Lærebogen indeholder oplysninger om guldmalmens kemiske og mineralogiske egenskaber. genetisk og teknologisk klassifikation, malme og mineralers teknologiske egenskaber. Fysisk-kemiske egenskaber taget i betragtning ædelmetaller og deres mineralske formationer. Karakteristika for kemisk stabilitet og betingelser for opløsning af guld er givet. De vigtigste metoder til at forberede malme til berigelse er identificeret.
Beregnet til studerende på hovedfaget "Metallurgi", profilen "Teknologi af mineralske råstoffer", specialet "Mineralbehandling" og kan være nyttigt for specialister og forskere, der er involveret i forarbejdning af guldholdige råmaterialer.

Genetisk og teknologisk klassificering af malme.
I Rusland lang tid De vigtigste råvarekilder til guldproduktion var placers, men på nuværende tidspunkt, takket være offentlig orden og guldminearbejdernes initiativ forventes den største stigning i guldproduktionen at blive opnået gennem udvikling af udelukkende endogene malmforekomster og metamorfe formationer. Der er mange klassifikationer af malmforekomster (ifølge Yu.A. Bilibin, K.I. Bogdanovich, M.B. Borodaevsky, G.P. Volarovich, M.I. Novgorodova, N.V. Petrovsky, I.S. Rozhkov, V. .I. Smirnov og andre). Det har de alle sammen generelle tegn: plutonogene aflejringer - hovedsageligt hydrotermiske; dyb - høj temperatur; vulkanogen - nær overflade eller lavvandet og lav temperatur.

De vigtigste årsager til at komplicere systematiseringen af ​​malme er følgende. For det første varierer guldforekomster ofte i dannelsestidspunktet og er forbundet med mineraler af ikke-jernholdige, sjældne og andre metaller. For det andet dannes guldmalmforekomster i et bredt temperaturområde på 400...1300 °C, i forskellige dybder på 0,5...5 km og er genetisk beslægtet med basiske, ultrabasiske, alkaliske og sure bjergarter. Desuden kan værtsbjergarterne være vulkanske og sedimentære. For det tredje forekommer guld i ret høje koncentrationer i forekomster af malme af ikke-jernholdige, sjældne, jern, radioaktive og andre metaller i form af urenheder i forskellige former. For det fjerde er guldforekomster sædvanligvis komplekse og indeholder ud over guld ikke-jernholdige, sjældne og andre metaller, hvis omkostninger ofte overstiger prisen på guld.

INDHOLDSFORTEGNELSE
Forord
1. Kemiske og mineralogiske egenskaber ved guldmalme
1.1. Materialesammensætning og generelle egenskaber for malme
1.2. Genetisk og teknologisk klassificering af malme
2. Generelle egenskaber og brugen af ​​guld i økonomien
3. Fysisk-kemiske egenskaber af guld- og mineralformationer
3.1. Mineralogisk sammensætning af malme
3.2. Grundlæggende egenskaber ved malmguld
4. Kemiske egenskaber guld
4.1. Kemisk resistens og guldopløsning
4.2. Guld cyanidering
4.3. Thiourinstof og thiosulfatudvaskning
4.4. Opløsning af guld i syrer
4.5. Opløsning af guld i opløsninger af klor, jod og brom
4.6. Guldgenvinding
4.7. Kemiske og teknologiske egenskaber og valg af guldberigelsesmetoder
5. Klargøring af mineralske råvarer til berigelse
5.1. Afsløring af guld, dets mineralforeninger i knusnings- og formalingsordninger
5.2. Metoder til malmfremstilling og konditionering af separerede mineraler
6. Generelle karakteristika for teknologiske processer
6.1. Gravitationsprocesser
6.1.1. Berigelse på jigging maskiner
6.1.2. Berigelse på skrueanordninger
6.1.3. Berigelse på koncentrationstabeller
6.1.4. Berigelse i hydrocykloner med kort kegle
6.1.5. Berigelse i centrifugalkoncentratorer
6.1.6. Teknologiske træk ved brugen af ​​en kaskade af tyngdekraftsanordninger i berigelsesordninger
6.1.7. Fordel i modulanlæg
6.1.8. Efterbehandling af tyngdekraftkoncentrater
6.2. Magnetisk-elektriske metoder
6.2.1. Magnetisk adskillelse
6.2.2. Elektrisk adskillelse
6.2.3. Radiometrisk adskillelse
6.2.4. Magnetohydrodynamisk og magnetohydrostatisk adskillelse
6.2.5. Magnetisk flokkuleringsadskillelse
6.2.6. Magnetisk væskeseparation
6.3. Flotationsberigelse
6.3.1. Generelle karakteristika ved processer
6.3.2. Grundlæggende principper for brug af flotationsreagenser
7. Tyngdekraft-flotationsteknologier
7.1. Malmforberedelse og pulpkonditionering
7.2. Øvelse af gravitation-flotation guld genvinding
7.3. Funktioner ved flotationsudvinding af guld fra ikke-jernholdige metalmalme
7.4. Undersøgelse af guldfordeling under berigelse af pyrit (massive) kobber-zink malme
7.5. Tyngdekraftsmetoder til udvinding af guld fra ikke-jernholdige metalmalme
7.6. Teknologi til udvinding af guld fra oxiderede malme
8. Hydrokemiske processer til forarbejdning af malme og koncentrater
8.1. Udvaskning af guld i alkaliske cyanidopløsninger
8.2. Thiourinstof, thiosulfat og sulfitudvaskning
8.3. Udvaskning ved hjælp af syrer
8.4. Udvaskning i opløsninger af klor, jod
8.5. Udvaskning ved perkolation
8.6. Dyngeudvaskning
8.7. Udvaskning ved omrøring
8.8. Sorptiv udvaskning
8.9. Autoklavudvaskning
8.10. Biokemisk udvaskning
8.11. Metoder til at udvinde guld fra opløsninger
8.12. Kemiske berigelsesteknologier (ifølge V.V. Lodeyshchikov, Irgiredmet OJSC)
8.12.1. Forarbejdning af pyritholdige malme og produkter
8.12.2. Forarbejdning af pyrrhotitholdige malme og produkter
8.12.3. Forarbejdning af svovlmalm
8.12.4. Berigelse af lermalme
8.12.5. Berigelse af jernholdige metalmalme
9. Pyrometallurgiske processer til forarbejdning af koncentrater
9.1. Oxidativ ristning af sulfidmaterialer
9.2. Klorerende oxidativ ristning
9.3. Alkalisk og andre former for brænding
9.4. Magnetisk-elektrisk pulsbehandling
10. Smeltning af ildfaste koncentrater
10.1. Smeltning af kobberkoncentrater
10.2. Smeltning af zinkkoncentrater
10.3. Smeltning af blymetaller
10.4. Afsmeltning af antimonprodukter
10.5. Smeltning af sulfidkoncentrater
10.6. Smeltning af koncentrater ved hjælp af metal doré legering
11. Raffineringsbearbejdning af guldholdige materialer
11.1. Klorering af guld
11.2. Elektrolytisk guldraffinering
11.3. Elektrolytisk raffinering af sølv-guld legeringer
12. Neutralisering spildevand berigelses- og udvaskningsopløsninger af guld og ikke-jernholdige metaller
12.1. Behandling af spildcyanidvand
12.2. Behandling af affaldselektrolytter og spildevand
12.3. Udvinding af ædelmetaller fra teknogene produkter og løsninger
13. Prøveudtagning og kontrol hos guldminevirksomheder
13.1. Prøveudtagning
13.2. Overvågning og styring af teknologiske processer
Konklusion
Bibliografisk liste.

Download e-bogen gratis i et praktisk format, se og læs:
Download bogen Teknologi til behandling af guldholdige råmaterialer, Bocharov V.A., Ignatkina V.A., Abryutin D.V., 2011 - fileskachat.com, hurtig og gratis download.

INDLEDNING

1. GENEREL DEL

1.1 KARAKTERISTIKA FOR GULD RÅMATERIALER OG METODER TIL DETS FORARBEJDNING

1.2 TEKNOLOGISK SKEMA FOR RÅMATERIALBEHANDLING

KORT BESKRIVELSE AF DE HOVEDSTEDER I RÅMATERIALEBEHANDLING

FORBEREDELSE AF MALME TIL UDVEJNING AF GULD OG SØLV

Knusning og slibning af guldmalme

GRAVITY METODER TIL INDFOERENDE BERIGGELSE

GULDUDTAGNING VED AMALGAMATION

FORTYKNING

CYANIDERING AF GULDMARM

SORPTION FRA PULPS (SORPTIONSUDLEDNING)

ELUTION AF GULD OG SØLV OG REGENERERING AF MÆTTET ANIONBYTTE

1.3 ROLLE AF PROCESSEN TIL SEPARATION AF GULD FRA THIOUREA-ELUTER I DEN TEKNOLOGISKE ORDNING

2. OVERSIGT OVER DEN TEKNOLOGISKE PROCES TIL AT ISOLERE GULD FRA THIOUREA-ELUTER

2.1 PROCESSENS KARAKTERISTIKA OG KEMI

UDFÆLDNING AF GULD FRA THIOUREA-LØSNINGER

3. METALLURGISKE BEREGNINGER

INDLEDNING

Guld er et gult metal. Den har et ansigtscentreret kubisk gitter og er kendetegnet ved enestående formbarhed og duktilitet. Fra guld kan du tegne en ledning med en diameter på 0,001 mm. Metallets termiske og elektriske ledningsevne er meget høj: guld er kun næst efter kobber og sølv.

Fysisk-kemiske egenskaber af guld:

Au er i 1. gruppe,

Atommasse 197,

Densitet ved 20°C 19,32 g/cm 3

Karakteristiske oxidationstilstande er +1 og +3,

Normale elektrodepotentialer er +1,88 og +1,5 V,

Smeltepunkt 1064,4 °C,

Kogepunkt 2877°C,

Varmekapacitet ved 25°C 25,5 J/(mol K),

Fordampningsvarmen er 368 kJ/mol.

Et karakteristisk træk ved guld er dets tendens til at danne komplekser og letheden ved at reducere de fleste af dets forbindelser til metal.

Guld er et ædelt metal. Lav kemisk aktivitet er en vigtig og karakteristisk egenskab ved dette metal. I luft, selv i nærvær af fugt, forbliver guld stort set uændret. Selv ved høje temperaturer interagerer guld ikke med brint, oxygen, nitrogen, svovl og kulstof.

Guld kombineres med halogener, og med brom sker processen allerede ved stuetemperatur og med fluor, klor og jod - ved opvarmning.

Elektrodepotentialet for guld i vandige opløsninger er meget højt:

Au®Au + + , j o ​​​​= +1,68 V;

Au®Au +3 +3, j o ​​​​= +1,58 V;

Derfor opløses guld hverken i alkalier eller i syrer som svovlsyre, salpetersyre, saltsyre, flussyre eller organiske.

Men i nærvær af stærke oxidationsmidler kan guld opløses i nogle mineralsyrer. Så det opløses i koncentreret svovlsyre i nærværelse af perjodsyre H 5 IO 6, salpetersyre, mangandioxid, samt i varm vandfri selensyre H 2 SeO 4, som er et meget stærkt oxidationsmiddel.

Guld opløses let i aqua regia, chloreret saltsyre og vandige opløsninger af alkali- og jordalkalimetaller i nærværelse af oxygen. Et godt opløsningsmiddel til guld er en vandig opløsning af thiourinstof indeholdende ferrochlorid eller sulfat (+3) som oxidationsmiddel.

Andre guldopløsningsmidler omfatter klor og bromvand, en opløsning af jod i kaliumiodid eller hydroiodsyre. I alle tilfælde er opløsningen af ​​guld forbundet med dannelsen af ​​komplekse forbindelser.

I sine kemiske forbindelser kan guld have en oxidationstilstand på +1 og +3. Alle guldforbindelser er relativt svage og gendannes let til metal selv ved simpel kalcinering.

Formålet med kursusarbejdet er at gennemgå teknologier til at udvinde guld fra opløsninger af thiourinstof-eluater, vise fordele og ulemper ved hver af dem, og også i detaljer overveje teknologien til elektrolytisk aflejring af guld fra thiourinstof-eluater.

1.GENEREL DEL

1.1 KARAKTERISTIKA FOR GULD RÅMATERIALER OG METODER TIL DETS FORARBEJDNING

I løbet af de sidste to til tre årtier har andelen af ​​guld udvundet af teknologisk simple guldmalme været støt faldende. Samtidig er andelen af ​​guld udvundet af sådanne malme stigende, hvis effektive forarbejdning kræver meget mere komplekse og udviklede ordninger, herunder tyngdekraftberigelse, flotation, ristning, smeltning, udvaskning osv. Guldmalme og koncentrater, hvis forarbejdning under konventionelle cyanidprocesforhold (i kombination med gravitations- og amalgamationsmetoder til udvinding af stort guld) ikke giver en tilstrækkelig høj udvinding af guld eller er ledsaget af øgede omkostninger til individuelle teknologiske operationer (knusning, cyanidering, dehydrering, udfældning af guld fra løsninger osv.), kaldet persistent.

MALME MED FINE GULD OG METODER TIL DERES BEHANDLING

Fin spredning af guld i stendannende mineraler er den mest almindelige årsag til vedvarende guldmalme.

Malme af denne type er opdelt i to hovedkategorier: malme, hvor guld er forbundet med kvarts; malme, hvor guld er forbundet med sulfider.

For at udvinde guld fra malme af den første kategori anvendes fin eller ultrafin formaling, hvilket sikrer tilstrækkelig eksponering af guldet. Til dette formål anvendes ordninger med tre-trins slibning og foreløbig klassificering af materialet før trin II og III af behandlingen. Slibning af malm i henhold til denne ordning sikrer produktionen af ​​et produkt med en partikelstørrelse på 90-95% klasse - 0,04 mm.

Cyanidering af sådant fint formalet materiale giver som regel mulighed for at opnå affaldsrester med et lavt guldindhold. Men på grund af de høje omkostninger ved finformaling er forarbejdningen af ​​fint spredte guldmalme betydeligt dyrere sammenlignet med forarbejdning af konventionelle malme. På grund af det øgede indhold af sekundært silt i cyanidpulpen, der dannes under finmaling, reduceres produktiviteten af ​​fortykkelses- og filtreringscyklussen mærkbart, hvilket yderligere øger omkostningerne ved at udvinde guld fra sådanne malme. Som følge heraf kan de specifikke omkostninger til formaling og afvanding ved forarbejdning af malme med fint spredt guld nå op på 60% af de samlede omkostninger ved malmforarbejdning, mens de ved forarbejdning af almindelige malme ikke overstiger 30-40%. For at reducere omkostningerne ved slibning har man i de senere år flot arbejde om indførelse af en progressiv metode til kugleløs slibning (autogen slibning) af guldmalme.

