonyabb aranyvisszanyerés miatt. Az optimális NaCl-felhasználás a kiindulási anyag 10-15 tömeg%-a. NaCl hiányában az arany és a hozzá tartozó elemek nem klórozódnak teljesen, és a salakkal együtt részben elvesznek; a NaCI feleslege a salakszemcsék megolvadásához és eldurvulásához vezet, ami szintén rontja a fémek kivonását. Ilyen körülmények között akár 99% Au, 98% Ag, 96% Cu, 90% Zn megy át szublimátumokba. A salak aranytartalma nem haladja meg a 2-t g/t.

A szublimátok feldolgozása abból áll, hogy vízzel kimossák, az arzén, a vas, a réz, az ólom, a cink, valamint a szulfát és a nátrium-klorid kloridsóit oldatba juttatva. Ebben az esetben az arany fémmé redukálódik, és az ezüst-kloriddal együtt oldhatatlan maradékban marad. A vizes kilúgozás utáni maradék nemesfém-tartalma több százalék, ami lehetővé teszi, hogy közvetlenül nyersfémmé olvasztják. A kloridok oldatát színesfémek kivonására lehet használni.

A klorid desztilláció folyamata nagyon sokoldalú, szinte bármilyen összetételű koncentrátumból arany kinyerésére használható. Ennek az eljárásnak egy fontos előnye a koncentrátumok komplex feldolgozásának lehetősége nemcsak arany és ezüst, hanem kapcsolódó színesfémek kivonásával is. A kloridos szublimáció hátrányai közé tartozik a magas hőmérsékletű pörkölés és a szublimok felfogásának bonyolultsága. Emiatt a kloridos szublimációt még nem alkalmazták az aranybányászatban.

Az aranytartalmú koncentrátumok szulfid ásványokban finoman eloszlatott arannyal végzett autoklávos kilúgozása a hidrometallurgiai kezelésből áll. emelkedett hőmérsékletek(100-200°C) és oxigénnyomás (I-20 am). A finom eloszlású arany kinyerésére szolgáló autokláv technológia kétféleképpen valósítható meg.

Az első lehetőség a vékony arany felnyitását jelenti a későbbi cianidozással történő kinyerése céljából. Amint azt I. N. Maslenitsky, I. N. Plaksin, S. V. Hryashchev és mások tanulmányai mutatják, a szulfidokhoz kapcsolódó arany megnyitása a koncentrátumok vízben, kénsav vagy nátronlúg oldataiban történő autoklávban történő kilúgozásával érhető el.

A pirit és arzenopirit koncentrátumok vízben és híg kénsavoldatokban történő autokláv oxidációja során a következő kémiai reakciók lépnek fel:

2FeS 2 + 7,5 O 2 + 4H 2 O \u003d Fe 2 O 3 + 4H 2 SO 4

FeAsS + 3,5 O 2 + H 2 O - FeAsO 4 + H 2 SO 4

A szulfidok lebomlása és porózus, cianidos oldatok számára könnyen áteresztő vas-oxid és vas-arzenát tömeggé alakulása miatt az autoklávos kilúgozás utáni szilárd maradványok kedvező terméket jelentenek az arany cianidozással történő kinyeréséhez.

A pirit és arzenopirit koncentrátumok nátronlúgban történő kilúgozása során a kémiai reakciók Egyéb:

2FeS 2 + 8NaOH + 7,5 O 2 = = Fe 2 O 3 + 4Na 2 SO 4 + 4H 2 O

2FeAsS + 10NaOH + 7O 2 = 2Na 3 AsO 4 + 2Na 2 SO 4 + = Fe 2 O 3 + 5H 2 O

Ebben az esetben nemcsak a szulfid kén, hanem az arzén is bejut az oldatba. Ez megkönnyíti a maradványok későbbi ciánozását és az arany cinkpor általi kicsapódását. Az autoklávmosó oldatokból mésszel kezelve nátronlúg regenerálható:

2Na 3 AsO 4 + ZCa (OH) 2 \u003d Ca 3 (AsO 4) 2 + 6NaOH

Az útközben nyert oldhatatlan kalcium-arzenát a vegyiparban és a fafeldolgozó iparban felhasználható.

A második lehetőség szerint, amelyet S. I. Sobol, I. N. Plaksin és más kutatók tanulmányoztak, az aranytartalmú koncentrátumok autoklávban történő kilúgozását úgy hajtják végre, hogy a finom arany felnyílásával egyidejűleg feloldódjon. Ebben az esetben ammóniaoldatokat használnak az aranytartalmú koncentrátumok kilúgozására. Az ebben az esetben fellépő reakciók kémiája meglehetősen összetett. Leegyszerűsítve annyi, hogy a szulfidok ammóniaoldatokban történő autokláv oxidációja során számos oldható kénvegyület képződik, köztük az S 2 O 3 2- tioszulfát ion.

Mint már említettük, az S 2 O 3 2- ion erős komplexet képez az arannyal, aminek következtében az arany potenciálja a negatív oldalra tolódik el és lehetségessé válik oxigénnel való oxidációja. Ezért a szulfidkoncentrátumok ammóniás kilúgozása során nem csak az arany felszabadul, hanem az Au(S 2 O 3) 3-2 anion formájában oldatba való átalakulása is. A tűzálló aranytartalmú koncentrátumok ezzel a módszerrel történő feldolgozásának fő máig megoldatlan problémája az arany komplex ammóniaoldatokból történő kinyerésének nehézsége. E tekintetben a legígéretesebb az ioncserélő gyanták és az aktív szén alkalmazása.

A kutatási munkák azt mutatják, hogy bizonyos esetekben az aranytartalmú koncentrátumok feldolgozására szolgáló autokláv technológia lehetővé teszi az oxidatív pörkölési módszerhez képest nagyobb aranyvisszanyerést. Ezenkívül az autokláv technológia alkalmazása kiküszöböli az arany porral történő elvesztését, szükségtelenné teszi komplex porgyűjtő rendszerek kiépítését, és jelentősen javíthatja a karbantartó személyzet munkakörülményeit. Jelenleg az autoklávos kilúgozási módszer még nem talált alkalmazásra az aranyvisszanyerő ipar gyakorlatában. Ennek fő oka a nagynyomású berendezések viszonylag magas költsége.

1.2 NYERS FELDOLGOZÁSI FOLYAMAT

ÉRCEK ELŐKÉSZÍTÉSE ARANY ÉS EZÜST KIVONÁSÁHOZ

Jelenleg az aranyat és ezüstöt a primer ércekből hidrometallurgiai eljárásokkal vagy kombinált sémák alkalmazásával nyerik ki, amelyben fontos szerepet kapnak a különféle módszerekkel történő dúsítási eljárások. Tehát a bányászott ércet 500 mm-ig terjedő nagy darabok képviselik, néha nagyobb darabok, majd először zúzzák és zúzzák.

ARANYTARTALMÚ ÉRCEK ZÚZÁSA, ÖSZLÉSE

Ezen műveletek feladata az aranytartalmú ásványok szemcséinek, főként az őshonos arany részecskéinek teljes vagy részleges feltárása, és az érc olyan állapotba hozatala, amely biztosítja a későbbi dúsítási és hidrometallurgiai folyamatok sikeres lefolytatását. Az aprítási és különösen a finomőrlési műveletek energiaigényesek, és költségük jelentős (40-60%) részarányt tesz ki. Emiatt szem előtt kell tartani, hogy az őrlést mindig abban a szakaszban kell befejezni, amikor a nemesfémek kellőképpen ki vannak téve végső extrahálásukhoz vagy közbenső koncentrálódásukhoz. Mivel a legtöbb érc esetében az arany és ezüst kinyerésének fő módja a hidrometallurgiai műveletek, a szükséges őrlési foknak biztosítania kell az oldatok érintkezésének lehetőségét nyílt arany- és ezüstszemcsékkel. Egy adott érc esetében ezeknek az ásványoknak a felnyitásának elegendőségét általában a nemesfémek kitermelésére vonatkozó előzetes laboratóriumi technológiai vizsgálatok határozzák meg. Ehhez az ércmintákat különböző fokú őrlés után technológiai feldolgozásnak vetik alá, és egyidejűleg meghatározzák a hozzá kapcsolódó arany és ezüst kinyerését. Nyilvánvaló, hogy minél finomabb az arany eloszlása, annál mélyebb őrlést kell végezni. Durvább aranyú ércekhez durva köszörülés (90% -0,4 mm). Mivel azonban a legtöbb ércben a nagy arany mellett kis arany is megtalálható, Hogy leggyakrabban az érceket finomabbra őrlik (előtt-0,074 mm). Bizonyos esetekben még finomabb őrlésnek kell alávetni (legfeljebb -0,043 mm).

A gazdaságilag életképes őrlés mértékét azonban számos tényező kombinációja határozza meg:

1, a fém ércből való kivonásának mértéke;

2, a reagensek fogyasztásának növekedése intenzívebb őrléssel;

3, a további őrlés költsége az érc adott méretre hozásakor;

4, az iszap mennyiségének növekedése finomabb őrléssel és a víztelenítési műveletek (sűrítés, szűrés) ezzel járó többletköltségei.

A zúzás és őrlés sémái az ércek anyagösszetételétől és fizikai tulajdonságaiktól függően változnak. Általában. Az ércet először durva és közepes zúzásnak vetik alá pofás és kúpos zúzógépekben, ellenőrző szűréssel. Néha a finom zúzás harmadik szakaszát alkalmazzák, amelyet rövid kúpos zúzógépekben hajtanak végre. A kétlépcsős zúzás után általában anyagot kapnak - 20 mm, háromlépcsős anyagméret után néha -6-ra csökken mm. A zúzott anyag nedves őrlésre kerül, amelyet gyakran golyós- és rúdmalmokban végeznek. Az érceket általában két szakaszban aprítják, az első szakaszban a magzúzókat részesítik előnyben.

gravitációs módszerek

Az arany elsődleges ércekből történő kitermelésében jelenleg nagy jelentősége van a gravitációs koncentrációnak.

Az aranytartalmú ércek túlnyomó többségében van ilyen-olyan mennyiségű durva arany (+0,246 mm és nagyobb), amelyet nem csak flotációs dúsítással, hanem hidrometallurgiai feldolgozással is rosszul nyernek ki. Ezért a technológiai folyamat elején gravitációs dúsítással történő előzetes szétválasztása kiküszöbölheti a felesleges aranyveszteséget. Ezenkívül az aranyércek feldolgozásának kezdetén a szabad arany kinyerése lehetővé teszi a fém ezen részének gyors értékesítését, és csökkenti az aluloldott és mosatlan arany veszteségét.

A feszítőgépek a legszélesebb körben használt elsődleges gravitációs eszköz, amely befogja az aranyat a malmok ürítésénél.

ARANY VISSZANYERÉS ÖSSZEFÜGGÉSÉVEL

Az összevonás alkalmazása az aranyvisszanyerő üzemek rendszerében

A világgyakorlatban az összevonási eljárást széles körben alkalmazták az arany ércekből való kinyerésére. Jelenleg ritkán használják, ez egyrészt az aranytartalmú ércek minőségének állandó változásának köszönhető, aminek következtében a szulfidokhoz kapcsolódó aranytartalom, amelynek fedőképződményei vannak, valamint alacsony. arany fokozatú, azaz olyan formák, amelyek nem távolíthatók el összevonással; másodszor, az amalgámozás munkaigényes folyamat, amely mindig együtt jár az arany amalgám formájában történő elvesztésével, amely a technológiai folyamat következő szakaszaiban nem nyerhető vissza; harmadszor, a higanygőz erős toxicitása miatt nagy mennyiségben történő felhasználása az emberek és a környezet higanymérgezésének veszélyét okozza.

Ennek ellenére az amalgamáció megőrizte jelentőségét az elsődleges és hordalékércek feldolgozása során nyert gravitációs koncentrátumokból származó szabad arany kinyerésében. Ebben az esetben kis mennyiségű gazdag anyagot kell feldolgozni, és az összevonási folyamat megtartja fő előnyét - az arany olcsó és gyors megvalósítását fém formájában. Ez a módszer különösen a gravitációs koncentrátumok nagy részét dolgozza fel Dél-Afrikában.

SVÁRÍTÁS

A sűrítés a pépfeldolgozás következő lépése az őrlés után. Ez a pép részleges dehidratálásából áll az ülepítéssel - a szilárd részecskék leülepedése a sűrítőkád aljára, és a tisztított oldat leürítése. A legtöbb esetben körülbelül 50% (tömeg) víz marad az ülepedt anyagban. ami megfelel a w:t aránynak = 1: 1. A sűrítési határ a feldolgozott érc zúzott részecskéinek méretétől, sűrűségétől és fizikai-kémiai tulajdonságaitól függ.

A pépben lévő részecskék általában nagyon eltérő méretűek. Viszonylag nagy szemcsés részecskékkel együtt (0,1 mm) a pép általában jelentős mennyiségű, több mikron méretű és még finomabb (0,001-nél kisebb) részecskét tartalmaz mm). A nagyobb részecskék gyorsabban ülepednek, míg a kisebb részecskék hosszú ideig szuszpenzióban maradnak.

Aranytartalmú ércek ciánosítása

A gravitációs dúsítás és összevonás fentebb tárgyalt módszerei csak viszonylag nagy arany kinyerését teszik lehetővé az ércekből. Az aranytartalmú ércek túlnyomó többsége azonban a nagyarannyal együtt jelentős, esetenként túlnyomó mennyiségben tartalmaz finom aranyat, ami ezekkel a módszerekkel gyakorlatilag visszanyerhetetlen, aminek következtében a gravitációs dúsítás és az amalgációs zagyok általában jelentős mennyiségű aranyat tartalmaznak, amelyet apró aranyrészecskék képviselnek. A finom arany kinyerésének fő módja a cianidozási eljárás.

