ÚVOD

1. VŠEOBECNÉ

1.1 CHARAKTERISTIKA SUROVINY OBSAHUJÚCE ZLATO A METÓDY JEJ SPRACOVANIA

1.2 PRIEBEH SPRACOVANIA SUROV

STRUČNÝ POPIS HLAVNÝCH ETÁZ SPRACOVANIA SUROV

PRÍPRAVA RUDY NA ŤAŽBU ZLATA A STRIEBRA

DRVENIE A MLETIE RUDY OBSAHUJÚCE ZLATO

GRAVITAČNÉ METÓDY OBOHOHNUTIA

ZÍSKAVANIE ZLATA AALGAMÁCIOU

ZAHRNUTIE

Kyanidácia zlatonosných rúd

SORPCIA Z DUNIČIEN (SORPČNÉ LÚČENIE)

ELÚCIA ZLATA A STRIEBRA A REGENERÁCIA NASÝTENÝCH ANIONITOV

1.3 ÚLOHA ZÍSKÁVANIA ZLATA Z THIOURA ELUATES V TECHNOLOGICKEJ SCHÉME

2. PRESKÚMANIE TECHNOLOGICKÉHO PROCESU IZOLÁCIE ZLATA Z ELUÁTOV THIOURA

2.1 CHARAKTERISTIKA A CHÉMIA PROCESU

DEPOZÍCIA ZLATA Z RIEŠENÍ THIOURA

3.METALURGICKÉ VÝPOČTY

ÚVOD

Zlato je žltý kov. Má plošne centrovanú kubickú mriežku, vyznačuje sa výnimočnou kujnosťou a ťažnosťou. Zo zlata môžete nakresliť drôt s priemerom 0,001 mm. Tepelná a elektrická vodivosť kovu je veľmi vysoká: zlato je na druhom mieste po medi a striebre.

Fyzikálne a chemické vlastnosti zlata:

Au je v 1. skupine,

Atómová hmotnosť 197,

Hustota pri 20 °C 19,32 g/cm3,

Charakteristické oxidačné stavy +1 a +3,

Normálne elektródové potenciály +1,88 a +1,5 V,

Teplota topenia 1064,4 °C,

Teplota varu 2877°С,

Tepelná kapacita pri 25°C 25,5 J/(mol K),

Výparné teplo je 368 kJ/mol.

Charakteristickým znakom zlata je jeho tendencia ku komplexnej tvorbe a ľahkosť, s akou možno väčšinu jeho zlúčenín zredukovať na kov.

Zlato je ušľachtilý kov. Nízka chemická aktivita je dôležitou a charakteristickou vlastnosťou tohto kovu. Na vzduchu, dokonca aj za prítomnosti vlhkosti, sa zlato prakticky nemení. Ani pri vysokých teplotách zlato neinteraguje s vodíkom, kyslíkom, dusíkom, sírou a uhlíkom.

Zlato sa spája s halogénmi a proces prebieha s brómom už pri izbovej teplote a s fluórom, chlórom a jódom - pri zahrievaní.

Elektródový potenciál zlata vo vodných roztokoch je veľmi vysoký:

Au®Au++, jo = +1,68 V;

Au®Au +3 +3, j o ​​​​\u003d +1,58 V;

Preto sa zlato nerozpúšťa ani v zásadách, ani v kyselinách, ako je sírová, dusičná, chlorovodíková, fluorovodíková a tiež organické.

V prítomnosti silných oxidačných činidiel sa však zlato môže rozpúšťať v niektorých minerálnych kyselinách. Takže sa rozpúšťa v koncentrovanej kyseline sírovej za prítomnosti kyseliny jodovej H 5 IO 6, kyseliny dusičnej, oxidu manganičitého a tiež v horúcej bezvodej kyseline selénovej H 2 SeO 4, čo je veľmi silné oxidačné činidlo.

Zlato sa ľahko rozpúšťa v aqua regia, kyseline chlorovodíkovej nasýtenej chlórom, vo vodných roztokoch alkalických kovov a kovov alkalických zemín v prítomnosti kyslíka. Dobrým rozpúšťadlom pre zlato je vodný roztok tiomočoviny obsahujúci chlorid alebo síran železitý (+3) ako oxidačné činidlo.

Medzi ďalšie rozpúšťadlá zlata patrí chlór a brómová voda, roztok jódu v jodide draselnom alebo kyseline jodovodíkovej. Vo všetkých prípadoch je rozpúšťanie zlata spojené s tvorbou komplexných zlúčenín.

Vo svojich chemických zlúčeninách môže mať zlato oxidačný stav +1 a +3. Všetky zlúčeniny zlata sú relatívne krehké a ľahko sa redukujú na kov aj jednoduchou kalcináciou.

Cieľom predmetovej práce je zhrnúť technológie extrakcie zlata z roztokov tiomočovinových eluátov, poukázať na výhody a nevýhody každého z nich a podrobne zvážiť technológiu elektrolytickej depozície zlata z tiomočovinových eluátov.

1. VŠEOBECNÉ

1.1 CHARAKTERISTIKA SUROVINY OBSAHUJÚCE ZLATO A METÓDY JEJ SPRACOVANIA

Za posledné dve alebo tri desaťročia podiel zlata vyťaženého z technologicky jednoduchých zlatých rúd neustále klesá. Zároveň sa zvyšuje podiel zlata vyťaženého z takých rúd, ktorých efektívne spracovanie si vyžaduje oveľa zložitejšie a rozvinutejšie schémy, vrátane operácií gravitačnej koncentrácie, flotácie, praženia, tavenia, lúhovania atď. (v kombinácii s gravitačné a amalgamačné metódy ťažby veľkého zlata) nezabezpečujú dostatočne vysokú ťažbu zlata alebo sú sprevádzané zvýšenými nákladmi na jednotlivé technologické operácie (brúsenie, kyanidácia, dehydratácia, vyzrážanie zlata z roztokov a pod.), sa nazývajú perzistentné.

RUDY S JEMNE DISEMINOVANÝM ZLATOM A METÓDY ICH SPRACOVANIA

Jemné šírenie zlata v horninotvorných mineráloch je najčastejšou príčinou žiaruvzdorných zlatých rúd.

Rudy tohto typu spadajú do dvoch hlavných kategórií: rudy, v ktorých je zlato spojené s kremeňom; rudy, v ktorých je zlato spojené so sulfidmi.

Na extrakciu zlata z rúd prvej kategórie sa používa jemné alebo ultrajemné mletie, ktoré zabezpečuje dostatočné otvorenie zlata. Na tento účel sa používajú schémy s trojstupňovým brúsením a predbežnou klasifikáciou materiálu pred II a III stupňom spracovania. Mletie rudy podľa tejto schémy poskytuje produkt s veľkosťou 90-95% triedy - 0,04 mm.

Kyanidácia takto jemne rozomletého materiálu zvyčajne umožňuje získať skládkovú hlušinu s nízkym obsahom zlata. Kvôli vysokým nákladom na jemné mletie je však spracovanie rúd s jemne rozptýleným zlatom oveľa drahšie ako spracovanie obyčajných rúd. Navyše v dôsledku zvýšeného obsahu sekundárneho kalu v kyanidovej buničine, ktorý vzniká pri jemnom mletí, sa výrazne znižuje produktivita zahusťovacieho a filtračného cyklu, čo ďalej zvyšuje náklady na ťažbu zlata z takýchto rúd. Výsledkom je, že pri spracovaní rúd s jemne rozptýleným zlatom môžu špecifické náklady na mletie a dehydratáciu dosiahnuť 60% celkových nákladov na spracovanie rudy, zatiaľ čo pri spracovaní bežných rúd nepresahujú 30-40%. Za účelom zníženia nákladov na brúsenie sa v posledných rokoch uskutočnili rozsiahle práce na zavedení progresívnej metódy bezguľového mletia (samobrúsenia) zlatých rúd.

Rudy druhej kategórie obsahujú zlato vo forme jemného a emulzného šírenia v sulfidoch, najmä v pyrite a arzenopyrite. Najbežnejšou metódou získavania zlata z takýchto rúd je flotácia, ktorá umožňuje extrahovať zlatonosné sulfidy a voľné zlato do koncentrátu. Ďalej, koncentrát na extrakciu zlata z neho môže byť spracovaný rôznymi metódami.

Ak veľkosť zlatých zŕn nie je príliš malá a umožňuje otvorenie zlata jemným mletím, flotačný koncentrát sa rozdrví a kyaniduje.

Použitie flotácie v tomto prípade umožňuje eliminovať nákladnú operáciu jemného mletia celej hmoty pôvodnej rudy a obmedziť sa na prebrúsenie relatívne malého množstva flotačného koncentrátu, ktorého výťažnosť je zvyčajne 2-5 % hmotnosť pôvodnej rudy.

Často je však šírenie zlata v sulfidoch také malé, že jemné a dokonca ultrajemné mletie materiálu neumožňuje dosiahnuť požadovaný stupeň expozície. V tomto prípade sa jemne rozptýlené zlato otvára pomocou oxidačného praženia. Počas oxidačného praženia flotačných koncentrátov sa sulfidy oxidujú a premieňajú na poréznu, dobre priepustnú hmotu oxidov pre kyanidové roztoky. Následné lúhovanie škváry umožňuje premenu zlata na kyanidový roztok.

Oxidácia pyritu začína pri teplote 450 - 500 ° C. Proces pokračuje tvorbou pyrhotit FeS 2 + O 2 \u003d FeS + SO 2 ako medziprodukt, ktorý sa oxiduje na magnetit 3FeS + 5O 2 \u003d Fe 3 O 4 + 3SO 2 a ďalej na hematit 2Fe 3 O 4 + ½ O 2 \u003d ZFe 2 O 3.

Pri teplotách nad 600 °C oxidácii pyritu predchádza jeho disociácia za vzniku pyrhotitu 2FeS 2 = 2FeS + S 2 , ktorý sa následne tiež oxiduje na hematit.

Výkon oxidačného praženia závisí od množstva parametrov, z ktorých je najdôležitejšia teplota. Pri nedostatočne vysokej teplote vypaľovania (pod 500 °C) je rýchlosť oxidačných reakcií nízka a v škvári môže byť prítomné značné množstvo neúplne oxidovaných častíc pyritu. Kyanidácia takejto škváry bude sprevádzaná výraznými stratami zlata v dôsledku jeho nedostatočne úplného otvorenia. So zvyšujúcou sa teplotou výpalu prebieha oxidácia pyritu rýchlejšie a úplnejšie. Avšak pri teplotách presahujúcich 900-950 °C je možné čiastočné roztavenie škváry v dôsledku tvorby eutektických zmesí s relatívne nízkou teplotou topenia pozostávajúcich z pyrhotitu a magnetitu. Vznik taveniny vedie k spekaniu materiálu a produkcii hustej, málo pórovitej škváry, ktorú je ťažké kyanidovať.

Výrazne na výkon spaľovania vplýva koncentrácia kyslíka v plynnej fáze. Pri nízkej koncentrácii kyslíka sa rýchlosť oxidácie pyritu znižuje, čo môže viesť k nedostatočne úplnému otvoreniu zlata. Zároveň sa pri príliš vysokej koncentrácii kyslíka môže rýchlosť procesu zvýšiť tak, že pri nedostatočne dobrých podmienkach prenosu tepla sa teplo exotermických reakcií nestihne rozptýliť v prostredí a teplota vypáleného zrná prekročia nebezpečný limit (900-950 °C). V dôsledku toho sa popol roztopí a jeho štruktúra nebude dostatočne porézna. Prakticky sa zistilo, že optimálna teplota praženie pyritových koncentrátov závisí od ich materiálového zloženia a pohybuje sa v rozmedzí 500-700°C. Výpočty a experimentálne štúdie ukazujú, že v dôsledku "prehriatia" škváry môže jej teplota prekročiť teplotu v peci o 300-400 stupeň Vzťah medzi rýchlosťou oxidácie pyritu a teplotou jeho zŕn naznačuje, že na získanie poréznej škváry musí byť rýchlosť oxidačných reakcií kontrolovaná tak, aby teplota častíc počas výpalu nepresiahla 900 - 950 ° C. Aby sa to dosiahlo, je potrebné znížiť množstvo vzduchu dodávaného do pece, prípadne znížiť koncentráciu kyslíka v plynnej fáze. Zároveň je možné znížiť „prehrievanie“ vypálených častíc zlepšením podmienok výmeny tepla medzi materiálom a životné prostredie. Tento spôsob je racionálnejší, pretože umožňuje udržiavať optimálnu teplotu materiálu v peci bez zodpovedajúceho zníženia rýchlosti vypaľovania. Podmienky výmeny tepla medzi kalcinovaným koncentrátom a prostredím sa zlepšujú intenzívnym miešaním materiálu v peci. Preto realizácia procesu vypaľovania na ohnisku za podmienok relatívne slabého premiešavania materiálu vytvára značné riziko "prehriatia" škváry a jej čiastočného roztavenia. Uskutočnenie procesu vo fluidných peciach, kde sú v dôsledku intenzívneho miešania mimoriadne priaznivé podmienky výmeny tepla, umožňuje presnejšie udržiavať teplotný režim vypaľovania, čím sa bráni taveniu škváry.

Správanie arzenopyritu počas oxidačného praženia je do značnej miery podobné správaniu pyritu. Intenzívna oxidácia arzenopyritu začína pri teplote okolo 450 °C a pokračuje tvorbou pyrhotitu a magnetitu ako medziproduktov:

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

3FeS + 502 = Fe304 + 3SO2,

2Fe304 + 0,502 \u003d ZFe203.

Pri teplotách nad 600 °C oxidácii arzenopyritu predchádza jeho disociácia: 4FeAsS = 4 FeS + As 4 (plyn).

Plynný arzén sa oxiduje na trioxid As 4 + 3O 2 \u003d 2As 2 O 3 a pyrhotit na hematit.

Výsledný oxid arzenitý je vysoko prchavý. Pri teplote 465 °C je tlak pár As 2 O 3 1 ráno Preto je arzén oxidovaný na As 2 O 3 , ide do plynu

fáza. Pri prebytku kyslíka sa však oxid arzenitý môže oxidovať na oxid pentoxid: As 2 O 3 + O 2 == As 2 O 5.

V závislosti od podmienok vypaľovania a materiálového zloženia vypáleného materiálu môže oxid arzenitý zostať nezmenený v škvare alebo môže interagovať s oxidmi železa, pričom vznikajú arzeničnany železnaté a železité Fe 3 (AsO 4)) 2 a FeAsO 4. Pretože oxid arzenitý a arzeničitany železa sú prakticky neprchavé, zostáva arzén oxidovaný na päťmocný stav úplne v škvári. Posledná okolnosť je krajne nežiaduca, pretože pri následnom plánovaní škváry sa arzén dostane do roztoku a v niektorých prípadoch úplne naruší zrážanie zlata zinkovým prachom. Spätné použitie roztokov kyanidu bez obsahu zlata je prakticky nemožné. Okrem toho prítomnosť zlúčenín päťmocného arzénu v škvári vedie k tvorbe filmov na povrchu častíc zlata, čo bráni ich rozpúšťaniu v roztoku kyanidu.

V tomto ohľade sa počas praženia koncentrátov obsahujúcich arzenopyrit musí arzén preniesť do plynnej fázy. Za týmto účelom by sa praženie koncentrátov arzénu malo vykonávať v mierne oxidačnej atmosfére, ktorá podporuje tvorbu prchavého trioxidu a minimalizuje oxidáciu arzénu na päťmocný stav.

Slabo oxidačná atmosféra uprednostňujúca odstraňovanie arzénu však nezodpovedá podmienkam maximálnej oxidácie sulfidovej síry, ktorá si na odstránenie vyžaduje oveľa viac oxidačnej atmosféry. V tomto smere je najracionálnejším spôsobom oxidácie zlato-arzénových koncentrátov dvojstupňové praženie. Prvý stupeň praženia, realizovaný v podmienkach obmedzeného prístupu vzduchu, má za cieľ preniesť arzén vo forme As 2 O 3 do plynnej fázy. Výsledný popol vstupuje do druhého stupňa, kde sa pri značnom prebytku kyslíka oxiduje sulfidová síra. Takéto dvojstupňové vypaľovanie umožňuje získať poréznu škváru vhodnú na kyanidáciu s nízkym obsahom sulfidovej síry a arzénu. Dvojstupňové praženie nachádza pre svoje výhody uplatnenie v praxi tovární na získavanie zlata spracovávajúcich koncentráty zlata a arzénu.