Malme af den anden kategori indeholder guld i form af fin og emulgeret spredning i sulfider, hovedsageligt pyrit og arsenopyrit. Den mest almindelige metode til at udvinde guld fra sådanne malme er flotation, som tillader udvinding af guldholdige sulfider og frit guld til et koncentrat. Koncentratet kan derefter behandles ved hjælp af forskellige metoder til at udvinde guld fra det.

Hvis kornstørrelsen af ​​guldpartiklerne ikke er for lille og tillader guldet at blive eksponeret ved finslibning, knuses flotationskoncentratet yderligere og cyanideres.

Brugen af ​​flotation i dette tilfælde gør det muligt at eliminere den dyre operation med finmaling af hele massen af ​​den oprindelige malm og begrænse os til yderligere formaling af en relativt lille mængde flotationskoncentrat, hvis udbytte normalt er 2-5 % af massen af ​​den oprindelige malm.

Ofte er spredningen af ​​guld i sulfider dog så lille, at fin og endda ultrafin slibning af materialet ikke tillader opnåelse af den krævede eksponeringsgrad. I dette tilfælde eksponeres findelt guld ved hjælp af oxidativ ristning. Under oxidativ ristning af flotationskoncentrater oxideres sulfider og omdannes til en porøs masse af oxider, der er meget permeabel for cyanidopløsninger. Efterfølgende udvaskning af slagg tillader guldet at blive omdannet til en cyanidopløsning.

Oxidationen af ​​pyrit begynder ved en temperatur på 450-500° C. Processen forløber med dannelsen af ​​pyrrhotit FeS 2 + O 2 = FeS + SO 2 som et mellemprodukt, der oxideres til magnetit 3FeS + 5O 2 = Fe 3 O 4 + 3SO 2 og videre til hæmatit 2Fe 3 O 4 + ½ О 2 = ЗFe 2 О 3 .

Ved temperaturer over 600 °C går oxidationen af ​​pyrit forud af dens dissociation med dannelsen af ​​pyrrhotit 2FeS 2 = 2FeS + S 2, som derefter oxideres til hæmatit.

Ydeevnen af ​​oxidativ brænding afhænger af en række parametre, hvoraf temperaturen er den vigtigste. Hvis brændingstemperaturen ikke er høj nok (under 500° C), skal hastigheden oxidative reaktioner er lille, og en mærkbar mængde af ufuldstændigt oxiderede pyritpartikler kan være til stede i slagg. Cyanidering af en sådan slagg vil blive ledsaget af betydelige tab af guld på grund af dens utilstrækkeligt fuldstændige åbning. Med stigende brændingstemperatur sker pyritoxidation hurtigere og mere fuldstændigt. Ved temperaturer over 900-950 ° C er delvis smeltning af slagg imidlertid mulig på grund af dannelsen af ​​relativt lavtsmeltende eutektiske blandinger bestående af pyrrhotit og magnetit. Udseendet af en smelte fører til sintring af materialet og produktionen af ​​tætte, lavporøse aske, som er svære at cyanidere.

Iltkoncentrationen i gasfasen påvirker fyringsydelsen væsentligt. Ved lave iltkoncentrationer falder hastigheden af ​​pyritoxidation, hvilket kan føre til utilstrækkelig guldgenvinding. Samtidig, hvis iltkoncentrationen er for høj, kan proceshastigheden blive så høj, at hvis der ikke er tilstrækkelig gode forhold varmeveksling, vil varmen fra eksoterme reaktioner ikke have tid til at spredes i miljøet, og temperaturen på de brændte korn vil overstige den farlige grænse (900-950 ° C). Som et resultat vil slagg smelte, og dens struktur vil ikke være porøs nok. Det er praktisk talt blevet fastslået, at den optimale brændingstemperatur for pyritkoncentrater afhænger af deres materialesammensætning og varierer fra 500-700 ° C. Beregninger og eksperimentelle undersøgelser viser, at på grund af "overophedning" af slagg, kan dens temperatur overstige temperaturen i ovn med 300-400 hagl Forholdet mellem hastigheden af ​​pyritoxidation og temperaturen af ​​dets korn indikerer, at for at opnå en porøs slagg, skal hastigheden af ​​oxidationsreaktioner reguleres, så temperaturen af ​​partiklerne under brænding ikke overstiger 900-950 ° C. For at opnå dette er det nødvendigt at reducere mængden af ​​luft, der tilføres ovnen, eller reducere iltkoncentrationen i gasfasen. Samtidig er det muligt at reducere "overophedningen" af brændte partikler ved at forbedre betingelserne for varmeudveksling mellem materialet og miljøet. Denne måde er mere rationel, da den giver dig mulighed for at opretholde den optimale temperatur af materialet i ovnen uden en tilsvarende reduktion af brændhastigheden. Betingelserne for varmeveksling mellem det brændte koncentrat og miljøet forbedres ved intensiv blanding af materialet i ovnen. Derfor skaber udførelse af brændingsprocessen på en ildsted under forhold med relativt svag blanding af materialet en betydelig fare for "overophedning" af slagg og dens delvise smeltning. Udførelse af processen i ovne med fluidiseret leje, hvor varmevekslingsforholdene på grund af intens blanding er ekstremt gunstige, gør det muligt at opretholde brændingstemperaturen meget mere nøjagtigt, hvilket forhindrer slagg i at smelte.

Arsenopyrits opførsel under oxidativ ristning ligner på mange måder opførselen af ​​pyrit. Intensiv oxidation af arsenopyrit begynder ved en temperatur på cirka 450 ° C og fortsætter med dannelsen af ​​pyrrhotit og magnetit som mellemprodukter:

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

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

2Fe 3 O 4 + 0,5 O 2 = 3 Fe 2 O 3.

Ved temperaturer over 600°C forudgås oxidationen af ​​arsenopyrit af dens dissociation: 4FeAsS = 4 FeS + As 4 (gas).

Gasformig arsen oxideres til trioxid As 4 +3O 2 = 2Аs 2 О 3, og pyrrhotit til hæmatit.

Det resulterende arsentrioxid er meget flygtigt. Ved en temperatur på 465°C er damptrykket As 2 O 3 1 er. Derfor arsen, oxideret til As 2 O 3 , bliver til gas

fase. Men med et overskud af oxygen kan arsentrioxid oxideres til pentoxid: Som 2 O 3 + O 2 == Som 2 O 5.

Afhængig af brændingsbetingelserne og materialesammensætningen af ​​det brændte materiale kan arsenpentoxid forblive uændret i slagg eller interagere med jernoxider og danne divalente og trivalente jernarsenater Fe 3 (AsO 4) 2 og FeAsO 4. Da arsenpentoxid og jernarsenater praktisk talt er ikke-flygtige, forbliver arsen, oxideret til den pentavalente tilstand, fuldstændigt i asken. Sidstnævnte omstændighed er ekstremt uønsket, da arsen under den efterfølgende planlægning af cinderen går i opløsning og i nogle tilfælde fuldstændigt forstyrrer udfældningen af ​​guld med zinkstøv. Genanvendelse af guldfri cyanidopløsninger bliver praktisk talt umulig. Derudover fører tilstedeværelsen af ​​pentavalente arsenforbindelser i slagg til dannelse af film på overfladen af ​​guldpartikler, hvilket gør det vanskeligt at opløse dem i en cyanidopløsning.

I denne henseende skal arsen overføres til gasfasen ved ristning af koncentrater indeholdende arsenopyrit. Til dette formål bør ristning af arsenkoncentrater udføres i en svagt oxiderende atmosfære, som fremmer dannelsen af ​​flygtigt trioxid og minimerer oxidationen af ​​arsen til den pentavalente tilstand.

Den svagt oxiderende atmosfære, der er gunstig til fjernelse af arsen, svarer dog ikke til betingelserne for maksimal oxidation af sulfid svovl, som kræver en meget mere oxiderende atmosfære at fjerne. I denne henseende er den mest rationelle måde at oxidere guld-arsenkoncentrater på to-trins ristning. Det første trin af affyringen, der udføres under forhold med begrænset luftadgang, har til formål at overføre arsen i form af As 2 O 3 til gasfasen. Den resulterende slagg går ind i det andet trin, hvor der med et betydeligt overskud af ilt forekommer oxidation af sulfid svovl. Denne to-trins brænding gør det muligt at opnå en porøs aske, der er gunstig for cyanidering, med et lavt indhold af svovlsulfid og arsen. På grund af dets fordele bruges to-trins ristning i guldminefabrikker, der behandler guld-arsenkoncentrater.

Omtrent en lignende effekt kan opnås ved enkelttrinsbrænding, hvis man anvender modstrømsprincippet, det vil sige materialets bevægelse mod brændgasserne. I dette tilfælde vil det indledende sulfidkoncentrat i den første fyringsperiode være i kontakt med allerede delvist brugte gasser, som derfor har en lav iltkoncentration. Denne omstændighed er medvirkende til, at arsen vil blive fjernet i den første fyringsperiode. Når materialet bevæger sig videre i ovnen, vil det komme i kontakt med gassen,

i stigende grad beriget med ilt, som et resultat af hvilket, ved udgangen fra ovnen, vil slagg være fri ikke kun for arsen, men også for svovl. Modstrømsprincippet er meget udbredt til ildfast ristning af guldholdige sulfidkoncentrater.

Indtil 1946 blev kraftfoder brændt på alle fabrikker uden undtagelse i dæksovne. Denne type affyring har ikke mistet sin betydning den dag i dag. Alene i Australien er der flere dusin installationer, der steger koncentrerer sig om ildsteder. Af alle eksisterende typer af ildstedsovne er Edwards ovne mest velegnede til fyring af guldholdige koncentrater. Edwards-ovnen er en mekaniseret efterklangsovn med et rektangulært tværsnit. Den består af et metalhus foret med ildfaste mursten. Med et højt svovlindhold i koncentratet (over 26%) kan ristningen forløbe autogent, det vil sige udelukkende på grund af den varme, der frigives under oxidationen af ​​sulfider. Hvis der mangler svovl, opvarmes ovnen med kul, fyringsolie, gas eller træ. Til dette formål er en eller to brændkasser placeret i den ene ende af ovnen. I den anden ende af ovnen er der et særligt hul i taget, hvorigennem det brændte koncentrat læsses. For at blande og flytte materialet under brænding installeres en eller to rækker af roterende skovle langs ovnens længde, drevet af en fælles aksel placeret over ovnen. Rotationen af ​​skovlen sikrer gentagen bevægelse af det brændte materiale fra en væg af ovnen til en anden og dets samtidige fremføring langs ovnen. Som et resultat opnås en tilstrækkelig opholdstid for materialet i ovnen (3-6 h) og der skabes betingelser for dets blanding.

I nogle tilfælde har Edwards-ovne specielle anordninger til ændring af ovnens hældningsvinkel, hvilket giver dig mulighed for at justere hastigheden for passage af materiale gennem ovnen, når materialesammensætningen af ​​det brændte koncentrat ændres. I virksomheder med lille produktivitet (op til 7-10 T koncentrat om dagen) brug ovne med en række slag; ved højere produktivitet (10-50 t/dag) installer ovne med to rækker af rækker.

Følgende fordele bidrager til den udbredte brug af Edwards-ovne:

1) minimal støvfjernelse under brænding af koncentrater, der ikke overstiger 0,5-1,0 % af vægten af ​​det fyldte materiale. Lav støvindblanding giver dig mulighed for at arbejde uden komplekse støvopsamlingssystemer. På de fleste guldminefabrikker, der bruger brænderistning, renses gasser fra støv i cykloner eller støvkamre;

2) relativ billighed, enkel design og nem vedligeholdelse. Rutinemæssig reparation af ovnen, såsom udskiftning af skovle og riveholdere, udføres uden for ovnen uden at aflæsse eller afkøle den. Hver ovn serviceres af én operatør;

3) evnen til at arbejde i en lang række temperaturer og stege koncentrater med forskellige granulometriske egenskaber og forskellige kemiske sammensætninger.

Men sammen med fordelene ved Edwards-ovnen, som alle ovne af ildsted, har de alvorlige ulemper, hvoraf de vigtigste er følgende:

1) relativt lav specifik produktivitet på ca. 0,25 m/(m2 - dag);

2) ujævn temperaturfordeling over massen af ​​det brændte materiale;

3) vanskeligheden ved at regulere temperatur og iltforhold.

Disse ulemper ved arnefyring tjente som en drivkraft for udviklingen af ​​en meget mere progressiv fyringsmetode - fluidiseret lejefyring. I øjeblikket bruges ristning af fluidiseret leje på guldminevirksomheder i Canada, USA og andre lande. I fig. Et diagram over risteanlægget med fluidiseret leje til flotationskoncentrat ved Dickenson Mines-minen (Canada) er vist. Ovnen med fluidiseret leje er en lodret stålcylinder med en diameter på 2,5 m og højde 5,5 m, beklædt med ildfaste mursten. Podina f ovne med et areal på 3,14 m 2 lavet af ildfast beton. Der er 116 dyser i ildstedet, hvorigennem luft tilføres fra turboladeren. Koncentratet føres kontinuerligt ind i ovnen og i form af en pulp ved hjælp af en pumpe. Ind i ovnen sættes koncentratpartiklerne i kontinuerlig opadgående bevægelse.

luftstrømme. Højden af ​​det fluidiserede leje er ca. 1,2 m. Temperaturen i ovnen er 700" C. Cinderen aflæses kontinuerligt gennem et specielt aftapningsrør, der er placeret i niveau med fluid bed på den modsatte side af belastningen. Ved udgang fra ovnen, kommer cinderen ind i et vandbad, hvor det afkøles Ristegasserne renses for støv i tre sekventielt placerede cykloner, hvorefter støvet fra cyklonerne ledes ud i bade fyldt med vand gennem en skorsten. Papirmassen, der består af slagg og støv, koncentreres og sendes til planlægning .

En yderligere forbedring af teknologien til ristning af guld-arsenkoncentrater i et fluidiseret leje er at udføre det i to trin. To-trins fyring kan udføres i to forbundne ovnkamre eller i separate ovne.