Ennek a folyamatnak a lényege a nemesfémek kilúgozása alkáli- vagy alkáliföldfém-cianid sóinak híg oldatával. A keletkező aranytartalmú oldatokat sűrítéssel vagy szűréssel választják el a szilárd fázistól (zagylerakás), és a nemesfémek fémes cinkkel történő kicsapására küldik. A nemesfémek csapadékát megfelelő feldolgozás után finomításra küldik, hogy tiszta aranyat és ezüstöt kapjanak.

SZORPCIÓS SZORPÉSBŐL (SZORPCIÓS LECHING)

A cellulóz szorpciós folyamatának sajátossága a folyamat valamivel alacsonyabb sebessége a pépek megnövekedett viszkozitása (w: m = 1...2: 1 mellett) és az iszaptakarók lerakódása miatt a pép felületén. ioncserélő részecskék, amelyek gátolják az ionok diffúzióját. Ezenkívül figyelembe kell venni az ionit megnövekedett veszteségének elkerülhetetlenségét az ércszemcsék koptató hatása miatti szemcséinek megsemmisülése miatt. Ezért a cellulózból történő szorpciót gyártási körülmények között legfeljebb 0,15 mm-es ércrészecskék méretében kell elvégezni. A cianidpépből származó arany és ezüst szorpciós kinetikája azt mutatja, hogy a pépkeverés első 2 órájában az arany nagy része az ioncserélő fázisba kerül. Az érintkezés időtartamának növekedése csekély hatással van a gyanta-pép rendszer egyensúlyi közeledése miatt: 8 óra elteltével az arany szorpciója már csak 68,4%. Az ezüst extrakciója a gyantafázisba jelentősen lecsökken: 2% 2 óra és 28% 8 órás érintkezés után a gyanta a péppel. A nemesfémek teljes szorpciója a betöltött gyanta mennyiségének jelentős növekedésével megy végbe.

Megmutatták az oldott arany teljes szorpciójának lehetőségét anioncserélős zagyokból, és módszert dolgoztak ki ennek az eljárásnak az alkalmazására az oldott, mosatlan arany tartalmának meghatározására szűrőpogácsákban vagy aranyfeldolgozó üzemek hulladékszuszpenziójában (ID Fridman). A szorpciós módszer alkalmazása lehetővé teszi, hogy a mintákból nagyobb mennyiségű aranyat vonjunk ki, és ezáltal az általánosan használt dekantáló mosási módszerhez képest nagyobb analízis pontosság érhető el. Az arany pépből történő szorpcióját nem csak az aranyfeldolgozó üzemi zagyok elemzésére használják, hanem közvetlenül az ércek és koncentrátumok ciánosításának technológiai folyamatában is. Az utóbbi esetben a pépből történő szorpciót általában az arany és ezüst ércekből történő kilúgozási eljárásával kombinálják, és ezt a folyamatot "szorpciós kilúgozásnak" nevezik. Az aranytartalmú ércek szorpciós kilúgozásáról hazánkban az első tanulmányokat I. N. Plaksin és munkatársai végezték. Ennek a folyamatnak a tanulmányozását B. N. Laskorin és munkatársai munkáiban fejlesztették tovább, akik kidolgozták és bevezették a termelésbe az aranytartalmú ércek szorpciós kilúgozásának ellenáramú sémáját. Kutatási és gyártási munkák eredményeként megállapították, hogy a szorpciós kilúgozás az arany oldódási folyamatának jelentős felgyorsulásához és a cianidálás időtartamának 2-3-szoros csökkenéséhez vezet. Emellett bizonyos esetekben megnő az arany visszanyerésének mértéke, és észrevehetően csökken a fel nem oldott arany vesztesége cianid-zagyokkal. Kvarcérc szorpciós kilúgozásával, 95,4%-os zúzottság -0,044 mm

(w: t = 2: 1 mellett), laboratóriumi körülmények között már az első 4 órában 85,5%-os volt az aranykivonás, 8 óra alatt pedig 96,8%-ra nőtt (8. ábra). A hagyományos cianidálás körülményei között az aranynak mindössze 61,2%-a oldódott 4 óra alatt, és 96,0%-a 24 órás cianidozás alatt. Így az oldott arany kilúgozási és szorpciós folyamatainak kombinálásával a cianidálási folyamat sebessége 3-szorosára nőtt (24 óra helyett 8 óra), míg a zagyos arany vesztesége 1-1,2-ről 0,8 g/t-ra csökkent. Ebben az esetben a szorpciós kilúgozás során a folyamat sebessége is 3-szorosára nőtt, mivel a maximális, 94,9%-os aranyvisszanyerést 3,5 óra alatt sikerült elérni; Hagyományos cianidozással ilyen extrakciót 10,3 óra alatt sikerült elérni.. A folyamat felgyorsulása a szorpciós kilúgozás során az aranyoldódási reakció egyensúlyának eltolódásával magyarázható az anion képződése irányába - ennek hatására csökken az oldat koncentrációja. szorpció anioncserélővel: 2Au + 4CN- + ½O 2 + H 2 0 = 2 - + 2OH -. A folyamatkinetika elemzése azt mutatja, hogy az anionkoncentráció gradiensének növekedése felgyorsítja annak diffúziós eltávolítását a reakciózónából és az oldódási folyamat egészét. A kísérő nemesfém-ionok eltávolítása az oldatból a gyanta általi szorpció következtében az arany és az ezüst oldódási sebességének növekedését is befolyásolja.

ARANY ÉS EZÜST ELÚZÁSA ÉS TELÍTETT ANIONITOK REGENERÁLÁSA

A nemesfémek cianidoldatokból és pépekből történő szorpciója során telített anioncserélőket nyernek, amelyek arany, ezüst és nem nemesfémek szorbeált komplex cianid anionjait, valamint nemfémes anionokat - SCN - , CN - , OH - és másokat tartalmaznak. Telített anion A hőcserélőket regenerációs folyamatnak vetik alá, hogy a szorbeált anionokat deszorbeálják és szorpciós aktivitásukat visszaállítsák a szorpciós folyamatban történő újrahasznosítás céljából. A szorbeált vegyületek gyantáról történő deszorpciója a megfelelő reagensek oldataival történő eluálással (kimosással) történik, és célszerű az aranyat és az ezüstöt szelektíven tömény oldatba extrahálni, majd kereskedelmi termék formájában előállítani. A többi deszorbeált komponenst is a lehető legteljesebb mértékben fel kell használni: réz, cianid stb. Deszorpció -. Számos hagyományos eluálóoldat - nátrium-klorid, ammónium-klorid, sósav és kénsav, nátrium- és ammónium-hidroxil, nátrium-karbonát, nátrium-cianid stb. - arany deszorpciós tesztje hatástalannak bizonyult: az arany csak részben kivont és nem szelektív. Angol kutatók megállapították az anion sikeres eluálásának lehetőségét - számos szerves oldószert ásványi savakkal keverve, például metil- vagy etil-alkohol + 5-10% HC1 + 5% H 2 O, aceton + 5% HCl, etil-acetát + 10% HNO 3 + 5% H 2 O, stb. A legjobb eredményeket a következő keverékek alkalmazásával érte el: aceton + 5% H 2 O vagy aceton + 5% HNO 3 + 5% H 2 O. Ha aceton keverékét használjuk HCl, az arany és a réz teljes kiszorítása érhető el, míg a vas, a cink és az ezüst kisebb mennyiségben eluálódik. Az aceton és HNO 3 keverékének használata az arany teljes, szinte szelektív extrakcióját eredményezi; a vas és a réz sokkal rosszabbul eluálódik ezzel az oldattal. A cianidos arany eluálása ezzel a módszerrel azzal magyarázható, hogy egy szerves oldószerrel aranytartalmú komplex képződik ásványi sav jelenlétében, amely kovalens komplex, amelyet az anioncserélő nem tart meg. A szerves oldószeres módszert egy kibővített rodéziai kísérleti üzemben tesztelték, de ipari alkalmazásra nem találtak. Fő hátránya a magas költség, a szerves reagensek gyúlékonysága és az eluáló oldat nagy térfogata. Számos hazai és külföldi tanulmány megállapította, hogy az anioncserélőkből az anion hatékony elúcióját tiocianát sók - KSCN, NaSCN, előnyösen NH 4 SCN oldatokkal érik el, amelyek tömegegységenként több SCN csoportot tartalmaznak. Az arany teljesebb és gyorsabb deszorpciója érdekében ajánlatos lúgos koncentrált NH 4 SCN - 3-5 N oldatokat használni. (228-380 g/l), 10-25 g/l NaOH-tartalommal. Az arany deszorpciós folyamata anioncsere reakcióval megy végbe:

RAu(CN) 2 +SCN-=RSCN+-

Ebben az esetben a gyanta rodánium formába megy át. Az arany elúciós görbéje AM5 gyantából n. Az NH 4 SCN oldat azt mutatja, hogy 1 térfogat gyantánként 14 térfogat oldat szükséges az arany kellően teljes kivonásához, de az arany nagy része egy töményebb oldat első 6-8 térfogatában nyerhető. Az aranyon kívül a tiocianát lúgok deszorbeálják az ezüst, a réz, a nikkel, a kobalt és a vas komplex cianidjait, a szabad cianid ionokat és a hidroxil ionokat. A tiocianátok nem deszorbeálják a cink-cianid vegyületeket, hanem az utóbbiakat lúggal extrahálják, amely általában tiocianát oldatban van jelen. A tiocianátsók mint eluáló reagensek fő hátránya a gyanta tiocianát formába való átmenete. A gyanta ilyen formában történő felhasználása a szorpció során nem célszerű mind technológiailag (a gyanta nemesfém-kapacitásának csökkentése), sem gazdasági szempontból(veszteség egy drága reagens végével). Ennek eredményeként szükségessé válik a rodonid-ion deszorpciója a gyantáról és más formába való átvitele. A rodanidion deszorpciója azonban jelentős nehézségeket okoz: nagy mennyiségű elúciós oldatra van szükség - 1 térfogat gyantához 15 vagy több térfogat 1-2 N. NaCI vagy NH 4 NO 3 oldat Az eredmény egy nagy mennyiségű, alacsony tiocianát tartalmú oldat, amelynek regenerációja nem fejlődik ki. A megállapított hiányosságokkal összefüggésben a ródánsók deszorbensként való felhasználása gyártási körülmények között jelentős nehézségekbe ütközik. A dicianauriát ionok leghatékonyabb deszorbensei a tiokarbamid (tiokarbamid) gyengén savas oldatai. A tiokarbamid eluáló képességét magas polarizálhatósága és komplexképződése magyarázza. Ha kölcsönhatásba lép - savas környezetben, kiszorítja a cianidiont, és az aranyat egy szabad kénpáron keresztül kationos komplexté köti (Reynolds szerint) Au 2 -vel, amelyet egy pozitív töltésű anioncserélő nem képes megtartani. ionogén csoportok. Ebben az esetben a gyanta klór vagy szulfát formába megy át, és a felszabaduló CN ionok a HCN-hez kötődnek. Az arany eluálási folyamata a reakció szerint megy végbe:

RAu (CN) 2 + 2SC (NH 2) 2 + 2HCl \u003d RCl + Au 2 Cl + 2HCN.

Hasonló reakció megy végbe kénsavas közeg esetén is, amelynek alkalmazása a gyakorlatban előnyös. Az aranyelúció teljessége növekszik, ha az oldatban a tiokarbamid (TM) koncentrációja a telítetté emelkedik, ami 9,1%. Amikor a HCl koncentrációja megváltozik, az elúciós görbén maximumot figyelünk meg, ami 1,9-2,3% HCl koncentrációnak felel meg. A HCl koncentrációjának további 10%-ra történő növelésével a tiokarbamid elbomlik az elemi kén felszabadulásával. A gyakorlatban az arany deszorpciója 90 g/l HM + 20-25 g/l kénsav vagy sósav oldatokat használ.

Az elúciós folyamatot 10 térfogatnyi oldatra kiterjesztik a gyanta térfogatára, de az arany nagy része az NH 4 SCN-nél gazdagabb oldat első 4-6 térfogatában koncentrálódik. Az oldat első 1-2 térfogata alacsony aranytartalmú, ami a kezdeti időszakban a HM gyanta általi felszívódásával jár, ami elérheti az anioncserélő tömegének 10%-át. Ezt a körülményt a gyakorlatban alkalmazzák a HM-ek feleslegben lévő munkaoldatokból történő kinyerésére. A dicianauriát ion mellett a HM gyengén savas oldatai deszorbeálják az ezüstöt, a rézt, a nikkelt, a cinket és a vasat sokkal rosszabbak, a kobaltot szinte nem vonják ki. A savas HM oldatok sokkal teljesebben és gyorsabban deszorbeálják az aranyat, ha a hőmérséklet 50-60 °C-ra emelkedik. Magasabb hőmérséklet alkalmazása az anioncserélők termikus instabilitása miatt nem praktikus. Az ezüst deszorbeálódik gyorsabb, mint az aranyés többnyire átmegy az eluátum első frakcióiba. Egy ezüst szelektív elúciója gyengébb, 8-10 g/l SC(NH) 2 és 2-3 g/l Hcl vagy H 2 SO 4 tartalmú oldat alkalmazása esetén lehetséges. A ciános rézvegyületeket a HM oldatok is jól deszorbeálják. A gyanta magas réztartalma (több mint 5 mg/g) esetén azonban, mivel a gyantában savas környezetben egyszerű réz-cianid CuCN csapadék képződik, az elúciós folyamat meghosszabbodik, és a lehet, hogy az arany nem elég teljes. A telített anioncserélőben lévő nikkelt, általában kis mennyiségben (legfeljebb 2-3 mg/g), a HM oldat teljesen deszorbeálja. Ezzel kapcsolatban, hogy elkerüljük a folyamat bonyodalmait, valamint az arany- és ezüsttartalmú eluátum rézzel és nikkellel való szennyeződését, célszerű ezeket először az anioncserélőből deszorbeálni.