Približne rovnaký efekt možno dosiahnuť pri jednostupňovom výpale, ak sa použije princíp protiprúdu, t.j. pohyb materiálu smerom k výpalným plynom. V tomto prípade sa počiatočný sulfidový koncentrát v prvej perióde praženia dostane do kontaktu s už čiastočne použitými plynmi, ktoré majú preto nízku koncentráciu kyslíka. Táto okolnosť prispieva k tomu, že arzén bude odstránený počas prvého vypaľovacieho obdobia. Keď sa materiál v peci pohybuje ďalej, dostane sa do kontaktu s plynom,

stále viac obohatené kyslíkom, v dôsledku čoho bude popol na výstupe z pece zbavený nielen arzénu, ale aj síry. Princíp protiprúdu sa široko používa pri pražení zlatonosných sulfidových koncentrátov.

Do roku 1946 sa praženie koncentrátov vo všetkých továrňach bez výnimky vykonávalo v nístejových peciach. Tento typ výpalu dodnes nestratil svoj význam. Len v Austrálii existuje niekoľko desiatok zariadení, ktoré koncentrujú pečenie na ohnisku. Zo všetkých existujúcich typov nístejových pecí sú na praženie zlatonosných koncentrátov najvhodnejšie pece Edwards. Edwardsova pec je mechanizovaná dozvuková pec s pravouhlým prierezom. Pozostáva z kovového plášťa obloženého žiaruvzdornými tehlami. Pri vysokom obsahu síry v koncentráte (nad 26 %) môže praženie prebiehať autogénne, teda výlučne vďaka teplu uvoľnenému pri oxidácii sulfidov. Pri nedostatku síry sa pec vykuruje uhlím, vykurovacím olejom, plynom alebo drevom. Na tento účel je na jednom konci pece umiestnená jedna alebo dve pece. Na druhom konci pece je v streche špeciálny otvor, cez ktorý sa plní kalcinovaný koncentrát. Na miešanie a posúvanie materiálu počas vypaľovania sú po dĺžke pece inštalované jeden alebo dva rady rotujúcich hrablí poháňaných zo spoločného hriadeľa umiestneného nad pecou. Otáčanie hrablí zabezpečuje viacnásobný pohyb vypáleného materiálu od jednej steny pece k druhej a jeho súčasné posúvanie pozdĺž pece. Výsledkom je dostatočný čas zotrvania materiálu v peci (3-6 h) a vytvárať podmienky pre jeho miešanie.

V niektorých prípadoch majú pece Edwards špeciálne zariadenia na zmenu uhla pece, čo umožňuje nastaviť rýchlosť prechodu materiálu pecou pri zmene zloženia materiálu kalcinovaného koncentrátu. V podnikoch s malou produktivitou (do 7-10 t koncentrát za deň) používajte pece s jedným radom zdvihov; pri vyššej produktivite (10-50 t/deň) nainštalujte pece s dvoma radmi zdvihov.

Nasledujúce výhody prispievajú k širokému používaniu pecí Edwards:

1) minimálne unášanie prachu pri pražení koncentrátov nepresahujúce 0,5 – 1,0 % hmotnosti naloženého materiálu. Nízke zachytávanie prachu umožňuje prevádzku bez zložitých systémov zachytávania prachu. Vo väčšine zariadení na získavanie zlata zo spodného paliva sa plyny odprašujú v cyklónoch alebo prachových komorách;

2) relatívna lacnosť, jednoduchosť dizajnu a jednoduchá údržba. Bežné opravy v peci, ako je výmena hrotov a držiakov hrotov, sa vykonávajú mimo pec bez jej vykladania a chladenia. Každú rúru obsluhuje jeden operátor;

3) schopnosť pracovať v širokom rozsahu teplôt a pražené koncentráty s rôznymi granulometrickými charakteristikami a rôznym chemickým zložením.

Avšak spolu s výhodami pece Edwards, ako každá pec typu nísteje, majú vážne nevýhody, z ktorých hlavné sú nasledovné:

1) relatívne nízka špecifická produktivita okolo 0,25 m/ (m2 - deň);

2) nerovnomerné rozloženie teploty v hmote vypaľovaného materiálu;

3) ťažkosti s reguláciou teplotného a kyslíkového režimu.

Tieto nedostatky kozubového praženia slúžili ako impulz pre vývoj oveľa pokročilejšieho spôsobu výpalu – výpalu vo fluidnom lôžku. V súčasnosti sa praženie vo fluidnej vrstve používa v podnikoch na získavanie zlata v Kanade, Spojených štátoch a iných krajinách. Na obr. je uvedená schéma zariadenia na praženie vo fluidnej vrstve flotačného koncentrátu v bani Dickenson Mines (Kanada). Fluidná pec je zvislý oceľový valec s priemerom 2,5 m a výška 5,5 m, obložené žiaruvzdornými tehlami. Podina f priestor pece 3.14 m 2 vyrobené zo žiaruvzdorného betónu. V ohnisku je 116 trysiek, ktorými je privádzaný vzduch z turbodúchadla. Koncentrát je kontinuálne privádzaný do pece a vo forme buničiny pomocou čerpadla. Akonáhle sú častice koncentrátu v peci, sú uvedené do nepretržitého pohybu vzostupom

vzdušné prúdy. Výška fluidného lôžka je približne 1,2 m. Teplota v peci je 700 "C. Popolček je kontinuálne vykladaný cez špeciálne vypúšťacie potrubie umiestnené na úrovni fluidného lôžka na strane protiľahlej k vkladaniu. Po opustení pece popol padá do vodného kúpeľa, kde Prachové plyny sa čistia od prachu v troch za sebou umiestnených cyklónoch, potom sa vypúšťajú do atmosféry cez komín.Prach z cyklónov sa vypúšťa do kúpeľov naplnených vodou. Buničina pozostávajúca z škváry a prachu sa zahustené a smerované k plánovaniu.

Ďalším vylepšením technológie praženia zlato-arzénových koncentrátov vo fluidnom lôžku je jej vykonávanie v dvoch stupňoch. Dvojstupňové vypaľovanie sa môže uskutočňovať v dvoch prepojených pecných komorách alebo v oddelených peciach.

V prvej fáze s obmedzeným množstvom vzduchu sa z koncentrátu oddestiluje arzén vo forme As 2 O 3 . Druhý stupeň, uskutočňovaný s prebytkom vzduchu, slúži na oxidáciu sulfidovej síry. Na obr. znázorňuje schému dvojstupňovej pece s fluidným lôžkom v bani Campbell (Kanada). Flotačný koncentrát vo forme buničiny s obsahom pevných látok 70-80 "% vstupuje do prvého stupňa praženia. Popol z prvého stupňa sa posiela cez výtlačné potrubie do druhého stupňa. Pre lepší tok materiálu je tryska na prívod stlačeného vzduchu je inštalovaný vo výtlačnom potrubí.Plyn z pece prvého stupňa vstupuje do medzicyklónu a ďalej do nadvrstvového priestoru pece druhého stupňa.Prach z cyklónu spolu s popolom sa posiela do druhého stupňa. Plyn opúšťajúci pec druhého stupňa vstupuje do dvoch paralelných reťazcov cyklónov (každý s tromi cyklónmi) a je vypúšťaný komínom do škváry a prach z cyklónov stupňa II sa ochladzuje vodou v špeciálnom kúpeli a poslal na kyanizáciu.

Pre pálenie v autogénnom režime by obsah síry v pálenom materiáli nemal byť nižší ako 16-20%. Pri vyššom obsahu je potrebné odvádzať prebytočné teplo. V praxi sa to robí dodávaním ďalšej vody buď do prívodu pece alebo priamo do fluidného lôžka.

Praženie koncentrátov vo fluidných peciach je sprevádzané veľkým unášaním prachu (40-50 % východiskového materiálu). Preto je dôkladné čistenie plynov od prachu jedným z ústredných problémov. Samotné použitie cyklónov často neposkytuje požadovaný stupeň čistenia plynu. V týchto prípadoch je systém zachytávania prachu doplnený o elektrostatické odlučovače. Niektoré podniky praktizujú extrakciu oxidu arzenitého z plynov. Za týmto účelom sú výfukové plyny z pece dôkladne očistené od prachu a ochladené;

kondenzovaný oxid arzenitý vo forme jemného prášku sa zachytáva vo vrecových filtroch. V prípade potreby sa na výrobu kyseliny sírovej môžu použiť pecné plyny z fluidného lôžka.

V porovnaní s nístejovými pecami sú fluidné pece veľmi účinným zariadením na praženie zlatých koncentrátov. Ich hlavné výhody sú nasledovné:

1) vysoká špecifická produktivita, ktorá je asi 5 t / (m 2 -deň),čo je asi 20-krát vyššia ako produktivita nístejových pecí;

2) vyššia kvalita výsledného popola vďaka možnosti presnej kontroly teplotných a kyslíkových režimov výpalu.

Avšak spolu s výhodami má vypaľovanie vo fluidnom lôžku niektoré nevýhody, z ktorých hlavnou je veľké unášanie prachu. Táto okolnosť si vyžaduje vybudovanie komplexných systémov na zachytávanie prachu.

Uvažovaná schéma spracovania sulfidických zlatonosných koncentrátov ich oxidačným pražením s následným plánovaním škváry je veľmi bežnou, ale nie jedinou možnou schémou spracovania takýchto produktov.

V niektorých prípadoch sa flotačné koncentráty získané v podnikoch na získavanie zlata posielajú do medených hutí, kde sa tavia spolu s medenými koncentrátmi. V tomto prípade zlato prechádza do matu a v konečnom dôsledku sa koncentruje na anódovom kalu, odkiaľ sa získava špeciálnymi metódami (pozri str. 282). Pre spracovanie flotačných koncentrátov s vysokým obsahom arzénu je tento spôsob neprijateľný, pretože arzén sťažuje výrobu čistej medi. Preto musia byť koncentráty zlata a arzénu podrobené oxidačnému praženiu, aby sa odstránil arzén pred odoslaním do medenej huty.

Oxidačné praženie možno použiť aj pri spracovaní pyritových koncentrátov bez obsahu arzénu na výrobu kyseliny sírovej.

Spôsob spracovania surových alebo kalcinovaných koncentrátov v medených hutách nevyžaduje veľké náklady a umožňuje extrahovať zlato aj z takých žiaruvzdorných materiálov, pri ktorých oxidačné praženie s následnou kyanidáciou škváry nedáva pozitívne výsledky. Nevýhodou tohto spôsobu sú zvýšené náklady na prepravu a strata zlata pri preprave a tavení koncentrátu.

Spôsob spracovania flotačných koncentrátov oxidačným pražením, po ktorom nasleduje kyanidácia škváry, má dobre známe nevýhody. Hlavným je zvýšená strata zlata pri kyanidačnej hlušine. Napriek všetkým prijatým opatreniam je oxidačné vypaľovanie nevyhnutne sprevádzané čiastočným spekaním materiálu a tvorbou filmov zlúčenín s nízkou teplotou topenia na povrchu častíc zlata. Výsledkom je, že určité množstvo zlata je neprístupné pre pôsobenie kyanidových roztokov a stráca sa s kyanidovou hlušinou.

Túžba zvýšiť extrakciu zlata zo sulfidových flotačných koncentrátov viedla k vývoju množstva ďalších metód: oxidačno-chloračné praženie; destilácia chloridu; lúhovanie v autokláve.

Oxidačno-chloračné praženie sa vykonáva s cieľom otvoriť jemne rozptýlené zlato na následnú kyanidáciu. Podstatou tohto typu výpalu je, že spracovávaný materiál sa zmieša s 5-20% chloridom sodným a vypaľuje sa v oxidačnej atmosfére pri teplote 500-600°C. Mechanizmus procesu spočíva v tom, že oxid siričitý a sírové výpary vznikajúce pri spaľovaní v prítomnosti kyslíka reagujú s chloridom sodným, pričom sa uvoľňuje voľný chlór:

2NaCl + S02 + O2 \u003d Na2S04 + Cl2

2NaCl + S + 202 = Na2S04 + Cl2

Chlór, ktorý má vysokú chemickú aktivitu, interaguje so sulfidmi a oxidmi železa, pričom vytvára chloridy FeCl 2 a FeCl 3. Tie sa rozkladajú vzdušným kyslíkom:

2 FeCl3 + 1,5 O2 \u003d Fe203 + ZCl2.

Uvoľnený voľný chlór opäť reaguje atď. Takýto mechanizmus procesu spojený s mnohonásobnou difúziou plynných produktov cez hmotu minerálnych zŕn je príčinou vzniku pórovitého hematitu Fe 2 O 3, ktorého štruktúra je priaznivá pre prístup kyanidových roztokov aj k najhlbším a najtenším zlatým inklúziám. V dôsledku toho je pri kyanidácii strusky oxidačno-chloračného praženia extrakcia zlata v roztoku vyššia v porovnaní s kyanidáciou strusky jednoduchého oxidačného praženia. Ak sú v zdrojovom materiáli prítomné neželezné kovy, potom sa v procese oxidačno-chloračného praženia premenia na chloridy. Na ich extrakciu, ako aj na vymytie vo vode rozpustného síranu sodného, ​​nezreagovaného chloridu sodného a malého množstva nerozložených chloridov železa by sa mal popol pred kyanidáciou vylúhovať vodou alebo roztokom slabej kyseliny.

Ako je možné vidieť z vyššie uvedených reakcií, nevyhnutná podmienka pre úspešné oxidačno-chloračné pálenie je prítomnosť sulfidovej síry v pálenom materiáli. Vysoký obsah síry v surovine zároveň vedie k zvýšenej spotrebe chloridu sodného a tým znižuje ekonomickú efektívnosť procesu. Preto je účelné podrobiť materiály s vysokým obsahom síry jednoduchému oxidačnému praženiu pred oxidačno-chloračným pražením, aby sa získali popolčeky obsahujúce 3 až 5 % síry.

Chloridová sublimácia, ktorú navrhol B. N. Lebedev, ako aj oxidačno-chlórovacie praženie spočíva v tom, že zlatonosný koncentrát sa zmieša s chloridom sodným a vypáli sa v oxidačnej atmosfére. Avšak na rozdiel od oxidačno-chloračného praženia, ktoré je len prípravnou operáciou pre plánovanie, chloridová sublimácia zabezpečuje úplnú premenu kovového zlata na prchavý chlorid a jeho následné zachytenie z plynov vo forme vysoko koncentrovaného kovového produktu. Takýto efekt sa dosiahne len pri vysokej teplote, približne rovnej 900-1000 °C. Súčasne so zlatom sublimujú aj chloridy striebra, medi, olova a iných kovov. Mechanizmus chloridovej sublimácie je v podstate podobný mechanizmu oxidačno-chlórovacieho praženia.

Aby sa predišlo spekaniu sulfidových koncentrátov pri vysokých teplotách, predkalcinované materiály s obsahom síry 2 až 5 % by sa mali podrobiť chloridovej sublimácii. Nižší obsah síry je tiež nežiaduci kvôli nižšej výťažnosti zlata. Optimálna spotreba NaCl je 10-15% hmotnosti východiskového materiálu. Pri nedostatku NaCI nie sú zlato a jeho sprievodné prvky úplne chlórované a čiastočne sa strácajú so škvárou; prebytok NaCl vedie k roztaveniu a zhrubnutiu častíc škváry, čo tiež zhoršuje extrakciu kovov. Za týchto podmienok prechádza do sublimátov až 99 % Au, 98 % Ag, 96 % Cu, 90 % Zn. Obsah zlata v popoloch nepresahuje 2 g/t.

Spracovanie sublimátov spočíva v ich lúhovaní vodou s prenesením chloridových solí arzénu, železa, medi, olova, zinku, ako aj síranu a chloridu sodného do roztoku. V tomto prípade sa zlato redukuje na kov a spolu s chloridom strieborným zostáva v nerozpustnom zvyšku. Celkový obsah drahých kovov vo zvyšku po vylúhovaní vodou je niekoľko percent, čo umožňuje jeho priame roztavenie na surový kov. Na extrakciu neželezných kovov možno použiť roztok chloridov.

Proces chloridovej destilácie je veľmi všestranný, dá sa ním extrahovať zlato z koncentrátov takmer akéhokoľvek zloženia. Dôležitou výhodou tohto procesu je možnosť komplexné spracovanie koncentráty s ťažbou nielen zlata a striebra, ale aj pridružených farebných kovov. Nevýhody chloridovej sublimácie zahŕňajú zložitosť prístrojového vybavenia na vysokoteplotné praženie a zachytávanie sublimov. Z tohto dôvodu chloridová sublimácia zatiaľ nenašla uplatnenie v priemysle ťažby zlata.