I første fase hvornår begrænsede mængder Arsen destilleres fra luften i form af As 2 O 3 fra koncentratet. Det andet trin, udført med overskydende luft, tjener til at oxidere sulfid svovl. I fig. viser et diagram over et to-trins risteanlæg med fluidiseret leje ved Campbell Mine (Canada). Flotationskoncentrat i form af en pulp med et faststofindhold på 70-80"% tilføres til første brændingstrin. Første trins slagg sendes gennem aflæsningsrøret til andet trin. For bedre gennemstrømning af materiale, en dyse til tilførsel af trykluft er installeret i aflæsningsrøret. Gas fra første trins ovn tilføres til mellemcyklonen og videre ind i det ovenstående lag af ovnen i andet trin. Støvet fra cyklonen sendes sammen med slagg til det andet trin. Gassen, der forlader ovnen i andet trin, kommer ind i to parallelle cyklonstrenge (tre cykloner i hver) og udledes gennem skorstensatmosfæren til cyanidering.

For at udføre autogen brænding bør svovlindholdet i det brændte materiale ikke være mindre end 16-20%. Ved højere indhold er der behov for at fjerne overskydende varme. I praksis opnås dette ved at tilføre yderligere vand enten til ovnens føde eller direkte til det fluidiserede leje.

Afbrænding af koncentrater i ovne med fluidiseret leje er ledsaget af stor indblanding af støv (40-50% af udgangsmaterialet). Derfor er grundig rensning af gasser fra støv et af de centrale problemer. Anvendelsen af ​​cykloner alene giver ofte ikke den nødvendige grad af gasrensning. I disse tilfælde er støvopsamlingssystemet suppleret med elektriske udskillere. Nogle virksomheder praktiserer udvinding af arsentrioxid fra gasser. Til dette formål renses de gasser, der forlader ovnen, grundigt for støv og afkøles;

Kondenseret arsentrioxid i form af et fint pulver opsamles i posefiltre. Om nødvendigt kan gasser fra ovne med fluidiseret leje bruges til at fremstille svovlsyre.

Sammenlignet med ildstedsovne er ovne med fluidiseret leje meget effektive anordninger til ristning af guldholdige koncentrater. Deres vigtigste fordele er følgende:

1) høj specifik produktivitet, svarende til omkring 5 t/(m 2 -dag), hvilket er cirka 20 gange højere end produktiviteten af ​​dækovne;

2) højere kvalitet af de resulterende aske på grund af muligheden for præcis kontrol af temperaturen og iltfyringsforholdene.

Men sammen med fordelene har stegning i et fluidiseret leje nogle ulemper, hvoraf den vigtigste er stor støvfjernelse. Denne omstændighed kræver konstruktion af komplekse støvopsamlingssystemer.

Den overvejede ordning for behandling af sulfidguldholdige koncentrater ved oxidativ ristning efterfulgt af planlægning af slagg er en meget almindelig, men ikke den eneste mulige ordning til behandling af sådanne produkter.

I nogle tilfælde sendes flotationskoncentrater fra guldminevirksomheder til kobbersmeltere, hvor de smeltes sammen med kobberkoncentrater. I dette tilfælde går guld til mat og koncentreres i sidste ende i anodeslammet, hvorfra det udvindes ved hjælp af specielle metoder (se s. 282). Denne metode er ikke egnet til forarbejdning af flotationskoncentrater med højt arsenindhold, da arsen gør det vanskeligt at fremstille rent kobber. Derfor skal guld-arsenkoncentrater oxideres for at fjerne arsen, før de sendes til et kobbersmelter.

Oxidativ ristning kan også bruges til forarbejdning af arsenfri pyritkoncentrater til fremstilling af svovlsyre.

Metoden til forarbejdning af rå eller ristede koncentrater på kobbersmeltere kræver ikke store udgifter og gør det muligt at udvinde guld selv fra sådanne ildfaste materialer, for hvilke oxidativ ristning efterfulgt af cyanidering af slagg ikke giver positive resultater. Ulemperne ved denne metode er øgede transportomkostninger og tab af guld under transport og smeltning af koncentratet.

Fremgangsmåden til behandling af flotationskoncentrater ved oxidativ ristning efterfulgt af cyanidering af slagg har kendte ulemper. Den vigtigste er øgede tab af guld fra cyanideringsaffald. På trods af alle de foranstaltninger, der er truffet, er oxidativ brænding uundgåeligt ledsaget af delvis sintring af materialet og dannelsen af ​​film af lavtsmeltende forbindelser på overfladen af ​​guldet. Som et resultat bliver en vis mængde guld utilgængelig for virkningen af ​​cyanidopløsninger og går tabt med cyanideringshaler.

Ønsket om at øge guldudvindingen fra sulfidflotationskoncentrater har ført til udviklingen af ​​en række andre metoder: oxidativ-klorerende ristning; chlorid sublimering; autoklavudvaskning.

Oxidativ-klorerende ristning udføres med det formål at åbne fint dispergeret guld til efterfølgende cyanidering. Essensen af ​​denne type brænding er, at materialet, der behandles, blandes med 5-20% natriumchlorid og brændes i en oxiderende atmosfære ved en temperatur på 500-600 ° C. Mekanismen i processen koger ned til, at svovl dioxid og svovldamp dannet under fyring i nærvær af oxygen reagerer med natriumchlorid og frigiver frit klor:

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

2NaCl + S + 2O2 = Na2SO4 + Cl2

Med høj kemisk aktivitet interagerer klor med jernsulfider og oxider og danner chloriderne FeCl 2 og FeCl 3. Sidstnævnte nedbrydes af atmosfærisk oxygen:

2 FeCl 3 + 1,5 O 2 = Fe 2 O 3 + 3 Cl 2.

Det frigivne frie klor reagerer igen osv. Denne procesmekanisme, der er forbundet med multipel diffusion af gasformige produkter gennem massen af ​​mineralkorn, er årsagen til dannelsen af ​​porøs hæmatit Fe 2 O 3, hvis struktur er gunstig for adgang til cyanidopløsninger selv til de dybeste og tyndeste indeslutninger af guld. På grund af dette er udvindingen af ​​guld i opløsning, når man cyaniderer slagg ved oxidativ-klorerende ristning, højere sammenlignet med cyanidering af slagg ved simpel oxidativ ristning. Hvis ikke-jernholdige metaller er til stede i kildematerialet, bliver de under oxidativ-klorerende brænding til chlorider. For at ekstrahere dem, samt for at vaske vandopløseligt natriumsulfat, ureageret natriumchlorid og små mængder ureagerede jernchlorider, skal slagg udvaskes med vand eller en svag syreopløsning før cyanidering.

Som det fremgår af ovenstående reaktioner, nødvendig betingelse For vellykket oxidations-chloreringsbrænding er dette tilstedeværelsen af ​​sulfid svovl i det brændte materiale. Samtidig fører det høje svovlindhold i kildematerialet til øget forbrug af natriumchlorid og reducerer derved den økonomiske effektivitet af processen. Derfor, før oxidativ-klorerende brænding, er det tilrådeligt at udsætte materialer med højt svovlindhold for simpel oxidativ brænding for at fremstille slagg, der indeholder 3-5 % svovl.

Chloridsublimering, foreslået af B. N. Lebedev, samt oxidativ-klorerende ristning, består i, at det guldholdige koncentrat blandes med natriumchlorid og brændes i en oxiderende atmosfære. Men i modsætning til oxidativ-klorerende ristning, som kun er en forberedende operation til planlægning, involverer chloridsublimering den fuldstændige omdannelse af metallisk guld til flygtigt chlorid og dets efterfølgende indfangning fra gasser i form af et meget metalkoncentreret produkt. Denne effekt opnås kun ved høje temperaturer, cirka 900-1000 ° C. Samtidig med guld sublimeres chlorider af sølv, kobber, bly og andre metaller. Mekanismen for kloridsublimering ligner grundlæggende mekanismen ved oxidations-kloreringsristning.

For at undgå sintring af sulfidkoncentrater ved høje temperaturer bør forbrændte materialer med et svovlindhold på 2-5 % underkastes kloridsublimering. Lavere svovlindhold er også uønsket på grund af reduceret guldudvinding. Det optimale forbrug af NaCl er 10-15 vægt% af udgangsmaterialet. Med mangel på NaCI er guld og dets medfølgende elementer ikke fuldstændigt chlorerede og går delvist tabt med slagg; Overskydende NaCl fører til smeltning og forstørrelse af askepartikler, hvilket også forringer udvindingen af ​​metaller. Hvis disse betingelser er opfyldt, overføres op til 99% Au, 98% Ag, 96% Cu, 90% Zn til sublimater. Guldindholdet i aske overstiger ikke 2 g/t.

Forarbejdning af sublimater involverer udvaskning af dem med vand og omdannelse af chloridsalte af arsen, jern, kobber, bly, zink samt natriumsulfat og chlorid til en opløsning. I dette tilfælde reduceres guld til metal og forbliver sammen med sølvchlorid i en uopløselig rest. Det samlede indhold af ædelmetaller i restproduktet efter vandudvaskning er flere procent, hvilket gør det muligt direkte at smelte det til råmetal. Chloridopløsningen kan bruges til at ekstrahere ikke-jernholdige metaller.

Chloridsublimeringsprocessen er meget alsidig den kan bruges til at udvinde guld fra koncentrater af næsten enhver sammensætning. En vigtig fordel ved denne proces er evnen kompleks behandling koncentrater med udvindingen fra dem ikke kun af guld og sølv, men også af tilhørende ikke-jernholdige metaller. Ulemperne ved kloridsublimering omfatter kompleksiteten af ​​udstyret til højtemperaturfyring og indfangning af sublimater. Af denne grund har chloridsublimering endnu ikke fundet anvendelse i guldmineindustrien.

Autoklavudvaskning af guldholdige koncentrater med guld fint spredt i sulfidmineraler består af deres hydrometallurgiske forarbejdning kl. forhøjede temperaturer(100-200°C) og oxygentryk (I-20 er). Autoklaveteknologi til udvinding af fint spredt guld kan udføres på to måder.

Den første mulighed involverer åbning af tyndt guld med henblik på dets efterfølgende udvinding ved hjælp af cyanidering. Som undersøgelser af I. N. Maslenitsky, I. N. Plaksin, S. V. Khryashchev og andre har vist, kan frigivelsen af ​​guld forbundet med sulfider opnås ved autoklavudvaskning af koncentrater i vand, opløsninger af svovlsyre eller kaustisk soda.

Under autoklavens oxidation af pyrit- og arsenopyritkoncentrater i vand og fortyndede opløsninger af svovlsyre forekommer følgende kemiske reaktioner:

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

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

På grund af nedbrydningen af ​​sulfider og deres omdannelse til en porøs masse af jernoxid og jernarsenat, let permeabel for cyanidopløsninger, er faste rester efter trykudvaskning et gunstigt produkt til genvinding af guld ved cyanidering.

Ved udvaskning af pyrit og arsenopyritkoncentrater i kaustisk sodaopløsning er strømmens art kemiske reaktioner andre:

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

2FeAsS + 10NaOH + 7O 2 = 2Na 3 AsO 4 + 2Na2S04+ = Fe2O3 + 5H2O

I dette tilfælde passerer ikke kun sulfid svovl ind i opløsningen, men også arsen. Dette letter den efterfølgende cyanidering af resterne og udfældningen af ​​guld med zinkstøv. Fra autoklaveudvaskningsopløsninger, behandling af dem med kalk, kan du regenerere kaustisk soda:

2Na 3 AsO 4 + 3Ca(OH) 2 =Ca 3 (AsO 4) 2 + 6NaOH

Det undervejs opnåede uopløselige calciumarsenat kan bruges i den kemiske industri og træbearbejdningsindustrien.

Ifølge den anden mulighed, studeret af S.I. Sobol, I.N. Plaksin og andre forskere, udføres autoklavudvaskning af guldholdige koncentrater på en sådan måde, at det samtidig med åbningen af ​​fint dispergeret guld sker. I dette tilfælde bruges ammoniakopløsninger til udvaskning af guldholdige koncentrater. Kemien af ​​de reaktioner, der forekommer i dette tilfælde, er ret kompleks. I en forenklet form bunder det i, at der under autoklavens oxidation af sulfider i ammoniakopløsninger dannes en række opløselige svovlforbindelser, herunder thiosulfat-ionen S 2 O 3 2-.

Som allerede angivet danner S 2 O 3 2-ionen et stærkt kompleks med guld, som et resultat af hvilket potentialet for guld skifter til den negative side, og dets oxidation med oxygen bliver mulig. Under ammoniakudvaskning af sulfidkoncentrater blotlægges derfor ikke kun guld, men det går også i opløsning i form af Au(S 2 O 3) 3-2 anionen. Det største, stadig fuldstændigt uløste problem ved behandling af ildfaste guldholdige koncentrater ved denne metode er vanskeligheden ved at udvinde guld fra ammoniakopløsninger med en kompleks sammensætning. Det mest lovende i denne henseende er brugen af ​​ionbytterharpikser og aktivt kul.

Forskningsarbejde viser, at autoklaveteknologi til forarbejdning af guldholdige koncentrater i nogle tilfælde giver mulighed for at opnå en højere guldgenvinding sammenlignet med den oxidative ristemetode. Derudover eliminerer brugen af ​​autoklaveteknologi tabet af guld gennem støv, eliminerer behovet for at konstruere komplekse støvopsamlingssystemer og kan væsentligt forbedre driftspersonalets arbejdsforhold. I øjeblikket har autoklavudvaskningsmetoden endnu ikke fundet anvendelse i guldmineindustrien. Hovedårsagen til dette er de relativt høje omkostninger ved højtryksudstyr.

1.2 TEKNOLOGISK SKEMA FOR RÅMATERIALBEHANDLING

FORBEREDELSE AF MALME TIL UDVEJNING AF GULD OG SØLV

I øjeblikket udvindes guld og sølv fra primære malme enten ved hjælp af hydrometallurgiske processer eller ved hjælp af kombinerede ordninger, hvor berigelsesteknikker af forskellige metoder spiller en stor rolle. Således præsenteres den udvundne malm i store stykker op til 500 mm, og nogle gange større, så bliver den først knust og knust.