Deszorpció - . Mint fentebb megjegyeztük, az ezüst-cianid vegyületek leghatékonyabb deszorbense a 8–10 g/l HM + 2–2,5 g/l HC1 vagy H 2 SO 4 tartalmú, enyhén savas HM oldat. Az ezüsttel való kölcsönhatás során a HM kationos komplexet képez az Ag 3 Cl+2HCN összetétellel.

Az ioncsere elve szerint az ezüst-cianid anionokat 75-225 g/l NH^SCN + 10-20 g/l NaOH oldatok jól deszorbeálják a reakció szerint:
RAg(CN)2+SCN-=RSCN+-.

Ugyanezen elv szerint az ezüst-cianidokat teljesen deszorbeálják az oldatok:

a) 250 g/l NH^NO^; b) 100 g/l NaCN; c) kisebb mértékben - 150-200 g / l NaCl oldattal. Az ezüstöt a NaOH oldatok szinte nem deszorbeálják.

Deszorpció n-1. A réz-cianid-anionokat hatékonyan deszorbeálják az aranyéval azonos koncentrációjú, gyengén savas HM-oldatok, valamint az ammónium-tiocianát lúgos oldata, amelynek koncentrációja 50-75 g/l NH 4 SCN + 10-20 g/l NaOH . A réz anionok jól deszorbeálódnak 40-80 g/l NaCN + 0,1 g/l NaOH koncentrációjú nátrium-cianid oldattal 50-60 °C hőmérsékleten a kicserélődési reakció szerint:

2R2Cu(CH)3+2SC-=2RCN+2-

Az anioncserélő kationos csoportjait cianidionok semlegesítik. A réz extrakciója az oldatba 10 térfogatig 1 gyantatérfogatig 70-90%. Komplex réz-cianidokat tartalmazó gyanta ásványi savak (2%-os kénsav vagy sósav) a komplexek a következő reakciók szerint bomlanak le:

* 2RCu (CN) 2 + H 2 SO 4 \u003d * R 2 SO 4 + 2 CuCN + 2HCN;

*R 2 Cu(CN) 3 + H 2 SO 4 = * R 2 SO 4 + CuCN + 2HCN;

* 2R 3 Cu (CN) 4 + 3H 2 SO 4 \u003d * 3R 2 SO 4 + 2 CuCN + 6HCN.

A komplexek bomlása következtében egyszerű réz-cianid CuCN csapadék képződik, amely a gyantában marad, ezért a réz nem deszorbeálódik. Ugyanakkor a cianid részleges regenerációja következik be, amely hidrogén-cianid HCN formájában szabadul fel. A cianidot ionokból regenerálják: - - 50%; [Cu(CN)3]2-66,6%; 3- - 75,0%. A réz eluálásához a réz-cianid csapadékot oxidálni kell az egyértékű réz Cu 2+ kationná történő átalakulásával, amelyet az anioncserélő nem tart vissza, és az oldattal együtt távozik. Ha oxidálószerként Fe 2 (SO 4) 3 -ot (1,3%) használunk H 2 SO 4 oldatban, az elúció a reakció szerint megy végbe.

Ebben az esetben a cianid teljesen regenerálódik. Ha HCl-t használnak oxidálószerként, akkor FeCl 3 -ot kell használni.

Így a kén- vagy sósavoldat oxidálószerrel történő alkalmazása lehetővé teszi a réz eluálását a cianid egyidejű teljes regenerálásával, ami megfelel I. N. Plaksin és M. A. Kozhukhova adatainak, amelyeket a cianidoldatok regenerálása során kaptak. A CuCN csapadék erős (40-50 g/l) NaCN oldattal is eltávolítható a gyantáról. A folyamat hatékonyabban megy végbe, ha a hőmérséklet 50-60 °C-ra emelkedik.

Deszorpció 2-. A cink jól eluálódik a gyantáról 20-25 g/l koncentrációjú híg H 2 SO 4 oldatokkal. Ebben az esetben a cink-cianid komplex lebomlik, a cink Zn 2+ kation formájába kerül, amelyet az anioncserélő nem tart vissza, és a cianid teljesen regenerálódik. Ha HCl-t használunk, akkor 0,1 N koncentrációjú híg oldatokat kell használni. (3-5 g / l) Hcl, mivel 0,5 n koncentrációban. HCl és felette a cianid komplex a ZnCI 4 2- klorid komplexbe megy át, amelyet az anioncserélő visszatart:

R 2 Zn(CN) 4 + 4HCl \u003d R 2 ZnCl 4 + 4HCN.

Ebben az esetben a cink eltávolítása a gyantáról a későbbi vízzel történő mosás során a ZnCI 2 anion bomlása következtében oldható ZnCI 2 só képződik, amelyben a cink Zn 2+ kation formájában van jelen, ami nem tartja vissza az anioncserélő.

A ferrocianid ionok 4-cink kationok jelenléte esetén a gyantában savas környezetben Zn 2 Fe (CN) 6 és H 2 ZnFe (CN) 6 csapadékot képeznek velük, amelyek a gyantában maradnak. Emiatt a cink savas deszorpciójának mértéke csökken A cink-cianid vegyületeket 40-50 g/l koncentrációjú NaOH-oldatokkal hatékonyan eluálják. A következő reakciók lépnek fel:

*R2Zn(CN)4+6NaOH=*2ROH+Na2Zn(OH)4+4NaCN;

Zn 2 Fe (CN) 6 + 4NaOH \u003d 2Zn (OH) 2 + Na 4 Fe (CN) 6;

· Zn(OH)2 +2NaOH=Na2Zn(OH)4;

*4ROH+Na4Fe(CN)6 =*R4Fe(CN)6+4NaOH.

A keletkező cinkátion 2- erősen hidratálódik, és átmegy a vizes fázisba. A 4- ferrocianidiont az anioncserélő részben szorbeálhatja. A komplex cink-cianid gyengén eluálódik ammónium-tiocianát és nátrium-klorid oldataival, de ezekhez az oldatokhoz 20 g/l NaOH hozzáadása jelentősen megnöveli a cink kivonását a gyantából. A tetraciano-cinkát ion 250-400 g/l NH 4 NO 3 + 10 g/l NH 4 OH oldattal is sikeresen deszorbeálódik. A ciános oldatok nem deszorbeálják a cinkvegyületeket. Deszorpció 2-. A 2- anionokat, valamint a réz anionokat gyengén savas HM oldat, valamint NH 4 SCN lúgos oldata aktívan deszorbeálja. Az utóbbi esetben a deszorpció a cserereakcióval megy végbe:

*R 2 Ni(CN) 4 +2SCH-=*2RSCN+ 2-
A nikkel hatékonyan eluálódik híg kénsav (20-25 g/l) vagy sósav (10-20 g/l) oldatával a reakció szerint:

*R 2 Ni(CN) 4 + 2H 2 SO 4 = *R 2 SO 4 + NiSO 4 + HCN.

A folyamat a Ni 2+ kation képződésével, amelyet az anioncserélő nem tart vissza, és a cianid teljes regenerációjával megy végbe. A 250 g/l koncentrációjú NH 4 NO 3 oldat részben deszorbeálja a nikkelt (kb. 40%). A NaCN, NaOH, NaCl oldatok gyakorlatilag nem deszorbeálják a nikkel-cianidot.

A ferrocianid ion deszorpciója 4-. A ferrocianidiont az 50-100 g/l koncentrációjú NaCN oldatok hatékonyan deszorbeálják az anioncserélőből, előnyösen 50-60 °C-ig. A folyamat az ioncsere reakcióval megy végbe:

*R4Fe(CN)6+4NaCN=*4RCN+Na4Fe(CN)6.

A 4- aniont 2-3 N oldatok is jól deszorbeálják. NaCl (120-180 g / l) 0,25-0,5 n tartalommal. NaOH (10-20 g / l), jobb 50-60 ° C hőmérsékleten, a C1-ionnal való cserereakció szerint. A 4- anion meglehetősen teljesen eluálódik NH 4 SCN 75-225 g/l koncentrációjú oldataival, miközben a gyanta az RSCN rodanid formájára vált át. A cink-, nikkel- és cianidion-deszorpciós gyanta kénsav-kezelése, valamint az arany, ezüst és réz deszorpciója után gyengén savas HM-oldattal a vas- és rézmaradványok a következő összetételű oldattal eluálhatók: 160 g/l NH 4 NO 3 +50 g/l NH 4 OH + 40 g/l NaOH 25 °C-on. Az elúciós oldat fogyasztása - 7 térfogat 1 térfogat gyanta. A kezelés után a gyantában lévő vas szorbeált R 2 Fe (CN) 6 ferrocianid ion formájában és Ni 2 Fe (CN) 6, Zn 2 Fe (CN) 6 stb. sók kicsapódása formájában oldhatatlan. savas környezetben réz - egyszerű cianid CuCN csapadék formájában Lúgos környezetben a ferrocianid nehézfémekkel alkotott sói lebomlanak Zn (OH) 2 és Ni (OH) 2 hidroxid csapadék képződésével, ill. ferrocianidion 4-. A réz-cianid és fém-oxidok hidrátjai ammóniaoldatban a következő reakciók szerint oldódnak:

CuCN + NH 4 NO 3 + 2NH 4 OH \u003d Cu (NH 3) 2 NO 3 + NH 4 CN + 2H 2 O;

Zn (OH) 2 + 2NH 4 NO 3 + 2NH 4 OH \u003d Zn (NH 3) 4 (NO 3) 2 + 4H 2 O;

Ni (OH) 2 + 2NH 4 NO 3 + 3NH 4 OH \u003d Ni (NH 3) 5 (NO 3) 2 + 5H 2 O;

A keletkező réz, cink és nikkel komplex kationjai átjutnak az eluátumba. A ferrocianidiont a NO 3 ion deszorbeálja a gyantáról - a cserereakció szerint:

*R 4 Fe(CN) 6 + 4NO 3 - \u003d * 4RNO 3 + 4-.

A 4- anion részben (legfeljebb 40%) 2-4 N oldatokkal eluálódik. HNO, és kevéssé eluálódik H 2 SO 4 és NaOH oldataival.

Deszorpció 2-. A kobalt-cianid aniont telített anioncserélő gyanta tartalmazza, általában kis mennyiségben (legfeljebb 1 mg/g), de a deszorpciója nehézkes. A 2- a leghatékonyabban 150-375 g/l NH 4 SCN oldattal, részben (30-60%-ig) - 225-250 g/l NH 4 NO 3, 180 g/l NaCI + oldatokkal eluálódik. 20 g/l NaOH, 50-100 g/l NaCN. A kobalt deszorpciója a hőmérséklet 50-60 °C-ig történő emelkedésével fokozódik. A cianidion deszorpciója CN - . A cianidiont 10-20 g/l koncentrációjú kén- vagy sósavoldatokkal regenerálják a reakció szerint:

* 2RCN + H 2 SO 4 \u003d * R 2 SO 4 + 2HCN.

A hidrogén-cianid-HCN-t az aranyból desztillálják, NaOH vagy Ca (OH) 2 oldattal abszorbeálják, és cianid alkáli NaCN vagy Ca (CN) 2 formájában visszavezetik a cianidálási folyamatba.

A CN - cianidiont NH 4 SCN, NH 4 NO 3, NaCI, NaOH stb. oldatai is deszorbeálják, amelyek anionjai helyettesítik azt a gyantában.

Az S 2 O 3 2-, SO 3 2-, SiO 3 2- és egyebek szennyező anionok deszorpciója sikeresen történik 40-50 g/l koncentrációjú NaOH oldatokkal. Az anioncserélők regenerálása során mind a nemesfémek, mind a szennyeződések legteljesebb deszorpcióját kell elérni. A gyantán visszamaradt szennyeződések, amikor azt a szorpciós folyamatban újra felhasználják, rontják a folyamat kinetikáját, csökkentik a gyanta kapacitását a nemesfémek számára, és növelik az oldott arany veszteségét a zagy folyékony fázisában. A nem teljes regeneráció hatása annál jelentősebb, minél több szennyeződés marad az anioncserélőben. Amint azt a gyakorlat mutatja, az anioncserélőben a regenerálás után visszamaradó komponensek tartalma lehet: arany - legfeljebb 0,1-0,3 mg/g, szennyeződések - legfeljebb 3-5 mg/g légszáraz szorbens. Ha a visszamaradó szennyeződések értéke meghaladja a 10-12 mg/g-ot, a szorpciót követően az arany koncentrációjának jelentős növekedése figyelhető meg az oldatban, pl. a zagygal együtt oldott arany veszteségei nőnek.