Autoklávové lúhovanie zlatonosných koncentrátov zlatom, jemne rozptýleným v sulfidických mineráloch, spočíva v ich hydrometalurgickom spracovaní pri zvýšených teplotách (100-200°C) a tlakoch kyslíka (I-20 ráno). Autoklávová technológia na extrakciu jemne rozptýleného zlata môže byť realizovaná dvoma spôsobmi.

Prvá možnosť zahŕňa otvorenie tenkého zlata za účelom jeho následnej ťažby kyanidáciou. Ako ukazujú štúdie I. N. Maslenitského, I. N. Plaksina, S. V. Chryashcheva a ďalších, otvorenie zlata spojeného so sulfidmi možno dosiahnuť autoklávovým lúhovaním koncentrátov vo vode, roztokoch kyseliny sírovej alebo hydroxidu sodného.

Pri autoklávovej oxidácii koncentrátov pyritu a arzenopyritu vo vode a zriedených roztokoch kyseliny sírovej dochádza k nasledujúcim chemickým reakciám:

2FeS2 + 7,502 + 4H20 \u003d Fe203 + 4H2S04

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

Pevné zvyšky po autoklávovom lúhovaní sú vďaka rozkladu sulfidov a ich premene na poréznu hmotu oxidu železitého a arzeničnanu železitého, ľahko priepustnú pre roztoky kyanidu, priaznivým produktom na získavanie zlata kyanidáciou.

Pri lúhovaní pyritových a arzenopyritových koncentrátov v roztoku lúhu sodného sa charakter chemické reakcie iné:

2FeS2 + 8NaOH + 7,5 O2 = = Fe203 + 4Na2S04 + 4H20

2FeAsS + 10NaOH + 7O2 = 2Na3As04 + 2Na2S04+ = Fe203 + 5H20

V tomto prípade do roztoku prechádza nielen sulfidová síra, ale aj arzén. To uľahčuje následnú kyanidáciu zvyškov a vyzrážanie zlata zinkovým prachom. Z roztokov na lúhovanie v autokláve, ich ošetrením vápnom, možno lúh sodný regenerovať:

2Na3As04 + ZCa (OH)2 \u003d Ca3(As04)2 + 6NaOH

Nerozpustný arzeničnan vápenatý získaný cestou sa môže použiť v chemickom a drevospracujúcom priemysle.

Podľa druhej možnosti, ktorú skúmali S. I. Sobol, I. N. Plaksin a ďalší výskumníci, sa autoklávové lúhovanie zlatonosných koncentrátov uskutočňuje tak, že súčasne s otváraním rýdzeho zlata dochádza k jeho rozpusteniu. V tomto prípade sa na lúhovanie zlatonosných koncentrátov používajú roztoky amoniaku. Chémia reakcií prebiehajúcich v tomto prípade je pomerne zložitá. V zjednodušenej forme sa to scvrkáva na skutočnosť, že pri autoklávovej oxidácii sulfidov v roztokoch amoniaku vzniká množstvo rozpustných zlúčenín síry, vrátane tiosíranového iónu S 2 O 3 2-.

Ako už bolo uvedené, ión S 2 O 3 2- tvorí so zlatom silný komplex, v dôsledku čoho sa potenciál zlata posúva na negatívnu stranu a je možná jeho oxidácia kyslíkom. Preto pri lúhovaní sulfidických koncentrátov amoniakom dochádza nielen k otváraniu zlata, ale aj k jeho prechodu do roztoku vo forme aniónu Au(S 2 O 3) 3-2. Základné, konečné nevyriešený problém spracovanie žiaruvzdorných zlatonosných koncentrátov touto metódou je obtiažnosť extrakcie zlata z komplexných roztokov amoniaku. Najsľubnejšie v tomto smere je použitie iónomeničových živíc a aktívneho uhlia.

Výskumné práce ukazujú, že v niektorých prípadoch autoklávová technológia na spracovanie zlatonosných koncentrátov umožňuje dosiahnuť vyššiu výťažnosť zlata v porovnaní s oxidačným spôsobom praženia. Okrem toho použitie technológie autoklávu eliminuje stratu zlata prachom, eliminuje potrebu budovania zložitých systémov na zachytávanie prachu a môže výrazne zlepšiť pracovné podmienky personálu údržby. V súčasnosti metóda lúhovania v autokláve ešte nenašla uplatnenie v praxi priemyslu získavania zlata. Hlavným dôvodom sú relatívne vysoké náklady na vysokotlakové zariadenia.

1.2 PRIEBEH SPRACOVANIA SUROV

PRÍPRAVA RUDY NA ŤAŽBU ZLATA A STRIEBRA

V súčasnosti sa zlato a striebro ťaží z primárnych rúd buď hydrometalurgickými procesmi alebo pomocou kombinovaných schém, v ktorých zohrávajú dôležitú úlohu metódy obohacovania rôznymi metódami. Takže vyťažená ruda je reprezentovaná veľkými kusmi do 500 mm a niekedy aj väčšími, potom sa najskôr drví a drví.

DRVENIE A MLETIE RUDY OBSAHUJÚCE ZLATO

Úlohou týchto operácií je úplné alebo čiastočné odhalenie zŕn zlatonosných nerastov, hlavne častíc prírodného zlata, a uvedenie rudy do stavu, ktorý zabezpečuje úspešný priebeh následného obohacovania a hydrometalurgických procesov. Operácie drvenia a najmä jemného mletia sú energeticky náročné a ich náklady tvoria významný podiel (od 40 do 60 %). Preto je potrebné mať na pamäti, že mletie by sa malo vždy dokončiť v štádiu, keď sú drahé kovy dostatočne exponované na ich konečnú extrakciu alebo na ich medzikoncentráciu. Keďže hlavnou metódou ťažby zlata a striebra pre väčšinu rúd sú hydrometalurgické operácie, požadovaný stupeň mletia by mal zabezpečiť možnosť kontaktu roztokov s otvorenými zrnami minerálov zlata a striebra. Dostatočnosť otvárania týchto nerastov pre danú rudu sa zvyčajne zisťuje predbežnými laboratórnymi technologickými skúškami na ťažbu drahých kovov. Na tento účel sa vzorky rudy podrobia technologickému spracovaniu po rôznych stupňoch mletia so súčasným stanovením ťažby zlata a striebra s tým spojenej. Je jasné, že čím jemnejšie je šírenie zlata, tým hlbšie sa musí brúsenie vykonávať. Pre rudy s hrubším zlatom hrubé mletie (90% stupeň -0,4 mm). Keďže sa však vo väčšine rúd nachádza spolu s veľkým zlatom aj malé zlato, potom najčastejšie sa rudy melú na jemnejšie (predtým-0,074 mm). V niektorých prípadoch je potrebné podrobiť ešte jemnejšiemu mletiu (až -0,043 mm).

Ekonomicky výhodný stupeň mletia je však určený kombináciou niekoľkých faktorov:

1, stupeň extrakcie kovu z rudy;

2, zvýšenie spotreby činidiel pri intenzívnejšom mletí;

3, náklady na dodatočné mletie pri uvedení rudy na danú veľkosť;

4, nárast kalu pri jemnejšom mletí a s tým spojené dodatočné náklady na odvodňovacie operácie (zahusťovanie, filtrácia).

Schémy drvenia a mletia sa líšia v závislosti od materiálového zloženia rúd a ich fyzikálne vlastnosti. Zvyčajne. ruda sa najskôr podrobí hrubému a strednému drveniu v čeľusťových a kužeľových drvičoch s overovacím triedením. Niekedy sa používa tretí stupeň jemného drvenia, ktorý sa vykonáva v drvičoch s krátkym kužeľom. Po dvojstupňovom drvení sa zvyčajne získa materiál - 20 mm, po trojstupňovej veľkosti materiálu sa niekedy zníži na -6 mm. Drvený materiál ide na mokré mletie, ktoré sa často vykonáva v guľových a tyčových mlynoch. Rudy sa zvyčajne drvia v dvoch stupňoch, pričom pre prvý stupeň sa uprednostňujú jadrové drviče.

gravitačné metódy

Pri ťažbe zlata z primárnych rúd má v súčasnosti veľký význam gravitačná koncentrácia.

V drvivej väčšine zlatonosných rúd sa nachádza jedno či druhé množstvo hrubého zlata (+0,246 mm a viac), ktoré sa slabo získava nielen flotačným obohatením, ale aj hydrometalurgickým spracovaním. Preto jeho predbežná separácia gravitačným obohacovaním na začiatku technologického procesu môže eliminovať zbytočné straty zlata. Okrem toho ťažba voľného zlata na začiatku spracovania zlatých rúd umožňuje rýchlo predať túto časť kovu a znížiť straty nedostatočne rozpusteného a neumytého zlata.

Ako primárne gravitačné zariadenie, ktoré zachytáva zlato na výstupe z mlynov, sú najpoužívanejšie stroje na ohýbanie.

ZÍSKAVANIE ZLATA AALGAMÁCIOU

Použitie amalgamácie v schémach zariadení na získavanie zlata

Vo svetovej praxi bol proces amalgamácie široko používaný na získavanie zlata z rúd. V súčasnosti sa používa len zriedka, je to spôsobené predovšetkým neustálou zmenou kvality zlatonosných rúd, v dôsledku čoho sa zvyšuje obsah zlata spojeného so sulfidmi, ktoré má krycie formácie, ako aj nízky obsah zlata. akostné zlato, t. j. také formy, ktoré sa neodstránia amalgamáciou; po druhé, amalgamácia je proces náročný na prácu, ktorý je vždy sprevádzaný stratou zlata vo forme amalgámu, ktorý sa v ďalších fázach technologického procesu nezískava; po tretie, kvôli silnej toxicite ortuťových pár, použitie ich veľkých objemov vytvára nebezpečenstvo otravy ortuťou pre ľudí a životné prostredie.

Napriek tomu si amalgamácia zachovala svoj význam pre ťažbu voľného zlata z gravitačných koncentrátov získaných pri spracovaní primárnych a aluviálnych rúd. V tomto prípade je potrebné spracovať malé množstvo bohatého materiálu a proces amalgamácie si zachováva svoju hlavnú výhodu - lacnú a rýchlu realizáciu zlata vo forme kovu. Táto metóda spracováva najmä veľkú časť gravitačných koncentrátov v Južnej Afrike.

ZAHRNUTIE

Zahusťovanie je ďalšou fázou spracovania buničiny po mletí. Spočíva v čiastočnej dehydratácii dužiny usadzovaním - usadzovaním pevných častíc na dne zahusťovacej kade a odvádzaním vyčíreného roztoku. Vo väčšine prípadov zostáva v usadenom materiáli asi 50 % (hmotn.) vody. čo zodpovedá pomeru w : t = 1: 1. Hranica zahusťovania závisí od veľkosti, hustoty a fyzikálno-chemických vlastností rozdrvených častíc upravovanej rudy.

Častice obsiahnuté v buničine sa zvyčajne veľmi líšia veľkosťou. Spolu s relatívne veľkými zrnitými časticami (nad 0,1 mm) dužina zvyčajne obsahuje značné množstvo častíc s veľkosťou niekoľkých mikrónov a ešte jemnejších (menej ako 0,001 mm). Väčšie častice sa usadzujú rýchlejšie, zatiaľ čo menšie častice sú držané v suspenzii po dlhú dobu.

Kyanidácia zlatonosných rúd

Vyššie diskutované metódy gravitačného obohacovania a amalgamácie umožňujú ťažiť z rúd len relatívne veľké zlato. Prevažná väčšina zlatonosných rúd spolu s veľkým zlatom však obsahuje značné a niekedy aj prevažujúce množstvo rýdzeho zlata, ktoré je týmito metódami prakticky neťažiteľné, v dôsledku čoho sa spravidla gravitačné obohacovanie a amalgamačná hlušina, obsahujú značné množstvo zlata reprezentované malými časticami zlata. Hlavnou metódou ťažby rýdzeho zlata je proces kyanizácie.

Podstatou tohto procesu je lúhovanie drahých kovov pomocou zriedených roztokov kyanidových solí alkalických kovov alebo kovov alkalických zemín. Výsledné zlatonosné roztoky sa oddeľujú od tuhej fázy (odkalina) zahusťovaním alebo filtráciou a posielajú sa na zrážanie drahých kovov s kovovým zinkom. Zrazenina drahých kovov sa po príslušnom spracovaní posiela na rafináciu, aby sa získalo čisté zlato a striebro.

SORPCIA Z DUNIČIEN (SORPČNÉ LÚČENIE)

Charakteristickým znakom procesu sorpcie z buničiny je o niečo nižšia rýchlosť procesu v dôsledku zvýšenej viskozity buničiny (pri w:m = 1...2:1) a usadzovania kalových obalov na povrchu buničiny. častice iónomeniča, ktoré bránia difúzii iónov. Okrem toho je potrebné vziať do úvahy nevyhnutnosť zvýšených strát ionitu v dôsledku deštrukcie jeho zŕn pri abrazívnom pôsobení častíc rudy. Preto by sa mala sorpcia z buničiny za výrobných podmienok vykonávať pri veľkosti častíc rudy nie väčšej ako 0,15 mm. Sorpčná kinetika zlata a striebra z kyanidovej buničiny naznačuje, že väčšina zlata prechádza do iónomeničovej fázy počas prvých 2 hodín miešania buničiny. Predĺženie trvania kontaktu má malý vplyv v dôsledku priblíženia sa systému živice-buničina k rovnováhe: po 8 hodinách bola sorpcia zlata len 68,4 %. Extrakcia striebra do živicovej fázy je výrazne znížená: 2 % po 2 hodinách a 28 % po 8 hodinách kontaktu živice s buničinou. K úplnej sorpcii ušľachtilých kovov dochádza pri výraznom zvýšení množstva nanesenej živice.

Ukázala sa možnosť úplnej sorpcie rozpusteného zlata zo suspenzií s aniónomeničmi a vyvinula sa metóda na aplikáciu tohto procesu na stanovenie obsahu rozpusteného nepremytého zlata vo filtračných koláčoch alebo v odpadovej suspenzii zo zariadení na spracovanie zlata (ID Fridman). Použitie sorpčnej metódy umožňuje extrahovať zo vzoriek väčšie množstvo zlata a následne získať väčšiu presnosť analýzy v porovnaní s bežne používanou metódou dekantačného premývania. Sorpcia zlata z celulózy sa využíva nielen pri analýze hlušiny z úpravní zlata, ale priamo v technologickom procese kyanidácie rúd a koncentrátov. V druhom prípade sa sorpcia z buničiny zvyčajne kombinuje s procesom lúhovania zlata a striebra z rúd a tento proces sa nazýva "sorpčné lúhovanie". Prvé štúdie o sorpčnom lúhovaní zlatonosných rúd u nás realizoval I.N.Plaksin a jeho spolupracovníci. Štúdium tohto procesu bolo ďalej rozvinuté v prácach B.N.Laskorina a jeho kolegov, ktorí vyvinuli a zaviedli do výroby protiprúdovú schému sorpčného lúhovania zlatonosných rúd. Ako výsledok výskumných a výrobných prác sa zistilo, že sorpčné lúhovanie vedie k výraznému zrýchleniu procesu rozpúšťania zlata a skráteniu trvania kyanidácie 2-3 krát. Okrem toho sa v niektorých prípadoch zvyšuje stupeň výťažnosti zlata a výrazne sa znižujú straty nerozpusteného zlata s kyanidovou hlušinou. So sorpčným lúhovaním kremennej rudy rozdrvenej na 95,4 % trieda -0,044 mm

(s w:t = 2:1) bola v laboratórnych podmienkach už v prvých 4 hodinách ťažba zlata 85,5 % a za 8 hodín sa zvýšila na 96,8 % (obr. 8). V podmienkach konvenčnej kyanidácie prešlo do roztoku iba 61,2% zlata za 4 hodiny a 96,0% - za 24 hodín kyanizácie. Keď sa teda spojili procesy lúhovania a sorpcie rozpusteného zlata, rýchlosť procesu kyanidácie sa zvýšila 3-krát (8 hodín namiesto 24 hodín), zatiaľ čo strata zlata s hlušinou sa znížila z 1–1,2 na 0,8 g/t. V tomto prípade sa rýchlosť procesu pri sorpčnom lúhovaní tiež zvýšila 3-krát, pretože maximálna výťažnosť zlata 94,9% bola dosiahnutá za 3,5 hodiny; pri klasickej kyanidácii sa takáto extrakcia dosiahla za 10,3 hod.. Zrýchlenie procesu pri sorpčnom lúhovaní sa vysvetľuje posunom rovnováhy reakcie rozpúšťania zlata smerom k vzniku aniónu - s poklesom jeho koncentrácie v roztoku v dôsledku k sorpcii aniónomeničom: 2Au + 4CN- + ½02 + H20 = 2 - + 2OH -. Analýza kinetiky procesu ukazuje, že zvýšenie koncentračného gradientu aniónu urýchľuje jeho difúzne odstránenie z reakčnej zóny a proces rozpúšťania ako celku. Odstránenie sprievodných iónov základných kovov v dôsledku ich sorpcie z roztoku živicou tiež ovplyvňuje zvýšenie rýchlosti rozpúšťania zlata a striebra.