Knusning og slibning af guldmalme

Formålet med disse operationer er fuldstændig eller delvis åbning af korn af guldholdige mineraler, hovedsageligt partikler af naturligt guld, og bringe malmen i en tilstand, der sikrer en vellykket gennemførelse af efterfølgende berigelse og hydrometallurgiske processer. Knusning og især finslibning er energikrævende, og deres omkostninger udgør en betydelig andel (fra 40 til 60%). Derfor skal man huske på, at formaling altid bør afsluttes på det stadie, hvor ædelmetallerne er tilstrækkeligt udsatte til deres endelige ekstraktion eller til deres mellemkoncentration. Da hovedmetoden til at udvinde guld og sølv for de fleste malme er hydrometallurgiske operationer, bør den nødvendige formalingsgrad sikre muligheden for kontakt mellem opløsninger med åbne korn af guld og sølvmineraler. Tilstrækkeligheden af ​​eksponering af disse mineraler for en given malm bestemmes normalt ved foreløbige laboratorieprocestests til udvinding af ædelmetaller. For at gøre dette underkastes malmprøver teknologisk forarbejdning efter forskellige grader af formaling, samtidig med at genvindingen af ​​guld og medfølgende sølv bestemmes. Det er klart, at jo finere guldet er, jo dybere skal slibningen udføres. For grovere guldmalme er grov slibning (90% kvalitet -0,4) normalt tilstrækkelig mm). Men da de fleste malme indeholder småt guld sammen med stort guld, At oftest knuses malme finere (til-0,074 mm). I nogle tilfælde er det nødvendigt at udsætte det for en endnu finere slibning (op til -0,043 mm).

Den økonomisk gennemførlige formalingsgrad bestemmes dog af en kombination af en række faktorer:

1, graden af ​​metaludvinding fra malm;

2, øget forbrug af reagenser med mere intensiv slibning;

3, omkostningerne ved yderligere formaling, når malmen bringes til en given størrelse;

4, en stigning i slam med finere formaling og de tilhørende meromkostninger til afvandingsoperationer (fortykkelse, filtrering).

Knusning og formaling ordninger varierer afhængigt af materialesammensætningen af ​​malmene og deres fysiske egenskaber. Som regel. Malmen udsættes først for grov- og mellemknusning i kæbe- og kegleknusere med testscreening. Nogle gange anvendes et tredje trin af finknusning, udført i kortkeglekværne. Efter to-trins knusning er det sædvanligvis opnåede materiale 20 mm, efter tre-trins-processen falder materialestørrelsen nogle gange til -6 mm. Det knuste materiale føres til vådformaling, som ofte udføres i kugle- og stangmøller. Malme knuses normalt i to trin, hvor stangknusere foretrækkes til det første trin.

GRAVITY METODER TIL BERIGELSE AF STORE GULDMARM

Ved udvinding af guld fra grundfjeldsmalme er tyngdekraftberigelse i øjeblikket af væsentlig betydning.

Det overvældende flertal af guldholdige malme indeholder en vis mængde groft guld (+0,246 mm og større), som ikke kun genvindes dårligt ved flotationskoncentration, men også under hydrometallurgisk behandling. Derfor kan dens foreløbige adskillelse ved tyngdekraftberigelse i begyndelsen af ​​den teknologiske proces eliminere unødvendige tab af guld. Derudover gør udvindingen af ​​frit guld i begyndelsen af ​​guldmalmforarbejdningsprocessen det muligt hurtigt at sælge denne del af metallet og reducere tabet af uopløst og uvasket guld.

Jiggemaskiner er den mest udbredte primære gravitationsanordning, der fanger guld ved afløb fra møller.

GULDUDTAGNING VED AMALGAMATION

Anvendelse af sammenlægning i ordninger for guldgenvindingsfabrikker

I verdenspraksis har sammenlægningsprocessen været meget brugt til at udvinde guld fra malme. I øjeblikket bruges det sjældent, dette er for det første forårsaget af den konstante ændring i kvaliteten af ​​guldholdige malme, som et resultat af hvilket indholdet af guld forbundet med sulfider, der har belægningsformationer, såvel som guld af lav kvalitet , dvs. former, der ikke udvindes ved sammenlægning; for det andet er sammenlægning en arbejdskrævende proces, altid ledsaget af tab af guld i form af amalgam, som ikke genvindes i de efterfølgende stadier af den teknologiske proces; for det tredje, på grund af den stærke toksicitet af kviksølvdampe, skaber brugen af ​​store mængder en fare for kviksølvforgiftning af mennesker og miljø.

Sammenlægningen har dog bevaret sin betydning for genvinding af frit guld fra tyngdekraftskoncentrater opnået ved forarbejdning af grundfjeld og malme. I dette tilfælde skal en lille mængde rigt materiale behandles, og sammenlægningsprocessen bevarer sin største fordel - det billige og hurtige salg af guld i metalform. Denne metode bruges især til at behandle hovedparten af ​​tyngdekraftkoncentrater i Sydafrika.

FORTYKNING

Fortykkelse er det næste trin i pulpforarbejdningen efter formaling. Den består af delvis afvanding af pulpen ved bundfældning - bundfældning af faste partikler til bunden af ​​fortykningskarret og dræning af den klarede opløsning. I de fleste tilfælde er der ca. 50 % (efter vægt) vand tilbage i det bundfældede materiale. som svarer til forholdet w:t = 1: 1. Koncentrationsgrænsen afhænger af størrelsen, densiteten og de fysisk-kemiske egenskaber af de knuste partikler i den malm, der forarbejdes.

Partiklerne i pulpen varierer normalt meget i størrelse. Sammen med relativt store granulære partikler (over 0,1 mm) pulpen indeholder sædvanligvis en betydelig mængde partikler, der er flere mikrometer i størrelse og endnu mindre (mindre end 0,001 mm). Større partikler sætter sig hurtigere, mens mindre forbliver suspenderet i lang tid.

CYANIDERING AF GULDMARM

Metoderne til gravitationsberigelse og sammenlægning diskuteret ovenfor gør det muligt kun at udvinde relativt stort guld fra malme. Langt de fleste guldholdige malme indeholder dog sammen med stort guld en betydelig og til tider overvejende mængde af småt guld, som praktisk talt ikke kan genvindes ved disse metoder, hvilket resulterer i, at tailings fra tyngdekraftens berigelse og sammenlægning, som en regel, indeholder en betydelig mængde guld, repræsenteret af små guldpartikler. Den vigtigste metode til at udvinde fint guld er cyanideringsprocessen.

Essensen af ​​denne proces er udvaskning af ædle metaller ved hjælp af fortyndede opløsninger af cyanidsalte af alkali- eller jordalkalimetal. De resulterende guldholdige opløsninger adskilles fra den faste fase (affaldsrester) ved fortykkelse eller filtrering og sendes til udfældning af ædelmetaller med zinkmetal. Bundfaldet af ædle metaller sendes efter passende forarbejdning til raffinering for at opnå rent guld og sølv.

SORPTION FRA PULPS (SORPTIONSUDLEDNING)

Et kendetegn ved sorptionsprocessen fra pulp er en lidt lavere proceshastighed på grund af pulpernes øgede viskositet (ved l: t = 1...2: 1) og aflejringen af ​​slamdæksler på overfladen af ​​ionbytterpartiklerne , som hæmmer diffusionen af ​​ioner. Derudover bør man tage højde for uundgåeligheden af ​​øget tab af ionbytter på grund af ødelæggelsen af ​​dens korn under den slibende virkning af malmpartikler. Derfor bør sorption fra papirmasse under produktionsbetingelser udføres, når malmpartiklernes størrelse ikke er mere end 0,15 mm. Kinetikken for sorption af guld og sølv fra cyanidpulp indikerer, at det meste af guldet passerer ind i ionbytterfasen i løbet af de første 2 timer efter omrøring af papirmassen. Forøgelse af kontaktvarigheden har ringe effekt på grund af harpiks-pulp-systemets tilgang til ligevægt: efter 8 timer var sorptionen af ​​guld kun 68,4%. Ekstraktion af sølv i harpiksfasen er væsentligt reduceret: 2 % efter 2 timer og 28 % efter 8 timers kontakt mellem harpiksen og pulpen. Fuldstændig sorption af ædelmetaller sker med en betydelig stigning i mængden af ​​belastet harpiks.

Muligheden for fuldstændig sorption af opløst guld fra pulp ved anionbyttere er blevet påvist, og der er udviklet en metode til at bruge denne proces til at bestemme indholdet af opløst uvasket guld i filterkager eller affaldsmasse fra møllen (I.D. Fridman). Anvendelsen af ​​sorptionsmetoden gør det muligt at udvinde en større mængde guld fra prøver og dermed opnå en større analysenøjagtighed sammenlignet med den almindeligt anvendte dekanteringsvaskemetode. Sorption af guld fra pulp bruges ikke kun til analyse af mølleaffald, men direkte i den teknologiske proces med cyanidering af malme og koncentrater. I sidstnævnte tilfælde kombineres sorption fra papirmassen normalt med processen med udvaskning af guld og sølv fra malme, og processen kaldes "sorptionsudvaskning". De første undersøgelser af sorptionsudvaskning af guldmalme i vores land blev udført af I.N. Plaksin og hans kolleger. Studiet af denne proces blev videreudviklet i B.N Laskorins og hans medarbejderes værker, som udviklede og indførte en modstrømsordning for sorptionsudvaskning af guldmalm. Som et resultat af forsknings- og produktionsarbejde er det blevet fastslået, at sorptionsudvaskning fører til en betydelig acceleration af guldopløsningsprocessen og en reduktion af varigheden af ​​cyanidering med 2-3 gange. Derudover øges i nogle tilfælde graden af ​​guldgenvinding, og tabet af uopløst guld fra cyanideringsaffald reduceres mærkbart. Under sorption udvaskning af kvarts malm knust til 95,4% klasse -0,044 mm

(ved l:t = 2:1), i laboratorieforhold, allerede i de første 4 timer, var guldudvindingen 85,5 %, og på 8 timer steg den til 96,8 % (fig. 8). Under konventionelle cyanideringsbetingelser gik kun 61,2% guld i opløsning på 4 timer og 96,0% på 24 timers cyanidering. Når man kombinerer processerne med udvaskning og sorption af opløst guld, steg hastigheden af ​​cyanideringsprocessen 3 gange (8 timer i stedet for 24 timer), mens tabet af guld med tailings faldt fra 1-1,2 til 0,8 g/t. I dette tilfælde steg hastigheden af ​​processen under sorptionsudvaskningen 3 gange, da den maksimale guldgenvinding på 94,9% blev opnået på 3,5 timer; med konventionel cyanidering blev en sådan ekstraktion opnået på 10,3 timer. Accelerationen af ​​processen under sorptionsudvaskning forklares ved et skift i ligevægten af ​​guldopløsningsreaktionen mod dannelsen af ​​en anion - med et fald i dens koncentration i opløsningen pga. til sorption af en anionbytter: 2Au + 4CN- + ½O 2 + H 2 0= 2 - + 2OH - . Analyse af processens kinetik viser, at en stigning i koncentrationsgradienten af ​​anionen accelererer dens diffusionsfjernelse fra reaktionszonen og opløsningsprocessen som helhed. Stigningen i opløsningshastigheden af ​​guld og sølv er også påvirket af fjernelse af ioner af medfølgende uædle metaller som følge af deres sorption fra opløsningen af ​​harpiksen.

ELUTION AF GULD OG SØLV OG REGENERERING AF MÆTTET ANIONBYTTE

I processen med sorption af ædelmetaller fra cyanidopløsninger og pulp opnås mættede anionbyttere indeholdende sorberede komplekse cyanidanioner af guld, sølv og uædle metaller og ikke-metalliske anioner - SCN -, CN -, OH - osv. Mættet anion vekslere gennemgår en regenereringsproces med henblik på desorption af sorberede anioner og genoprettelse af deres sorptionsaktivitet til genanvendelse i sorptionsprocessen. Desorption af sorberede forbindelser fra harpiksen udføres ved eluering (udvaskning) med opløsninger af de tilsvarende reagenser, og det er tilrådeligt at selektivt ekstrahere guld og sølv i en koncentreret opløsning med deres efterfølgende produktion i form af et kommercielt produkt. Andre desorberede komponenter bør også bruges så fuldt ud som muligt: ​​kobber, cyanid osv. Desorption -. Test for desorption af guld en række konventionelle elueringsopløsninger - natriumchlorid, ammoniumchlorid, saltsyre og svovlsyre, natrium- og ammoniumhydroxyl, natriumcarbonat, natriumcyanid osv. - viste sig at være ineffektiv: guld genvindes kun delvist og ikke -selektivt. Engelske forskere har etableret muligheden for vellykket eluering af anionen - med en række organiske opløsningsmidler i en blanding med mineralsyrer, såsom methyl eller ethylalkohol + 5-10% HC1 + 5% H 2 O, acetone + 5% HCl , ethylacetat + 10 % HNO 3 + 5 % H 2 O osv. De bedste resultater blev opnået ved anvendelse af blandinger: acetone + 5 % H 2 O eller acetone + 5 % HNO 3 + 5 % H 2 O. Ved anvendelse af en blanding af acetone med HCl opnås fuldstændig fortrængning af guld og kobber, mens jern, zink og sølv eluerer i mindre mængder. Anvendelsen af ​​en blanding af acetone med HNO 3 giver fuldstændig, næsten selektiv, ekstraktion af guld; jern og kobber elueres meget mindre af denne opløsning. Elueringen af ​​guldcyanid ved denne metode forklares ved dannelsen af ​​et guldholdigt kompleks med et organisk opløsningsmiddel i nærværelse af en mineralsyre, et kovalent kompleks, der ikke tilbageholdes af anionbytteren. Metoden med organiske opløsningsmidler blev testet på et stort pilotanlæg i Rhodesia, men fandt ikke industriel anvendelse. Dens største ulemper er dens høje omkostninger, brændbarheden af ​​organiske reagenser og den store mængde elueringsopløsning. En række indenlandske og udenlandske undersøgelser har fastslået, at effektiv eluering af anionen fra anionbyttere opnås ved opløsninger af thiocyanatsalte - KSCN, NaSCN, fortrinsvis NH 4 SCN, som indeholder flere grupper SCN pr. masseenhed. For mere fuldstændig og hurtig desorption af guld anbefales det at bruge koncentrerede alkaliske opløsninger af NH 4 SCN - 3-5 N. (228-380 g/l) med NaOH-indhold fra 10 til 25 g/l. Processen med gulddesorption sker via en anionbytterreaktion:

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

Harpiksen omdannes derefter til rhodaniumform. Elueringskurve af guld fra AM5 harpiks n. opløsning af NH 4 SCN viser, at for en tilstrækkelig fuldstændig ekstraktion af guld kræves 14 volumener opløsning pr. 1 volumen harpiks, men det meste af guldet kan opnås i de første 6-8 volumener af en mere koncentreret opløsning. Ud over guld desorberer thiocyanatalkalier komplekse cyanider af sølv, kobber, nikkel, kobolt og jern, frie cyanidioner og hydroxylioner. Rhodanforbindelser desorberer ikke zinkcyanidforbindelser, men sidstnævnte ekstraheres med alkali, som normalt er til stede i rhodanidopløsningen. Den største ulempe ved thiocyanatsalte som eluentreagenser er overgangen af ​​harpiksen til thiocyanatformen. Anvendelsen af ​​harpiks i denne form under sorption er upraktisk både teknologisk (reducerer harpiksens kapacitet til ædelmetaller) og økonomisk (tab med haler af et dyrt reagens). Som et resultat heraf er der behov for at desorption af thiocyanationen fra harpiksen og omdanne den til en anden form. Desorption af thiocyanation forårsager imidlertid betydelige vanskeligheder: et stort volumen af ​​elueringsopløsninger er påkrævet - 15 eller flere volumener på 1-2 N pr. 1 volumen harpiks. opløsning af NaCI eller NH 4 NO 3 Resultatet er en stor mængde opløsninger med et lavt indhold af thiocyanat, hvis regenerering ikke er udviklet. På grund af de nævnte ulemper støder anvendelsen af ​​thiocyanatsalte som desorbenter under industrielle forhold på betydelige vanskeligheder. Den mest effektive desorbent af dicyanauriat-ion er svagt sure opløsninger af thiourinstof (thiocarbamid). Thiourinstofs elueringsevne forklares ved dets høje polariserbarhed og kompleksdannelse. Når det interagerer med - i et surt miljø, fortrænger det cyanidionen og binder guld gennem et par frie svovlelektroner til et kationisk kompleks (ifølge Reynolds) Au 2, som ikke er i stand til at tilbageholdes af en anionbytter, der har positivt ladede ionogene grupper. Harpiksen bliver derefter til klor- eller sulfatform, og de frigivne CN-ioner bindes til HCN. Processen med guldeluering forløber i henhold til reaktionen:

RAu(CN)2+2SC(NH2)2+2HCl=RC1+Au2Cl+2HCN.

En lignende reaktion forekommer i tilfælde af svovlsyre, hvis anvendelse er at foretrække i praksis. Fuldstændigheden af ​​guldelueringen øges med stigende koncentration af thiourinstof (TM) i opløsningen op til en mættet koncentration på 9,1 %. Når koncentrationen af ​​HCl ændres, observeres et maksimum i elueringskurven, svarende til koncentrationer på 1,9-2,3 % HCl. Med en yderligere stigning i koncentrationen af ​​HCl til 10% nedbrydes thiourinstof med frigivelse af elementært svovl. I praksis anvendes opløsninger med en HM-koncentration på 90 g/l + 20-25 g/l svovl- eller saltsyre til gulddesorption.

Elueringsprocessen strækker sig til 10 volumener opløsning pr. 1 volumen harpiks, men det meste af guldet er koncentreret i de første 4-6 volumener af en opløsning, der er rigere end NH 4 SCN. De første 1-2 volumener af opløsningen har et lavt guldindhold, som er forbundet med absorptionen af ​​HM af harpiksen i den indledende periode, som kan nå 10% af anionbyttermassen. Denne omstændighed er blevet brugt i praksis til at udvinde tungmetaller fra overskydende cirkulerende opløsninger. Ud over dicyanaurationen desorberer svagt sure HM-opløsninger sølv, kobber, nikkel og meget værre - zink og jern udvindes næsten ikke. Sure opløsninger af HM'er desorberer guld meget mere fuldstændigt og hurtigere med en stigning i temperaturen til 50-60 °C. Ansøgning mere høj temperatur upraktisk på grund af den termiske ustabilitet af anionbyttere. Sølv desorberes hurtigere end guld og går hovedsageligt ind i de første fraktioner af eluatet. Selektiv eluering af et sølv er mulig, hvis der anvendes en svagere opløsning indeholdende 8-10 g/l SC(NH) 2 og 2-3 g/l HCl eller H 2 SO 4. Kobbercyanidforbindelser desorberes også godt af HM-opløsninger. Men med et højt kobberindhold i harpiksen (mere end 5 mg/g), på grund af dannelsen af ​​et bundfald af simpelt kobbercyanid CuCN i harpiksen i et surt miljø, forlænges elueringsprocessen, og udvindingen af ​​guld er muligvis ikke fuldstændig nok. Nikkel, som normalt er indeholdt i en mættet anionbytter i en lille mængde (ikke mere end 2-3 mg/g), desorberes af HM-opløsningen ganske fuldstændigt. For at undgå komplikationer af processen og forurening af det guld- og sølvholdige eluat med kobber og nikkel er det i denne forbindelse tilrådeligt først at desorbere dem fra anionbytteren.

Desorption -. Som nævnt ovenfor er den mest effektive desorbent af sølvcyanidforbindelser en svagt sur opløsning af HM indeholdende 8-10 g/l HM + 2-2,5 g/l HC1 eller H2SO4. Når det interagerer med sølv, danner TM et kationisk kompleks med sammensætningen Ag 3 Cl + 2HCN.

Ifølge princippet om ionbytning desorberes sølvcyanid-anioner godt af opløsninger af 75-225 g/l NH^SCN + 10-20 g/l NaOH ifølge reaktionen:
RAg(CN)2+SCN-=RSCN+ -.

Efter samme princip desorberes sølvcyanider ret fuldstændigt af opløsninger:

a) 250 g/l NH^NO^; b) 100 g/l NaCN; c) i mindre omfang - med en opløsning på 150-200 g/l NaCl. Sølv desorberes næsten ikke af NaOH-opløsninger.

Desorption n-1. Kobbercyanid-anioner desorberes effektivt af svagt sure HM-opløsninger af samme koncentration som for guld, samt af en alkalisk opløsning af ammoniumthiocyanat med en koncentration på 50-75 g/l NH 4 SCN + 10-20 g/l NaOH . Kobberanioner desorberes godt af en natriumcyanidopløsning med en koncentration på 40-80 g/l NaCN + 0,1 g/l NaOH ved en temperatur på 50-60 °C ifølge udvekslingsreaktionen:

2R 2 Cu(CH) 3 +2SC-=2RCN+ 2 -

De kationiske grupper i anionbytteren neutraliseres af cyanidioner. Udvindingen af ​​kobber i opløsningen ved et forbrug på op til 10 volumener pr. 1 volumen harpiks er 70-90%. Ved behandling af harpiks indeholdende komplekse kobbercyanider med opløsninger af mineralsyrer (2 % svovlsyre eller saltsyre) komplekserne nedbrydes i henhold til følgende reaktioner:

· *2RCu(CN)2+H2S04=*R2S04+2CuCN+2HCN;

· *R2Cu(CN)3+H2S04=*R2S04+CuCN+2HCN;

· *2R3Cu(CN)4 + 3H2S04 = *3R2S04 + 2CuCN + 6HCN.

Som et resultat af nedbrydningen af ​​komplekserne dannes et bundfald af simpelt kobbercyanid CuCN, som forbliver i harpiksen, og derfor desorberes kobberet ikke. Samtidig sker der delvis regenerering af cyanid, frigivet i form af cyanbrinte HCN. Cyanid regenereres fra ioner: - - 50%; [Cu(CN)3]2--66,6%;

3- - 75,0 %. For at eluere kobber er det nødvendigt at oxidere kobbercyanidpræcipitatet, hvorved monovalent kobber omdannes til Cu 2+-kationen, som ikke tilbageholdes af anionbytteren og forlader opløsningen. Når Fe 2 (SO 4) 3 (l,3%) anvendes som oxidationsmiddel i en opløsning af H 2 SO 4, sker eluering i henhold til reaktionen

Således gør brugen af ​​en opløsning af svovlsyre eller saltsyre med et oxidationsmiddel det muligt at eluere kobber med samtidig fuldstændig regenerering af cyanid, hvilket svarer til dataene fra I.N Plaksin og M.A. Kozhukhova opnået under regenerering af cyanidopløsninger. CuCN-bundfaldet kan også udvindes fra harpiksen med en stærk (40-50 g/l) NaCN-opløsning Ud over de nævnte reagenser kan desorption af kobbercyanid-anioner udføres med NaCl-opløsninger med en koncentration på 150-175. g/l ved hjælp af en udvekslingsreaktion. Processen forløber mere effektivt, når temperaturen stiger til 50-60 °C.

Desorption 2-. Zink eluerer godt fra harpiksen med fortyndede opløsninger af H 2 SO 4 med en koncentration på 20-25 g/l. I dette tilfælde nedbrydes zinkcyanidkomplekset, zinken omdannes til form af Zn 2+ kationen, som ikke tilbageholdes af anionbytteren, og cyaniden regenereres fuldstændigt. Ved brug af HCl er det nødvendigt at bruge fortyndede opløsninger med en koncentration på 0,1 N. (3-5 g/l) HCl, da der ved en koncentration på 0,5 n. HCl og derover omdannes cyanidkomplekset til chloridkomplekset ZnCI 4 2-, som tilbageholdes af anionbytteren:

R2Zn(CN)4+4HCl=R2ZnCl4+4HCN.

I dette tilfælde fjernes zink fra harpiksen ved efterfølgende vask med vand på grund af nedbrydningen af ​​ZnCI 2 anionen med dannelse af et opløseligt ZnCI 2 salt, hvori zink er til stede i form af Zn 2+ kationen, som fastholdes ikke af anionbytteren.

Hvis ferrocyanid 4- ioner er til stede i harpiksen, danner zinkkationer i et surt miljø sammen med dem Zn 2 Fe(CN) 6 og H 2 ZnFe(CN) 6, som bliver tilbage i harpiksen. Af denne grund falder graden af ​​syredesorption af zink. Zinkcyanidforbindelser elueres effektivt af NaOH-opløsninger med en koncentration på 40-50 g/l. I dette tilfælde opstår følgende reaktioner:

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

· Zn2Fe(CN)6+4NaOH=2Zn(OH)2+Na4Fe(CN)6;

· Zn(OH)2+2NaOH=Na2Zn(OH)4;

· *4ROH+Na4Fe(CN)6 =*R4Fe(CN)6+4NaOH.

Den resulterende zinkation 2- er stærkt hydreret og passerer ind i den vandige fase. Ferrocyanidionen 4- kan delvist sorberes af anionbytteren. Kompleks zinkcyanid elueres svagt af opløsninger af ammoniumthiocyanat og natriumchlorid, men tilsætning af NaOH i en mængde på 20 g/l til disse opløsninger øger kraftigt ekstraktionen af ​​zink fra harpiksen. Tetracyanozinkationen desorberes også med succes af en opløsning af 250-400 g/l NH4NO3 + 10 g/l NH4OH. Cyanidopløsninger desorberer ikke zinkforbindelser. Desorption 2-. Anioner 2-, ligesom kobberanioner, desorberes aktivt af en svagt sur opløsning af TM, samt en alkalisk opløsning af NH 4 SCN. I sidstnævnte tilfælde sker desorption via en udvekslingsreaktion:

*R2Ni(CN)4+2SCH-=*2RSCN+ 2-
Nikkel elueres effektivt med fortyndede opløsninger af svovlsyre (20-25 g/l) eller saltsyre (10-20 g/l) ifølge reaktionen:

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

Processen fortsætter med dannelsen af ​​Ni 2+ kationen, der ikke tilbageholdes af anionbytteren, og fuldstændig regenerering af cyanid. En opløsning af NH 4 NO 3 med en koncentration på 250 g/l desorberer nikkel delvist (ca. 40%). Opløsninger af NaCN, NaOH, NaCl desorberer praktisk talt ikke nikkelcyanid.

Desorption af ferrocyanidion 4-. Ferrocyanidion desorberes effektivt fra anionbytteren af ​​NaCN-opløsninger med en koncentration på 50-100 g/l, fortrinsvis ved temperaturer op til 50-60 °C. Processen forløber gennem en ionbytterreaktion:

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

Anion 4- er også godt desorberet af opløsninger af 2-3 N. NaCl (120-180 g/l) indeholdende 0,25-0,5 N. NaOH (10-20 g/l), fortrinsvis ved en temperatur på 50-60 °C, ved udvekslingsreaktion med C1-ionen. 4-anionen elueres ganske fuldstændigt af opløsninger af NH4SCN med en koncentration på 75-225 g/l med overgangen af ​​harpiksen til thiocyanatformen RSCN. Efter svovlsyrebehandling af harpiksen til desorption af zink, nikkel og cyanidion og desorption af guld, sølv og kobber med en svagt sur opløsning af TM, kan jern- og kobberrester elueres med en opløsning af sammensætningen: 160 g/l NH4NO3 +50 g/l NH4OH + 40 g/l NaOH ved 25 °C. Forbruget af elueringsopløsning er 7 volumener pr. 1 volumen harpiks. Efter behandling er jern i harpiksen i form af sorberet ferrocyanidion R 2 Fe(CN) 6 og i form af udfældning af salte Ni 2 Fe(CN) 6, Zn 2 Fe(CN) 6 osv., uopløselige i et surt miljø, kobber - i form af et bundfald af simpelt cyanid CuCN I et alkalisk miljø nedbrydes ferrocyanidsalte med tungmetaller og danner et bundfald af hydroxider Zn(OH) 2 og Ni(OH) 2 og ferrocyanid-ion 4. -. Kobbercyanid og metaloxidhydrater opløses i en ammoniakopløsning i henhold til reaktioner:

· CuCN+NH4NO3 +2NH4OH=Cu(NH3)2NO3+NH4CN+2H2O;

· Zn(OH)2+2NH4NO3+2NH4OH=Zn(NH3)4(NO3)2+4H2O;

· Ni(OH)2+2NH4NO3+3NH4OH=Ni(NH3)5(NO3)2+5H2O;

De resulterende komplekse kationer af kobber, zink og nikkel passerer ind i eluatet. Ferrocyanidion desorberes fra harpiksen af ​​NO 3 - ionen ifølge udvekslingsreaktionen:

*R4Fe(CN)6+4N03- =*4RNO3 + 4-.