ábrán. 1. az aranytartalmú alapanyagok feldolgozásának technológiai sémája adott

1. ábra ARANYTARTALMÚ NYERS FELDOLGOZÁSÁNAK TECHNOLÓGIAI SZÁMÁJA

1.3 AZ ARANY KINYERÉSÉNEK SZEREPE A TECHNOLÓGIAI RENDSZERBEN

Az arany kinyerése savas tiokarbamid eluátumból szinte minden érctípus végső feldolgozási művelete, ha a technológiai sémában az arany tiokarbamidos kilúgozási műveletét alkalmaztuk. A B technológiai típusú aranyércek feldolgozásakor a tiokabamid a legelőkészítettebb ipari felhasználásra.

Ennek az oldószernek a hatékonysága különösen a táblázatban megadott kísérleti eredmények alapján ítélhető meg. 1. Az aranykioldódást aranytartalmú kvarcból (2 db 12,9, illetve 2,3 g/t Au-tartalmú ércminta) és különböző ásványi adalékanyagokból álló érckeverékekből végeztük. Ez utóbbiakat használtuk: bornit-kalkozit koncentrátum (Cu 70, S 20%), kézzel készített antimonit (98% Sb 2 S 3), realgar és orpiment keveréke. 53% As-t és 32% S-t, valamint aktívszén minőségű OU-t tartalmaz. A bevitt adalékanyagok aránya a kvarc bázishoz viszonyítva 1 tömeg%. A táblázatból látható, hogy a tiokarbamidos kilúgozási folyamat megközelítőleg ugyanazokat a mutatókat biztosítja az egyszerű kvarcércekből történő aranykinyerésre, mint a cianidálás. .kevésbé érzékeny a szennyeződésekre (réz, antimon, arzén), ami lehetővé teszi, hogy a „B” technológiai típusba tartozó ércek hidrometallurgiai feldolgozásának egyik lehetséges lehetőségét tekintsük.

Asztal 1

Összehasonlító kísérletek eredményei arany ásványi keverékekből cianid és tiokarbamid oldatokkal történő kinyerésére

Alapanyag kilúgozáshoz

Ciánosodás

Tiokarbamid kilúgozás

Érc (1), kiindulási Au 12,9 g/t tartalommal

Érc (2), 2,3 g/t kezdeti Au-tartalommal

Érc (1) bornit-kalkocit koncentrátum hozzáadásával


Cu koncentráció oldatokban, mg/l

Érc (2) bornit-kalkocit koncentrátum hozzáadásával

Érc (1) antimonit hozzáadásával

Realgar orpimenttel átitatott érc (2).

Érc (1) aktív szén hozzáadásával

Megjegyzés: Általános kioldódási feltételek: hőmérséklet 20-25 °C, időtartam 6 óra; W:T=2:1: NaSN és oldatok kezdeti koncentrációja 2,5 g/l; tiokarbamid oldatok küldése (g/l): ThiO - 20; Fe 2 (SO 4) 3 (oxidálószer) - 3,0; H 2 SO 4 (környezetszabályozó) - 5,0.

Az 1964-1984 közötti időszakban. Az Irgiredmet szakemberei elméleti és kísérleti tanulmányokat végeztek az arany és kémiai vegyületeinek tiokarbamid savas oldataiban való oldásának általános mintázatainak tanulmányozására, majd a fémek ércekből történő kinyerésére szolgáló technológiát fejlesztettek ki, amely tiokarbamid kilúgozáson alapul, beleértve a műveleteket is. arany és ezüst oldatokból történő kicsapására és semlegesítés Szennyvíz technológiai folyamat. Ez a művelet azonban meglehetősen bonyolult, mivel a folyamat rosszul érthető és nehezen kivitelezhető, mivel az ércek meglehetősen szegényesek, és gazdaságilag nem kifizetődő ennek a műveletnek az alkalmazása.

2. ÁTTEKINTÉS AZ ARANY TIOUREA-ELUÁTUMOKBÓL TÖRTÉNŐ SZÁMÍTÁSÁNAK TECHNOLÓGIAI FOLYAMATÁJÁNAK ÁTTEKINTÉSE

2.1 A FOLYAMAT JELLEMZŐI ÉS KÉMIAI

A HM-oldatból az arany és az ezüst számos módszerrel rakható le.

Közepes arany- és ezüsttartalmú oldatok esetében, amint azt a vizsgálatok kimutatták, meglehetősen ígéretes az Au és Ag elektronegatív fémekkel (cink, alumínium, ólom, vas) történő karburálása.

Ebből a szempontból előnyösebb a fém ólom, amely lehetővé teszi 99,5% Au és 99,9% Ag extrakcióját a cementcsapadékból 10 perc alatt. Azonban a cementálószer viszonylag magas fogyasztása (7 rész az Au és Ag összegének 1 részében) és az üledékben lévő alacsony nemesfémtartalom (kevesebb, mint 12%) megkívánja a készítmény hatékonyságának alapos értékelését. cementálási folyamat, egy adott nyersanyag vonatkozásában.

1. ólomcementálás Az aranyat sósav HM eluátumokból hajtják végre, a csapadék ezt követő kupellációjával. Amikor ólomforgácsot vagy port töltünk az oldatba, a következő aranycementációs reakció lép fel:

2AuCl+Pb=2Au+Pb 4 Cl 2.
Az ólompor fogyasztása 20-30 g 1 g aranyonként. A módszer hátránya az oldat ólommal való szennyezettsége, ami megnehezíti a forgalomba hozatalt, illetve a kénsavas HM eluátumokhoz való alkalmatlanság.

2 cementezés cinkkel. Az arany és ezüst leválasztására szolgáló szóda-cink módszert a Lebedinsky kísérleti ioncserélő üzemben fejlesztették ki és állították gyártásba. Az oldatot előzetesen szódával semlegesítjük 6-7 pH-ra, majd 3-4 g cinkport töltünk 1 g aranyra és 2-3 órán át keverjük az oldattal.A reakció során arany csapódik ki:

(Au 2) 2 SO 4 + Zn \u003d 2Au + Zn 4 SO 4.
Az arany és ezüst kicsapása után szódát adnak az oldathoz 9-10 pH értékig, hogy a cink részlegesen kicsapódjon az oldatból Zn(OH) 2 formájában. A leszűrt cink csapadék 6-10% aranyat tartalmaz, és kénsavval vagy sósavval dolgozzák fel, majd a csapadékot fekete arannyá olvasztják. Az oldatot a keringésbe küldik - deszorpcióra. A módszer hátrányai közé tartozik: a csapadék alacsony minősége, a reagensek nagy fogyasztása (szóda, cinkpor, savak), valamint a keringő elúciós oldat cink- és nátriumsókkal való szennyeződése, ami rontja a regenerált gyanta minőségét.

3. Alumínium karburálás. Használt alumínium por 95%-os osztályú -0,074 mm szemcsemérettel. A csapadék a reakció szerint megy végbe:

3 2 SO 4 + 2Al \u003d 6Au + 12TM + Al 2 (SO 4) 3.
Az alumínium fogyasztása 3 g 1 g aranyra, az érintkezési idő 4 óra 20 °C hőmérsékleten. Az üledék aranytartalma legfeljebb 25%, a maradék aranytartalom az oldatban 2-5 mg/l. A csapadékot 3 órán át 5%-os NaOH-oldattal kezeljük az alumínium eltávolítására, majd a csapadék aranytartalma 85%-ra emelkedik. Ezt a csapadékot megolvasztva nyers aranyat kapunk. A módszer hátrányai ugyanazok, mint a cinkleválasztásnál.

4. Az arany lúgos kicsapása. E módszer szerint az eluátumot 4-6 órán keresztül előzetesen levegővel fújják a HCN eltávolítása érdekében, hogy elkerüljék a NaCN képződését lúgok bejuttatásával, az arany oldódását és hiányos kiválását. 40%-os NaOH-oldatot adunk az oldathoz 40-50 °C hőmérsékleten 10-12 pH-értékig. Ebben az esetben az arany-hidroxid kicsapódik a reakciónak megfelelően:

Au 2 Cl + NaOH \u003d Au (OH) + 2SC (NH 2) 2 + NaCl.

A kicsapódás időtartama 2-4 óra, az oldat meghatározott pH-értékének betartása kiemelten fontos, mivel lúghiány esetén az arany tökéletlen kiválása, feleslegével pedig az aranyhidrát oldódása lehetséges. A szennyező fémek hidroxidjai az arannyal együtt kicsapódnak, aminek köszönhetően az oldat megszabadul a gyanta regenerációját akadályozó szennyeződésektől. A 10-15% aranytartalmú hidratált csapadékot szűrőprésen leszűrjük, forró vízzel mossuk, levegővel átfújjuk és 300 °C-on kiégetjük a kén eltávolítására. A salakot ezután kénsavas kezelésnek vetik alá a szennyeződések feloldására, majd 30-45%-os aranytartalommal finomításra küldik. A módszer hátrányai: a hidratált üledékek rossz szűrhetősége, többlet savfogyasztás és az üledékek viszonylag alacsony minősége.

5. Arany kicsapása aktív szénnel. Az arany és ezüst extrakciója savas tiokarbamid oldatokból viszonylag alacsony nemesfém-koncentrációval (Au 50 mg / l-ig) aktív szénen (SKT, OU, KAD stb.) történő szorpcióval végezhető.

Ennek a technológiai módszernek a lehetőségeit a flotációs koncentrátum kilúgozásból származó oldatok SKT márkájú porított aktív szénnel történő aranyszorpciójának eredményei alapján lehet megítélni. Artemovskaya aranyfeldolgozó üzem . amely az aranyon kívül bizonyos mennyiségű rezet (legfeljebb 0,2 g/l), vasat (legfeljebb 1,2 g/l) és egyéb szennyező komponenseket tartalmaz. Az oldatokban lévő arany kezdeti koncentrációjától (1-20 mg / l) függően a szén munkakapacitása 2-12% volt, szennyeződéstartalommal (%): vas 0,12, réz 2,7-ig; kalcium. magnézium, alumínium, cink, nikkel - 0,01-0,1 tartományban. Hamvazás után a szén Au 40-50-et tartalmazott; Fe 5-10: Cu 10-15; SiO 2 5-8%, így azt jelenti. kellően koncentrált aranytermék, amely alkalmas finomítókba történő szállításra.

Megszerezték egy tanulmány eredményeit, amely a savas tiokarbamid oldatokból az arany aktív szénnel történő adszorpciójának mechanizmusát vizsgálja. Megállapítást nyert, hogy a szorpció megfelel a Freundlich és Langmuir egyenleteknek, és endoterm folyamat. A 3,5 kcal/mol aktiválási energia azt jelzi

az adszorpciós kinetika sebességkorlátozó lépése a diffúzió az aktív szén porózus szerkezetében.

A szűretlen tiokarbamid pépből az arany aktív szénnel történő extrakciójának szorpciós-flotációs változatát javasolják. De ebben az opcióban a pépet szénporral kezelik (40 mikronnál kisebb átmérőjű részecskék 50-60% -a), majd flotációnak vetik alá. A nátrium-oleátot flotációs reagensként használják. Időtartam 5 perc. Ebben az időszakban a 20 mg/l aranyat, 400 mg/l tiokarbamidot, 0,5 g/l szénpor tartalmú pépből (pH=1,5) 100-120 mg/l nátrium-oleát fogyasztás mellett, az aranyat 90%-os koncentrátummá extrahálják. Az oleát fogyasztásának 200 mg/l-re való növelése az arany visszanyerését 95%-ra növeli.

A legjobb eredményeket a különböző minőségű szén vizsgálatakor az arany SKT szénnel történő kitermelése érte el. Az arany szén szorpciója meglehetősen szelektív, a szennyeződések nagy része oldatban marad. Ellenáramú folyamat során az aranyat 4-5 lépésben teljesen eltávolítják az oldatokból, és 15-20% aranytartalmú szénlerakódásokat kapnak. El kell égetni, és a hamut nyersfémmé kell olvasztani. A módszer hátrányai: a szén égetési folyamatának nehézsége és a HM nagy veszteségei (10-15%), amely a széniszap feldolgozása során teljesen elvész.

6. Arany kitermelése. A tudósok kutatásai megmutatták az arany sósav-HM oldatokból történő tributil-foszfátos extrakcióval történő kinyerésének alapvető lehetőségét. Ha a szerves és a vizes fázis 5-10 percig érintkezik, és a fázisok térfogataránya O:B = 2:1, akkor a vizes oldatból szinte teljes aranykivonás érhető el. További kutatásokra van szükség a kénsavas eluátumokból történő extrakció, a visszaextrakció és a visszakivonatok feldolgozása terén.

7. Arany és ezüst elektrolitikus leválasztása. Ez a leghatékonyabb módszer a savas HM eluátumok feldolgozására, mivel lehetővé teszi nagy tisztaságú fémarany előállítását reagensek és reagensek nélkül. további műveletek. Az arany és ezüst elektrolitikus leválasztásánál anódként grafit- vagy platinalemezeket, katódként pedig titánlemezeket vagy grafitbetétet használnak.

Így az arany elektrolízise során a következő elektrokémiai rendszer játszódik le: Au szennyeződésekkel (katód) | 2 SO 4, ТМ, H 2 SO 4, H 2 O szennyeződések | Ti (anód)

A következő fő redukciós reakciók mennek végbe a katódon:

Au 2 + +e \u003d Au + 2SC (NH 2) 2

Lehetőség van a réz, ólom és egyéb szennyeződések visszanyerésére is. Az anódnál a H + ionok képződésének elektrolitikus reakciója megy végbe:

2H 2O-4e \u003d O 2 + 4H+

Ezenkívül a HM oxidációs és bomlási folyamatai kén felszabadulásával lehetségesek az anódon a reakció szerint:

SC (NH 2) 2 -2e \u003d CNNH 2 + S + 2H +

Idővel a ciánamid vizet köt és karbamiddá alakul.