ELÚCIA ZLATA A STRIEBRA A REGENERÁCIA NASÝTENÝCH ANIONITOV

V procese sorpcie drahých kovov z kyanidových roztokov a buničiny sa získavajú nasýtené aniónomeniče obsahujúce sorbované komplexné kyanidové anióny zlata, striebra a základných kovov a nekovové anióny - SCN - , CN - , OH - a iné Nasýtený anión výmenníky sú podrobené procesu regenerácie, aby sa desorbovali sorbované anióny a obnovila sa ich sorpčná aktivita na recykláciu v procese sorpcie. Desorpcia sorbovaných zlúčenín zo živice sa uskutočňuje elúciou (vymývaním) roztokmi príslušných činidiel, pričom je vhodné selektívne extrahovať zlato a striebro do koncentrovaného roztoku s ich následnou výrobou vo forme komerčného produktu. Ostatné desorbované zložky by sa tiež mali použiť čo najúplnejšie: meď, kyanid atď. Desorpcia - . Skúška desorpcie zlata mnohých konvenčných elučných roztokov - chlorid sodný, chlorid amónny, kyselina chlorovodíková a sírová, hydroxyl sodný a amónny, uhličitan sodný, kyanid sodný atď. - sa ukázal ako neúčinný: zlato je len čiastočne extrahované a neselektívne. Anglickí vedci potvrdili možnosť úspešnej elúcie aniónu - množstvo organických rozpúšťadiel zmiešaných s minerálnymi kyselinami, ako je metyl alebo etylalkohol + 5-10% HC1 + 5% H2O, acetón + 5% HCl, etylacetát + 10 % HNO 3 + 5 % H 2 O atď. Najlepšie výsledky sa dosiahli pri použití zmesí: acetón + 5 % H 2 O alebo acetón + 5 % HNO 3 + 5 % H 2 O. Pri použití zmesi acetónu s HCl sa dosiahne úplné vytesnenie zlata a medi, zatiaľ čo železo, zinok a striebro sa eluujú v menších množstvách. Použitie zmesi acetónu s HN03 poskytuje úplnú, takmer selektívnu extrakciu zlata; železo a meď sa týmto roztokom vymývajú oveľa horšie. Elúcia kyanidového zlata touto metódou sa vysvetľuje vytvorením komplexu obsahujúceho zlato s organickým rozpúšťadlom v prítomnosti minerálnej kyseliny, kovalentného komplexu, ktorý aniónový menič nezadrží. Metóda organického rozpúšťadla bola testovaná v rozšírenom poloprevádzkovom závode v Rodézii, ale nenašla priemyselné uplatnenie. Jeho hlavnými nevýhodami sú vysoká cena, horľavosť organických činidiel a veľký objem elučného roztoku. Množstvo domácich a zahraničných štúdií preukázalo, že efektívna elúcia aniónu - z aniónomeničov sa dosahuje pomocou roztokov tiokyanátových solí - KSCN, NaSCN, najlepšie NH 4 SCN, ktoré obsahujú viac skupín SCN na jednotku hmotnosti. Pre úplnejšiu a rýchlejšiu desorpciu zlata sa odporúča použiť alkalické koncentrované roztoky NH 4 SCN - 3-5 N. (228-380 g/l) s obsahom NaOH od 10 do 25 g/l. Proces desorpcie zlata prebieha reakciou výmeny aniónov:

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

V tomto prípade živica prechádza do formy ródania. Elučná krivka zlata zo živice AM5 č. Roztok NH 4 SCN ukazuje, že na dostatočne úplnú extrakciu zlata je potrebných 14 objemov roztoku na 1 objem živice, ale väčšinu zlata možno získať v prvých 6-8 objemoch koncentrovanejšieho roztoku. Tiokyanátové alkálie desorbujú okrem zlata aj komplexné kyanidy striebra, medi, niklu, kobaltu a železa, ióny voľného kyanidu a hydroxylové ióny. Tiokyanáty nedesorbujú zlúčeniny kyanidu zinočnatého, ale tieto sa extrahujú alkáliou, ktorá je zvyčajne prítomná v roztoku tiokyanátu. Hlavnou nevýhodou tiokyanátových solí ako elučných činidiel je prechod živice na tiokyanátovú formu. Použitie živice v tejto forme počas sorpcie je nerozumné tak technologicky (zníženie kapacity živice pre drahé kovy), ako aj ekonomicky (straty s hlušinou drahého činidla). V dôsledku toho je potrebné desorbovať rodanidový ión zo živice a preniesť ho do inej formy. Desorpcia rodanidového iónu však spôsobuje značné ťažkosti: je potrebný veľký objem elučných roztokov - na 1 objem živice 15 alebo viac objemov 1–2 N. Roztok NaCI alebo NH 4 NO 3 Výsledkom je veľký objem roztokov s nízkym obsahom tiokyanátu, ktorého regenerácia nie je vyvinutá. V súvislosti s uvedenými nedostatkami naráža použitie ródaniových solí ako desorbentov vo výrobných podmienkach na značné ťažkosti. Najúčinnejším desorbentom dikyanauriátového iónu sú slabo kyslé roztoky tiomočoviny (tiokarbamid). Elučná schopnosť tiomočoviny sa vysvetľuje jej vysokou polarizovateľnosťou a tvorbou komplexu. Pri interakcii s - v kyslom prostredí vytesňuje kyanidový ión a viaže zlato cez pár voľných elektrónov síry do katiónového komplexu (podľa Reynoldsa) Au 2, ktorý nie je schopný zadržať aniónomenič s kladne nabitým ionogénne skupiny. V tomto prípade živica prechádza do chlórovej alebo sulfátovej formy a uvoľnené CN ióny sa viažu na HCN. Proces elúcie zlata prebieha podľa reakcie:

RAu (CN)2 + 2SC (NH2)2 + 2HCl \u003d RCI + Au2Cl + 2HCN.

Podobná reakcia prebieha v prípade média kyseliny sírovej, ktorej použitie je v praxi výhodné. Úplnosť elúcie zlata sa zvyšuje so zvyšujúcou sa koncentráciou tiomočoviny (TM) v roztoku až po nasýtenú, ktorá je 9,1 %. Keď sa koncentrácia HCl zmení, na elučnej krivke sa pozoruje maximum zodpovedajúce koncentráciám 1,9-2,3 % HCl. Pri ďalšom zvýšení koncentrácie HCl na 10% sa tiomočovina rozkladá za uvoľňovania elementárnej síry. V praxi sa pri desorpcii zlata používajú roztoky s koncentráciou HM 90 g/l + 20–25 g/l kyseliny sírovej alebo chlorovodíkovej.

Elučný proces je rozšírený na 10 objemov roztoku na objem živice, ale väčšina zlata sa koncentruje v prvých 4-6 objemoch roztoku bohatšieho ako NH4SCN. Prvé 1-2 objemy roztoku majú nízky obsah zlata, čo je spojené s absorpciou HM živicou v počiatočnom období, ktoré môže dosiahnuť 10 % hmotnosti aniónomeniča. Táto okolnosť sa v praxi využíva na extrakciu HM z prebytočných pracovných roztokov. Oveľa horšie sú okrem dikyanauriátového iónu slabo kyslé roztoky HM desorbujúce striebro, meď, nikel, zinok a železo, kobalt sa takmer neextrahuje. Kyslé HM roztoky desorbujú zlato oveľa úplnejšie a rýchlejšie so zvýšením teploty na 50-60 °C. Aplikácia viac vysoká teplota nepraktické kvôli tepelnej nestabilite aniónových výmenníkov. Striebro sa desorbuje rýchlejšie ako zlato a prechádza hlavne do prvých frakcií eluátu. Selektívna elúcia jedného striebra je možná v prípade použitia slabšieho roztoku s obsahom 8-10 g/l SC(NH)2 a 2-3 g/l Hcl alebo H2SO4. Kyanické zlúčeniny medi sú tiež dobre desorbované roztokmi HM. Pri vysokom obsahu medi v živici (viac ako 5 mg/g) sa však v dôsledku tvorby zrazeniny jednoduchého kyanidu meďnatého CuCN v živici v kyslom prostredí proces elúcie predlžuje a extrakcia zlato nemusí byť dostatočne úplné. Nikel obsiahnutý v nasýtenom aniónomeniči, zvyčajne v malom množstve (nie viac ako 2–3 mg/g), je celkom úplne desorbovaný roztokom HM. V tejto súvislosti, aby sa predišlo komplikáciám procesu a kontaminácii eluátu obsahujúceho zlato a striebro meďou a niklom, je vhodné ich najskôr desorbovať z aniónomeniča.

Desorpcia - . Ako bolo uvedené vyššie, najúčinnejším desorbentom zlúčenín kyanidu strieborného je mierne kyslý roztok HM s obsahom 8–10 g/l HM + 2–2,5 g/l HC1 alebo H 2 SO 4 . Pri interakcii so striebrom tvorí HM katiónový komplex so zložením Ag 3 Cl+2HCN.

Podľa princípu iónovej výmeny sú anióny kyanidu strieborného dobre desorbované roztokmi 75-225 g/l NH^SCN + 10-20 g/l NaOH podľa reakcie:
RAg(CN)2+SCN-=RSCN+-.

Rovnakým princípom sú kyanidy striebra úplne desorbované roztokmi:

a) 250 g/l NH2NO2; b) 100 g/l NaCN; c) v menšej miere - roztokom 150-200 g / l NaCl. Striebro sa roztokmi NaOH takmer nedesorbuje.

Desorpcia n-1. Anióny kyanidu meďnatého sú účinne desorbované slabo kyslými roztokmi HM rovnakej koncentrácie ako zlato, ako aj alkalickým roztokom tiokyanatanu amónneho s koncentráciou 50–75 g/l NH 4 SCN + 10–20 g/l NaOH . Anióny medi sa dobre desorbujú roztokom kyanidu sodného s koncentráciou 40-80 g/l NaCN + 0,1 g/l NaOH pri teplote 50-60 °C podľa výmennej reakcie:

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

Katiónové skupiny aniónomeniča sú neutralizované kyanidovými iónmi. Extrakcia medi do roztoku pri jej spotrebe do 10 objemov na 1 objem živice je 70-90%. Keď sa živica obsahujúca komplexné kyanidy medi ošetrí roztokmi minerálnych kyselín (2% kyselina sírová alebo kyselina chlorovodíková), komplexy sa rozložia podľa nasledujúcich reakcií:

* 2RCu (CN)2 + H2S04 \u003d * R2S04 + 2CuCN + 2HCN;

*R2Cu(CN)3 + H2S04 = *R2S04 + CuCN + 2HCN;

* 2R3Cu (CN)4 + 3H2S04 \u003d * 3R2S04 + 2CuCN + 6HCN.

V dôsledku rozkladu komplexov vzniká zrazenina jednoduchého kyanidu meďnatého CuCN, ktorý zostáva v živici, a preto nedochádza k desorbovaniu medi. Súčasne dochádza k čiastočnej regenerácii kyanidu, ktorý sa uvoľňuje vo forme kyseliny kyanovodíkovej HCN. Kyanid sa regeneruje z iónov: - - 50%; [Cu(CN)3]2- - 66,6 %; 3- - 75,0 %. Na elúciu medi je potrebné oxidovať zrazeninu kyanidu meďnatého s premenou jednomocnej medi na formu katiónu Cu 2+, ktorý aniónomenič nezadrží a odchádza s roztokom. Pri použití Fe 2 (SO 4) 3 (1,3 %) ako oxidačného činidla v roztoku H 2 SO 4 prebieha elúcia podľa reakcie

V tomto prípade sa kyanid úplne regeneruje. Ak sa ako oxidačné činidlo použije HCl, mal by sa použiť FeCl3.

Použitie roztoku kyseliny sírovej alebo chlorovodíkovej s oxidačným činidlom teda umožňuje elúciu medi so súčasnou úplnou regeneráciou kyanidu, čo zodpovedá údajom I. N. Plaksina a M. A. Kozhukhovej získaným počas regenerácie roztokov kyanidu. Precipitát CuCN možno zo živice odstrániť aj silným (40–50 g/l) roztokom NaCN. Proces prebieha efektívnejšie, keď teplota stúpne na 50-60 °C.

Desorpcia 2-. Zinok sa zo živice dobre eluuje zriedenými roztokmi H2S04 s koncentráciou 20-25 g/l. V tomto prípade sa komplex kyanidu zinočnatého rozkladá, zinok prechádza do formy katiónu Zn 2+, ktorý aniónomenič nezadrží a kyanid sa úplne regeneruje. Ak sa použije HCl, mali by sa použiť zriedené roztoky s koncentráciou 0,1 N. (3-5 g / l) Hcl, keďže pri koncentrácii 0,5 n. HCl a vyššie, kyanidový komplex prechádza na chloridový komplex ZnCl 4 2-, ktorý je zadržaný aniónomeničom:

R2Zn(CN)4 + 4HCl \u003d R2ZnCl4 + 4HCN.

V tomto prípade dochádza k odstráneniu zinku zo živice pri jej následnom premývaní vodou v dôsledku rozkladu aniónu ZnCI 2 za vzniku rozpustnej soli ZnCl 2, v ktorej je zinok vo forme katiónu Zn 2+, ktorý nie je zadržiavaný aniónomeničom.

V prípade prítomnosti ferokyanidových iónov 4-zinkových katiónov v živici v kyslom prostredí vytvárajú s nimi zrazeniny Zn 2 Fe (CN) 6 a H 2 ZnFe (CN) 6, ktoré zostávajú v živici. Z tohto dôvodu klesá stupeň kyslej desorpcie zinku.Zlúčeniny kyanidu zinočnatého sa efektívne eluujú roztokmi NaOH s koncentráciou 40–50 g/l. Prebiehajú nasledujúce reakcie:

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

Zn2Fe (CN)6 + 4NaOH \u003d 2Zn (OH)2 + Na4Fe (CN)6;

· Zn(OH)2+2NaOH=Na2Zn(OH)4;

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

Výsledný zinočnatý ión 2- je vysoko hydratovaný a prechádza do vodnej fázy. Ferokyanidový ión 4- môže byť čiastočne sorbovaný meničom aniónov. Komplexný kyanid zinočnatý sa slabo eluuje roztokmi tiokyanátu amónneho a chloridu sodného, ​​ale pridanie 20 g/l NaOH do týchto roztokov výrazne zvyšuje extrakciu zinku zo živice. Tetrakyanozinkátový ión je tiež úspešne desorbovaný roztokom 250-400 g/l NH 4 NO 3 + 10 g/l NH 4 OH. Cyanické roztoky nedesorbujú zlúčeniny zinku. Desorpcia 2-. Anióny 2-, ako aj anióny medi sú aktívne desorbované slabo kyslým roztokom HM, ako aj alkalickým roztokom NH 4 SCN. V druhom prípade desorpcia prebieha výmennou reakciou:

*R2Ni(CN)4+2SCH-=*2RSCN+ 2-
Nikel sa účinne eluuje zriedenými roztokmi kyseliny sírovej (20-25 g/l) alebo chlorovodíkovej (10-20 g/l) podľa reakcie:

*R2Ni(CN)4+2H2S04 = *R2S04 + NiS04 + HCN.

Proces pokračuje tvorbou katiónu Ni 2+, ktorý aniónomenič nezadrží, a úplnou regeneráciou kyanidu. Roztok NH 4 NO 3 s koncentráciou 250 g/l čiastočne desorbuje nikel (asi 40 %). Roztoky NaCN, NaOH, NaCl prakticky nedesorbujú kyanid nikelnatý.