Anion 4- elueres delvist (op til 40%) med opløsninger på 2-4 N. HNO, og elueres dårligt af opløsninger af H2SO4 og NaOH.

Desorption 2-. Cobaltcyanid-anion er normalt indeholdt i en mættet anionbytter i små mængder (ikke mere end 1 mg/g), men dens desorption er vanskelig. 2- elueres mest effektivt med en opløsning af 150-375 g/l NH 4 SCN, delvist (op til 30-60%) - ved opløsninger af 225-250 g/l NH 4 NO 3, 180 g/l NaCI + 20 g/l NaOH, 50-100 g/l NaCN. Koboltdesorption stiger med stigende temperatur til 50-60 °C. Desorption af cyanidion CN - . Cyanidion regenereres af opløsninger af svovlsyre eller saltsyre med en koncentration på 10-20 g/l ifølge reaktionen:

*2RCN+H2SO4 =*R2SO4 +2HCN.

Cyanbrinte HCN destilleres fra guld, absorberes af en opløsning af NaOH eller Ca(OH) 2 og returneres til cyanideringsprocessen i form af alkalicyanid NaCN eller Ca(CN) 2.

Cyanidionen CN - desorberes også af opløsninger af NH 4 SCN, NH 4 NO 3, NaCI, NaOH osv., hvis anioner erstatter det i harpiksen.

Desorption af urenhedsanioner S 2 O 3 2-, SO 3 2-, SiO 3 2- osv. udføres med succes med NaOH-opløsninger med en koncentration på 40-50 g/l. I processen med regenerering af anionbyttere er det nødvendigt at opnå den mest komplette desorption af både ædle metaller og urenheder. De urenheder, der er tilbage på harpiksen, når den genbruges under sorptionsprocessen, forværrer processens kinetik, reducerer harpiksens kapacitet til ædle metaller og øger tabet af opløst guld i tailingsets flydende fase. Jo flere urenheder der er tilbage i anionbytteren, jo mere signifikant er virkningen af ​​ufuldstændig regenerering. Som praksis viser, kan indholdet af resterende komponenter i anionbytteren efter regenerering være: guld - ikke mere end 0,1-0,3 mg/g, urenheder - ikke mere end 3-5 mg/g lufttørt sorbent. Når værdien af ​​resterende urenheder er mere end 10-12 mg/g, observeres en signifikant stigning i koncentrationen af ​​guld i opløsningen efter sorption, dvs. tabet af opløst guld med tailings stiger.

I fig. 1. Den teknologiske ordning for forarbejdning af guldholdige råvarer er vist.

Fig. 1 TEKNOLOGISK DIAGRAM TIL FORARBEJDNING AF GULD RÅMATERIALER

1.3 ROLLE AF PROCESSEN TIL SEPARATION AF GULD FRA THIOUREA-ELUTER I DEN TEKNOLOGISKE ORDNING

Udvindingen af ​​guld fra det sure thiourinstof-eluat er den endelige forarbejdningsoperation af næsten enhver type malm, hvis thiourinstofudvaskningen af ​​guld blev brugt i den teknologiske ordning. Thiocabamid er det mest forberedte til industriel brug ved forarbejdning af guldmalme af teknologisk type B.

Især effektiviteten af ​​dette opløsningsmiddel kan bedømmes ud fra de eksperimentelle resultater givet i tabel. 1. Udvaskning af guld er udført fra malmblandinger sammensat af guldholdig kvarts (2 malmprøver med et Au-indhold på hhv. 12,9 og 2,3 g/t) og div. mineraltilskud. Sidstnævnte blev brugt: bornit-chalcocitkoncentrat (Cu-indhold 70, S 20%), malmstibnit (98% Sb 2 S 3), en blanding af realgar og orpiment. indeholdende 53% As og 32% S, samt OU-klasse aktivt kul. Andelen af ​​indførte additiver var 1 vægt-% af kvartsbasen. Af tabellen ovenfor kan det ses, at giver omtrent samme guldudvindingshastigheder fra simple kvartsmalme som cyanidering. .mindre følsom over for urenheder (kobber, antimon, arsen), hvilket giver os mulighed for at betragte det som en af ​​de mulige muligheder for hydrometallurgisk forarbejdning af malme tilhørende teknologisk type "B".

Tabel 1

Resultater af sammenlignende forsøg på udvinding af guld fra mineralblandinger med cyanid- og thiourinstofopløsninger

Fodermateriale til udvaskning
	Cyanidering	Thiourinstofudvaskning
Malm (1) med et initialt Au-indhold på 12,9 g/t
Malm (2) med et initialt Au-indhold på 2,3 g/t
Malm (1) med tilsætning af bornit-chalcocitkoncentrat
	Cu-koncentration i opløsninger, mg/l
Malm (2) med tilsætning af bornit-chalcocitkoncentrat
Malm (1) med tilsætning af stibnit
Malm (2) med tilføjelse af realgar orpiment
Malm (1) med tilsat aktivt kul

Bemærk: Generelle udvaskningsforhold: temperatur 20-25 °C, varighed 6 timer; F:T=2:1: startkoncentration af NaCN og opløsninger 2,5 g/l; efter at have opsamlet thiourinstofopløsninger (g/l): ThiO - 20; Fe2(SO4)3 (oxidationsmiddel) - 3,0; H 2 SO 4 (miljøregulator) - 5,0.

I perioden 1964-1984. Irgiredmet-specialister udførte et sæt teoretiske og eksperimentelle undersøgelser for at studere de generelle love for processen til opløsning af guld og dets kemiske forbindelser i sure opløsninger af thiocarbamid med den efterfølgende udvikling af en teknologi til udvinding af metaller fra malme baseret på thiocarbamidudvaskning, herunder operationer af deponering af guld og sølv fra løsninger og neutralisering af teknologisk processpildevand. Denne operation er dog ret kompleks, da processen er dårligt forstået og vanskelig at implementere, da malmene er ret dårlige, og det ikke er økonomisk rentabelt at anvende denne operation.

2. GENNEMGANG AF DEN TEKNOLOGISKE PROCES TIL AT ISOLERE GULD FRA THIOUREA-ELUTER

2.1 PROCESSENS KARAKTERISTIKA OG KEMI

Guld og sølv kan deponeres fra en HM-opløsning ved en række metoder.

For opløsninger med mellemliggende guld- og sølvindhold, som undersøgelser har vist, virker brugen af ​​metoden til cementering af Au og Ag med elektronegative metaller (zink, aluminium, bly, jern) ret lovende.

Metallisk bly er mere at foretrække i denne henseende, hvilket giver mulighed for ekstraktion af 99,5 % Au og 99,9 % Ag i cementslammet på 10 minutter. Det relativt høje forbrug af cementator (7 dele pr. 1 del af summen af ​​Au og Ag) og det tilhørende lave indhold af ædelmetaller i sedimentet (mindre end 12%) kræver dog en omhyggelig vurdering af effektiviteten af ​​cementeringsprocessen i forhold til specifikke råvarer.

1. Blycementering guldproduktion udføres ud fra saltsyre HM-eluater med efterfølgende cupellation af sedimentet. Når blyspåner eller -støv fyldes i en opløsning, opstår følgende guldcementeringsreaktion:

2AuCl+Pb=2Au+Pb4Cl 2.
Forbruget af blystøv er 20-30 g pr. 1 g guld. Ulemperne ved metoden er forurening af opløsningen med bly, som gør den vanskelig at bruge i cirkulation, og uegnethed til svovlsyre-HM-eluater.

2 Zink cementering. Soda-zink-metoden til deponering af guld og sølv blev udviklet og sat i produktion på Lebedinsk eksperimentelle ionbytteranlæg. Opløsningen neutraliseres først med sodavand til pH 6-7, derefter tilsættes zinkstøv i en mængde på 3-4 g pr. 1 g guld og blandes med opløsningen i 2-3 timer. Guld afsættes i henhold til reaktionen:

(Au2)2SO4+Zn=2Au+Zn4SO4.
Efter udfældning af guld og sølv tilsættes soda til opløsningen indtil pH 9-10 for delvis udfældning af zink fra opløsningen i form af Zn(OH) 2. Det filtrerede zinksdiment indeholder 6-10 % guld og bearbejdes med svovl- eller saltsyre, efterfulgt af smeltning af sedimentet til råguld. Opløsningen sendes i cirkulation - til desorption. Ulemperne ved metoden omfatter: lav kvalitet af sedimentet, højt forbrug af reagenser (sodavand, zinkstøv, syrer) og forurening af den cirkulerende elueringsopløsning med zink og natriumsalte, som reducerer kvaliteten af ​​den regenererede harpiks.

3. Aluminium cementering. Der anvendes aluminiumstøv med en partikelstørrelse på 95 % klasse -0,074 mm. Udfældning sker i henhold til reaktionen:

3 2 SO 4 +2 Al=6Au+12TM+Al 2 (SO 4) 3.
Aluminiumforbruget er 3 g pr. 1 g guld, kontaktvarigheden er 4 timer ved en temperatur på 20 ° C. Guldindholdet i sedimentet er op til 25 %, restguldindholdet i opløsningen er 2-5 mg/l. Sedimentet behandles med en 5% NaOH opløsning i 3 timer for at fjerne aluminium, hvorefter guldindholdet i sedimentet stiger til 85%. Dette sediment smeltes for at opnå groft guld. Ulemperne ved metoden er de samme som ved zinkaflejring.

4. Alkalisk udfældning af guld. Ifølge denne metode skylles eluatet først med luft i 4-6 timer for at fjerne HCN for at undgå dannelse af NaCN ved indføring af alkali, opløsning og ufuldstændig udfældning af guld. En 40% NaOH-opløsning tilsættes til opløsningen ved en temperatur på 40-50 °C til pH 10-12. I dette tilfælde afsættes guldhydroxid i henhold til reaktionen:

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

Varigheden af ​​deponering er 2-4 timer stor værdi opretholdelse af den specificerede pH-værdi af opløsningen, da med mangel på alkali er ufuldstændig udfældning af guld mulig, og med et overskud af det er opløsning af guldhydrat mulig. Sammen med guld aflejres hydroxider af urenhedsmetaller, på grund af hvilke opløsningen er befriet for urenheder, der komplicerer processen med harpiksregenerering. Hydrerede sedimenter med et guldindhold på 10-15% filtreres på en filterpresse, vaskes med varmt vand, blæses med luft og brændes ved en temperatur på 300 ° C for at fjerne svovl. Derefter underkastes slaggerne svovlsyrebehandling for at opløse urenheder, og når guldindholdet er 30-45 %, sendes de til raffinering. Ulemperne ved metoden er: dårlig filtrerbarhed af hydrerede sedimenter, yderligere syreforbrug og relativt lav kvalitet af sedimenter.

5. Guldudfældning med aktivt kul. Udvindingen af ​​guld og sølv fra sure thiourinstofopløsninger med en relativt lav koncentration af ædelmetaller (Au op til 50 mg/l) kan udføres ved sorptionsmetoden på aktiveret kulstof (SKT, OU, KAD, etc.).

Egenskaberne ved denne teknologiske metode kan bedømmes ud fra resultaterne af guldsorption med pulveriseret aktivt kul af mærket SKT fra løsninger fra flotationskoncentratudvaskning Artemovskaya guldforarbejdningsanlæg . indeholdende, udover guld, en vis mængde kobber (op til 0,2 g/l), jern (op til 1,2 g/l) og andre urenhedskomponenter. Afhængig af den oprindelige koncentration af guld i opløsninger (1-20 mg/l), var arbejdskapaciteten af ​​kul til guld 2-12%, med urenhedsindhold (%): jern 0,12, kobber op til 2,7; kalcium. magnesium, aluminium, zink, nikkel - fra 0,01-0,1. Efter askning indeholdt kullene Au 40-50; Fe 5-10: Cu 10-15; SiO 2 5-8 %, hvilket således repræsenterer. et produkt tilstrækkeligt koncentreret i guld, egnet til forsendelse til raffinaderier.

Resultaterne af en undersøgelse af mekanismen for guldadsorption fra sure thiocarbamidopløsninger med aktivt kul blev opnået. Det er blevet fastslået, at sorption adlyder Freundlich- og Langmuir-ligningerne og er en endoterm proces. Aktiveringsenergien på 3,5 kcal/mol indikerer det

Det begrænsende trin i adsorptionskinetikken er diffusion i den porøse struktur af aktivt kul.

Der er foreslået en sorptions-flotationsmulighed til at udvinde guld fra ufiltreret thiourinstofpulp ved hjælp af aktivt kul. Men i denne mulighed behandles papirmassen med pulveriseret kul (50-60% af partikler med en diameter på mindre end 40 mikron), hvorefter den udsættes for flotation. Natriumoleat bruges som flotationsreagens. Varighed 5 min. I denne periode, fra en pulp (pH = 1,5) indeholdende 20 mg/l guld, 400 mg/l thiocarbamid, 0,5 g/l kulpulver, med et natriumoleatforbrug på 100-120 mg/l, opnås guldekstraktion i koncentrere sig ved 90%. Forøgelse af oleatforbruget til 200 mg/l øger guldgenvindingen til 95%.

De bedste resultater ved test af forskellige kulkvaliteter blev opnået ved udvinding af guld med SKT-kul. Sorptionen af ​​guld med kul er ret selektiv; de fleste af urenhederne forbliver i opløsning. I en modstrømsproces, i 4-5 trin, udvindes guld fuldstændigt fra opløsninger, og der opnås kulsedimenter med et guldindhold på 15-20 %. De skal brændes og asken smeltes til groft metal. Ulemper ved metoden: vanskeligheden ved at brænde kul og store tab HM (10-15%), som går helt tabt ved forarbejdning af kulslam.

6. Udvinding af guld. Forskning udført af videnskabsmænd har vist den grundlæggende mulighed for at udvinde guld fra saltsyreopløsninger ved ekstraktion med tributylphosphat. Når den organiske og vandige fase kommer i kontakt i 5-10 minutter og fasevolumenforholdet O:B = 2:1, opnås næsten fuldstændig ekstraktion af guld fra den vandige opløsning. Der er behov for yderligere forskning i ekstraktion fra svovlsyreeluater, stripning og forarbejdning af stripping.

7. Elektrolytisk aflejring af guld og sølv. Dette er det mest effektiv metode behandling af sure HM-eluater, da det gør det muligt at opnå metallisk guld af høj renhed uden omkostninger til reagenser og yderligere operationer. Grafit- eller platinplader bruges som anoder i den elektrolytiske aflejring af guld og sølv, og titaniumplader eller grafitplader bruges som katoder.

Under elektrolysen af ​​guld foregår således følgende elektrokemiske system: Au med urenheder (katode) |

2 SO 4 ,TM,H 2 SO 4 ,H 2 O urenheder | Ti (anode)

Følgende hovedreduktionsreaktioner forekommer ved katoden:

Au2 + +e=Au+2SC(NH2) 2

Det er også muligt at genvinde kobber, bly og andre urenheder. En elektrolytisk reaktion finder sted ved anoden for at danne H+ ioner:

2H20-4e=02+4H+

Derudover er processer til oxidation og nedbrydning af tungmetaller med frigivelse af svovl i henhold til reaktionen mulige ved anoden:

SC(NH2)2-2e=CNNH2+S+2H+

Over tid tilfører cyanamid vand og bliver til urinstof.

CNNH2+H2O=CO(NH2)2

Den overordnede proces med anodisk oxidation af tungmetaller forløber i overensstemmelse med reaktionen

Oxidationen af ​​tungmetaller øges især med stigende strømtæthed > 15 A/m2. Anodisk nedbrydning af tungmetaller øger forbruget af dette dyre reagens, og dets nedbrydningsprodukter har en skadelig effekt på den elektrolytiske adskillelse af metaller fra opløsning og kvaliteten af ​​sedimentet. For at undgå dette er det tilrådeligt at udføre elektrolyseprocessen med adskillelse af anode- og katoderummene med en membran med en ionbyttermembran, dvs. med opdeling af elektrolysebadet i anode- og katodekamre. Den guldholdige HM-opløsning placeres i katoderummet, anolytten er en 0,5-1,0 % opløsning af H 2 SO 4. Anion- eller kationbyttermembraner anvendes som membraner, hvorigennem HM-molekyler ikke passerer ind i anolytten. Komplekse HM-kationer går over i anolyt i små mængder: 3-4%. I nærvær af membraner reduceres forbruget af tungmetaller under elektrolyse kraftigt. Elektrolyseprocessen udføres ved en katodestrømtæthed Jc = 8...10 A/m2, badspænding 3,0 V, elektrolyttemperatur 50-60 °C, potentialværdi 0,3-0,4 V i forhold til normal sølvklorelektrode. Størstedelen af ​​guld aflejres inden for 2-3 timer efter elektrolyse. Efter en koncentration på 100-120 mg/l for at opnå et resterende guldindhold i opløsningen på 10-20 mg/l, øges varigheden af ​​aflejringen til 6-12 timer. Guldindholdet i katodeaflejringen er 70-85%. , sølv 10-25%, kobber 0,5-5%, zink 0,1-0,2%, jern 0,1-0,4%. Størstedelen af ​​uædle metalurenheder forbliver i elektrolytten og returneres til gulddesorptionsprocessen. Den nuværende effektivitet for guld og sølv er omkring 30%. Det er upraktisk at øge strømtætheden til mere end 15-20 A/m2, da dette øger aflejringen af ​​urenheder, især kobber, strømeffektiviteten falder, elektrolyttens medrivning med bobler af frigivet brint øges, og strukturen af indskudsændringer.

8. Elektroluering. Metoden til elektroeluering, eller elektrodesorption, er en kombineret proces med desorption af guld og dets elektroaflejring fra opløsning. Elektroelueringen af ​​guld under anvendelse af desorption af en NH4SCN-opløsning blev undersøgt. Til dette formål blev 1,5 l mættet anionit Deacidit N med 24% stærke basiske grupper, efter foreløbig eluering af nikkel og kobber derfra med en NaCN-opløsning, blandet i et elektrolysebad med 10 l 5 N. (380,65 g/l) NH4SCN-opløsning (6,67 volumener opløsning pr. 1 volumen harpiks). En kulstofplade blev brugt som anode, og blyfolie blev brugt som katode. Katodestrømtætheden var 154 A/m2, spænding 1,5 V. Guld udvindes næsten fuldstændigt af harpiksen inden for 24 timer (op til et indhold på 0,066 g/l) og aflejres ganske fuldstændigt på blykatoden (op til et indhold). i opløsningen på 15 mg/l). Ved en spænding over elektroderne på 1,5-1,6 V ødelægges ammoniumthiocyanat ikke og kan bruges til elektroeluering mange gange. Ødelæggelsen af ​​NH 4 SCN skete, når spændingen på elektroderne var 1,8-1,86 V. I tilfælde af ikke-selektiv elektroeluering 5 N. Med en opløsning af NH 4 SCN ved en katodestrømtæthed på 300 A/m2 og en spænding ved elektroderne på 1,6 V blev guld og kobber vasket ud af harpiksen og aflejret næsten 100 % på katoden, nikkel blev praktisk talt ikke elueret , men noget af det (op til 9%) blev aflejret ved katoden. Processens varighed er 60 timer. Fordelen ved metoden er det lille volumen af ​​elueringsopløsningen og accelerationen af ​​desorptionsprocessen, men de ulemper, der er forbundet med rhodaniumeluater, består. Elektroelueringsmetoden ved anvendelse af svagt sure TM-opløsninger blev udviklet af M.S. Girdasov. Opsætningsdiagrammet for elektroeluering er vist i fig.

En mættet anionbytter og elektrolyt fyldes i en hermetisk lukket elektrolysator i en mængde på 2-10 m3 pr. 1 m3 harpiks. Elektrolytten er en salt- eller svovlsyreopløsning af HM med en koncentration på 55-65 g/l HM og 18-20 g/l HC1 eller 25 g/l H 2 SO 4. Platiniseret titanium bruges som anoder, titanium (VT-1 kvalitet) bruges som katoder. Harpiksen holdes i suspension ved luftomrøring. Det frigivne HCN udledes med en luftstrøm til absorptionsbeholdere fyldt med en alkaliopløsning (NaOH eller CaO). For at undgå oxidation af tungmetaller og forurening af metalaflejringen med elementært svovl bør anoder placeres i kamre med membraner lavet af kationbytter- eller anionbyttermembraner. En 1-2% opløsning af H 2 SO 4 hældes i anodekamrene som en anolyt. Metallerne aflejret på katoden er beskyttet mod den blandede harpiks af en skærm lavet af polyethylennet.

Elektroelueringsprocessen uden anodemembraner (ifølge M.S. Girdasov) udføres ved en strømtæthed på 10-20 A/m2, en spænding ved elektroderne på 1-1,5 V i 24-30 timer og gør det muligt at opnå et resterende guldindhold i harpiksen på 0,2-0,4 mg/g. Anvendelsen af ​​anodiske ionbyttermembraner gør det muligt at øge strømtætheden til 100-300 A/m 2, hvorved hastigheden af ​​elektrodesorptionsprocessen øges kraftigt, og varigheden af ​​elektrodesorptionsprocessen falder. Samtidig falder koncentrationen af ​​tungmetaller i elueringsopløsningen fra 80-90 g/l i en dynamisk proces til 55-65 g/l under elektroeluering, hvilket signifikant reducerer tabet af dette reagens og udstyrsvolumen. Disse fordele opvejer noget af stigningen i strømforbruget, når strømtætheden stiger. Således ved elektroeluering af en anionbytter, tidligere renset fra urenheder af uædle metaller, ved anvendelse af en kationbytter-anodemembran ved en strømtæthed på 100-150 A/m 2, spænding ved elektroderne 3 V, HM-koncentration - 55 g/l og HCl - 19 g/l, det resterende guldindhold i harpiksen var 0,2 - 0,4 mg/g opnået med en procesvarighed på 6 timer. Graden af ​​elektrodesorption af guld var 95-97%, med aflejring på katoden 87,0 -. 92,0 %. Guldindholdet i katodeaflejringen er 80-85%. Sammenlignet med dynamisk eluering under elektrodesorption af guld accelererer processen 3-4 gange i fravær af anodemembraner og en strømtæthed på 10-20 A/m2 og 20-25 gange i nærvær af membraner og en stigning i strøm densitet til 100-150 A/m2. Stigningen i elektroelueringshastigheden forklares ved et skift i ligevægten af ​​gulddesorptionsreaktionen og en stigning i diffusionshastigheden af ​​ioner af thiourinstofkomplekser af guld fra ionbytterkornene på grund af et fald i koncentrationen af ​​disse ioner i opløsningen under elektroaflejring af metallet. Processen med elektrodesorption af urenheder - kobber, zink og jern - med en alkalisk opløsning af NaCI blev udviklet af A.S. Stroganov. Anbefalede forhold: anodemembran - kationbyttermembran, strømtæthed 150-200 A/m2; elueringsopløsning: 75-85 g/l NaOH + 60-75 g/l NaCI; mængden af ​​opløsning er 2 volumener pr. 1 volumen harpiks, procesvarigheden er 6-10 timer. Det resterende totale indhold af urenheder i harpiksen er 1,5-3,5 mg/g. Den største hindring for den industrielle implementering af de udviklede elektroelueringsmetoder er manglen på et tilfredsstillende elektrolysatordesign, der kunne sikre stabil implementering af processen under produktionsforhold.

Mulige muligheder for at udvinde guld fra thiourinstofopløsninger kan også bruges: ionflotation, ekstraktion med TOA, hydrat (NaOH) udfældning med efterfølgende behandling af de resulterende guldbærende sedimenter ved cyanidering, reduktion med brintgas og andre metoder.

Anvendelse: mineralforarbejdning. Det tekniske resultat af opfindelsen er at øge guldindvindingen, reducere guldtabet med flotationsaffald og også øge økonomisk effektivitet teknologisk proces med guldudvinding ved at reducere forbruget af reagenser. Metoden omfatter hoved-, renere- og kontrolflotation, sørger for fjernelse fra flotation til flotationskoncentrat af skumproduktet fra hovedflotationen, opnået i den indledende fase i en periode på op til 25% af den samlede tid af hovedflotationen, samt skumproduktet fra den første renseflotation, opnået i en tid på op til 50 % af tiden for den første renseflotation. 1 løn filer, 1 ill., 1 bord.

Opfindelsen angår fremgangsmåder til fremstilling af ædelmetaller, mere præcist fremgangsmåder til skumflotation af guldholdige malme, og kan anvendes i minedrift og metallurgisk industri til udvinding af guld fra primære ildfaste malme.

Der er kendte metoder til flotationsberigelse af ædelmetalmalme, bestående af hoved-, rense- og kontrolflotationer med frigivelse af guldholdigt koncentrat i form af et skumprodukt og tailings i form af et kammerprodukt. [RF patent nr. 2085299. Produktionslinje til forarbejdning af mineralske råvarer indeholdende ædle metaller. JSC "Irgiredmet" Annonceret 16.11.1994, udg. 27/07/1997]. Produktionslinjen omfatter serieforbundne enheder installeret langs den teknologiske proces til blanding af pulp med flotationsreagenser, to flotationsmaskiner - en til den primære separation af mættede agglomerater til et skumprodukt, den anden til deres sekundære separation. Et karakteristisk træk er, at det mættede agglomerat af den primære separation kombineres med kammerproduktet fra kontroloprensningen og, efter kontakt med flokkuleringsmidlet, kommer ind i den primære flotation.

Ulempen ved den kendte produktionslinje er fortyndingen af ​​det let flydende mættede agglomerat af den primære flotationsseparation med kammerproduktet fra rensningskontroloperationen, hvilket hjælper med at reducere guldgenvinding og reducere effektiviteten af ​​berigelsesprocessen.

Prototypen ifølge opfindelsen er en fremgangsmåde til at udnytte primære guldmalme [Kuzina Z.P., Antsiferova S.A., Samoilov V.G. Optimal ordning for malmforberedelse og flotation af ildfaste guldmalme fra Bogolyubovskoe-forekomsten. Ikke-jernholdige metaller, 2005, nr. 3, s. 15-17]. Den teknologiske berigelsesproces i den kendte fremgangsmåde indbefatter to hovedflotationsoperationer, to kontroloperationer og to genrensning af skumproduktet fra hovedflotationen, der opererer i en lukket cyklus med skumproduktet fra kontroloperationen og tailings fra første genrengøring. Som et resultat af flotationsberigelse af ildfast guld-arsenmalm opnås et sulfidguldholdigt koncentrat, som leveres til hydrometallurgisk behandling og tailings. Indvindingen af ​​guld i det guldholdige koncentrat er 84,2% med et koncentratudbytte på 7,4% og et indhold på 50,0 g/t.

Ulempen ved den kendte metode til forædling af primære guldmalme er den utilstrækkelige høje udvinding af guld til koncentrat, såvel som store tab af guld (0,75 g/t) med flotationsaffald. Derudover er ulempen ved prototypen det øgede forbrug af reagenser, hvilket reducerer den økonomiske effektivitet af processen.

Formålet med opfindelsen er at øge guldudvinding, reducere guldtab fra flotationsaffald og også øge den økonomiske effektivitet af guldudvindingsprocessen ved at reducere forbruget af reagenser.

Problemet løses ved, at i metoden til forædling af guldmalme, herunder hoved-, rense- og kontrolflotation med fremstilling af guldholdigt flotationskoncentrat fra skumprodukter og tailings fra kammerproduktet af kontrolflotation, ifølge opfindelsen , skumproduktet fra hovedflotationen opnået i det indledende trin i en tid på op til 25 % af den samlede tid for hovedflotationen, samt skumproduktet fra den første renere flotation, opnået i en tid på op til 50 % af tiden for den første renere flotation, fjernes fra flotationen, kombineres til et flotationskoncentrat og sendes til metallurgiske operationer. Skumproduktet opnået under den resterende tid af hovedflotationen sendes til renere flotation. Skumproduktet fra den sidste renseflotation kombineres med flotationskoncentratet. Skumproduktet fra kontrolflotationen returneres til hovedflotationen. Flotationskoncentratet sendes til fortykning og derefter til metallurgiske operationer.

Det tekniske resultat af opfindelsen opnås ved at fjerne guldholdige sulfider fra processen i form af et skumprodukt med høj hastighed flotation, til flotationskoncentrat i det indledende trin af flotationen, hvilket sker i op til 25 % af den samlede tid af hovedflotationen. Det valgte flotationskoncentrat opfylder med hensyn til dets indhold af guld og beslægtede grundstoffer (sulfid svovl, arsen, jern) kravene til guldekstraktionsprocessen og kræver ikke rensende flotation, hvilket bidrager til tabet af guld fra flotationskoncentratet . Fjernelsen af ​​skumproduktet i det indledende trin fra hovedflotationsprocessen hjælper med at løse problemet med opfindelsen - for det første øger udvindingen af ​​guld i flotationskoncentratet med 1,6 % med et højere guldindhold i det sammenlignet med prototypen ( 50 g/t), for det andet reducerer tabet af guld fra flotationskoncentratet i rense- og hovedflotation og for det tredje reducerer forbruget af reagenser.

Det tekniske resultat opnås også ved at fjerne skumproduktet i den indledende fase af den første rensning i op til 50 % af den samlede tid af den første rensning ind i det færdige flotationskoncentrat. Det valgte flotationskoncentrat kræver ikke yderligere forfining for at forbedre kvaliteten, hvilket bidrager til akkumulering af metal inde i kredsløbet og yderligere tab med flotationshaler. Fjernelsen af ​​skumproduktet fra processen i den indledende fase af renere flotation hjælper således til at øge guldgenvindingen.

Essensen af ​​den foreslåede metode er illustreret af en tegning, der viser et teknologisk diagram af apparatet og viser bevægelsen af ​​flotationsprodukter. Den teknologiske ordning indeholder følgende enheder: 1 - kontakttank, 2 - hovedflodemaskine, 3, 4 - renere flotationsmaskiner, 5 - kontrolflotationsmaskine, 6 - fortykningsmiddel.

Metoden udføres som følger. Malmen, som har gennemgået forberedende operationer til flotation efter en af ​​de kendte metoder, med et indhold på 85-89% af klassen - 0,074 mm, kommer i kontaktkar 1 til behandling med flotationsreagenser. Fra kontakttanken føres massen ind i flotationsmaskine 2 til hovedflotationen. Skumproduktet fra det første kammer i flotationsmaskinen 2, opnået inden for 2,5 minutter, i form af et flotationskoncentrat, sendes til efterfølgende metallurgiske operationer, for eksempel til fortykningsmidlet 6 til fortykkelse. Skumproduktet opnået i de resterende kamre i h2 i 9,5 minutter sendes til flotationsmaskinen 3 til den første renseflotation. Skumproduktet fra det første kammer i flotationsmaskinen 3, opnået inden for 3 minutter fra tidspunktet for den første renseflotation, sendes i form af et flotationskoncentrat til fortykningsmidlet 6. Skumproduktet fra de resterende kamre i det første renere flotation fra flotationsmaskinen 3, opnået i den resterende tid - 3 minutter, sendes til flotationsmaskinen 4 for anden renseflotation. Skumproduktet fra den anden renseflotation fra flotationsmaskine 4 sendes i form af et flotationskoncentrat til fortykningsmiddel 6. Kammerproduktet fra hovedflotationen fra flotationsmaskine 2 sendes til flotationsmaskine 5 til kontrolflotation. Skumproduktet fra kontrolflotationen returneres til det andet kammer i flotationsmaskinen 2 i hovedflotationen. Kammerproduktet fra den første rengøringsoperation returneres til det andet kammer i flotationsmaskinen 2 i hovedflotationen. Kammerproduktet fra den anden rengøringsflotation fra flotationsmaskinen 4 returneres til modtagelommen i flotationsmaskinens 3 første kammer i den første renseoperation. Kammerproduktet fra kontrolflotationen fra flotationsmaskinen 5 fjernes i form af flotationshaler med et guldindhold på ≤0,5 g/t.

Flotationskoncentraterne kombineres i fortykningsmiddel 6 og sendes til metallurgiske operationer, for eksempel biooxidation og cyanidering, eller sendes til pyrometallurgiske operationer. Teknologiske indikatorer for flotationsberigelse opnået ved hjælp af den foreslåede metode er angivet i tabellen.

1. En metode til forædling af guldmalme, herunder hoved-, rense- og kontrolflotation med fremstilling af guldholdigt flotationskoncentrat fra skumprodukter og tailings fra kammerproduktet fra kontrolflotationen, kendetegnet ved, at skumproduktet fra hovedflotationen opnået i den indledende fase i en periode på op til 25 % af den samlede tid af hovedflotationen, samt skumproduktet fra den første renserflotation, opnået inden for en tid på op til 50 % af tiden for den første renser flotation, fjernes fra flotationen, kombineres til et flotationskoncentrat og sendes til metallurgiske operationer.

2. Fremgangsmåde ifølge krav 1, kendetegnet ved, at skumproduktet opnået under den resterende tid af hovedflotationen sendes til renere flotation, skumproduktet fra den sidste renere flotation kombineres med flotationskoncentratet og skumproduktet fra kontrolflotation returneres til hovedfloden.

Lignende patenter:

Bocharov V. A., Abryutin D. V.

Oplysninger om råvaregrundlaget for guldmalme præsenteres; teknologiske egenskaber ved materialesammensætningen af ​​forskellige typer ildfaste malme overvejes; egenskaberne af mineralformationer og associationer af guld er beskrevet. Karakteristikaene ved malmforædlingsprocesser og -apparater er givet, de vigtigste teknologiske metoder og guldudvindingsmetoder ved hjælp af gravitations-, magnetoelektriske, flotations-, hydrokemiske og kemisk-metallurgiske metoder. Funktionerne ved indenlandsk og udenlandsk praksis og guldberigelsesordninger er noteret; eksempler på hydrokemisk teknologi af guldmalme og materialer er givet; teknologiske egenskaber ved hydrometallurgisk behandling af pyrit, pyrrhotit, antimon, tellurid, polymetallisk, kobber-zink, lerholdigt, kulholdigt og andre malme og materialer fremhæves. Fysisk-kemiske metoder til udvaskning af guld fra ildfaste malme og metoder til udvinding heraf fra opløsninger overvejes; teknologien til at smelte guldholdige koncentrater og produkter er beskrevet; teknologiske ordninger for guldudvindingsfabrikker af russiske og udenlandske virksomheder er givet.
For forskere, specialister i guldminevirksomheder, forarbejdningsanlæg, kemiske og metallurgiske butikker, der behandler guldholdige råmaterialer, kan det være nyttigt for kandidatstuderende, studerende, lærere gymnasium, ingeniører, bachelorer, kandidater.

ISBN: 978-5-87623-416-2
Sider: 420
Indbinding: hård
Forlag: NUST MISIS
Sprog: russisk
Udgivelsesår:

Forord
1. Karakteristika for malmens materialesammensætning
1.1. Mineralsammensætning
1.2. Teknologisk klassificering
1.3. Udvikling af guldudvindingsteknologi
1.4. Anvendelse af ædelmetaller
1.5. Krav til kvaliteten af ​​råvarer
2. Fysisk-kemiske egenskaber for ædelmetaller
2.1. Egenskaber ved materialesammensætningen af ​​malme
2.2. Fysisk-kemiske egenskaber af guld
2.3. Opløsning af guld i opløsninger af kemiske forbindelser
2.3.1. Guld bæredygtighedskriterier
2.3.2. Opløsning i syrer
2.3.3. Opløsning af guld i opløsninger af klor, jod og brom
2.3.4. Thiocarbamid og thiosulfat opløsning af guld
2.3.5. Cyanidering
2.3.6. Genvinding (fældning) af guld fra udvaskningsopløsninger
2.3.7. Teknologiske egenskaber, der bestemmer valget af guldberigelsesmetoder og -anordninger
3. Klargøring af mineralske råvarer til berigelse
3.1. Afslørende guld
3.2. Malmknusning
3.3. Malmslibning
3.4. Malmforberedelse og pulpkonditionering
3.5. Fysisk-kemiske metoder til adskillelse af mineraler
3.6. Karakteristika for de vigtigste teknologiske processer til guldberigelse
3.6.1. Gravitationsprocesser
3.6.2. Magnetoelektriske metoder
3.6.3. Guld flotation
4. Tyngdekrafts-flotationsskemaer til guldudvinding
4.1. Grundlæggende malmfremstillingsprocesser
4.2. Øvelse af tyngdekraft-flotationsberigelsesskemaer

4.3. Funktioner af tyngdekraft-flotation guld udvinding ordninger
5. Hydrometallurgiske processer til forarbejdning af malme og produkter
5.1. Syreudvaskning
5.2. Udvaskning i opløsninger af klor, jod, brom
5.3. Thiourinstof, thiosulfat og sulfitudvaskning
5.4. Opløsning af guld i svovl-alkaliske opløsninger
5.5. Udvaskning af guld med alkaliske cyanidopløsninger
5.6. Udvaskning ved perkolation
5.7. Dyngeudvaskning
5.8. Udvaskning ved omrøring
5.9. Sorptiv udvaskning
5.10. Autoklavudvaskning
5.11. Biokemisk udvaskning
5.12. Metoder til udfældning af guld fra opløsninger
5.13. Kemisk berigelsespraksis
5.13.1. Forarbejdning af pyritholdige malme og produkter
5.13.2. Forarbejdning af pyrrhotitholdige malme og produkter
5.13.3. Forarbejdning af antimonprodukter
5.13.4. Forarbejdning af svovlmalm
5.13.5. Berigelse af lermalme
5.13.6. Berigelse af jernholdige metalmalme
5.14. Magnetisk-elektrisk pulsbehandling
5.15. Elektrokemisk forarbejdning
5.16. Behandling med accelereret elektronenergi og elektromagnetiske pulser med høj magnetfeltstyrke
6. Pyrometallurgiske metoder til forarbejdning af koncentrater
6.1. Oxidativ fyring
6.2. Kloreringsfyring
6.3. Alkalisk og sulfiderende brænding
6.4. Vakuumfyring
6.5. Smeltning af kobberkoncentrater
6.6. Smeltning af zinkkoncentrater

6.7. Smeltning af blykoncentrater
6.8. Smeltning af antimonprodukter og sulfidkoncentrater
6.9. Smeltning af koncentrater ved hjælp af metal doré legering
6.10. Grundlæggende om raffineringsforarbejdning af guldholdige materialer
6.11. Klorering og elektrolytisk raffinering af guld og sølv-guld legeringer
7. Neutralisering af berigelsesspildevand og udvaskningsopløsninger af guld og ikke-jernholdige metaller
7.1. Behandling af spildcyanidvand
7.2. Behandling af affaldselektrolytter og spildevand
7.3. Prøveudtagning og kontrol hos virksomheder, der bearbejder guldmalm
Bibliografi

Download filfremviser:​Adobe Acrobat Reader ​og ​DJVu-læser ​

Eksisterende partikelseparationsmekanismer på skrueseparatorer
(downloads: 293)
V.D. Ivanov, S.A. Prokopyev "Skrueanordninger til berigelse af malm og sand i Rusland", M. 2000
(downloads: 215)
M.F. Anikin, V.D. Ivanov, M.L. Pevzner "Skrueudskillere til malmbehandling", M. 1970
(downloads: 143)
K.V. Solomin "Skrueadskillere", M. 1956
(downloads: 109)
K.V. Solomin "Berigelse af sand af placeraflejringer", M. 1961
(downloads: 228)
R. Burt, K. Mills "Technology of gravitational enrichment", M. 1990
(downloads: 288)
N.A. Samylin "Jigs", M. 1976
(downloads: 184)
Metoder til bestemmelse af slibbarhed
(downloads: 218)
K.A. Razumov, V.A. Perov "Design af forarbejdningsanlæg", M. 1982
(downloads: 374)
T.V. Glembotskaya "Fremkomsten og udviklingen af ​​gravitationsberigelsesmetoder", M. 1991
(downloads: 165)
B.F. Kulikov "Mineralogisk opslagsbog for behandlingsteknolog", M. 1985
(downloads: 328)
V.Z. Kozin "Undersøgelse af malme til dressing"
(downloads: 207)
V.Z.Kozin O.N.Tikhonov "Test, kontrol og automatisering af berigelsesprocesser"
(downloads: 203)
Metseo Minerals "Grundlæggende om mineralforarbejdning"
(downloads: 434)
V.N. Shokhin, A.G. Lopatin "Gravitationsmetoder til berigelse"
(downloads: 179)
Knusning, formaling og sigtning af mineraler "S.E. Andreev, V.A. Perov, V.V. Zverevich"
(downloads: 274)
Magnetiske og elektriske berigelsesmetoder "V.V. Karmazin, V.I. Karmazin"
(downloads: 189)
Handbook of Ore Processing bind 1, 1972
(downloads: 202)
Håndbog for design af malmforarbejdningsanlæg (bog 2, 1988)
(downloads: 206)
Handbook of Dust and Ash Collection (1975)
(downloads: 136)
Vejviser. Teknologisk vurdering af mineralske råstoffer (1990)
(downloads: 128)
Vejviser. Teknologisk vurdering af mineralske råstoffer. Eksperimentelle installationer. 1991
(downloads: 129)
Referencemanual del 1 "S.K. Falieva"
(downloads: 181)
Referencemanual del 2 "S.K. Falieva"
(downloads: 133)
Teknologi til konditionering og selektiv flotation af ikke-jernholdige metalmalme (V.A. Bocharov, M.Ya. Ryskin)
(downloads: 162)
Teknologi til berigelse af guldholdige råmaterialer (V.A. Bocharov, V.A. Ignatkina, 2003)
(downloads: 281)
Teknologi til berigelse af guldbærende sand (V.P. Myazin, O.V. Litvintseva, N.I. Zakieva, 2006)
(downloads: 182)
Teknologi til forarbejdning og berigelse af ikke-jernholdige metalmalme bind 1 (A.A. Abramov)
(downloads: 254)
Teknologi til forarbejdning og berigelse af ikke-jernholdige metalmalme bind 2 (A.A. Abramov)
(downloads: 267)
Teknologi til behandling og berigelse af ikke-jernholdige metalmalme bind 3, bog 1 (A.A. Abramov, 2005)
(downloads: 233)
Teknologi til behandling og berigelse af ikke-jernholdige metalmalme bind 3, bog 2 (A.A. Abramov, 2005)
(downloads: 217)
Elektriske berigelsesmetoder (N.F. Olofinsky, 1970)
(downloads: 133)
Zamyatin Berigelse af guldbærende sand og konglomerater 1975
(downloads: 124)
Tikhonov Nazarov - Teori og praksis for kompleks behandling af mineraler 1989
(downloads: 182)
Shinkorenko S.F. - Håndbog om udnyttelse af jernholdige metalmalme 1980
(downloads: 163)