CNNH 2 + H 2 O \u003d CO (NH 2) 2

A HM anódos oxidációjának teljes folyamata a reakció szerint megy végbe

SC (NH 2) 2 + H 2 O -2e \u003d CO (NH 2) 2 + S + 2H +

A HM oxidáció különösen fokozódik, ha az áramsűrűség > 15 A/m2. A HM anódos bomlása megnöveli ennek a drága reagensnek a fogyasztását, bomlástermékei pedig károsan befolyásolják a fémek oldatból való elektrolitikus elválasztását és a csapadék minőségét. Ennek elkerülésére célszerű az elektrolízis folyamatot az anód- és katódterek ioncserélő membrános membránnal történő elválasztásával, pl. az elektrolizáló fürdő anód- és katódkamrákra történő szétválasztásával. Az aranytartalmú HM oldat a katódtérbe kerül, az anolit 0,5-1,0%-os H 2 SO 4 oldat.Membránként anionit vagy kationit membránokat használnak, amelyeken keresztül a HM molekulák nem jutnak be az anolitba. A komplex HM kationok kis mennyiségben jutnak be az anolitba: 3-4%. Membránok jelenlétében a HM-fogyasztás az elektrolízis során jelentősen csökken. Az elektrolízis folyamata Jc = 8 ... 10 A / m2 katód áramsűrűséggel, 3,0 V feszültséggel a fürdőn, 50-60 ° C-os elektrolit hőmérsékleten, 0,3-0,4 V relatív potenciálértéken történik. normál klór-ezüst elektródához. Az arany fő tömege 2-3 óra elektrolízis alatt rakódik le. 100-120 mg/l koncentráció után 10-20 mg/l maradék aranytartalom elérése után a csapadék időtartama 6-12 órára növekszik A katódlerakódás aranytartalma 70-85 %, ezüst 10-25%, réz 0, 5-5%, cink 0,1-0,2%, vas 0,1-0,4%. Az alapfém-szennyeződések fő tömege az elektrolitban marad, és visszatér az arany deszorpciós folyamatába. Az arany és az ezüst jelenlegi hatékonysága körülbelül 30%. Az áramsűrűség 15-20 A/m2 fölé emelése nem célszerű, mivel ez növeli a szennyeződések, különösen a réz lerakódását, csökkenti az áramhatékonyságot, megnöveli az elektrolit bejutását a fejlődő hidrogénbuborékokkal, és megváltoztatja a szennyeződések szerkezetét. a letét.

8. Elektroelúció. Az elektro-elúció vagy elektrodeszorpció módszere az arany deszorpciójának és oldatból való elektro-deszorpciójának kombinált folyamata. Tanulmányozták az arany elektroeluálását NH 4 SCN oldat deszorpciójával. Ebből a célból 1,5 l telített anionit Deacidit H 24%-os erősen bázikus csoportokkal, miután előzetesen NaCN-oldattal eluáltuk belőle a nikkelt és a rézt, elektrolizáló fürdőben 10 l 5 N nátrium-hidroxiddal kevertünk össze. (380,65 g/l) NH 4 SCN oldat (6,67 térfogat oldat 1 térfogat gyantára). Anódként szénlemezt, katódként ólomfóliát használtak. A katód áramsűrűsége 154 A/m2, a feszültség 1,5 V. Az arany 24 óra alatt szinte teljesen eltávolítható a gyantáról (0,066 g/l tartalomig), és teljesen lerakódik az ólomkatódon (max. 15 mg/l oldattartalommal). Az elektródákon lévő 1,5-1,6 V feszültségnél az ammónium-tiocianát nem pusztul el, és többször felhasználható elektroelúcióhoz. Az NH 4 SCN tönkremenetele akkor következett be, amikor az elektródák feszültsége 1,8-1,86 V volt. Nem szelektív elektroeluálás esetén 5 n. NH 4 SCN oldat 300 A/m2 katódáram-sűrűség mellett 1,6 V elektródafeszültség mellett az arany és a rezet kimosták a gyantából és majdnem 100%-ban lerakódott a katódra, a nikkel gyakorlatilag nem eluálódott, de néhány ez (maximum 9%) lerakódott a katódra. A folyamat időtartama 60 óra A módszer előnye az elúciós oldat kis térfogata és a deszorpciós folyamat felgyorsulása, de a rodanid eluátumokban rejlő hátrányok megmaradnak. Az elektroelúciós módszert gyengén savas HM oldatokkal M. S. Girdasov fejlesztette ki. Az elektroelúció telepítési sémája a 2. ábrán látható.

A telített anionitot és elektrolitot egy hermetikusan lezárt elektrolizátorba töltjük 2-10 m3/1 m3 gyantánként. Az elektrolit 55-65 g/l HM és 18-20 g/l HC1 vagy 25 g/l H 2 SO 4 koncentrációjú HM sósav vagy kénsav oldata. A platinizált titánt anódként, a titánt (VT-1 fokozat) katódként használják. A gyantát légkeveréssel szuszpenzióban tartják. A felszabaduló HCN légárammal lúgos oldattal (NaOH vagy CaO) töltött abszorpciós edényekbe kerül. A HM oxidációjának és a fémlerakódás elemi kénnel való szennyeződésének elkerülése érdekében az anódokat kation- vagy anioncserélő membránokból álló membránokkal ellátott kamrákba kell helyezni. Az anódkamrákba anolitként 1-2%-os H 2 SO 4 oldatot öntünk. A katódra lerakódott fémeket egy polietilén hálós szita védi a kevert gyantától.

Az anódmembránok nélküli elektroelúciós eljárást (M. S. Girdasov szerint) 10–20 A/m2 áramsűrűség mellett, az elektródák feszültsége 1–1,5 V 24–30 órán keresztül hajtják végre, és lehetővé teszi a maradék arany előállítását. 0,2-0,4 mg/g gyantában. Az anódos ioncserélő membránok alkalmazása lehetővé teszi az áramsűrűség 100-300 A/m 2 -ig történő növelését, aminek következtében a sebesség meredeken növekszik és az elektrodeszorpciós folyamat időtartama csökken. Ezáltal a HM koncentrációja az eluens oldatban 80-90 g/l-ről dinamikus folyamatban 55-65 g/l-re csökken az elektroelúció során, ami jelentősen csökkenti ennek a reagensnek a veszteségét és a berendezés mennyiségét. Ezek az előnyök az áramsűrűség növekedésével ellensúlyozzák az energiafogyasztás növekedését. Tehát egy anioncserélő elektroeluálása során, amelyet korábban nem nemesfém-szennyeződésektől tisztítottak, kationcserélő anódmembrán segítségével 100-150 A / m 2 áramsűrűség mellett, feszültség az elektródákon 3 V, HM koncentráció - 55 g / l és HCl - 19 g/l, a maradék aranytartalom a gyantában 0,2 - 0,4 mg/g volt 6 órás folyamatidővel, az arany elektrodeszorpció foka 95-97%, katódra történő lerakódás mellett 87,0 - 92,0%. A katódlerakódás aranytartalma 80-85%. Az aranyelektrodeszorpció során végzett dinamikus elúcióhoz képest a folyamat 3-4-szeresére gyorsul anódmembránok hiányában és 10-20 A/m2 áramsűrűség mellett, és 20-25-szörösére membránok jelenlétében és áramnövekedés esetén. sűrűsége 100-150 A/m2-re. Az elektroelúció sebességének növekedése az arany deszorpciós reakció egyensúlyának eltolódásával és az ioncserélő szemcsékből származó tiokarbamid-arany komplexionok diffúziós sebességének növekedésével magyarázható, mivel ezeknek az ionoknak az oldatban lévő koncentrációja csökken a folyamat során. fémelektromos leválasztás. A szennyeződések - réz, cink és vas - elektrodeszorpciós folyamatát NaCl lúgos oldatával A. S. Stroganov fejlesztette ki. Javasolt feltételek: anódmembrán - kationit membrán, áramsűrűség 150-200 A/m2; elúciós oldat: 75-85 g/l NaOH + 60-75 g/l NaCI; az oldat mennyisége 2 térfogat 1 térfogat gyanta, a folyamat időtartama 6-10 óra A gyanta maradék szennyezőanyag-tartalma 1,5-3,5 mg/g. A kidolgozott elektroelúciós módszerek ipari megvalósításának fő akadálya az elektrolizáló berendezés kielégítő kialakításának hiánya, amely ipari körülmények között biztosíthatná a folyamat stabil lefolyását.

Az arany tiokarbamid oldatokból történő kinyerésének lehetséges lehetőségeiként a következők is használhatók: ion flotáció, extrakció TOA-val, hidrát (NaOH) kicsapás, majd a kapott aranytartalmú csapadék feldolgozása cianidozással, redukció hidrogéngázzal és egyéb módszerek. .

Hordalékos Az aranylelőhelyek olyan laza aranytartalmú, laza anyagú lerakódások, amelyek az elsődleges lerakódások fizikai és kémiai mállási folyamatok hatására bekövetkező pusztulása következtében keletkeznek.

Az aranytartalmú terelők közül a hordalékos (csatorna-, völgy- és terasz-) fektetők (210. kép), valamint a temetett fektetők rendelkeznek a legnagyobb ipari értékkel. Az aranykihelyezők hossza 1...3-25 km, sőt akár 100 km, szélessége 1-200...300, sőt 1000 m-ig, vastagsága pedig 1...3 m.

Rizs. 210. A helytartók genetikai osztályozása

I - hordalékos; II - deluviális; III - eluviális; 1 - csatorna; 2 - ferde; 3 - völgy; 4 - teraszos;

Az aranytartalom bennük g/m 3 -től több tíz kg/m 3 -ig terjed. A helytartók nehéz frakciójának ásványi összetételét általában a kasszirit, a wolframit, a scheelit, az ilmenit, a kolumbit és a cirkon képviseli. A lerakók laza lerakódásait mérettől függően általában sziklákra (több mint 200 mm), galya (), ephel () és iszapokra osztják. A sziklák és a gályák általában nem tartalmaznak aranyat, néha rögök találhatók a konyhában. Az Effel aranyat tartalmazó homok és kavics szemcsés anyag. Az üledékek finomszemcsés anyagát, iszapját és agyagos részét általában iszapnak nevezik. Tehát a finomszemcsés anyag szemcsemérete 0,05 ... 0,25 mm, iszapos - 0,05 ... 0,005 mm és agyag - kevesebb, mint 0,005 mm. A hordalékos lerakódások homokjának agyagtartalma 10%-tól (enyhén mosható) 30%-ig vagy többig (nagyon nehezen mosható) változhat. Finomságtól függően az aranyat rögökre (4 mm-nél nagyobb), nagyaranyra (2…4 mm), kicsire (1…0,25 mm) és vékonyra (0,1…0,05 mm) osztják.

Rizs. 211. Az alluviális völgyhelyiség sematikus metszete

A felső rész - a vegetatív réteg (I) gyepből, mohából stb. E talajtakaró felett homokos-agyagos és agyagos lerakódások vagy "iszapos" (II). Ezután kis mennyiségű aranyat tartalmazó homokos-argilla üledék (Sh) következik. Ezek a betétek rendelkeznek összetett szerkezetés általában több rétegből áll. Vastagságuk 1...3-tól 20...30 m-ig, sőt akár 100...150 m-ig is terjed, az ipari mennyiségű aranyat tartalmazó kihelyező nagy része szikla-kavics lerakódás vagy termelőréteg (IV). Ennek a közvetlenül az elhelyezősíkon felfekvő, világos alsó határvonalakkal rendelkező réteg vastagsága 1-2 m, mind keresztirányban, mind hosszanti irányban rendkívül változatos, így az arany eloszlása ​​bennük is vastagságban és ütésben egyenetlen. .

Az aranylerakódások speciális típusa a metamorfizált helytartók ill konglomerátumok – az elsődleges és hordaléktelepek közötti köztes típusú ősi ércképződmények. Cementált zsindelyből állnak, homokkal, kaviccsal és sziklákkal keverve. A cement a konglomerátum 70...80%-át teszi ki, és szulfidokból (pirit és pirrotit), cirkonból, gránátból, kloritból, kalcitból, rutilból, uraninitből áll. Az aranytartalom általában 5...20 g/t, urán 0,06%-ig.

Bennszülött Az aranybetétek feltételesen a következőkre oszthatók:

· valójában arany, amelyben az arany az egyetlen értékes összetevő;

· összetett arany, amelyben az aranyon kívül az ezüst, a réz, az ólom és a cink értékes alkotóelemei;

Technogén alapanyagok aranyvisszanyerő gyárak zagyvai, kotrási hulladéklerakók, bordák, egyensúlyon kívüli érclerakók, piritkoncentrátumok és salak stb. Ezt a nyersanyagot alacsony, 0,2 ... modern szinten technikák és technológiák alacsony haszonkulccsal rendelkeznek.