Desorpcia ferokyanidového iónu 4-. Ferokyanidový ión je účinne desorbovaný z aniónomeniča roztokmi NaCN s koncentráciou 50-100 g/l, výhodne pri teplotách do 50-60 °C. Proces prebieha iónovou výmennou reakciou:

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

Anión 4- je tiež dobre desorbovaný roztokmi 2-3 N. NaCl (120-180 g / l) s obsahom 0,25-0,5 n. NaOH (10-20 g / l), lepšie pri teplote 50-60 ° C, podľa výmennej reakcie s iónom C1 -. Anión 4- je celkom úplne eluovaný roztokmi NH4SCN s koncentráciou 75-225 g/l s prechodom živice na rodanidovú formu RSCN. Po úprave živice kyselinou sírovou na desorpciu iónov zinku, niklu a kyanidu a desorpciu zlata, striebra a medi slabo kyslým roztokom HM možno zvyšky železa a medi eluovať roztokom o zložení: 160 g/l NH4NO3 +50 g/l NH40H + 40 g/l NaOH pri 25 °C. Spotreba elučného roztoku - 7 objemov na 1 objem živice. Po úprave je železo v živici vo forme sorbovaného ferrokyanidového iónu R 2 Fe (CN) 6 a vo forme zrážania solí Ni 2 Fe (CN) 6, Zn 2 Fe (CN) 6 atď., nerozpustné v kyslom prostredí meď - vo forme zrazeniny jednoduchého kyanidu CuCN.V alkalickom prostredí sa soli ferokyanidu s ťažkými kovmi rozkladajú za vzniku zrazeniny hydroxidov Zn (OH) 2 a Ni (OH) 2 a ferokyanidový ión 4-.Kyanid meďnatý a hydráty oxidov kovov sa rozpúšťajú v roztoku amoniaku podľa reakcií:

CuCN + NH4N03 + 2NH4OH \u003d Cu (NH3)2N03 + NH4CN + 2H20;

Zn(OH)2 + 2NH4N03 + 2NH4OH \u003d Zn(NH3)4(N03)2 + 4H20;

Ni (OH)2 + 2NH4N03 + 3NH4OH \u003d Ni (NH3)5(N03)2 + 5H20;

Výsledné komplexné katióny medi, zinku a niklu prechádzajú do eluátu. Ferokyanidový ión je desorbovaný zo živice iónom NO 3 - podľa výmennej reakcie:

*R4Fe(CN)6 + 4NO3 - \u003d * 4RNO3 + 4-.

Anión 4- sa čiastočne (do 40 %) eluuje roztokmi 2-4 N. HNO a málo sa eluuje roztokmi H2S04 a NaOH.

Desorpcia 2-. Anión kyanidu kobaltu je obsiahnutý v nasýtenej aniónomeničovej živici, zvyčajne v malom množstve (nie viac ako 1 mg/g), ale jeho desorpcia je náročná. Najúčinnejšie sa 2- eluuje roztokom 150-375 g/l NH4SCN, čiastočne (až 30-60%) - roztokmi 225-250 g/l NH4NO3, 180 g/l NaCI + 20 g/l NaOH, 50 - 100 g/l NaCN. Desorpcia kobaltu sa zvyšuje so zvýšením teploty až na 50-60 °C. Desorpcia kyanidového iónu CN - . Kyanidový ión sa regeneruje roztokmi kyseliny sírovej alebo chlorovodíkovej s koncentráciou 10-20 g/l podľa reakcie:

* 2RCN + H2S04 \u003d * R2S04 + 2HCN.

Kyselina kyanovodíková HCN sa oddestiluje zo zlata, absorbuje sa roztokom NaOH alebo Ca (OH) 2 a vo forme kyanidovej zásady NaCN alebo Ca (CN) 2 sa vracia do kyanidačného procesu.

Kyanidový ión CN - je tiež desorbovaný roztokmi NH 4 SCN, NH 4 NO 3, NaCl, NaOH atď., ktorých anióny ho v živici nahrádzajú.

Desorpcia prímesových aniónov S 2 O 3 2-, SO 3 2-, SiO 3 2- a ďalších sa úspešne uskutočňuje pomocou roztokov NaOH s koncentráciou 40-50 g/l. Pri regenerácii aniónomeničov je potrebné dosiahnuť čo najúplnejšiu desorpciu ušľachtilých kovov aj nečistôt. Nečistoty zostávajúce na živici pri jej opätovnom použití v sorpčnom procese zhoršujú kinetiku procesu, znižujú kapacitu živice pre ušľachtilé kovy a zvyšujú straty rozpusteného zlata v kvapalnej fáze hlušiny. Vplyv neúplnej regenerácie je tým výraznejší, čím viac nečistôt zostáva v anexu. Ako ukazuje prax, obsah zvyškových zložiek vo výmenníku aniónov po regenerácii môže byť: zlato - nie viac ako 0,1-0,3 mg/g, nečistoty - nie viac ako 3-5 mg/g vzduchom suchého sorbentu. Pri hodnote zvyškových nečistôt nad 10–12 mg/g sa pozoruje výrazné zvýšenie koncentrácie zlata v roztoku po sorpcii, t.j. straty rozpusteného zlata s hlušinou rastú.

Na obr. 1. je uvedená technologická schéma spracovania zlatonosných surovín

Obr.1 TECHNOLOGICKÁ SCHÉMA SPRACOVANIA SUROVINY OBSAHUJÚCE ZLATO

1.3 ÚLOHA ZÍSKÁVANIA ZLATA Z THIOURA ELUATES V TECHNOLOGICKEJ SCHÉME

Extrakcia zlata z kyslého tiomočovinového eluátu je konečnou spracovateľskou operáciou takmer akéhokoľvek druhu rúd, ak bola v technologickej schéme použitá operácia tiokarbamidového lúhovania zlata. Na priemyselné využitie pri spracovaní zlatých rúd technologického typu B je najviac pripravený tiokabamid.

Účinnosť tohto rozpúšťadla je možné posúdiť najmä z výsledkov experimentov uvedených v tabuľke. 1. Lúhovanie zlata sa uskutočňovalo z rudných zmesí zložených zo zlatonosného kremeňa (2 vzorky rudy s obsahom Au 12,9 resp. 2,3 g/t) a rôznych minerálnych prísad do nich vnášaných. Boli použité: bornitovo-chalkozitový koncentrát (obsah Cu 70, S 20 %), ručne vyrobený antimonit (98 % Sb 2 S 3), zmes realgaru a orpimentu. obsahujúce 53 % As a 32 % S, ako aj aktívne uhlie triedy OU. Podiel zavedených prísad bol 1 % hmotnosti kremenného základu. Z tabuľky je zrejmé, že proces lúhovania tiokarbamidu poskytuje približne rovnaké ukazovatele extrakcie zlata z jednoduchých kremenných rúd ako kyanidácia. .menej citlivý na nečistoty (meď, antimón, arzén), čo nám umožňuje považovať ho za jeden z možnosti hydrometalurgické spracovanie rúd súvisiace s technologickým typom „B“.

stôl 1

Výsledky porovnávacích experimentov extrakcie zlata z minerálnych zmesí s roztokmi kyanidu a tiokarbamidu

Poznámka: Všeobecné podmienky lúhovanie: teplota 20-25 °C, doba trvania 6 hodín; W:T=2:1: počiatočná koncentrácia NaSN a roztokov 2,5 g/l; zaslanie roztokov tiokarbamidu (g/l): TiO - 20; Fe2(S04)3 (oxidačné činidlo) - 3,0; H 2 SO 4 (regulátor prostredia) - 5,0.

V období 1964-1984. Špecialisti spoločnosti Irgiredmet vykonali na štúdium komplex teoretických a experimentálnych štúdií všeobecné vzory proces rozpúšťania zlata a jeho chemických zlúčenín v kyslých roztokoch tiokarbamidu s následným vývojom technológie získavania kovov z rúd na báze tiokarbamidového lúhovania, vrátane operácií zrážania zlata a striebra z roztokov a neutralizácia odpadových vôd technologický postup. Táto operácia je však dosť komplikovaná, pretože proces je zle pochopený a ťažko realizovateľný, pretože rudy sú dosť chudobné a použitie tejto operácie nie je ekonomicky výhodné.

2. PREHĽAD TECHNOLOGICKÉHO PROCESU ODDELOVANIA ZLATA Z THIOUREJSKÝCH ELUÁTOV

2.1 CHARAKTERISTIKA A CHÉMIA PROCESU

Z HM roztoku je možné zlato a striebro ukladať množstvom metód.

Pre roztoky so stredným obsahom zlata a striebra je celkom sľubné, ako ukázali štúdie, použiť metódu nauhličovania Au a Ag elektronegatívnymi kovmi (zinok, hliník, olovo, železo).

Výhodnejšie je v tomto smere kovové olovo, ktoré umožňuje extrahovať 99,5 % Au a 99,9 % Ag do cementovej zrazeniny za 10 minút. Pomerne vysoká spotreba tmeliaceho činidla (7 dielov na 1 diel súčtu Au a Ag) a s tým spojený nízky obsah drahých kovov v sedimente (menej ako 12 %) si však vyžadujú starostlivé posúdenie účinnosti cementačný proces vo vzťahu ku konkrétnej surovine.

1. cementácia olova zlato sa uskutočňuje z HM eluátov kyseliny chlorovodíkovej s následnou kupeláciou zrazeniny. Pri vkladaní olovených hoblín alebo prachu do roztoku dochádza k nasledujúcej zlatej cementačnej reakcii:

2AuCl+Pb=2Au+Pb4Cl2.
Spotreba olovnatého prachu je 20-30 g na 1 g zlata. Nevýhodou metódy je kontaminácia roztoku olovom, čo sťažuje jeho použitie v obehu a nevhodnosť pre HM eluáty kyseliny sírovej.

2 cementácia zinkom. Metóda sodno-zinkovej depozície zlata a striebra bola vyvinutá a uvedená do výroby v experimentálnom závode na výmenu iónov Lebedinsky. Roztok sa predbežne neutralizuje sódou na pH 6-7, potom sa nanesie zinkový prach v množstve 3-4 g na 1 g zlata a mieša sa s roztokom 2-3 hodiny. Zlato sa vyzráža reakciou:

(Au 2) 2 SO 4 + Zn \u003d 2Au + Zn 4 SO 4.
Po vyzrážaní zlata a striebra sa do roztoku pridá sóda na pH 9-10 na čiastočné vyzrážanie zinku z roztoku vo forme Zn(OH)2. Filtrovaná zinková zrazenina obsahuje 6-10% zlata a je spracovaná kyselinou sírovou alebo chlorovodíkovou, po ktorej nasleduje roztavenie zrazeniny na čierne zlato. Roztok sa posiela do obehu - na desorpciu. Medzi nevýhody metódy patrí: nízka kvalita zrazeniny, vysoká spotreba činidiel (sóda, zinkový prach, kyseliny) a kontaminácia cirkulujúceho elučného roztoku zinkom a sodnými soľami, ktoré znižujú kvalitu regenerovanej živice.

3. Nauhličovanie hliníka. Použitý hliníkový prach s veľkosťou častíc 95% trieda -0,074 mm. Zrážanie prebieha podľa reakcie:

3 2 SO 4 + 2 Al \u003d 6 Au + 12TM + Al 2 (SO 4) 3.
Spotreba hliníka je 3 g na 1 g zlata, doba kontaktu 4 hodiny pri teplote 20 °C. Obsah zlata v sedimente je do 25 %, zvyškový obsah zlata v roztoku je 2-5 mg/l. Na zrazeninu sa pôsobí 5 % roztokom NaOH počas 3 hodín, aby sa odstránil hliník, potom sa obsah zlata v zrazenine zvýši na 85 %. Táto zrazenina sa roztopí, čím sa získa surové zlato. Nevýhody metódy sú rovnaké ako pri nanášaní zinku.

4. Alkalické zrážanie zlata. Podľa tejto metódy sa eluát predbežne prefukuje vzduchom počas 4 až 6 hodín, aby sa odstránil HCN, aby sa zabránilo tvorbe NaCN so zavedením alkálie, rozpustením a neúplným vyzrážaním zlata. K roztoku sa pridá 40% roztok NaOH pri teplote 40-50 °C na pH 10-12. V tomto prípade sa hydroxid zlatý vyzráža podľa reakcie:

Au2Cl + NaOH \u003d Au (OH) + 2SC (NH2)2 + NaCl.

Trvanie zrážania je 2-4 hodiny.Udržiavanie špecifikovanej hodnoty pH roztoku je veľmi dôležité, pretože pri nedostatku alkálií je možné neúplné vyzrážanie zlata a pri jeho nadbytku rozpustenie hydrátu zlata. Hydroxidy nečistôt kovov sa vyzrážajú spolu so zlatom, čím sa roztok zbaví nečistôt, ktoré bránia procesu regenerácie živice. Hydratované zrazeniny s obsahom zlata 10-15% sa odfiltrujú na kalolisu, premyjú horúcou vodou, prefúknu vzduchom a vypália pri teplote 300 °C, aby sa odstránila síra. Popolček sa potom podrobuje úprave kyselinou sírovou, aby sa rozpustili nečistoty, a s obsahom zlata 30 – 45 % sa posielajú na rafináciu. Nevýhody metódy sú: slabá filtrovateľnosť hydratovaných sedimentov, dodatočná spotreba kyseliny a relatívne nízka kvalita sedimentov.

5. Zrážanie zlata aktívnym uhlím. Extrakciu zlata a striebra z kyslých roztokov tiokarbamidu s relatívne nízkou koncentráciou ušľachtilých kovov (Au do 50 mg/l) je možné realizovať sorpciou na aktívnom uhlí (SKT, OU, KAD a pod.).

Možnosti tejto technologickej metódy možno posúdiť podľa výsledkov sorpcie zlata práškovým aktívnym uhlím značky SKT z roztokov z lúhovania flotačného koncentrátu. Závod na spracovanie zlata Artemovskaya . obsahujúce okrem zlata určité množstvo medi (do 0,2 g/l), železa (do 1,2 g/l) a iných prímesových zložiek. V závislosti od počiatočnej koncentrácie zlata v roztokoch (1-20 mg / l) bola pracovná kapacita uhlia pre zlato 2-12%, s obsahom nečistôt (%): železo 0,12, meď do 2,7; vápnik. horčík, hliník, zinok, nikel - v rozmedzí 0,01-0,1. Po spopolnení obsahovalo uhlie 40-50 Au; Fe 5-10: Cu 10-15; Si02 5-8 %, teda predstavuje. dostatočne koncentrovaný zlatý produkt vhodný na expedíciu do rafinérií.

Boli získané výsledky štúdie mechanizmu adsorpcie zlata z kyslých roztokov tiokarbamidu aktívnym uhlím. Zistilo sa, že sorpcia sa riadi Freundlichovými a Langmuirovými rovnicami a ide o endotermický proces. Aktivačná energia 3,5 kcal/mol tomu nasvedčuje

krokom obmedzujúcim rýchlosť v kinetike adsorpcie je difúzia v poréznej štruktúre aktívneho uhlia.

Navrhuje sa sorpčno-flotačný variant extrakcie zlata z nefiltrovaných tiokarbamidových buničín s aktívnym uhlím. Ale pri tejto možnosti sa buničina spracuje práškovým uhlím (50 - 60% častíc s priemerom menším ako 40 mikrónov), potom sa podrobí flotácii. Oleát sodný sa používa ako flotačné činidlo. Trvanie 5 min. V tomto období sa z dužiny (pH=1,5), obsahujúcej 20 mg/l zlata, 400 mg/l tiokarbamidu, 0,5 g/l práškového uhlia, pri spotrebe oleátu sodného 100-120 mg/l, zlato sa ťaží do koncentrátu na 90 %. Zvýšenie spotreby oleátu na 200 mg/l zvyšuje výťažnosť zlata na 95 %.

Najlepšie výsledky pri testovaní rôznych druhov uhlia sa dosiahli pri ťažbe zlata uhlím SKT. Sorpcia zlata uhlím je dosť selektívna, väčšina nečistôt zostáva v roztoku. V protiprúdovom procese sa zlato v 4-5 stupňoch úplne odstráni z roztokov a získajú sa uhoľné ložiská s obsahom zlata 15-20%. Musia sa spáliť a popol roztaviť na surový kov. Nevýhody metódy: náročnosť procesu spaľovania uhlia a veľké straty HM (10-15%), ktoré sa úplne stráca pri spracovaní uhoľného kalu.

6. Ťažba zlata. Výskumy vedcov ukázali zásadnú možnosť extrakcie zlata z roztokov kyseliny chlorovodíkovej HM extrakciou tributylfosfátom. Pri kontakte organickej a vodnej fázy po dobu 5–10 minút a pomere objemov fáz O : B = 2 : 1 sa dosiahne takmer úplná extrakcia zlata z vodného roztoku. Je potrebný ďalší výskum extrakcie z eluátov kyseliny sírovej, spätnej extrakcie a spracovania spätných extraktov.

7. Elektrolytické nanášanie zlata a striebra. Ide o najefektívnejšiu metódu spracovania kyslých HM eluátov, pretože umožňuje získať vysoko čisté kovové zlato bez potreby činidiel a ďalších operácií. Grafitové alebo platinové platne sa používajú ako anódy pri elektrolytickom nanášaní zlata a striebra a titánové platne alebo grafitová výplň sa používajú ako katódy.

Pri elektrolýze zlata teda prebieha tento elektrochemický systém: Au s prímesami (katóda) | 2 SO 4, ТМ, H 2 SO 4, H 2 O nečistoty | Ti (anóda)

Na katóde prebiehajú tieto hlavné redukčné reakcie:

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

Je tiež možné získať meď, olovo a iné nečistoty. Na anóde prebieha elektrolytická reakcia tvorby iónov H +:

2H20-4e \u003d 02 + 4H+

Okrem toho sú na anóde možné procesy oxidácie a rozkladu HM s uvoľňovaním síry podľa reakcie:

SC (NH2)2-2e \u003d CNNH2 + S + 2H +

V priebehu času kyánamid viaže vodu a mení sa na močovinu.

CNNH2 + H20 \u003d CO (NH2)2

Celkový proces anodickej oxidácie HM prebieha podľa reakcie

SC (NH 2) 2 + H20 -2e \u003d CO (NH 2) 2 + S + 2H +

Oxidácia HM sa zvyšuje najmä so zvyšujúcou sa prúdovou hustotou > 15 A/m2. Anodický rozklad HM zvyšuje spotrebu tohto drahého činidla a produkty jeho rozkladu majú škodlivý vplyv na elektrolytickú separáciu kovov z roztoku a kvalitu zrazeniny. Aby sa tomu zabránilo, je vhodné uskutočňovať proces elektrolýzy s oddelením priestoru anódy a katódy membránou s iónomeničovou membránou, t.j. s oddelením elektrolytického kúpeľa na anódovú a katódovú komoru. Roztok HM s obsahom zlata je umiestnený v katódovom priestore, anolytom je 0,5-1,0 % roztok H 2 SO 4. Ako diafragmy sa používajú anionitové alebo katiónové membrány, cez ktoré molekuly HM neprechádzajú do anolytu. Komplexné HM katióny prechádzajú do anolytu v malom množstve: 3-4%. V prítomnosti membrán je spotreba HM počas elektrolýzy výrazne znížená. Proces elektrolýzy sa uskutočňuje pri katódovej prúdovej hustote Jc = 8 ... 10 A / m2, napätí na kúpeli 3,0 V, teplote elektrolytu 50 - 60 ° C, hodnote potenciálu 0,3 - 0,4 V relatívnej na normálnu chlór-striebornú elektródu. Hlavná hmota zlata sa usadí za 2-3 hodiny elektrolýzy. Po koncentrácii 100-120 mg/l na získanie zvyškového obsahu zlata v roztoku 10-20 mg/l sa doba zrážania zvyšuje na 6-12 hodín Obsah zlata v katódovom ložisku je 70-85 %, striebro 10-25 %, meď 0, 5-5 %, zinok 0,1-0,2 %, železo 0,1-0,4 %. Hlavná masa nečistôt základného kovu zostáva v elektrolyte a vracia sa do procesu desorpcie zlata. Aktuálna účinnosť pre zlato a striebro je asi 30 %. Zvýšenie prúdovej hustoty na viac ako 15–20 A/m2 je neúčelné, pretože sa tým zvyšuje usadzovanie nečistôt, najmä medi, znižuje sa prúdová účinnosť, zvyšuje sa strhávanie elektrolytu bublinami vyvíjajúceho sa vodíka a mení sa štruktúra záloha.

8. Elektroelúcia. Metóda elektroelúcie alebo elektrodesorpcie je kombinovaný proces desorpcie zlata a jeho elektrolytického vylučovania z roztoku. Študovala sa elektroelúcia zlata pomocou desorpcie roztoku NH4SCN. Na tento účel sa 1,5 1 nasýteného anionitového Deaciditu H s 24 % silne zásaditými skupinami po predbežnej elúcii niklu a medi z neho roztokom NaCN zmiešalo v elektrolytickom kúpeli s 10 1 5 N hydroxidu sodného. (380,65 g/l) roztoku NH4SCN (6,67 objemov roztoku na 1 objem živice). Ako anóda bola použitá uhlíková platňa a ako katóda bola použitá olovená fólia. Prúdová hustota katódy bola 154 A/m2, napätie 1,5 V. Zlato zo živice sa takmer úplne odstráni za 24 hodín (do obsahu 0,066 g/l) a celkom sa úplne vylúči na olovenej katóde (až do obsah v roztoku 15 mg/l). Pri napätí 1,5-1,6 V na elektródach sa tiokyanát amónny nezničí a možno ho opakovane použiť na elektroelúciu. K deštrukcii NH 4 SCN došlo pri napätí na elektródach 1,8-1,86 V. V prípade neselektívnej elektroelúcie 5 n. roztok NH 4 SCN pri katódovej prúdovej hustote 300 A/m2 a elektródovom napätí 1,6 V, zlato a meď sa zo živice vymyli a usadili na katóde takmer o 100 %, nikel sa prakticky neeluoval, ale časť napr. na katóde sa usadilo (až 9 %). Trvanie procesu je 60 hodín Výhodou metódy je malý objem elučného roztoku a zrýchlenie desorpčného procesu, avšak nevýhody vlastné rodanidovým eluátom zostávajú zachované. Metódu elektroelúcie s použitím slabo kyslých roztokov HM vyvinul M.S. Girdasov. Schéma inštalácie pre elektroelúciu je znázornená na obr.

Nasýtený anionit a elektrolyt sa naplnia do hermeticky uzavretého elektrolyzéra v množstve 2-10 m3 na 1 m3 živice. Elektrolytom je roztok kyseliny chlorovodíkovej alebo sírovej HM s koncentráciou 55-65 g/l HM a 18-20 g/l HC1 alebo 25 g/l H 2 SO 4 . Platinovaný titán sa používa ako anódy, titán (trieda VT-1) sa používa ako katódy. Živica sa udržiava v suspenzii miešaním vzduchom. Uvoľnený HCN sa prúdom vzduchu vypúšťa do absorpčných nádob naplnených alkalickým roztokom (NaOH alebo CaO). Aby sa zabránilo HM oxidácii a kontaminácii kovového nánosu elementárnou sírou, anódy by mali byť umiestnené v komorách s membránami vyrobenými z katiónových alebo aniónových výmenných membrán. Do anódových komôr sa ako anolyt naleje 1-2% roztok H2SO4. Kovy nanesené na katóde sú chránené pred miešanou živicou polyetylénovým sitom.

Proces elektroelúcie bez anódových membrán (podľa M.S. Girdasova) sa uskutočňuje pri prúdovej hustote 10–20 A/m2, napätí na elektródach 1–1,5 V počas 24–30 h a umožňuje získať zvyškové zlato. obsah v živici 0,2 - 0,4 mg/g. Použitie anodických iónomeničových membrán umožňuje zvýšiť prúdovú hustotu až na 100-300 A/m2, v dôsledku čoho sa rýchlosť prudko zvyšuje a doba elektrosorpčného procesu sa skracuje. Tým sa znižuje koncentrácia HM v elučnom roztoku z 80–90 g/l v dynamickom procese na 55–65 g/l počas elektroelúcie, čo výrazne znižuje straty tohto činidla a množstvo zariadení. Tieto výhody kompenzujú určité zvýšenie spotreby energie so zvyšujúcou sa hustotou prúdu. Takže pri elektroelúcii meniča aniónov, predtým čisteného od nečistôt základných kovov, pomocou anódovej membrány katexu pri prúdovej hustote 100-150 A / m2, napätie na elektródach 3 V, koncentrácia HM - 55 g / l a HCl - 19 g/l, zvyškový obsah zlata v živici 0,2 - 0,4 mg/g sa získal pri trvaní procesu 6 hodín. Stupeň elektrosorpcie zlata bol 95-97%, s depozíciou na katóde 87,0 - 92,0 %. Obsah zlata v katódovom ložisku je 80-85%. V porovnaní s dynamickou elúciou počas elektrosorpcie zlata sa proces zrýchli 3-4 krát v neprítomnosti anódových membrán a prúdovej hustote 10-20 A/m2 a 20-25 krát v prítomnosti diafragm a zvýšení prúdu hustota do 100-150 A/m2. Zvýšenie rýchlosti elektroelúcie sa vysvetľuje posunom rovnováhy reakcie desorpcie zlata a zvýšením rýchlosti difúzie iónov komplexu zlata tiomočoviny zo zŕn iónomeniča v dôsledku poklesu koncentrácie týchto iónov v roztoku počas elektrolytické pokovovanie kovov. Proces elektrosorpcie nečistôt - medi, zinku a železa - s alkalickým roztokom NaCl vyvinul A.S. Stroganov. Odporúčané podmienky: anódová membrána - katiónová membrána, prúdová hustota 150-200 A/m2; elučný roztok: 75-85 g/l NaOH + 60-75 g/l NaCl; množstvo roztoku je 2 objemy na 1 objem živice, doba trvania procesu je 6-10 hodín.Zostatkový celkový obsah nečistôt v živici je 1,5-3,5 mg/g. Hlavnou prekážkou priemyselnej implementácie vyvinutých metód elektroelúcie je nedostatok uspokojivého návrhu elektrolyzéra, ktorý by mohol zabezpečiť stabilný priebeh procesu v priemyselných podmienkach.

Ako možné možnosti extrakcie zlata z roztokov tiokarbamidu možno použiť aj: iónovú flotáciu, extrakciu s TOA, precipitáciu hydrátom (NaOH) s následným spracovaním získaných zlatonosných precipitátov kyanidáciou, redukciou plynným vodíkom a iné metódy .

Existujúce mechanizmy na oddeľovanie častíc na závitovkových separátoroch
(stiahnutia: 293)
V.D. Ivanov, S.A. Prokopiev "Skrutkový aparát na obohacovanie rúd a piesku v Rusku", M. 2000
(stiahnutia: 215)
M.F. Anikin, V.D. Ivanov, M.L. Pevzner "Skrutkové separátory na úpravu rudy", M. 1970
(stiahnutia: 143)
K.V. Solomin "Skrutkové separátory", M. 1956
(stiahnutia: 109)
K.V. Solomin "Obohacovanie pieskov aluviálnych nánosov", M. 1961
(stiahnutia: 228)
R. Burt, K. Mills "Technológia gravitačného obohacovania", M. 1990
(stiahnutia: 288)
NA. Samylin "Jigging", M. 1976
(stiahnutia: 184)
Metódy stanovenia brúsiteľnosti
(stiahnutia: 218)
K.A. Razumov, V.A. Perov "Návrh koncentračných zariadení", M. 1982
(stiahnutia: 374)
T.V. Glembotskaya "Vznik a vývoj metód gravitačného obohacovania", M. 1991
(stiahnutia: 165)
B.F. Kulikov "Mineralogická príručka technológa obohacovania", M. 1985
(stiahnutia: 328)
V.Z. Kozin "Štúdia rúd pre umývateľnosť"
(stiahnutia: 207)
V.Z. Kozin O.N. Tikhonov "Testovanie, riadenie a automatizácia obohacovacie procesy"
(stiahnutia: 203)
Metseo Minerals "Základy spracovania nerastov"
(stiahnutia: 434)
V.N. Shokhin, A.G. Lopatin "Metódy obohacovania gravitáciou"
(stiahnutia: 179)
Drvenie, mletie a triedenie minerálov "S.E. Andreev, V.A. Perov, V.V. Zverevich"
(stiahnutia: 274)
Magnetické a elektrické metódy obohacovania "V.V. Karmazin, V.I. Karmazin"
(stiahnutia: 189)
Príručka úpravy rúd, zväzok 1, 1972
(stiahnutia: 202)
Príručka pre návrh koncentrátorov rudy (2. kniha, 1988)
(stiahnutia: 206)
Príručka obnovy prachu a popola (1975)
(stiahnutia: 136)
Adresár. Technologické hodnotenie nerastných surovín (1990)
(stiahnutia: 128)
Adresár. Technologické hodnotenie nerastných surovín. Skúsené inštalácie. 1991
(stiahnutia: 129)
Referenčná príručka časť 1 "S.K. Faliyeva"
(stiahnutia: 181)
Referenčná príručka časť 2 "S.K. Faliyeva"
(stiahnutia: 133)
Technológia úpravy a selektívnej flotácie rúd neželezných kovov (V.A. Bocharov, M.Ya. Ryskin)
(stiahnutia: 162)
Technológia obohacovania zlatonosných surovín (V.A. Bocharov, V.A. Ignatkina, 2003)
(stiahnutia: 281)
Technológia obohacovania zlatonosných pieskov (V.P. Myazin, O.V. Litvintseva, N.I. Zakieva, 2006)
(stiahnutia: 182)
Technológia spracovania a obohacovania rúd farebných kovov Volume 1 (A.A. Abramov)
(stiahnutia: 254)
Technológia spracovania a obohacovania rúd farebných kovov Volume 2 (A.A. Abramov)
(stiahnutia: 267)
Technológia spracovania a obohacovania rúd neželezných kovov zväzok 3, kniha 1 (A.A. Abramov, 2005)
(stiahnutia: 233)
Technológia spracovania a obohacovania rúd neželezných kovov zväzok 3, kniha 2 (A.A. Abramov, 2005)
(stiahnutia: 217)
Metódy elektrického obohacovania (N.F.Olofinsky, 1970)
(stiahnutia: 133)
Zamyatin Obohacovanie zlatých pieskov a konglomerátov 1975
(stiahnutia: 124)
Tikhonov Nazarov - Teória a prax komplexného spracovania nerastov 1989
(stiahnutia: 182)
Shinkorenko S.F. - Príručka o obohacovaní železných rúd 1980
(stiahnutia: 163)

Proces obohacovania je jednotný systém, v ktorom sú jednotlivé prvky prepojené. Vysoké výsledky je možné dosiahnuť len pri zohľadnení systematického prístupu, ktorý zohľadňuje interakciu prvkov systému, teda v tomto prípade celú škálu procesov.

Gravitačné obohacovanie je nepochybne jedným z najznámejších procesov. Práve jemu vďačí história za to, že zlato bolo prvým kovom, s ktorým sa ľudstvo zoznámilo niekoľko tisícročí pred naším letopočtom. Postarala sa o to samotná príroda, ktorá v korytách riek a potokov pretekajúcich zlatonosnými horninami oslobodila zlaté kúsky od minerálov, ktoré ich obsahovali, a dodala im takú atraktivitu, na ktorú naši vzdialení predkovia nemohli nedbať. Hromadná ťažba zlata z rozsypov sa začala metódami gravitačného obohacovania, po ktorých tieto metódy aktívne „vkročili“ do továrenskej technológie na spracovanie rúd primárnych ložísk. V súčasnosti je gravitačná koncentrácia zlata široko používaná v závodoch na získavanie zlata (GIF) vo všetkých krajinách sveta, vrátane tých, ktoré sú hlavnými producentmi tohto kovu.

V roku 2005 sme analyzovali výkonnosť viac ako dvesto rafinérií zlata z väčšiny krajín ťažby zlata vrátane Ruska a iných republík. bývalý ZSSR. Podľa charakteru spracovávaných surovín sa tieto továrne delia do 3 skupín.

Do skupiny I patria podniky zaoberajúce sa ťažbou zlata a striebra s tým spojenou z technologicky relatívne jednoduchých kremenných a kremenno-sulfidových rúd obsahujúcich drahé kovy prevažne vo forme rozpustnej v kyanidoch.

Skupina II zahŕňa závody na spracovanie zlata, ktoré spracúvajú pyritové a arzénopyritové rudy s jemne rozptýleným zlatom v sulfidoch, ako aj rudy obsahujúce sorpčne aktívnu uhlíkatú hmotu.

Napokon, III.

V rámci každej skupiny bol stanovený počet podnikov využívajúcich procesy gravitácie, flotačného obohacovania a kyanidácie (tab. 1, 2).

Tabuľka 1. Rozsah použitia gravitácie, flotácie a kyanidácie v mlyne

Tabuľka 2. Gravitačné obohacovanie rúd v závode na spracovanie zlata

Napriek tomu, že zoznam mlynov uvedený v tabuľkách nie je ani zďaleka úplný, napriek tomu pomerne objektívne odráža moderné tendencie výroba zlata z rúd primárnych ložísk a úloha, ktorú zohráva každý z vyššie uvedených technologických procesov vrátane gravitácie.

Z tabuľkových údajov je zrejmé, že viac ako 1/3 závodov na spracovanie zlata podrobených analýze praktizuje gravitačné obohacovanie, avšak gravitácia bez kombinácie s inými procesmi sa takmer vôbec nepoužíva.