Az alluviális aranylelőhelyek fejlesztésének fő módja a nyílt gödör, amelyet gépesített módszerekkel - vontatással, hidraulikusan és földmunkával - hajtanak végre. A legszélesebb körben használt húzási módszer a drag használatával különféle kivitelekés a termelékenység. A hidraulikus fejlesztési módszerrel, amelyet elsősorban a meredeken merülő völgy- és teraszkihelyezőknél alkalmaznak, a homokot hidraulikus monitorokkal bányászják, nagynyomású vízellátással. (20…2000 kPa). Az erodált homokot ezután iszap formájában csöveken szállítják a feldolgozó üzembe. Kotrógépeket és buldózereket használnak a kis vastagságú, homok külön feltárásával járó kihelyezők kifejlesztéséhez.

A hordaléklerakódások homokjából az arany kinyerésének folyamata három fő szakaszra osztható: előkészítő folyamatokra, elsődleges dúsításra gravitációs koncentrátumok előállításával, és e koncentrátumok kikészítése piacképes termékek előállításával.

Előkészítő eljárásokat - szétesést és szitálást alkalmaznak a homok és az arany gerry részének agyagtól és iszaptól való megszabadítására, valamint az aranyat nem tartalmazó homok nagy frakcióinak eltávolítására. Az aranytartalmú homok agyaggal cementált, többnyire lekerekített anyag sűrű tömege. A nedves szétesés során a homok teljes tömege fellazul, a cementált agyaganyag megsemmisül, lemosódik és iszap vagy iszap formájában eltávolítják az agyagot. A szétbontással egyidejűleg szűrést is végeznek, amely során nagy mennyiségű anyag szabadul fel - sziklák és gally, amely nem tartalmaz aranyat, és azonnal a szeméttelepre kerül. A mosott anyagot méret szerint osztályozva gravitációs dúsításra küldik.

Az enyhén és közepesen mosott homok kotróra történő szétszedésekor és mosásakor általában legfeljebb 3 m átmérőjű és legfeljebb 16 m hosszúságú, különböző kialakítású kotróhordókat (dobszűrőket) használnak. A nehezen lemosható homok szétbontására dörzsölőket és súroló-butárokat használnak, melyekben szintén két-három termékbe sorolják az anyagot. Nehezen mosható homok esetén kétlépcsős sémák is alkalmazhatók, amikor a második lépcsőben vályús, kardmosó és vibrációs mosást alkalmaznak. Az alacsony teljesítményű lerakódásoknál gyakran mobil mosóberendezéseket használnak, amelyekben nemcsak szétesést és mosást, hanem a homok dúsítását is elvégzik.

A kotrási módszer a hordaléktelepek kialakítására alkalmazott módszerek közül a legolcsóbb. A kotrógép olyan gépesített egység, amelyben egyetlen áramlás gyártási folyamat, kezdve a homok kiásásával és a zagy lerakóban történő tárolásával. Az aranytartalmú rakodóelemek feldolgozásakor a legszélesebb körben az 50-600 literes vödör térfogatú elektromos többvödrös kotrógépeket használják.

A kotrógép működése során a kanalakból kinyert homok folyamatosan kirakódik a töltőbunkerbe, ahonnan a ferde tálcán haladva a kotrási hordóba kerül, ahol a homok nem csak szétesése, mosása, hanem méret szerinti osztályozása is megtörténik. A mínusz 20 mm-es szemcseméretű anyag az álló vagy mobil zárakba kerül, a zárak farka a jigging gépekbe kerül, ahol a finom arany befogása történik (212. ábra).

Rizs. 212

1 - gombóc lánc; 2 - húzóhordó; 3 - keresztirányú zárak; 4, 15 – jigging gépek; 5 - efel zárak; 6 - befejező átjáró; 7 - további átjárók; 8 - rezgő képernyők; 9 – rögfogó; 10 - rakodó; 11 – a rögcsapda zárai; 12- homokszivattyú; 13 - víztelenítő kúp; 14 - olajteknő; 116 - koncentrációs táblázat

A dúsító zagyot rakodó szállítószalag juttatja a szemétlerakóba, a gyenge gravitációs koncentrátumot pedig simítógépek, sűrítőgépek segítségével továbbítják a feldolgozásra, ahol aranytartalmú koncentrátumokat választanak le, amelyek az aranyon kívül tartalmaznak kasziritot, szkeelit, magnetitot. , cirkon, stb. Ezeket a koncentrátumokat sűrítő gyárakban vagy létesítményekben dolgozzák fel, ahol a finomítóba küldve iszap aranyat kapnak.

Az elsődleges aranytartalmú ércek technológiáját elsősorban az ércek anyagösszetétele, granulometrikus összetétele, az arany méretosztályonkénti megoszlása, az arany fázisösszetétele, az arany ásványokban - hordozókban való eloszlásának jellege, az arany alakja határozza meg. szemcsék, arany finomsága stb.

Az arany ércekből és dúsítási termékekből történő kinyerésének fő eljárása a cianidozás, amely az arany fémcianid oldatokban történő szelektív feloldásán alapul, a pépben oldott oxigén jelenlétében. Az arany feloldását lúgos közegben, pH 11 ... 12 értéknél, alacsony koncentrációjú (0,03 ... 0,3%) cianid oldatokban hajtják végre:

2 Au + 4 NaCN + ½ O 2 \u003d 2 Na + 2NaOH

A cianidálás meglehetősen hosszadalmas folyamat, a kilúgozott termékben lévő arany természetétől függően 24-72 óráig tarthat.

Jelenleg az iparban cianidozási módszereket alkalmaznak: perkolációt (szivárgást) és keverési módszert a pép intenzív levegőztetésével. BAN BEN utóbbi évek halmos kilúgozási módszert kapott, ami egyfajta perkoláció.

A cianidos oldatokból a szilárd fázistól való elválasztás és tisztítás után az arany cinkkicsapással, valamint szénen és ioncserélő gyantán történő szorpcióval izolálható. A gazdag aranytartalmú oldatokból az aranyat elektrolízissel választják el, hogy aranytartalmú iszapot kapjanak, amelyből folyasztószerrel való megolvasztás után ezüstöt tartalmazó ötvözet formájában (Dore ötvözet) nyerik, amelyet a finomítóba küldenek.

A legegyszerűbb aranykvarc, alacsony szulfidtartalmú ércek esetében az oxidációs zóna érceiből és a mállási kéregből az arany kinyerésének fő módja a cianidálás. Ez azzal magyarázható, hogy a szulfid ásványok gyakorlatilag hiányoznak az ércekből, de vannak vas-oxidok, hidroxidok és karbonátok, amelyekhez gyakran a finom arany is társul. Ha van szabad nagy arany ezekben az ércekben, de azt a gravitáció egy dús gravitációs koncentrátummá szabadítja fel, olvasztásra küldi, és a gravitációs zagyot ciánozásnak vetik alá, ahol kis aranyat vonnak ki (213. ábra). Az arany visszanyerése egy ilyen kombinált rendszerben elérheti a 95 százalékot vagy még többet is.

213. ábra. Az elsődleges aranytartalmú érc gravitációs dúsításának sémája

A kvarc- és kvarc-karbonátérceket, amelyekben a finoman diszpergált arany szulfidokhoz, például pirithez kapcsolódik, a séma szerint feldolgozva aranytartalmú piritkoncentrátumot kapnak, amely újraőrlés után ciánozásra küldhető vagy pörkölhető. 650 ... 700 ° C hőmérsékleten cianidálás előtt. Ha van szabad arany az ércben, az ércet gravitációs dúsításnak vetik alá, hogy cianidozásra küldött gravitációs koncentrátumot kapjanak. A gravitációs dúsítási zagyokat szulfidos flotációra küldik, majd a flotációs koncentrátum ciánozása következik (214. ábra)

Rizs. 214. Gravitációs-flotációs séma aranytartalmú ércek dúsítására

önmagában vagy a gravitációval keverve.

Különösen nehéz feldolgozni azokat a tűzálló érceket, amelyek jelentős mennyiségű arannyal rendelkező arzenopiritet tartalmaznak vékony, akár emulziós eloszlású formában. Az ilyen ércekben gyakran vannak szorpciós aktív széntartalmú anyagok - az arany-cianid komplex kiváló szorbensei. Az ilyen ércek feldolgozása az 1. ábrán látható séma szerint történik. 215.

216. ábra. A széntartalmú arany-arzénérc feldolgozásának sémája

E séma szerint a szabad arany a durva őrlés során gravitációs koncentrátum formájában szabadul fel az ércből. A gravitációs zagy az újraőrlés után kollektív szulfidos flotációba kerül, amelynek koncentrátumát pörkölés, autoklávozás vagy bakteriális kilúgozás után szorpciós cianidozásnak vetik alá. A gravitációs koncentrátumból a tisztítási műveletek után gazdag koncentrátum szabadul fel, amelyet olvasztásra küldenek.

Ha az ércben nincs szabad arany, tisztán flotációs módszerrel állítanak elő szulfidkoncentrátumot, amelyet a finoman szétszórt arany piro-, hidrometallurgiai vagy bakteriális módszerekkel történő felnyitása után szorpciós cianidozásnak vetnek alá.

Az utóbbi években egyre inkább elterjedtek a tionos vasoxidáló mezofil baktériumokat alkalmazó bakteriális-kémiai kilúgozási módszerek. Acidithiobacillus ferrooxidans vagy a nemzetség mérsékelten termofil mikroorganizmusai Sulfobacillus .

A kioldó közeg pH-ja 2...2,2, és legfeljebb 10 9 sejt/ml baktériumot tartalmaz. Ezek a baktériumok alkalmazkodnak a pép magas arzéntartalmához, amely erősen gátolja a baktériumok aktivitását. A kilúgozás T:L=1:5…1:4 arányban mechanikus keveréssel és levegőellátással ellátott kádakban történik. A 90-100 órás bakteriális kilúgozás során a szulfid ásványok oxidációja és oldódása következik be, melynek során nagy hatékonysággal tárul fel bennük a finoman szétszórt arany. A kilúgozás során az arzén főleg ötvegyértékű, a vas három vegyértékű formában megy át oldatokká a kioldódás során. A kilúgozás után (216. ábra) a pépet sűrítésre és szűrésre küldik, hogy elválasszák a szilárd fázist az oldattól.

Rizs. 216. Az arany-arzénérc bakteriális kilúgozási eljárással történő feldolgozásának sémája

A szilárd fázist szorpciós cianidozásra küldik, majd az oldatokat, miután az arzént és a vasat eltávolítják belőlük a pH-érték 3,0 ... 3,1-re emelésével, mész adagolásával, keringető oldatok formájában a baktériumok kilúgozási folyamatába. . A kalcium- és vas-arzenát csapadékot kicsapásuk után szűrjük és ártalmatlanítjuk.

Ez a technológia lehetővé teszi az arany 92...95%-ának kinyerését tűzálló arany-arzénércekből, míg a koncentrátum bakteriális nyitás nélküli ciánozása mindössze 5...30%-ban biztosítja az arany kivonását.

A dúsítási folyamat az egységes rendszer amelyben az egyes elemek összekapcsolódnak. Magas eredményeket csak figyelembe véve lehet elérni rendszerszemléletű, amely figyelembe veszi a rendszer elemeinek kölcsönhatását, vagyis in ez az eset folyamatok teljes skálája.

A gravitációs dúsítás kétségtelenül az egyik legismertebb folyamat. Neki köszönheti a történelem azt a tényt, hogy az arany volt az első fém, amellyel az emberiség megismerkedett Krisztus előtt több évezreddel. Erről maga a természet gondoskodott, megszabadítva az aranydarabokat az azokat tartalmazó ásványoktól az aranytartalmú kőzeteken átfolyó folyók és patakok csatornáiban, olyan vonzerőt adva nekik, amelyre távoli őseink sem tudtak nem odafigyelni. Az arany tömeges bányászata a kihelyezőkből gravitációs dúsítási módszerekkel kezdődött, majd ezek a módszerek aktívan „beléptek” az elsődleges lerakódások érceinek feldolgozására szolgáló gyári technológiába. Jelenleg az arany gravitációs koncentrációját széles körben alkalmazzák az aranyvisszanyerő üzemekben (GIF) a világ minden országában, beleértve azokat is, amelyek ennek a fémnek a fő gyártói.

2005-ben több mint kétszáz aranyfinomító teljesítményét elemeztük a legtöbb aranybányászati ​​országból, köztük Oroszországból és a volt Szovjetunió más köztársaságaiból. A feldolgozott alapanyagok jellege szerint ezek a gyárak 3 csoportba sorolhatók.

Az I. csoportba azok a vállalkozások tartoznak, amelyek a technológiailag viszonylag egyszerű kvarc- és kvarc-szulfidércekből, elsősorban cianidban oldódó nemesfémeket tartalmazó arany és ezüst kitermelésével foglalkoznak.

A II. csoportba azok az aranyfeldolgozó üzemek tartoznak, amelyek cianidációnak ellenálló pirit- és arzén-pirit érceket dolgoznak fel finoman szétszórt arannyal szulfidokban, valamint a szorpciós aktív széntartalmú érceket.

Végül a III. csoportba azok a vállalatok tartoznak, amelyek az arany és ezüst mellett nehéz színesfémeket (réz, ólom, cink, antimon), valamint uránt tartalmazó komplex érceket dolgoznak fel.

Az egyes csoportokon belül meghatározásra került a gravitációs, flotációs dúsítási és cianidálási eljárásokat alkalmazó vállalkozások száma (1., 2. táblázat).

1. táblázat. A gravitáció, a flotáció és a cianidálás alkalmazási köre a malomban

2. táblázat. Ércek gravitációs dúsítása az aranyfeldolgozó üzemben

A mutatók neve

Vállalati csoportok

én
egyszerű ércek

II
Tűzálló ércek

III
Összetett ércek

Az aranyfeldolgozó üzemek száma
gravitációs dúsítás

Beleértve:

mint az egyetlen

technológiai folyamat

cianidozással kombinálva

flotációval kombinálva

(cianidozás nélkül)

flotációval kombinálva

dúsítás és cianidozás

Annak ellenére, hogy a táblázatokban bemutatott malmok listája közel sem teljes, mégis meglehetősen tárgyilagosan tükrözi modern tendenciák arany előállítása elsődleges lelőhelyekből származó ércekből és a fenti technológiai folyamatok szerepe, beleértve a gravitációt is.

A táblázatos adatokból látható, hogy az elemzés alá vont aranyfeldolgozó üzemek több mint 1/3-a gravitációs dúsítást végez, azonban a gravitációt más eljárásokkal nem kombinálva szinte soha nem alkalmazzák.

Az elmúlt években nagy előrelépés történt az aranyérc nyersanyagok gravitációs koncentrálásának technológiájában. Ez mindenekelőtt új eszközök létrehozásában nyilvánul meg, amelyek nemcsak nagy, hanem nagyon kicsi fémarany részecskéket is képesek kivonni az érc őrlése során.

Az ilyen eszközök közé tartoznak különösen a centrifugális koncentrátorok (Nelson, Falcon, Knudsen, az orosz analógokból - Itomak) és a centrifugális feszítőgépek (Kelsey, orosz), amelyekben az arany és más, alacsonyabb szemcsesűrűségű ásványi anyagok elválasztásának intenzitása. sokszorosára nő. A korábban használt gravitációs eszközöket is jelentősen továbbfejlesztették: hagyományos, függőleges pulzálású jigging gépek, többszintes koncentrálóasztalok, csavarleválasztók, kúpos eszközök stb. határozták meg. A gravitációs koncentrátumok feldolgozására új módszereket dolgoztak ki és valósítottak meg ipari méretekben, beleértve a cianidos eljáráson alapuló hidrometallurgiai módszereket is.

Meg kell jegyezni, hogy a múltban a nagy aranyrészecskéket és más nehéz ásványokat (különösen szulfidokat) tartalmazó gravitációs koncentrátumok ciánosítását tank típusú berendezésekben (mechanikus és pneumo-mechanikus keverőkben) elfogadhatatlannak tartották az alacsony szennyeződési sebesség miatt. Az arany oldódása és a szuszpenzió lebegő szilárd anyagokban való fenntartásának nehézsége, ami a nehéz frakciók leülepedését eredményezi a készülék alján. Jelenleg ezeket a problémákat a Gekko típusú vízszintes dobkeverők, valamint az Akatsiya típusú cianidoldat kényszerített keringtetésű készülékei és az Irgiredmet által tervezett orosz kúpos reaktorok alkalmazásával oldják meg. Ezek az eszközök gyakorlatilag bármilyen granulometrikus jellemzővel rendelkező, aranytartalmú gravitációs koncentrátumok cianidozással történő feldolgozását teszik lehetővé. Így az arany gravitációs töményítésének hagyományos technológiája, az elsődleges koncentrátumok mély kidolgozásával a gazdag „aranyfejekig”, amelyek alkalmasak arany-ezüst ötvözetté (doré fém) olvasztásra, kiegészül a koncentrátumok közepes fémtartalmú hidrometallurgiai feldolgozásának alternatív módszerével. tartalom, egyszeri vagy kétszeri finomításuk után – koncentrátum asztalokhoz vagy egyéb kikészítő eszközökhöz. Ez lehetővé teszi, hogy a gravitációs folyamat során magasabb aranyvisszanyerési arányt érjünk el. Ennek az opciónak a hatékonysága még jobban megnő, ha nem csak a gravitációs koncentrátumokat vetik alá cianidozásnak, hanem a gravitációs ércdúsító zagyokat is (egy „puhább” kilúgozási móddal), mivel ebben az esetben lehetőség van a „lágyabb” kilúgozási móddal a gravitációs koncentrátumok elvezetésére. koncentrátum” ciklust az általános hidrometallurgiai folyamathoz, végül egyetlen piacképes terméket kapunk.

Fontos hangsúlyozni, hogy az aranytartalmú lerakók feldolgozásával ellentétben az ércek elsődleges lelőhelyeiből történő gravitációs dúsítását rendkívül ritkán alkalmazzák egyetlen technológiai eljárásként.

Az Analytical Review-ban bemutatott 239 aranyfeldolgozó üzem közül csak egy alkalmazza ezt a technológiát: a Sistine Tu Van Mine bánya üzeme (USA, Kalifornia). Ez az ország egyik legrégebbi, 1896 óta működő vállalkozása gazdagon dolgozik. kvarcércekőshonos arannyal. Több mint 100 évnyi működés egy bányában, amelynek napi termelése kevesebb, mint 120 tonna érc, több mint 1 millió uncia aranyat (31,1 tonna) bányásztak „tiszta” gravitációs technológiával. 1997-ig a földalatti érc feldolgozása egy olyan séma szerint történt, amely a következőket tartalmazta: durva zúzás pofás és rövid kúpos zúzókban mínusz 12 mm-es szemcseméretig, golyósmalomban való őrlés (zárt ciklusban, feszítőgéppel működő és egy mechanikus osztályozó) és az arany gravitációs koncentrációja az osztályozó lefolyójából a csavaros leválasztókon. A szeparátorok zagyát a lerakóba, a koncentrátumot pedig kikészítésre (koncentrációs táblázatok) küldték. A kikészítés során kapott „aranyfejet” Doré fémre olvasztották. A befejező felezőanyagok visszakerültek a csavarleválasztókhoz. A gravitációs dúsítású zagyokkal (a kezdeti fémtartalom kb. 30%-át kitevő) szabad arany megnövekedett veszteségei miatt az aranyfeldolgozó üzemben új gravitációs eszközöket teszteltek. A vizsgálati eredmények alapján egy Nelson KS-CD-20 centrifugális koncentrátor telepítése mellett döntöttek a malom kimenetén 14 t/h szilárdanyag-kapacitással, felül fix képernyővel, 0,83 mm-es alvóhálóval. A szita túlméretes terméke szivattyú segítségével került vissza a malomba; a koncentrátumot megolvasztották, és a centrifugális sűrítő zagyját további dúsításnak vetették alá a Deister koncentrációs táblázatokon. Az aranyfeldolgozó üzem rekonstrukciója lehetővé tette a szabad arany kitermelésének 70-ről 90%-ra történő növelését, miközben az érctermőképesség közel háromszorosára nőtt.

A tapasztalatok azt mutatják, hogy az aranyérc dúsítására "tisztán" gravitációs sémák alkalmazhatók az úgynevezett "kis" lelőhelyeket fejlesztő kisvállalkozásoknál. Kombinált dúsítási és kohászati ​​technológiával, az ércből magasabb aranykitermelést biztosító, kifejlesztett komplexumok építése kis lelőhelyeken nem tűnik gazdaságosnak, mivel kis mennyiségű arany nem tudja kifizetni egy drága gyár építését.

Számos esetben, amint azt egyes orosz malmok tapasztalatai mutatják (Samartinskaya Burjátországban, Pervenec, Golets Vysochaishy in Irkutszk régió), célszerű egy vállalkozás fejlesztésének első szakaszaként a csökkentett aranyvisszanyeréssel járó gravitációs eljárást alkalmazni, azzal a céllal, hogy a későbbi termelésbővítéshez és egy összetettebb technológiára való átálláshoz forrást halmozzon fel. Ezt követően a lelőhely kifejlődésének első szakaszának gazdag zagyja sikeresen feldolgozható például kupacmosással.

Az esetek túlnyomó többségében (a 2. táblázatban látható 78 növény közül 77-ben) a gravitációt cianidozással, flotációval vagy mindkettővel kombinálva alkalmazzák. A technológiailag egyszerű érceknél (I. csoport) a legjellemzőbb sémák a gravitációs és a gravitációs-flotációs dúsítás flotációs zagy, esetenként gravitációs koncentrátumok ciánozásával. A gravitáció fő célja ezekben a változatokban a nagyméretű szabad arany eltávolítása az ércből olyan termékekké (koncentrátumokká), amelyeket egy kohászati ​​ciklusban dolgoznak fel, az érc nagy részétől elkülönítve.

Ez amellett, hogy növeli (általában a teljes aranyvisszanyerés 2-4%-ával), lehetővé teszi az arany őrlő- és keverőberendezésekben történő felhalmozódásának megakadályozását vagy legalább jelentős csökkentését.

Irodalom.

1. A világ aranyvisszanyerő gyárai: Analitikai áttekintés / JSC "Irgiredmet", V.V. Lodeiscsikov.-Irkutszk, 2005.-447 p.

2. Tsarkov V.A. A világ aranyhasznosítási vállalkozásainak tapasztalata.-M.: "Ore and Metals" Kiadó, 2004.-112p.

IRODALOM

1. Lodeyshchikov V.V. Arany és ezüst kinyerésének technológiája tűzálló ércekből: 2 kötetben. - Irkutszk: JSC "Irgiredmet", 1999.- 775 p.

2. Innovation in Gold and Silver Recovery: Phase IY (Randol. -Colorado: Randol Intern.Ltd.1992. - Vol.5. 17. ábra: Flotáció.-P.2389-2898

Felhasználás: ásványfeldolgozás. A találmány technikai eredménye az arany visszanyerésének növelése, az arany flotációs zagyveszteség csökkentése, valamint a reagensek felhasználásának csökkentésével az arany visszanyerési folyamat gazdasági hatékonyságának növelése. A módszer magában foglalja a fő-, tisztító- és ellenőrző flotációt, biztosítja a fő flotáció kezdeti szakaszban nyert habtermékének a flotációból a flotációs koncentrátumba való kivonását a fő flotáció teljes idejének 25%-áig, valamint mint az első tisztító flotáció habterméke, amelyet az első tisztító flotáció idejének legfeljebb 50 %-ára kapunk. 1 z.p. f-ly, 1 ill., 1 tab.

A találmány tárgya eljárás nemesfémek előállítására, pontosabban aranytartalmú ércek habosítására szolgáló eljárásokra, és alkalmazható a bányászatban és a kohászati ​​iparban, amikor aranyat nyernek ki elsődleges tűzálló ércekből.

Nemesfémércek flotációs dúsításának ismert módszerei, amelyek fő-, újratisztító- és kontrollflotációból állnak, aranykoncentrátum habtermék formájában és zagytermék formájában történő felszabadításával. [RF szabadalom No. 2085299. Nemesfémeket tartalmazó ásványi nyersanyagok feldolgozására szolgáló gyártósor. JSC "Irgiredmet" Követelve 1994.11.16., közb. 1997. július 27.]. A gyártósor sorosan csatlakoztatott eszközöket tartalmaz a cellulóz flotációs reagensekkel való keverésére, két flotációs gépet - az egyik a telített agglomerátumok elsődleges szétválasztására szolgál a habtermékké, a másik pedig a másodlagos szétválasztására. Megkülönböztető jellemzője, hogy az elsődleges elválasztás telített agglomerátuma egyesül a kontroll tisztítás kamratermékével, és a flokkulálószerrel való érintkezés után belép az elsődleges flotációba.

Az ismert gyártósor hátránya, hogy az elsődleges flotációs elválasztás könnyen lebegtethető telített szinterejét hígítják a tisztítás-ellenőrzési művelet kamratermékével, ami segít csökkenteni az aranykivonást és csökkenti a dúsítási folyamat hatékonyságát.

A találmány prototípusa primer aranytartalmú ércek dúsítási módszere [Kuzina Z.P., Antsiferova S.A., Samoilov V.G. A Bogolyubovskoye lelőhely tűzálló aranytartalmú érceinek ércelőkészítésének és flotációjának optimális sémája. Színesfémek, 2005, 3. sz., 15-17.o.]. A technológiai dúsítási eljárás az ismert eljárásban két fő flotációs műveletet, a főflotáció habtermékének két szabályozását és két újratisztítását foglalja magában, zárt ciklusban a szabályozási művelet habtermékével és az első tisztítás zagyjával. A tűzálló arany-arzénérc flotációs dúsítása eredményeként szulfid-aranytartalmú koncentrátumot kapunk, amelyet hidrometallurgiai feldolgozásba vezetnek, és zagyot. Az arany extrakciója aranytartalmú koncentrátummá 84,2%, koncentrátumhozam 7,4%, tartalom 50,0 g/t.

Az elsődleges aranytartalmú ércek dúsításának ismert módszerének hátránya az arany nem kellően magas koncentrátummá történő extrakciója, valamint a flotációs zagyok nagy aranyvesztesége (0,75 g/t). Emellett a prototípus hátránya a megnövekedett reagensfogyasztás, ami csökkenti az eljárás gazdasági hatékonyságát.

A találmány célja az arany visszanyerésének növelése, az arany flotációs zagyveszteség csökkentése, valamint az aranyvisszanyerési folyamat gazdasági hatékonyságának növelése a reagensek felhasználásának csökkentésével.

A problémát az oldja meg, hogy az aranytartalmú ércek dúsításának módszerében, beleértve a fő-, tisztító- és kontrollflotációt is, habtermékekből aranytartalmú flotációs koncentrátum és a kontroll flotáció kamratermékéből zagy előállítása, az a találmány, a fő flotáció habterméke, amelyet a kezdeti szakaszban a fő flotáció teljes időtartamának legfeljebb 25%-áig, valamint az első tisztító flotáció habterméke, amelyet az idő alatt 50%-ig kapunk. Az első tisztább flotáció időpontjáról eltávolítják a flotációból, flotációs koncentrátummá egyesítik és kohászati ​​műveletekre küldik. A fő flotáció hátralévő ideje alatt kapott habtermék a tisztító flotációba kerül. Az utolsó tisztító flotáció habtermékét a flotációs koncentrátummal kombináljuk. A kontroll flotáció habterméke visszakerül a fő flotációba. A flotációs koncentrátumot sűrítésre, majd kohászati ​​műveletekre küldik.

A találmány műszaki eredményét úgy érjük el, hogy az eljárásból az aranytartalmú szulfidokat nagy flotációs sebességű habtermék formájában vonjuk vissza a flotációs koncentrátumba a flotáció kezdeti szakaszában, amely akár 25%-ig áramlik. a fő lebegtetés teljes ideje. Az elkülönített flotációs koncentrátum arany és rokon elemek (szulfid kén, arzén, vas) tartalmát tekintve megfelel az arany kinyerésére szolgáló technológiai eljárás követelményeinek, és nem igényel tisztító flotációt, ami hozzájárul az arany elvesztéséhez flotációs koncentrátum. A habtermék kivonása a fő flotációs folyamatból a kezdeti szakaszban hozzájárul a találmány szerinti probléma megoldásához - egyrészt az arany extrakciójának növeléséhez a flotációs koncentrátumba 1,6%-kal magasabb aranytartalom mellett, mint a a prototípus (50 g/t), másodszor a flotációs koncentrátumból származó aranyveszteség csökkentése a tisztító és a fő flotáció során, harmadszor pedig a reagensek felhasználásának csökkentése.

A műszaki eredményt az is eléri, hogy a habterméket az első tisztítási művelet kezdeti szakaszában az első tisztítás teljes idejének legfeljebb 50%-áig a kész flotációs koncentrátumba vonják vissza. A leválasztott flotációs koncentrátum nem igényel további finomítást a minőség javítása érdekében, ami hozzájárul a fém felhalmozódásához az áramkörben és további veszteségekhez a flotációs zagyok miatt. Így a habtermék eltávolítása a folyamatból a tisztább flotáció kezdeti szakaszában hozzájárul az arany visszanyerésének növekedéséhez.

A javasolt módszer lényegét a rajz szemlélteti, amely bemutatja a berendezés technológiai sémáját és a flotációs termékek mozgását. A technológiai séma a következő eszközöket tartalmazza: 1 - érintkező kád, 2 - fő flotációs gép, 3, 4 - tisztító flotációs gépek, 5 - vezérlő flotációs flotációs gép, 6 - sűrítő.

A módszert a következőképpen hajtjuk végre. Az az érc, amelyet az egyik ismert módszer szerint flotáció előkészítő műveleteken ment keresztül, az osztály 85-89%-a - 0,074 mm - tartalommal, az 1. érintkezőtartályba kerül flotációs szerekkel való feldolgozásra. Az érintkezőtartályból a pépet a 2 flotációs gépbe táplálják a fő flotációhoz. A 2 flotációs gép első kamrájának 2,5 percen belül nyert habterméke flotációs koncentrátum formájában a következő kohászati ​​műveletekhez, például a 6 sűrítőhöz sűrítésre kerül. A 2 flotációs gép többi kamrájában 9,5 perc alatt kapott habterméket a 3 flotációs gépbe küldjük az első tisztító flotációhoz. A 3 flotációs gép első kamrájának habterméke, amelyet az első tisztítószer flotációjától számított 3 percen belül nyerünk, flotációs koncentrátum formájában a 6 sűrítőbe juttatjuk. A 3 flotációs gépből a fennmaradó idő alatt - 3 perc alatt kapott tisztább flotációt a 4 flotációs gépbe küldik második tisztább flotáció céljából. A 4 flotációs gépből a második tisztító flotáció habterméke flotációs koncentrátum formájában kerül a 6 sűrítőbe. A 2 flotációs gépből a fő flotáció kamraterméke az 5 flotációs gépbe kerül vezérlő flotáció céljából. A kontroll flotáció habterméke visszakerül a főflotáció 2 flotációs cellájának második kamrájába. Az első tisztítási művelet kamraterméke visszakerül a főflotációs 2 flotációs gép második kamrájába. A második tisztító flotáció kamraterméke a 4 cellából visszakerül az első tisztítási művelet során a 3 cella első kamrájának befogadó zsebébe. Az 5 flotációs gépből származó kamravezérlő flotációs termék flotációs zagyként kerül kiadásra <0,5 g/t aranytartalommal.

A flotációs koncentrátumokat egy 6 sűrítőben egyesítik, és kohászati ​​műveletekre, például biooxidációra és cianidozásra, vagy pirometallurgiai műveletekre küldik. Az igényelt módszerrel kapott flotációs dúsítás technológiai mutatóit a táblázat tartalmazza.

1. Eljárás aranytartalmú ércek dúsítására, beleértve a fő-, tisztító- és kontrollflotációt, aranytartalmú flotációs koncentrátum előállításával habtermékekből és zagyból a kontroll flotáció kamrás termékéből, azzal jellemezve, hogy a fő habtermék a kezdeti szakaszban a fő flotáció teljes idejének 25%-áig elért flotáció, valamint az első tisztító flotáció habterméke, amelyet az első lebonyolítás idejének legfeljebb 50%-a alatt kaptak. tisztító flotáció, eltávolítják a flotációból, flotációs koncentrátummá egyesítik és kohászati ​​műveletekre küldik.

2. Az 1. igénypont szerinti eljárás, azzal jellemezve, hogy a durvább flotáció hátralévő ideje alatt kapott habterméket tisztább flotációra küldjük, az utolsó tisztább flotáció habtermékét a flotációs koncentrátummal kombináljuk, és a habterméket a kontroll flotáció visszakerül a durvább flotációba.

Hasonló szabadalmak:

Egy tipikus ércfeldolgozási folyamat egyértelműen három technológiai szakaszra oszlik:

  • A) Az érc mechanikai dúsítása (gravitációs, flotációs, radiometriás vagy mágneses leválasztás stb.), melynek célja értékes komponens - koncentrátumok és zagyok - tartalmában dúsított termékek előállítása, amelyek nem igényelnek további feldolgozást. Ezt a célt általában az ásványok kristályrácsát sértő eljárások alkalmazása nélkül érik el, amelyek kapcsán a kivont értékes komponensek koncentrátumokban ugyanolyan ásványi formában vannak jelen, mint az eredeti ércben.
  • B) Érckoncentrátumok kohászati ​​feldolgozása hidro- (értékes komponensek kioldása savak, lúgok, sók vizes oldatával) és pirometallurgiai (olvasztás) műveletekkel, melynek eredménye feketefémek előállítása.
  • C) Vasfémek finomítása (finomítás) a szennyeződésektől való megtisztítása és a piaci feltételeknek megfelelő kereskedelmi végtermékek előállítása érdekében.

A világ aranybányászatának tapasztalatai azt mutatják, hogy ezen anyagok olvasztása gazdaságilag csak akkor indokolt, ha ezek az anyagok (és jelentős mennyiségben) tartalmaznak rezet, ólmot, antimont és más fémeket, amelyek „belső” értékesgyűjtő szerepet tölthetnek be. fémek olvasztása során, és emellett maguk is bizonyos ipari értéket képviselnek. Ez a tendencia tükröződik a réz és más koncentrátumok kohászati ​​feldolgozásának jelenlegi gyakorlatában, amelyben az arany kapcsolódó értékes komponensként van jelen, és a koncentrátumokból független kereskedelmi termékekké vonják ki a keletkező színesfémek finomításának szakaszában.

Az olvasztási módszer elvileg az aranyércek bizonyos kategóriáiból és más színesfémeket nem tartalmazó koncentrátumokból való arany kinyerésére is használható. Közülük mindenekelőtt a gazdag gravitációs koncentrátumok vagy salakok tulajdoníthatók, amelyeknél a pirometallurgiai feldolgozás klasszikus módszerei mellett a kefe nélküli, közvetlenül hólyagos aranyba vagy arany-ezüst ötvözetbe történő olvasztás változata érdekes. Meglévő pirometallurgiai üzemek közelében található aranyhasznosító vállalkozás esetében az aranyércek (koncentrátumok) vastartalmú folyasztószerként történő alkalmazása a rézgyártásban is meglehetősen hatékonynak tűnik, feltéve, hogy ezek az ércek (koncentrátumok) összetételükben megfelelnek az előírásoknak. fluxusokhoz.

A globális aranybányászatban különleges helyet foglal el a cianidozási folyamat, amely azon alapul, hogy a fémarany a reakciónak megfelelően képes feloldódni lúgos cianidok gyenge oldataiban:

2Au + 4NaCN + 1/2O 2 + H 2 O = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH

Az oldószer (cianid) relatív szelektivitása, a nemesfémek cianidos oldatokból történő oldódási és kicsapási folyamatainak sikeres kombinációja (cinkporral történő cementezés, ioncserélő gyantán és aktív szénen történő szorpció stb.), a műszerezés egyszerűsége, ill. A cianidozás egyéb előnyei rendkívül hatékonysá és termelékenysé teszik, lehetővé téve ennek a technológiának nemcsak a mechanikai dúsítású koncentrátumok, hanem a közönséges aranyércek, sőt az 1-2 g/t és az alatti aranytartalmú dúsítási zagyok alkalmazását is.

Jelenleg a cianidozást a világ aranyérceinek 85%-ának feldolgozásához használják.

Az aranylúgozás cianidos eljárásának előnyei közé tartozik annak környezetbarátsága.

Elemzés a legkorszerűbb Az aranyércek (koncentrátumok) ciánozásának technikái és technológiái, amelyek a legtöbb működő vállalkozás tevékenységét lefedik, azt mutatták, hogy a globális aranybányászatban számos technológiai sémára és cianidos eljárás alkalmazására van lehetőség (2.2. ábra). együttesen teljes ércfeldolgozási ciklust biztosítanak a helyszínen még technológiailag tűzálló ércek esetében is, kellően nagy áteresztőképességű aranyvisszanyeréssel.

Az aranytartalmú ércek cianidozásának klasszikus technológiája (teljes iszapfolyamat) a következő technológiai műveleteket tartalmazza:

a) Az érc őrlése olyan méretűre, amely biztosítja az aranynyílás szükséges teljességét;

b) Zúzott érc keverése lúgos cianid oldatokkal mechanikus, pneumatikus és pneumatikus keverőberendezésekben;

c) Aranytartalmú oldatok leválasztása a cellulóz szilárd részéből (ledobott) sűrítési és szűrési módszerekkel;

d) Arany kicsapása oldatokból cinkporon történő karburizálással;

e) Aranytartalmú üledékek kezelése (savas kilúgozás, pörkölés, olvasztás) finomítókba küldött nyers fémarany előállítására;

f) A hidrometallurgiai folyamat szennyvizeinek és zagyainak vegyi kezelése mérgező cianid vegyületekből.

Még egyszer hangsúlyozni kell, hogy a fent felsorolt ​​műveletek mindegyike önmagában nem biztosít kereskedelmi aranytartalmú termékek előállítását, és általában kisegítő szerepet tölt be az ércfeldolgozási sémákban, kiegészítve és erősítve a fémek kitermelésére szolgáló cianidos technológiát. .

A cianidozás során az aranyra észrevehető depresszív hatást fejtenek ki a réz ásványai és kémiai vegyületei, amelyek feloldása 2,3-3,4 kg NaCN-t igényel 1 kg rézben az eredeti ércben (1.1. táblázat). Ugyanakkor a legtöbb réztartalmú ásvány nem mutat redukáló tulajdonságokat a cianidálás során. Ugyanakkor azt találták, hogy a réz koncentrációjának növekedése az oldatokban az aranyrészecskék felületén másodlagos kémiai filmek kialakulását idézheti elő, amelyek hátráltatják az arany későbbi feloldódásának folyamatát. Feltételezzük, hogy ezeknek a filmeknek az összetételét az AuCu(CN) 2 típusú komplex vegyületek és az egyszerű réz-cianid CuCN képviselik.

1.1. táblázat – A réz ásványok oldódási reakciói nátrium-cianid vizes oldataiban

Kémiai formula

Oldódási reakció cianid oldatokban

Az ásványi anyag részét képező 1 tömegrész réz feloldásához szükséges NaCN tömegrészek száma

Natív réz

melakonit

kalkantit

Khalkozin

CuCO 3 Cu(OH) 2

2CuCO 3 Cu(OH) 2

  • 2Cu+6NaCN+1/2O2+H2O=
  • 2Na 2 Cu(CN) 3 + NaOH

Cu 2 O + 6NaCN + H 2 O \u003d

  • 2Na 2 Cu(CN) 3 + NaOH
  • 2CuO+8NaCN+2H2O=
  • 2Na 2 Cu(CN) 3 + (CN) 2 + 4NaOH
  • 2CuSO4 +8NaCN=
  • 2Na 2 Cu(CN) 3 + 2Na 2 SO 4 + (CN) 2 2CuCO 3 + 8NaCN=
  • 2Na 2 Cu(CN) 3 + 2Na 2 CO 3 + (CN) 2
  • 2Cu(OH)2 +8NaCN=
  • 2Na2Cu(CN)3+4NaOH+(CN)2
  • 2Cu2S+14NaCN+2H2O+O2 =
  • 2Na 3 Cu(CNS)(CN) 3 +

2Na 2 Cu(CN) 3 + 4NaOH