V posledných rokoch nastal veľký pokrok v technológii gravitačnej koncentrácie zlatorudných surovín. To sa prejavuje predovšetkým vo vytváraní nových zariadení schopných extrahovať nielen veľké, ale aj veľmi malé častice kovového zlata uvoľnené pri mletí rudy.

Medzi takéto zariadenia patria najmä odstredivé koncentrátory (Nelson, Falcon, Knudsen, z ruských analógov - Itomak) a odstredivé unášacie stroje (Kelsey, Rusko), v ktorých je intenzita oddeľovania častíc zlata a iných minerálov s nižšou hustotou zrna sa mnohonásobne zvyšuje. Doposiaľ používané gravitačné zariadenia boli tiež výrazne vylepšené: konvenčné sklápacie stroje s vertikálnou pulzáciou, viacposchodové koncentračné stoly, závitovkové separátory, zariadenia kužeľového typu atď. Optimálne kombinácie rôznych gravitačných zariadení, ktoré poskytujú maximálnu výťažnosť zlata pri minimálnych prevádzkových nákladoch majú bola stanovená. Boli vyvinuté a implementované nové metódy spracovania gravitačných koncentrátov v priemyselnom meradle, vrátane hydrometalurgických metód založených na použití kyanidového procesu.

Treba poznamenať, že v staré časy kyanizácia gravitačných koncentrátov obsahujúcich veľké častice zlata a iných ťažkých minerálov (najmä sulfidov) v aparatúrach tankového typu (mechanické a pneumomechanické miešadlá) sa považovala za neprijateľnú z dôvodu nízkej rýchlosti rozpúšťania zlata a ťažkostí udržať suspenziu v suspenzii čo vedie k usadzovaniu ťažkých frakcií na dne zariadenia. V súčasnosti sa tieto problémy riešia využitím horizontálnych bubnových miešačiek typu Gekko, ako aj aparatúr s núteným obehom kyanidových roztokov typu Akatsiya a ruských kužeľových reaktorov od firmy Irgiredmet. Tieto zariadenia umožňujú kyanidáciou spracovávať zlatonosné gravitačné koncentráty prakticky s akoukoľvek granulometrickou charakteristikou. Tradičná technológia gravitačnej koncentrácie zlata s hĺbkovou úpravou primárnych koncentrátov na bohaté „zlaté hlavy“ vhodné na tavenie do zliatiny zlata a striebra (kov doré) je tak doplnená o alternatívny spôsob hydrometalurgického spracovania koncentrátov s miernym kovom. obsahu, po ich jedno- alebo dvojnásobnej úprave na — koncentračné stoly alebo iné dokončovacie zariadenia. To umožňuje dosiahnuť vyššiu mieru výťažnosti zlata v procese gravitácie. Účinnosť tejto možnosti sa ešte zvýši, ak sa kyanidácii podrobia nielen gravitačné koncentráty, ale aj hlušina gravitačného obohacovania rudy (pomocou „mäkšieho“ režimu lúhovania), keďže v tomto prípade je možné usmerniť tuhé zvyšky „ koncentrát“ k všeobecnému hydrometalurgickému procesu s konečným získaním jediného predajného produktu.

Je dôležité zdôrazniť, že na rozdiel od spracovania zlatonosných sypačov sa gravitačné obohacovanie rúd z primárnych ložísk ako jediný technologický proces využíva mimoriadne zriedkavo.

Z 239 závodov na spracovanie zlata prezentovaných v Analytical Review používa túto technológiu iba jeden: závod bane Sistine Tu Van Mine (USA, Kalifornia). Tento podnik, ktorý je jedným z najstarších v krajine a funguje od roku 1896, spracováva bohaté kremenné rudy s natívnym zlatom. Za 100 rokov prevádzky v bani s dennou produkciou necelých 120 ton rudy sa „čistou“ gravitačnou technológiou vyťažilo viac ako 1 milión uncí zlata (31,1 tony). Do roku 1997 sa spracovanie podzemnej rudy uskutočňovalo podľa schémy, ktorá zahŕňala: hrubé drvenie v čeľusťových a krátkych kužeľových drvičoch na veľkosť častíc mínus 12 mm, mletie v guľovom mlyne (pracujúci v uzavretom cykle s vyvažovacím strojom a mechanický triedič) a gravitačná koncentrácia zlata z odtoku triediča na skrutkových separátoroch. Hlušina zo separátorov bola odoslaná na skládku a koncentrát bol odoslaný na dočistenie (koncentračné tabuľky). „Zlatá hlava“ získaná počas dokončovania bola podrobená taveniu na kov Doré. Dokončovacie polotovary sa vrátili do závitovkových separátorov. V súvislosti so zvýšenými stratami voľného zlata s hlušinou gravitačného obohacovania (zahŕňajúceho asi 30 % pôvodného obsahu kovu) boli v závode na spracovanie zlata testované nové gravitačné zariadenia. Na základe výsledkov testov bolo rozhodnuté nainštalovať na výstupe z mlyna odstredivý koncentrátor Nelson KS-CD-20 s kapacitou pevných látok 14 t/h, vybavený na vrchu pevným sitom s 0,83 mm podvalovým sitom. Nadrozmerný produkt zo sita sa vracal do mlyna pomocou čerpadla; koncentrát sa roztavil a hlušina z odstredivého koncentrátora sa podrobila ďalšiemu obohateniu na Deisterových koncentračných tabuľkách. Rekonštrukcia závodu na spracovanie zlata umožnila zvýšiť ťažbu voľného zlata zo 70 na 90 % pri takmer trojnásobnom zvýšení výdatnosti rudy.

Skúsenosti ukazujú, že „čisto“ gravitačné schémy na obohacovanie zlatej rudy možno použiť v malých podnikoch, ktoré rozvíjajú takzvané „malé“ ložiská. Výstavba rozvinutých komplexov s kombinovanou technológiou obohacovania a metalurgie, zabezpečujúcou vyššiu ťažbu zlata z rudy, na malých ložiskách sa nezdá byť ekonomicky realizovateľná, keďže z malého množstva zlata sa nedá zaplatiť výstavba drahej továrne.

V mnohých prípadoch, ako ukazujú skúsenosti niektorých ruských mlynov (Samartinskaja v Burjatsku, Pervenec, Golets Vysochaishy v r. Irkutská oblasť), je vhodné využiť gravitačný proces so zníženou výťažnosťou zlata ako prvý stupeň rozvoja podniku s cieľom akumulácie prostriedkov na následné rozšírenie výroby a prechod na zložitejšiu technológiu. Následne možno bohatú hlušinu prvých etáp vývoja ložiska úspešne spracovávať napríklad haldovým lúhovaním.

Vo veľkej väčšine prípadov (77 zo 78 rastlín uvedených v tabuľke 2) sa gravitácia používa v kombinácii s kyanidáciou, flotáciou alebo oboma. Pre technologicky jednoduché rudy (skupina I) sú najtypickejšie schémy gravitačné a gravitačne-flotačné obohacovanie s kyanidáciou flotačnej hlušiny a v niektorých prípadoch gravitačných koncentrátov. Hlavným účelom gravitácie v týchto variantoch je odstránenie veľkého množstva voľného zlata z rudy na produkty (koncentráty) spracované v metalurgickom cykle oddelene od objemu rudy.

Okrem zvýšenia (zvyčajne o 2-4 % z celkového výťažku zlata) to umožňuje zabrániť alebo aspoň výrazne znížiť hromadenie zlata v mlecích a miešacích zariadeniach.

Literatúra.

1. Svetové továrne na získavanie zlata: Analytický prehľad / JSC "Irgiredmet", V.V. Lodejščikov.-Irkutsk, 2005.-447 s.

2. Carkov V.A. Skúsenosti svetových podnikov na získavanie zlata.-M.: Vydavateľstvo "Rudy a kovy", 2004.-112s.

LITERATÚRA

1. Lodeyshchikov V.V. Technológia získavania zlata a striebra zo žiaruvzdorných rúd: V 2 zväzkoch. - Irkutsk: JSC "Irgiredmet", 1999.- 775 s.

2. Inovácia v zlate a striebre Recovety: Fáza IY (Randol. -Colorado: Randol Intern.Ltd.1992. - Vol.5. Graf 17: Flotácia.-S.2389-2898

Aluviálne ložiská zlata sú voľné zlatonosné ložiská klastického materiálu vzniknuté v dôsledku deštrukcie primárnych ložísk vplyvom fyzikálnych a chemické procesy zvetrávanie.

Spomedzi zlatonosných rozsypov majú najväčšiu priemyselnú hodnotu aluviálne (kanálové, údolné a terasové) rozsypy (obr. 210), ako aj zasypané. Zlaté ryže majú dĺžku 1...3 až 25 km a dokonca až 100 km, šírku 1 až 200...300 a dokonca až 1000 m a hrúbku 1...3 m.

Ryža. 210. Genetická klasifikácia rozsypov

I - aluviálne; II - deluviálny; III - eluviálne; 1 - kanál; 2 - šikmé; 3 - údolie; 4 - radový;

Obsah zlata sa v nich pohybuje od g/m 3 do desiatok kg/m 3 . Minerálne zloženie ťažkej frakcie rozsypov je zvyčajne zastúpené kassiteritom, wolframitom, scheelitom, ilmenitom, kolumbitom a zirkónom. Voľné ložiská sypačov, v závislosti od veľkosti, sa zvyčajne delia na balvany (viac ako 200 mm), galya (), ephel () a slizy. Balvany a kuchyne spravidla neobsahujú zlato, niekedy sa v kuchyniach nachádzajú nugety. Effel je pieskovo-kamienkový zrnitý materiál obsahujúci zlato. Jemnozrnný materiál, bahno a ílovitá časť sedimentov sa bežne označujú ako slizy. Takže jemnozrnný materiál má veľkosť častíc 0,05 ... 0,25 mm, prachový - 0,05 ... 0,005 mm a íl - menej ako 0,005 mm. Obsah ílu v pieskoch aluviálnych usadenín sa môže pohybovať od 10 % (ľahko umývateľný) do 30 % alebo viac (veľmi ťažko umývateľný). V závislosti od rýdzosti sa zlato delí na nugety (viac ako 4 mm), veľké zlato (2…4 mm), malé (1…0,25 mm) a tenké (0,1…0,05 mm).

Ryža. 211. Schematický rez nivnou dolinovou ryžou

Vrchná časť - vegetatívna vrstva (I) pozostáva z trávnika, machu atď. Nad týmto pôdnym pokryvom sa nachádzajú piesčito-ílovité a ílovité usadeniny alebo „bahno“ (II). Ďalej prichádza piesčito-hlinitý sediment (Sh) obsahujúci malé množstvo zlata. Tieto usadeniny majú zložitú štruktúru a zvyčajne pozostávajú z niekoľkých vrstiev. Ich hrúbka sa pohybuje od 1...3 do 20...30 a dokonca až do 100...150 m Hlavnou časťou ryže obsahujúcej priemyselné množstvá zlata sú balvanovo-kamienkové ložiská alebo produktívna vrstva (IV). Hrúbka tejto vrstvy, ktorá leží priamo na plti a má číry dolné hranice, je 1 ... 2 m Celková hrúbka nánosov v aluviálnych uloženinách sa pohybuje od 1 ... zlata v nich je tiež nerovnomerná v hrúbke a údere.

Špeciálnym druhom ložísk zlata sú metamorfované ryže resp konglomeráty – staroveké rudné útvary stredného typu medzi primárnymi a aluviálnymi ložiskami. Pozostávajú z cementovaného šindľa zmiešaného s pieskom, štrkom a balvanmi. Cement tvorí 70...80% konglomerátu a skladá sa zo sulfidov (pyrit a pyrhotit), zirkónu, granátu, chloritu, kalcitu, rutilu, uraninitu. Obsah zlata býva 5...20 g/t, uránu do 0,06 %.

Domorodý Vklady zlata možno podmienečne rozdeliť na:

· vlastne zlato, v ktorom je zlato jedinou hodnotnou zložkou;

· komplexné zlato, v ktorom sú cenné zložky okrem zlata aj striebro, meď, olovo a zinok;

Technogénne suroviny reprezentovaná hlušinou závodov na získavanie zlata, ťažobných skládok, skrývky, nebilančných skládok rúd, pyritových koncentrátov a škvárov atď. Táto surovina sa vyznačuje nízkym obsahom zlata 0,2 ... .

Hlavným spôsobom rozvoja aluviálnych ložísk zlata je otvorená jama, ktorá sa vykonáva mechanizovanými metódami - ťahaním, hydraulikou a hĺbením. Najpoužívanejšia metóda ťahania s použitím ťahania rôzne prevedenia a produktivitu. Pri hydraulickom spôsobe vyvolávania, ktorý sa používa najmä pri strmých údolných a terasových sypačoch, sa piesok ťaží hydraulickými monitormi, do ktorých je privádzaná vysokotlaková voda. (20…2000 kPa). Erodované piesky sa potom prepravujú ako kal potrubím do spracovateľského závodu. Rýpadlá a buldozéry sa používajú pri vývoji sypačov malej hrúbky s oddeleným výkopom piesku.

Proces ťažby zlata z pieskov aluviálnych ložísk možno rozdeliť do troch hlavných etáp: prípravné procesy, primárne obohacovanie s výrobou gravitačných koncentrátov a dokončovanie týchto koncentrátov výrobou obchodovateľných produktov.

Prípravné procesy - dezintegrácia a preosievanie sa používajú na uvoľnenie zárodočnej časti pieskov a zlata od hliny a kalu, ako aj na odstránenie veľkých frakcií pieskov, ktoré neobsahujú zlato. Zlatonosné piesky sú hustá hmota prevažne zaobleného materiálu stmelená ílom. Pri mokrej dezintegrácii sa uvoľňuje celá masa pieskov, stmelený ílový materiál sa deštruuje, premýva a vo forme bahna alebo kalu sa odstraňuje hlina. Súčasne s dezintegráciou prebieha aj preosievanie, pri ktorom sa uvoľňuje veľký materiál - balvany a víchrica, ktorá neobsahuje zlato a je ihneď odvážaná na skládku. Vypraný materiál, klasifikovaný podľa veľkosti, sa posiela na gravitačné obohatenie.

Pri rozkladaní a praní ľahko a stredne premývaných pieskov na bagroch sa zvyčajne používajú bagrovacie sudy (bubnové sitá) s priemerom do 3 m a dĺžkou do 16 m rôznych prevedení. Na dezintegráciu ťažko umývateľných pieskov sa používajú skrubery a skrubery-butare, pri ktorých je materiál tiež zaradený do dvoch alebo troch produktov. Pre ťažko umývateľné piesky možno použiť aj dvojstupňové schémy, kedy sa v druhom stupni používajú korytové, mečové a vibračné. Na ložiskách s nízkym výkonom sa často používajú mobilné umývacie zariadenia, v ktorých sa vykonáva nielen dezintegrácia a umývanie, ale aj obohacovanie piesku.

Bagrovacia metóda je najlacnejšia zo všetkých používaných metód na rozvoj aluviálnych náplavov. Bagrovanie je mechanizovaná jednotka, v ktorej sa vykonáva jediný in-line výrobný proces, počnúc ťažbou pieskov a končiac ukladaním hlušiny na skládku. Pri spracovaní zlatonosných rydiel sa najviac používajú elektrické viackorcové bagre s objemom vedra od 50 do 600 litrov.

Počas prevádzky bagra sa vyťažené piesky z naberačiek priebežne vykladajú do plniaceho bunkra, odkiaľ sa po šikmom podnose dostávajú do bagrovacieho suda, kde sa piesky nielen dezintegrujú a premývajú, ale aj triedia podľa veľkosti. Do stacionárnych alebo mobilných zámkov vstupuje materiál s veľkosťou častíc mínus 20 mm.

Ryža. 212

1 - lopatková reťaz; 2 - ťahacia hlaveň; 3 - priečne zámky; 4, 15 – spriahacie stroje; 5 - efel zámky; 6 - dokončovacia brána; 7 - ďalšie brány; 8 - vibračné sitá; 9 – lapač nugetov; 10 - zakladač; 11 – zámky lapača nugetov; 12- pieskové čerpadlo; 13 - odvodňovací kužeľ; 14 - žumpa; 116 - tabuľka koncentrácie

Zušľachťovacia hlušina sa posiela na skládku zakladačovým dopravníkom a nekvalitný gravitačný koncentrát sa posiela na dočistenie pomocou unášacích strojov, koncentračných strojov, kde sa separujú zlatonosné koncentráty, medzi ktoré okrem zlata patrí kassiterit, scheelit, magnetit. , zirkón atď. Tieto koncentráty sa spracúvajú v koncentračných továrňach alebo zariadeniach, kde získavajú slizové zlato, ktoré sa posiela do rafinérie.

Technológia primárnych zlatonosných rúd je daná predovšetkým materiálovým zložením rúd, ich zrnitostným zložením, rozložením zlata podľa veľkostných tried, fázovým zložením zlata, charakterom šírenia zlata v mineráloch - nosiče, tvarom zlata. zrná, rýdzosť zlata a pod.

Hlavným procesom získavania zlata z rúd a produktov obohacovania je kyanidácia založená na selektívnom rozpúšťaní zlata v roztokoch kyanidu kovov v prítomnosti kyslíka rozpusteného v buničine. Rozpúšťanie zlata sa uskutočňuje v alkalickom prostredí pri pH 11 ... 12 v kyanidových roztokoch nízkej koncentrácie (0,03 ... 0,3 %):

2 Au + 4 NaCN + ½ O2 \u003d 2 Na + 2NaOH

Kyanidácia je pomerne zdĺhavý proces, v závislosti od povahy zlata prítomného vo vylúhovanom produkte môže trvať 24-72 hodín.

V súčasnosti sa v priemysle používajú kyanidačné metódy: perkolácia (únik) a metóda miešania s intenzívnym prevzdušňovaním buničiny. V posledných rokoch dostal metódu haldového lúhovania, čo je druh perkolácie.

Z kyanidových roztokov po oddelení a čistení od pevnej fázy možno zlato izolovať vyzrážaním zinku, ako aj sorpciou na uhlí a iónomeničových živiciach. Z bohatých zlatonosných roztokov sa elektrolýzou oddelí zlato, čím sa získa zlatonosný kal, z ktorého sa po roztavení tavivami získava vo forme zliatiny so striebrom (zliatina Dore), posiela sa do rafinérie.

Pre najjednoduchšie zlatokremenné rudy s nízkym obsahom sulfidov, z rúd oxidačnej zóny a zvetrávacej kôry je hlavnou metódou získavania zlata kyanidácia. Vysvetľuje to skutočnosť, že sulfidové minerály v rudách prakticky chýbajú, ale existujú oxidy, hydroxidy a uhličitany železa, s ktorými sa často spája jemné zlato. Ak je v týchto rudách voľné veľké zlato, ale uvoľňuje sa gravitáciou do bohatého gravitačného koncentrátu, posiela sa na tavenie a gravitačná hlušina sa podrobuje kyanizácii, kde sa získava malé zlato (obr. 213). Výťažnosť zlata v rámci takejto kombinovanej schémy môže dosiahnuť 95 percent alebo viac.

Obr.213. Schéma gravitačného obohacovania primárnej zlatonosnej rudy

Kremeň a kremeň-karbonátové rudy, v ktorých je jemne rozptýlené zlato spojené so sulfidmi, napríklad pyrit, sa spracúvajú podľa schémy na získanie zlatonosného pyritového koncentrátu, ktorý sa po prebrúsení môže poslať na kyanidáciu alebo pražiť pri teplote 650 ... 700 ° C pred kyanidáciou. Ak je v rude voľné zlato, ruda sa podrobí gravitačnému obohateniu, aby sa získal gravitačný koncentrát odoslaný na kyanidáciu. Hlušina z gravitácie sa posiela na sulfidovú flotáciu, po ktorej nasleduje kyanidácia flotačného koncentrátu (obr. 214).

Ryža. 214. Schéma gravitačnej flotácie na obohacovanie zlatonosných rúd

samostatne alebo zmiešané s gravitáciou.

Zvlášť náročné na spracovanie sú žiaruvzdorné rudy, ktoré obsahujú arzenopyrit so značným množstvom zlata vo forme riedkej až emulznej diseminácie. V takýchto rudách sú často sorpčne aktívne uhlíkaté látky - vynikajúce sorbenty komplexu zlato-kyanid. Spracovanie takýchto rúd sa uskutočňuje podľa schémy znázornenej na obr. 215.

Obr.216. Schéma spracovania uhlíkatej zlato-arzénovej rudy

Podľa tejto schémy sa voľné zlato uvoľňuje z rudy pri hrubom mletí vo forme gravitačného koncentrátu. Gravitačná hlušina sa po prebrúsení posiela do kolektívnej sulfidovej flotácie, ktorej koncentrát sa po pražení, autokláve alebo bakteriálnom lúhovaní podrobí sorpčnej kyanidácii. Z gravitačného koncentrátu sa po čistiacich operáciách uvoľňuje bohatý koncentrát, ktorý sa posiela na tavenie.

V neprítomnosti voľného zlata v rude sa na získanie sulfidového koncentrátu používa čisto flotačná schéma, ktorá sa po otvorení jemne rozptýleného zlata pyro-, hydrometalurgickými alebo bakteriálnymi metódami podrobí sorpčnej kyanidácii.

V posledných rokoch sa rozšírili bakteriálno-chemické metódy lúhovania pomocou mezofilných baktérií oxidujúcich tionové železo. Acidithiobacillus ferrooxidans alebo stredne teplomilné mikroorganizmy rodu Sulfobacillus .

Lúhovacie médium má pH 2...2,2 a obsahuje až 10 9 buniek/ml baktérií. Tieto baktérie sa prispôsobujú vysokému obsahu arzénu v dužine, ktorý je silným inhibítorom bakteriálnej aktivity. Lúhovanie sa uskutočňuje v kadiach s mechanickým miešaním a prívodom vzduchu v pomere T:L=1:5…1:4. V procese bakteriálneho lúhovania, ktorého trvanie je 90–100 hodín, dochádza k oxidácii a rozpúšťaniu sulfidických minerálov, pri ktorých sa v nich s vysokou účinnosťou odhaľuje jemne rozptýlené zlato. Pri lúhovaní prechádza do roztokov pri lúhovaní najmä arzén v päťmocnej forme a železo v trojmocnej forme. Po vylúhovaní (obr. 216) sa buničina odošle na zahustenie a filtráciu, aby sa oddelila tuhá fáza od roztoku.

Ryža. 216. Schéma spracovania zlato-arzénovej rudy procesom bakteriálneho lúhovania

Pevná fáza sa posiela na sorpčnú kyanidáciu a roztoky sa po odstránení arzénu a železa z nich zvýšením pH na 3,0 ... 3,1 dodaním vápna posielajú do procesu bakteriálneho lúhovania vo forme cirkulujúcich roztokov. . Zrazeniny arzeničnanov vápnika a železa sa po ich vyzrážaní podrobia filtrácii a likvidácii.

Táto technológia umožňuje vyťažiť až 92...95% zlata zo žiaruvzdorných zlato-arzénových rúd, pričom kyanidácia koncentrátu bez bakteriálneho otvárania zabezpečuje extrakciu zlata len o 5...30%.

Použitie: spracovanie minerálov. Technickým výsledkom vynálezu je zvýšenie výťažnosti zlata, zníženie strát zlata flotačnými hlušinami, ako aj zvýšenie ekonomickej efektívnosti procesu získavania zlata znížením spotreby činidiel. Metóda zahŕňa hlavnú, čistiacu a riadenú flotáciu, zabezpečuje stiahnutie penového produktu hlavnej flotácie z flotácie do flotačného koncentrátu získaného v počiatočnom štádiu až do 25 % celkového času hlavnej flotácie, ako aj ako penový produkt prvej čistiacej flotácie, získaný až po 50 % času prvej čistiacej flotácie. 1 z.p. f-ly, 1 ochor., 1 tab.

Spôsob výroby drahých kovov Oblasť techniky Vynález sa týka spôsobov výroby drahých kovov, presnejšie spôsobov penovej flotácie zlatonosných rúd, a môže byť použitý v banskom a hutníckom priemysle pri získavaní zlata z primárnych žiaruvzdorných rúd.

Známe spôsoby flotačného obohacovania rúd drahých kovov pozostávajúce z hlavnej, dočisťovacej a riadiacej flotácie s uvoľňovaním zlatého koncentrátu vo forme penového produktu a hlušiny vo forme komorového produktu. [RF patent č. 2085299. Výrobná linka na spracovanie nerastných surovín s obsahom drahých kovov. JSC "Irgiredmet" Reklamované 16.11.1994, publ. 27. júla 1997]. Súčasťou výrobnej linky sú sériovo zapojené zariadenia na miešanie buničiny s flotačnými činidlami, dva flotačné stroje - jeden na primárnu separáciu nasýtených aglomerátov do penového produktu, druhý na ich sekundárnu separáciu. Charakteristickým znakom je, že nasýtený aglomerát primárnej separácie sa spája s komorovým produktom kontrolného čistenia a po kontakte s flokulantom vstupuje do primárnej flotácie.

Nevýhodou známej výrobnej linky je riedenie ľahko plávajúceho nasýteného aglomerátu primárnej flotačnej separácie komorovým produktom operácie riadenia čistenia, čo pomáha znižovať ťažbu zlata a znižovať účinnosť obohacovacieho procesu.

Prototyp vynálezu je spôsob zhodnocovania primárnych zlatonosných rúd [Kuzina Z.P., Antsiferova S.A., Samoilov V.G. Optimálna schéma prípravy rudy a flotácie žiaruvzdorných zlatonosných rúd ložiska Bogolyubovskoye. Neželezné kovy, 2005, č. 3, s.15-17]. Technologický proces obohacovania v známom spôsobe zahŕňa dve hlavné flotačné operácie, dve riadiace a dve opätovné čistenie penového produktu hlavnej flotácie, pracujúce v uzavretom cykle s penovým produktom kontrolnej operácie a hlušinou prvého čistenia. V dôsledku flotačného obohatenia žiaruvzdornej zlato-arzénovej rudy sa získa sulfidový zlatonosný koncentrát, ktorý sa privádza do hydrometalurgického spracovania a hlušiny. Ťažba zlata do zlatonosného koncentrátu je 84,2 % s výťažnosťou koncentrátu 7,4 % a obsahom 50,0 g/t.

Nevýhodou známeho spôsobu zhodnocovania primárnych zlatonosných rúd je nedostatočne vysoká ťažba zlata do koncentrátu, ako aj vysoké straty zlata (0,75 g/t) pri flotačnej hlušine. Okrem toho je nevýhodou prototypu zvýšená spotreba činidiel, čo znižuje ekonomickú efektívnosť procesu.

Cieľom vynálezu je zvýšiť výťažnosť zlata, znížiť straty zlata flotačnými hlušinami, ako aj zvýšiť ekonomickú efektívnosť procesu získavania zlata znížením spotreby činidiel.

Problém je riešený tým, že pri spôsobe obohacovania zlatonosných rúd vrátane hlavnej, čistiacej a kontrolnej flotácie s výrobou zlatonosného flotačného koncentrátu z penových produktov a hlušiny z komorového produktu kontrolnej flotácie sa podľa vynález, penový produkt hlavnej flotácie, získaný v počiatočnom štádiu až do 25 % z celkového času hlavnej flotácie, ako aj penový produkt prvej čistejšej flotácie, získaný počas doby až do 50 % času prvej čistej flotácie, sa odstráni z flotácie, spojí sa do flotačného koncentrátu a odošle sa do metalurgických prevádzok. Penový produkt získaný počas zostávajúceho času hlavnej flotácie sa posiela do čistiacej flotácie. Penový produkt poslednej čistiacej flotácie sa kombinuje s flotačným koncentrátom. Penový produkt kontrolnej flotácie sa vracia do hlavnej flotácie. Flotačný koncentrát sa posiela na zahusťovanie a potom do metalurgických operácií.

Technický výsledok vynálezu je dosiahnutý stiahnutím zlatonosných sulfidov z procesu vo forme penového produktu s vysoká rýchlosť flotácia, do flotačného koncentrátu v počiatočnom štádiu flotácie, ktorý tečie až 25 % z celkového času hlavnej flotácie. Separovaný flotačný koncentrát z hľadiska obsahu zlata a príbuzných prvkov (sulfidová síra, arzén, železo) spĺňa požiadavky technologického postupu získavania zlata a nepotrebuje čistiacu flotáciu, ktorá prispieva k strate zlata flotačný koncentrát. Odobratie penového produktu v počiatočnom štádiu z hlavného flotačného procesu prispieva k riešeniu problému vynálezu - po prvé, zvýšiť extrakciu zlata do flotačného koncentrátu o 1,6% s vyšším obsahom zlata v porovnaní s prototyp (50 g/t), a po druhé, zníženie straty zlata z flotačného koncentrátu pri čistení a hlavnej flotácii a po tretie, zníženie spotreby činidiel.

Technický výsledok sa dosiahne aj odobratím penového produktu v počiatočnom štádiu prvého čistenia až na 50 % celkového času prvého čistenia do hotového flotačného koncentrátu. Oddelený flotačný koncentrát nepotrebuje ďalšie zušľachťovanie na zlepšenie kvality, čo prispieva k hromadeniu kovu vo vnútri okruhu a ďalším stratám pri flotačnej hlušine. Odstránenie penového produktu z procesu v počiatočnom štádiu čistejšej flotácie teda prispieva k zvýšeniu výťažnosti zlata.

Podstatu navrhovanej metódy ilustruje výkres, ktorý znázorňuje technologickú schému zariadenia a znázorňuje pohyb flotačných produktov. Technologický systém obsahuje tieto zariadenia: 1 - kontaktná kade, 2 - hlavný flotačný stroj, 3, 4 - čistiace flotačné stroje, 5 - riadiaci flotačný flotačný stroj, 6 - zahusťovadlo.

Spôsob sa uskutočňuje nasledovne. Ruda, ktorá prešla prípravnými operáciami na flotáciu podľa jednej zo známych metód, s obsahom 85-89 % triedy - 0,074 mm, vstupuje do kontaktnej kade 1 na spracovanie s flotačnými činidlami. Z kontaktnej nádrže sa buničina privádza do flotačného stroja 2 na hlavnú flotáciu. Penový produkt z prvej komory flotačného stroja 2 získaný v priebehu 2,5 minúty vo forme flotačného koncentrátu sa posiela do nasledujúcich metalurgických operácií, napríklad do zahusťovadla 6 na zahustenie. Penový produkt získaný v zostávajúcich komorách flotačného stroja 2 počas 9,5 minúty sa posiela do flotačného stroja 3 na prvú čistiacu flotáciu. Penový produkt z prvej komory flotačného stroja 3, získaný do 3 minút od času prvej flotácie čističa, sa posiela vo forme flotačného koncentrátu do zahusťovadla 6. Penový produkt zostávajúcich komôr prvého čistejšia flotácia z flotačného stroja 3, získaná v zostávajúcom čase - 3 minúty, je odoslaná do flotačného stroja 4 na druhú čistejšiu flotáciu. Penový produkt druhej čistiacej flotácie z flotačného stroja 4 sa posiela vo forme flotačného koncentrátu do zahusťovadla 6. Komorový produkt hlavnej flotácie z flotačného stroja 2 sa posiela do flotačného stroja 5 na riadenú flotáciu. Penový produkt kontrolnej flotácie sa vracia do druhej komory flotačnej bunky 2 hlavnej flotácie. Komorový produkt z prvej čistiacej operácie sa vracia do druhej komory flotačného stroja 2 hlavnej flotácie. Produkt z komory druhej čistiacej flotácie z článku 4 sa vráti do prijímacej kapsy prvej komory článku 3 prvej čistiacej operácie. Komorovo riadený flotačný produkt z flotačného stroja 5 je výstupom ako flotačná hlušina s obsahom zlata < 0,5 g/t.

Flotačné koncentráty sa spoja v zahusťovacom zariadení 6 a posielajú sa do metalurgických operácií, ako je biooxidácia a kyanidácia, alebo sa posielajú do pyrometalurgických operácií. Technologické ukazovatele flotačného obohatenia získané nárokovanou metódou sú uvedené v tabuľke.

1. Spôsob obohacovania zlatonosných rúd vrátane hlavnej, čistiacej a kontrolnej flotácie s výrobou zlatonosného flotačného koncentrátu z penových produktov a hlušiny z komorového produktu kontrolnej flotácie, vyznačujúci sa tým, že penový produkt hl. flotácia získaná v počiatočnom štádiu počas doby do 25 % celkového času hlavnej flotácie, ako aj penový produkt prvej čistiacej flotácie, získaný v čase do 50 % času prvej čistiaca flotácia, je odstránená z flotácie, spojená do flotačného koncentrátu a odosielaná do hutníckych prevádzok.

2. Spôsob podľa nároku 1, v y z n a č u j ú c i s a t ý m, že penový produkt získaný počas zostávajúceho času hrubšej flotácie sa posiela do čistejšej flotácie, penový produkt poslednej čistejšej flotácie sa kombinuje s flotačným koncentrátom a penový produkt kontrolná flotácia sa vráti na hrubšiu flotáciu.

Podobné patenty: