Il libro di testo contiene informazioni sulle caratteristiche chimiche e mineralogiche dei minerali d'oro. classificazione genetica e tecnologica, proprietà tecnologiche di minerali e minerali. Proprietà fisico-chimiche considerate metalli nobili e le loro formazioni minerali. Vengono fornite le caratteristiche di stabilità chimica e le condizioni per la dissoluzione dell'oro. Vengono identificati i principali metodi di preparazione dei minerali per l'arricchimento.
Destinato agli studenti della specializzazione "Metallurgia", profilo "Tecnologia delle materie prime minerali", specialità "Lavorazione dei minerali" e può essere utile a specialisti e ricercatori coinvolti nella lavorazione di materie prime contenenti oro.

Classificazione genetica e tecnologica dei minerali.
In Russia a lungo Le principali fonti di materia prima per la produzione dell'oro erano i giacimenti, ma attualmente, grazie a politica pubblica e per iniziativa dei minatori d'oro, si prevede che il principale aumento della produzione di oro sarà ottenuto attraverso lo sviluppo di depositi minerari esclusivamente endogeni e di formazioni metamorfiche. Esistono molte classificazioni dei depositi di minerali (secondo Yu.A. Bilibin, K.I. Bogdanovich, M.B. Borodaevskij, G.P. Volarovich, M.I. Novgorodova, N.V. Petrovsky, I.S. Rozhkov, V. .I. Smirnov e altri). Lo hanno tutti segnali generali: depositi plutonogeni - principalmente idrotermali; profondo - alta temperatura; vulcanogenico: vicino alla superficie o superficiale e a bassa temperatura.

Le ragioni principali che complicano la sistematizzazione dei minerali sono le seguenti. In primo luogo, i depositi d'oro spesso variano nel tempo di formazione e sono associati a minerali di metalli non ferrosi, rari e di altro tipo. In secondo luogo, i minerali d'oro si formano in un ampio intervallo di temperature compreso tra 400 e 1.300 °C, a varie profondità di 0,5...5 km e sono geneticamente correlati alle rocce basiche, ultrabasiche, alcaline e acide. Inoltre, le rocce ospiti possono essere vulcaniche e sedimentarie. In terzo luogo, l'oro appare in concentrazioni piuttosto elevate nei depositi di minerali di metalli non ferrosi, rari, di ferro, radioattivi e altri sotto forma di impurità in varie forme. In quarto luogo, i depositi d'oro sono generalmente complessi e contengono oltre all'oro non ferrosi, rari e altri metalli, il cui costo spesso supera il costo dell'oro.

SOMMARIO
Prefazione
1. Caratteristiche chimiche e mineralogiche dei minerali d'oro
1.1. Composizione dei materiali e caratteristiche generali dei minerali
1.2. Classificazione genetica e tecnologica dei minerali
2. Caratteristiche generali e l’uso dell’oro nell’economia
3. Proprietà fisico-chimiche dell'oro e delle formazioni minerali
3.1. Composizione mineralogica dei minerali
3.2. Proprietà di base del minerale d'oro
4. Proprietà chimiche oro
4.1. Resistenza chimica e dissoluzione dell'oro
4.2. Cianidazione dell'oro
4.3. Lisciviazione con tiourea e tiosolfato
4.4. Sciogliere l'oro negli acidi
4.5. Sciogliere l'oro in soluzioni di cloro, iodio e bromo
4.6. Recupero dell'oro
4.7. Proprietà chimiche e tecnologiche e scelta dei metodi di arricchimento dell'oro
5. Preparazione di materie prime minerali per l'arricchimento
5.1. Divulgazione dell'oro, delle sue associazioni minerali negli schemi di frantumazione e macinazione
5.2. Modalità di preparazione e condizionamento dei minerali separati
6. Caratteristiche generali dei processi tecnologici
6.1. Processi gravitazionali
6.1.1. Arricchimento su macchine jigging
6.1.2. Arricchimento sui dispositivi a vite
6.1.3. Arricchimento delle tabelle delle concentrazioni
6.1.4. Arricchimento in idrocicloni a cono corto
6.1.5. Arricchimento in concentratori centrifughi
6.1.6. Caratteristiche tecnologiche dell'uso di dispositivi a cascata di gravità negli schemi di arricchimento
6.1.7. Arricchimento in impianti modulari
6.1.8. Finitura di concentrati per gravità
6.2. Metodi magnetico-elettrici
6.2.1. Separazione magnetica
6.2.2. Separazione elettrica
6.2.3. Separazione radiometrica
6.2.4. Separazione magnetoidrodinamica e magnetoidrostatica
6.2.5. Separazione mediante flocculazione magnetica
6.2.6. Separazione magnetica dei fluidi
6.3. Arricchimento per flottazione
6.3.1. Caratteristiche generali dei processi
6.3.2. Principi di base dell'uso dei reagenti di flottazione
7. Tecnologie di flottazione per gravità
7.1. Preparazione del minerale e condizionamento della polpa
7.2. Pratica di recupero dell'oro mediante flottazione per gravità
7.3. Caratteristiche dell'estrazione per flottazione dell'oro da minerali metallici non ferrosi
7.4. Studio della distribuzione dell'oro durante l'arricchimento di minerali di rame-zinco di pirite (massiccia).
7.5. Metodi a gravità per l'estrazione dell'oro da minerali di metalli non ferrosi
7.6. Tecnologia per l'estrazione dell'oro da minerali ossidati
8. Processi idrochimici per la lavorazione di minerali e concentrati
8.1. Lisciviazione dell'oro in soluzioni di cianuro alcalino
8.2. Lisciviazione di tiourea, tiosolfato e solfito
8.3. Lisciviazione con acidi
8.4. Lisciviazione in soluzioni di cloro, iodio
8.5. Lisciviazione per percolazione
8.6. Lisciviazione del cumulo
8.7. Lisciviazione agitando
8.8. Lisciviazione assorbente
8.9. Lisciviazione in autoclave
8.10. Lisciviazione biochimica
8.11. Metodi per estrarre l'oro dalle soluzioni
8.12. Tecnologie di arricchimento chimico (secondo V.V. Lodeyshchikov, Irgiredmet OJSC)
8.12.1. Lavorazione di minerali e prodotti contenenti pirite
8.12.2. Lavorazione di minerali e prodotti contenenti pirrotite
8.12.3. Lavorazione dei minerali di zolfo
8.12.4. Arricchimento di minerali argillosi
8.12.5. Arricchimento di minerali metallici ferrosi
9. Processi pirometallurgici per la lavorazione dei concentrati
9.1. Arrostimento ossidativo di materiali solforati
9.2. Tostatura ossidativa con clorazione
9.3. Cottura alcalina e di altro tipo
9.4. Trattamento con impulsi magnetico-elettrici
10. Fusione di concentrati refrattari
10.1. Fusione di concentrati di rame
10.2. Fusione di concentrati di zinco
10.3. Fusione di metalli di piombo
10.4. Fusione di prodotti di antimonio
10.5. Fusione di concentrati di solfuro
10.6. Fusione di concentrati mediante lega di metallo doré
11. Lavorazione di raffinazione di materiali contenenti oro
11.1. Clorazione dell'oro
11.2. Affinazione elettrolitica dell'oro
11.3. Affinazione elettrolitica delle leghe argento-oro
12. Neutralizzazione acque reflue soluzioni di arricchimento e lisciviazione di oro e metalli non ferrosi
12.1. Trattamento delle acque reflue contenenti cianuro
12.2. Trattamento degli elettroliti di scarto e delle acque reflue
12.3. Estrazione di metalli nobili da prodotti e soluzioni tecnogeniche
13. Campionamento e controllo presso le imprese di estrazione dell'oro
13.1. Campionamento
13.2. Monitoraggio e gestione dei processi tecnologici
Conclusione
Elenco bibliografico.

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INTRODUZIONE

1. PARTE GENERALE

1.1 CARATTERISTICHE DELLE MATERIE PRIME DELL'ORO E METODI DELLA SUA LAVORAZIONE

1.2 SCHEMA TECNOLOGICO PER LA LAVORAZIONE DELLE MATERIE PRIME

BREVE DESCRIZIONE DELLE PRINCIPALI FASI DI LAVORAZIONE DELLA MATERIA PRIMA

PREPARAZIONE DEI MINERALI PER L'ESTRAZIONE DI ORO E ARGENTO

FRANTUMAZIONE E MACINAZIONE DEI MINERALI D'ORO

METODI A GRAVITÀ PER L'ARRICCHIMENTO INDIGENO

ESTRAZIONE DELL'ORO PER AMALGAMAZIONE

ISPESSIMENTO

CIANIDAZIONE DEI MINERALI D'ORO

ASSORBIMENTO DA POLPE (SORPTION LEACHING)

ELUZIONE DI ORO E ARGENTO E RIGENERAZIONE DEGLI SCAMBI ANIONICI SATURI

1.3 RUOLO DEL PROCESSO DI SEPARAZIONE DELL'ORO DAGLI ELUTI DI THIOUREA NELLO SCHEMA TECNOLOGICO

2. PANORAMICA DEL PROCESSO TECNOLOGICO PER L'ISOLAMENTO DELL'ORO DAGLI ELUTI DI THIOUREA

2.1 CARATTERISTICHE E CHIMICA DEL PROCESSO

PRECIPITAZIONE DELL'ORO DA SOLUZIONI DI TIOUREA

3. CALCOLI METALLURGICI

INTRODUZIONE

L'oro è un metallo giallo. Ha un reticolo cubico a facce centrate e si distingue per eccezionale malleabilità e duttilità. Dall'oro puoi ricavare un filo con un diametro di 0,001 mm. La conducibilità termica ed elettrica del metallo è molto elevata: l'oro è secondo solo a rame e argento.

Proprietà fisico-chimiche dell'oro:

Au è nel 1° gruppo,

Massa atomica 197,

Densità a 20°C 19,32 g/cm 3

Gli stati di ossidazione caratteristici sono +1 e +3,

I potenziali normali degli elettrodi sono +1,88 e +1,5 V,

Punto di fusione 1064,4 °C,

Punto di ebollizione 2877°C,

Capacità termica a 25°C 25,5 J/(mol K),

Il calore di evaporazione è 368 kJ/mol.

Una caratteristica distintiva dell'oro è la sua tendenza a formare complessi e la facilità di ridurre in metallo la maggior parte dei suoi composti.

L'oro è un metallo nobile. La bassa attività chimica è una proprietà importante e caratteristica di questo metallo. Nell'aria, anche in presenza di umidità, l'oro rimane praticamente invariato. Anche a temperature elevate, l'oro non interagisce con idrogeno, ossigeno, azoto, zolfo e carbonio.

L'oro si combina con gli alogeni e con il bromo il processo avviene già a temperatura ambiente e con fluoro, cloro e iodio - quando riscaldato.

Il potenziale dell'elettrodo dell'oro nelle soluzioni acquose è molto elevato:

Au®Au + + , j o ​​​​= +1,68 V;

Au®Au +3+3, j o ​​​​= +1,58 V;

Pertanto, l'oro non si dissolve né negli alcali né negli acidi come solforico, nitrico, cloridrico, fluoridrico o organico.

Tuttavia, in presenza di forti agenti ossidanti, l’oro può dissolversi in alcuni acidi minerali. Quindi si dissolve in acido solforico concentrato in presenza di acido periodico H 5 IO 6, acido nitrico, biossido di manganese, nonché in acido selenico anidro caldo H 2 SeO 4, che è un agente ossidante molto forte.

L'oro si dissolve facilmente in acqua regia, acido cloridrico clorurato e soluzioni acquose di metalli alcalini e alcalino terrosi in presenza di ossigeno. Un buon solvente per l'oro è una soluzione acquosa di tiourea contenente cloruro ferroso o solfato (+3) come agente ossidante.

Altri solventi dell'oro includono acqua di cloro e bromo, una soluzione di iodio in ioduro di potassio o acido idroiodico. In tutti i casi, la dissoluzione dell'oro è associata alla formazione di composti complessi.

Nei suoi composti chimici, l'oro può avere uno stato di ossidazione pari a +1 e +3. Tutti i composti dell'oro sono relativamente deboli e vengono facilmente ripristinati in metallo anche mediante semplice calcinazione.

Lo scopo del corso è quello di rivedere le tecnologie per l'estrazione dell'oro da soluzioni di eluati di tiourea, mostrare i vantaggi e gli svantaggi di ciascuna di esse e considerare anche in dettaglio la tecnologia di deposizione elettrolitica dell'oro dagli eluati di tiourea.

1.PARTE GENERALE

1.1 CARATTERISTICHE DELLE MATERIE PRIME DELL'ORO E METODI DELLA SUA LAVORAZIONE

Negli ultimi due o tre decenni, la quota di oro estratto da minerali auriferi tecnologicamente semplici è costantemente diminuita. Allo stesso tempo, aumenta la quota di oro estratto da tali minerali, la cui lavorazione efficace richiede schemi molto più complessi e sviluppati, comprese operazioni di arricchimento per gravità, flottazione, arrostimento, fusione, lisciviazione, ecc. Minerali e concentrati d'oro, la cui lavorazione nelle condizioni convenzionali del processo al cianuro (in combinazione con metodi gravitazionali e di fusione per l'estrazione di oro di grandi dimensioni) non fornisce un recupero dell'oro sufficientemente elevato o è accompagnata da maggiori costi per le singole operazioni tecnologiche (frantumazione, cianurazione, disidratazione, precipitazione di oro da soluzioni, ecc.), chiamato persistente.

MINERALI CON ORO FINO E MODALITÀ DEL LORO TRATTAMENTO

La disseminazione fine dell'oro nei minerali che formano le rocce è la ragione più comune della persistenza dei minerali d'oro.

I minerali di questo tipo si dividono in due categorie principali: minerali in cui l'oro è associato al quarzo; minerali in cui l'oro è associato ai solfuri.

Per estrarre l'oro dai minerali della prima categoria, viene utilizzata la macinazione fine o ultrafine, che garantisce un'esposizione sufficiente dell'oro. A tale scopo, prima delle fasi II e III della lavorazione vengono utilizzati schemi con macinazione a tre fasi e classificazione preliminare del materiale. La macinazione del minerale secondo questo schema garantisce la produzione di un prodotto con una dimensione delle particelle del 90-95% di classe - 0,04 mm.

La cianurazione di materiale così finemente macinato consente, di norma, di ottenere sterili di scarto con un basso contenuto di oro. Tuttavia, a causa dell’elevato costo della macinazione fine, la lavorazione dei minerali d’oro finemente disseminati è significativamente più costosa rispetto alla lavorazione dei minerali convenzionali. Inoltre, a causa dell'aumento del contenuto di limi secondari nella polpa di cianuro formata durante la macinazione fine, la produttività del ciclo di ispessimento e filtrazione è notevolmente ridotta, il che aumenta ulteriormente il costo di estrazione dell'oro da tali minerali. Di conseguenza, quando si lavorano i minerali con oro finemente disseminato, i costi specifici per la macinazione e la disidratazione possono raggiungere il 60% del costo totale della lavorazione del minerale, mentre quando si lavorano i minerali ordinari non superano il 30-40%. Al fine di ridurre i costi di macinazione, negli ultimi anni, ottimo lavoro sull'introduzione di un metodo progressivo di macinazione senza sfere (macinazione autogena) dei minerali d'oro.

I minerali della seconda categoria contengono oro sotto forma di disseminazione fine ed emulsionata in solfuri, principalmente pirite e arsenopirite. Il metodo più comune per estrarre l'oro da tali minerali è la flottazione, che consente l'estrazione dei solfuri contenenti oro e dell'oro libero in un concentrato. Il concentrato può quindi essere lavorato utilizzando vari metodi per estrarne l'oro.

Se la dimensione dei grani delle particelle d'oro non è troppo piccola e consente all'oro di essere esposto mediante macinazione fine, il concentrato di flottazione viene ulteriormente frantumato e cianidato.

L'uso della flottazione in questo caso consente di eliminare la costosa operazione di macinazione fine dell'intera massa del minerale originale e di limitarsi alla macinazione aggiuntiva di una quantità relativamente piccola di concentrato di flottazione, la cui resa è solitamente di 2-5 % della massa del minerale originale.

Spesso, tuttavia, la diffusione dell'oro nei solfuri è così piccola che la macinazione fine e persino ultrafine del materiale non consente di raggiungere il grado di esposizione richiesto. In questo caso, l'oro finemente suddiviso viene esposto mediante tostatura ossidativa. Durante la tostatura ossidativa dei concentrati di flottazione, i solfuri vengono ossidati e convertiti in una massa porosa di ossidi altamente permeabile alle soluzioni di cianuro. La successiva lisciviazione della cenere consente la conversione dell'oro in una soluzione di cianuro.

L'ossidazione della pirite inizia ad una temperatura di 450-500° C. Il processo procede con la formazione di pirrotite FeS 2 + O 2 = FeS + SO 2 come prodotto intermedio, che viene ossidata a magnetite 3FeS + 5O 2 = Fe 3 O 4 + 3SO 2 e successivamente ematite 2Fe 3 O 4 + ½ О 2 = ЗFe 2 О 3 .

A temperature superiori a 600 °C l'ossidazione della pirite è preceduta dalla sua dissociazione con formazione di pirrotite 2FeS 2 = 2FeS + S 2, che viene poi ossidata ad ematite.

Le prestazioni della cottura ossidativa dipendono da una serie di parametri, di cui la temperatura è il più importante. Se la temperatura di cottura non è sufficientemente elevata (sotto i 500° C), la velocità reazioni ossidativeè piccolo e nella cenere può essere presente una notevole quantità di particelle di pirite non completamente ossidate. La cianurazione di tale cenere sarà accompagnata da significative perdite di oro a causa della sua apertura insufficientemente completa. Con l'aumento della temperatura di cottura, l'ossidazione della pirite avviene più velocemente e in modo più completo. Tuttavia, a temperature superiori a 900-950 ° C, è possibile la fusione parziale della cenere a causa della formazione di miscele eutettiche relativamente bassofondenti costituite da pirrotite e magnetite. La comparsa di una fusione porta alla sinterizzazione del materiale e alla produzione di ceneri dense e poco porose, difficili da cianurare.

La concentrazione di ossigeno nella fase gassosa influisce notevolmente sulla prestazione di cottura. A basse concentrazioni di ossigeno, la velocità di ossidazione della pirite diminuisce, il che può portare a un recupero dell’oro insufficiente. Allo stesso tempo, se la concentrazione di ossigeno è eccessivamente elevata, la velocità del processo può diventare così elevata da risultare insufficiente buone condizioni scambio termico, il calore delle reazioni esotermiche non avrà il tempo di dissiparsi nell'ambiente e la temperatura dei grani cotti supererà il limite pericoloso (900-950°C). Di conseguenza, la cenere si scioglierà e la sua struttura non sarà sufficientemente porosa. È stato praticamente stabilito che la temperatura di cottura ottimale per i concentrati di pirite dipende dalla composizione del materiale e varia da 500 a 700 ° C. Calcoli e studi sperimentali mostrano che a causa del "surriscaldamento" della cenere, la sua temperatura può superare la temperatura dell'ambiente fornace entro 300-400 salve La relazione tra la velocità di ossidazione della pirite e la temperatura dei suoi grani indica che per ottenere una cenere porosa, la velocità delle reazioni di ossidazione deve essere regolata in modo tale che la temperatura delle particelle durante la cottura non superi i 900-950 ° C. Per raggiungere questo obiettivo è necessario ridurre la quantità di aria fornita al forno o ridurre la concentrazione di ossigeno nella fase gassosa. Allo stesso tempo è possibile ridurre il “surriscaldamento” delle particelle cotte migliorando le condizioni di scambio termico tra il materiale e l’ambiente. In questo modo è più razionale, poiché consente di mantenere la temperatura ottimale del materiale nel forno senza una corrispondente riduzione della velocità di cottura. Le condizioni per lo scambio termico tra il concentrato cotto e l'ambiente vengono migliorate grazie alla miscelazione intensiva del materiale nel forno. Pertanto, l'esecuzione del processo di cottura su un focolare in condizioni di miscelazione relativamente debole del materiale crea un notevole pericolo di “surriscaldamento” della cenere e di sua parziale fusione. L'esecuzione del processo in forni a letto fluido, dove grazie all'intensa miscelazione le condizioni di scambio termico sono estremamente favorevoli, consente di mantenere la temperatura di cottura in modo molto più accurato, evitando la fusione della cenere.

Il comportamento dell'arsenopirite durante la tostatura ossidativa è per molti versi simile al comportamento della pirite. L'ossidazione intensiva dell'arsenopirite inizia ad una temperatura di circa 450°C e procede con la formazione di pirrotite e magnetite come prodotti intermedi:

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

3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SO2,

2Fe3O4 + 0,5O2 = 3Fe2O3.

A temperature superiori a 600° C l'ossidazione dell'arsenopirite è preceduta dalla sua dissociazione: 4FeAsS = 4 FeS + As 4 (gas).

L'arsenico gassoso viene ossidato a triossido As 4 +3O 2 = 2Аs 2 О 3 e la pirrotite a ematite.

Il triossido di arsenico risultante è altamente volatile. Alla temperatura di 465° C, la tensione di vapore As 2 O 3 è 1 Sono. Pertanto, arsenico, ossidato ad As 2 O 3 , si trasforma in gas

fase. Tuttavia, con un eccesso di ossigeno, il triossido di arsenico può essere ossidato a pentossido: As 2 O 3 + O 2 == As 2 O 5.

A seconda delle condizioni di cottura e della composizione del materiale cotto, l'pentossido di arsenico può rimanere invariato nella cenere o interagire con gli ossidi di ferro, formando arseniati di ferro bivalenti e trivalenti Fe 3 (AsO 4)) 2 e FeAsO 4. Poiché il pentossido di arsenico e gli arseniati di ferro sono praticamente non volatili, l'arsenico, ossidato allo stato pentavalente, rimane completamente nella cenere. Quest'ultima circostanza è estremamente indesiderabile, poiché durante la successiva pianificazione della cenere, l'arsenico entra in soluzione e in alcuni casi interrompe completamente la precipitazione dell'oro con la polvere di zinco. Il riciclaggio delle soluzioni di cianuro dedorate diventa praticamente impossibile. Inoltre, la presenza di composti di arsenico pentavalente nella cenere porta alla formazione di pellicole sulla superficie delle particelle d'oro, che rendono difficile la loro dissoluzione in una soluzione di cianuro.

A questo proposito, quando si tostano concentrati contenenti arsenopirite, l'arsenico deve essere trasferito nella fase gassosa. A questo scopo, la tostatura dei concentrati di arsenico dovrebbe essere effettuata in un'atmosfera debolmente ossidante, che favorisce la formazione di triossido volatile e riduce al minimo l'ossidazione dell'arsenico allo stato pentavalente.

Tuttavia, l'atmosfera debolmente ossidante favorevole alla rimozione dell'arsenico non corrisponde alle condizioni per la massima ossidazione dello zolfo solforato, che richiede un'atmosfera molto più ossidante per essere rimosso. A questo proposito, il modo più razionale per ossidare i concentrati di oro-arsenico è la tostatura in due fasi. La prima fase di cottura, effettuata in condizioni di limitato accesso all'aria, ha lo scopo di trasferire l'arsenico sotto forma di As 2 O 3 nella fase gassosa. La cenere risultante entra nella seconda fase, dove, con un significativo eccesso di ossigeno, avviene l'ossidazione dello zolfo solforato. Questa cottura in due fasi permette di ottenere una cenere porosa adatta alla cianurazione con un basso contenuto di solfuro di zolfo e di arsenico. Per i suoi vantaggi, la tostatura a due stadi viene utilizzata nelle fabbriche di estrazione dell'oro che trattano concentrati di oro e arsenico.

Un effetto simile può essere ottenuto con la cottura a stadio singolo, se si utilizza il principio della controcorrente, cioè il movimento del materiale verso i gas di cottura. In questo caso il concentrato iniziale di solfuri durante il primo periodo di cottura verrà a contatto con gas già parzialmente utilizzati, che quindi presentano una bassa concentrazione di ossigeno. Questa circostanza contribuisce al fatto che l'arsenico verrà rimosso durante il primo periodo di cottura. Man mano che il materiale si sposta ulteriormente nel forno, entrerà in contatto con il gas,

sempre più arricchito di ossigeno, per cui, all'uscita dal forno, la cenere sarà priva non solo di arsenico, ma anche di zolfo. Il principio della controcorrente è ampiamente utilizzato nella tostatura a fuoco di concentrati di solfuro aurifero.

Fino al 1946 i concentrati venivano cotti in tutti gli stabilimenti, senza eccezione, in forni a ponte. Questo tipo di cottura non ha perso la sua importanza fino ad oggi. Solo in Australia esistono diverse dozzine di impianti che arrostiscono concentrati su fornelli. Di tutti i tipi di forni a suola esistenti, i forni Edwards sono i più adatti per la cottura di concentrati contenenti oro. Il forno Edwards è un forno a riverbero meccanizzato a sezione rettangolare. È costituito da un involucro metallico rivestito di mattoni refrattari. Con un elevato contenuto di zolfo nel concentrato (superiore al 26%), la tostatura può procedere in modo autogeno, cioè esclusivamente grazie al calore rilasciato durante l'ossidazione dei solfuri. Se manca lo zolfo, il forno viene riscaldato con carbone, olio combustibile, gas o legna. A tale scopo, ad un'estremità del forno si trovano uno o due focolari. All'altra estremità del forno è presente un foro speciale nel tetto attraverso il quale viene caricato il concentrato cotto. Per mescolare e spostare il materiale durante la cottura, lungo la lunghezza del forno vengono installate una o due file di pale rotanti, azionate da un albero comune situato sopra il forno. La rotazione delle pale garantisce il ripetuto movimento del materiale cotto da una parete all'altra del forno ed il suo contemporaneo avanzamento lungo il forno. In questo modo si ottiene una durata di permanenza del materiale nel forno sufficiente (3-6 H) e si creano le condizioni per la sua miscelazione.

In alcuni casi, i forni Edwards dispongono di dispositivi speciali per modificare l'angolo di inclinazione del forno, che consente di regolare la velocità del materiale che passa attraverso il forno quando cambia la composizione del materiale del concentrato cotto. Nelle imprese con piccola produttività (fino a 7-10 T concentrato al giorno) utilizzare forni con una fila di colpi; a produttività più elevata (10-50 t/giorno) installare forni con due file di file.

I seguenti vantaggi contribuiscono all'uso diffuso dei forni Edwards:

1) rimozione minima della polvere durante la cottura dei concentrati, non superiore allo 0,5-1,0% del peso del materiale caricato. Il basso trascinamento di polvere consente di lavorare senza complessi sistemi di raccolta della polvere. Nella maggior parte delle fabbriche di estrazione dell'oro che utilizzano la torrefazione su focolare, i gas vengono purificati dalla polvere in cicloni o camere di polvere;

2) relativa economicità, semplicità di progettazione e facilità di manutenzione. Le operazioni di riparazione di routine del forno, come la sostituzione del rastrello e dei portarastrello, vengono eseguite dall'esterno del forno senza scaricarlo o raffreddarlo. Ogni forno è servito da un operatore;

3) la capacità di lavorare in un ampio intervallo di temperature e di tostare concentrati con diverse caratteristiche granulometriche e diverse composizioni chimiche.

Tuttavia, insieme ai vantaggi del forno Edwards, come tutti i forni a focolare, presentano gravi svantaggi, i principali dei quali sono i seguenti:

1) produttività specifica relativamente bassa di circa 0,25 m/(m2 - giorno);

2) distribuzione non uniforme della temperatura sulla massa del materiale cotto;

3) la difficoltà di regolare la temperatura e le condizioni di ossigeno.

Questi svantaggi della cottura a focolare servirono da impulso per lo sviluppo di un metodo di cottura molto più progressivo: la cottura a letto fluidizzato. Attualmente, la torrefazione a letto fluido viene utilizzata nelle imprese di estrazione dell'oro in Canada, negli Stati Uniti e in altri paesi. Nella fig. Viene mostrato uno schema dell'impianto di tostatura a letto fluido per il concentrato di flottazione presso la miniera Dickenson Mines (Canada). Il forno a letto fluido è un cilindro verticale in acciaio del diametro di 2,5 M e altezza 5,5 M, rivestito con mattoni refrattari. Podina F forni con una superficie di 3,14 m2 realizzato in cemento refrattario. Nel focolare sono presenti 116 ugelli attraverso i quali l'aria viene fornita dal turbocompressore. Il concentrato viene continuamente alimentato nel forno e sotto forma di polpa mediante una pompa. Entrando nel forno, le particelle di concentrato vengono poste in continuo movimento verso l'alto.

correnti d'aria. L'altezza del letto fluidizzato è di circa 1,2 M. La temperatura nel forno è di 700" C. Lo scarico della cenere avviene in continuo attraverso un apposito condotto di scarico posto a livello del letto fluido sul lato opposto al caricamento. All'uscita dal forno la cenere entra in un bagno d'acqua, dove viene raffreddato. I gas di tostatura vengono puliti dalle polveri in tre cicloni disposti in sequenza, dopodiché le polveri dei cicloni vengono scaricate in vasche piene d'acqua attraverso un camino. La pasta, costituita da cenere e polvere, viene concentrata e inviata alla pianificazione .

Un ulteriore miglioramento nella tecnologia di tostatura dei concentrati di oro-arsenico in un letto fluidizzato consiste nel realizzarla in due fasi. La cottura a due fasi può essere eseguita in due camere del forno collegate o in forni separati.

Nella prima fase quando quantità limitate L'arsenico viene distillato dall'aria sotto forma di As 2 O 3 dal concentrato. La seconda fase, effettuata con eccesso d'aria, serve ad ossidare lo zolfo solforato. Nella fig. mostra uno schema di un impianto di torrefazione a letto fluido a due stadi presso la Campbell Mine (Canada). Al primo stadio di cottura viene fornito il concentrato di flottazione sotto forma di pasta con un contenuto di solidi pari al 70-80% . La cenere del primo stadio viene inviata attraverso il tubo di scarico al secondo stadio. Per un migliore flusso del materiale, nel tubo di scarico è installato un ugello per l'alimentazione dell'aria compressa. Il gas del forno del primo stadio viene alimentato nel ciclone intermedio e successivamente nello spazio superiore del forno del secondo stadio. La polvere viene inviata dal ciclone insieme alla cenere al secondo stadio Il gas in uscita dal forno del secondo stadio entra in due stringhe di cicloni parallele (tre cicloni ciascuna) e viene scaricato attraverso l'atmosfera del camino. Le ceneri e le polveri dei cicloni del II stadio vengono raffreddate con acqua in un bagno speciale e inviate per cianurazione.

Per effettuare la cottura autogena il contenuto di zolfo nel materiale cotto non deve essere inferiore al 16-20%. A contenuti più elevati, è necessario rimuovere il calore in eccesso. In pratica, ciò viene ottenuto fornendo acqua aggiuntiva all'alimentazione del forno o direttamente al letto fluidizzato.

La cottura dei concentrati in forni a letto fluido è accompagnata da un elevato trascinamento di polveri (40-50% del materiale di partenza). Pertanto, la purificazione approfondita dei gas dalla polvere è uno dei problemi centrali. L'uso dei soli cicloni spesso non fornisce il grado richiesto di purificazione del gas. In questi casi il sistema di raccolta delle polveri viene integrato con precipitatori elettrici. Alcune imprese praticano l'estrazione del triossido di arsenico dai gas. A tale scopo, i gas in uscita dal forno vengono accuratamente puliti dalla polvere e raffreddati;

Il triossido di arsenico condensato sotto forma di polvere fine viene raccolto in filtri a maniche. Se necessario, i gas dei forni a letto fluido possono essere utilizzati per produrre acido solforico.

Rispetto ai forni a suola, i forni a letto fluido sono dispositivi molto efficaci per la tostatura di concentrati contenenti oro. I loro principali vantaggi sono i seguenti:

1) elevata produttività specifica, circa 5 t/(m²-giorno), che è circa 20 volte superiore alla produttività dei forni a piani;

2) migliore qualità delle ceneri risultanti, grazie alla possibilità di un controllo preciso della temperatura e delle condizioni di cottura dell'ossigeno.

Tuttavia, oltre ai vantaggi, la tostatura in letto fluido presenta alcuni svantaggi, il principale dei quali è l'elevata rimozione della polvere. Questa circostanza richiede la realizzazione di complessi sistemi di raccolta polveri.

Lo schema considerato per la lavorazione dei concentrati contenenti solfuro di oro mediante tostatura ossidativa seguita dalla pianificazione della cenere è uno schema molto comune, ma non l'unico possibile per la lavorazione di tali prodotti.

In alcuni casi, i concentrati di flottazione ottenuti nelle imprese di estrazione dell'oro vengono inviati alle fonderie di rame, dove vengono fusi insieme ai concentrati di rame. In questo caso l'oro diventa opaco e si concentra infine nei fanghi anodici, da dove viene estratto con metodi speciali (vedi pag. 282). Questo metodo non è adatto per la lavorazione di concentrati di flottazione con elevato contenuto di arsenico, poiché l'arsenico rende difficile la produzione di rame puro. Pertanto, i concentrati di oro-arsenico devono essere ossidati per rimuovere l'arsenico prima di essere inviati a una fonderia di rame.

La tostatura ossidativa può essere utilizzata anche nella lavorazione di concentrati di pirite privi di arsenico per produrre acido solforico.

Il metodo di lavorazione dei concentrati grezzi o tostati nelle fonderie di rame non richiede grandi spese e consente di estrarre l'oro anche da tali materiali refrattari, per i quali la tostatura ossidativa seguita dalla cianurazione della cenere non dà risultati positivi. Gli svantaggi di questo metodo sono l'aumento dei costi di trasporto e le perdite di oro durante il trasporto e la fusione del concentrato.

Il metodo di trattamento dei concentrati di flottazione mediante arrostimento ossidativo seguito da cianurazione della cenere presenta noti inconvenienti. Il principale è l’aumento delle perdite di oro derivanti dalla cianurazione. Nonostante tutti gli accorgimenti adottati, la cottura ossidativa si accompagna inevitabilmente alla sinterizzazione parziale del materiale e alla formazione di pellicole di composti bassofondenti sulla superficie dell'oro. Di conseguenza, una certa quantità di oro diventa inaccessibile all'azione delle soluzioni di cianuro e viene persa con le code di cianurazione.

Il desiderio di aumentare il recupero dell'oro dai concentrati di flottazione del solfuro ha portato allo sviluppo di una serie di altri metodi: arrostimento ossidativo-clorurante; sublimazione del cloruro; lisciviazione in autoclave.

La tostatura ossidativa-clorurante viene effettuata con lo scopo di aprire l'oro finemente disperso per la successiva cianurazione. L'essenza di questo tipo di cottura è che il materiale da lavorare viene miscelato con cloruro di sodio al 5-20% e cotto in un'atmosfera ossidante a una temperatura di 500-600 ° C. Il meccanismo del processo si riduce al fatto che lo zolfo il biossido e i vapori di zolfo formati durante la cottura in presenza di ossigeno reagiscono con il cloruro di sodio, liberando cloro libero:

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

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

Possedendo un'elevata attività chimica, il cloro interagisce con solfuri e ossidi di ferro, formando i cloruri FeCl 2 e FeCl 3. Questi ultimi vengono decomposti dall'ossigeno atmosferico:

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

Il cloro libero rilasciato reagisce di nuovo, ecc. Questo meccanismo di processo, associato alla diffusione multipla di prodotti gassosi attraverso la massa di grani minerali, è la ragione della formazione di ematite porosa Fe 2 O 3, la cui struttura è favorevole all'accesso di soluzioni di cianuro anche alle inclusioni d'oro più profonde e sottili. Per questo motivo, durante la cianurazione della cenere della tostatura ossidativa-clorurante, il recupero dell'oro in soluzione è maggiore rispetto alla cianurazione della cenere della semplice tostatura ossidativa. Se nel materiale sorgente sono presenti metalli non ferrosi, durante la cottura ossidativa-clorurante si trasformano in cloruri. Per estrarli, così come per lavare il solfato di sodio idrosolubile, il cloruro di sodio non reagito e piccole quantità di cloruri di ferro non reagiti, la cenere deve essere lisciviata con acqua o una soluzione acida debole prima della cianurazione.

Come si può vedere dalle reazioni di cui sopra, condizione necessaria Per una cottura con clorazione ossidativa di successo, questa è la presenza di solfuro di zolfo nel materiale cotto. Allo stesso tempo, l’elevato contenuto di zolfo nel materiale di partenza porta ad un aumento del consumo di cloruro di sodio e quindi riduce l’efficienza economica del processo. Pertanto, prima della cottura ossidativa-clorurante, è consigliabile sottoporre i materiali ad alto contenuto di zolfo a una semplice cottura ossidativa per produrre ceneri contenenti il ​​3-5% di zolfo.

La sublimazione del cloruro, proposta da B. N. Lebedev, così come la tostatura ossidativa-clorurante, consiste nel fatto che il concentrato contenente oro viene miscelato con cloruro di sodio e cotto in un'atmosfera ossidante. Tuttavia, a differenza della tostatura ossidativa-clorurante, che è solo un'operazione preparatoria alla pianificazione, la sublimazione del cloruro comporta la completa conversione dell'oro metallico in cloruro volatile e la sua successiva cattura dai gas sotto forma di un prodotto molto concentrato di metallo. Questo effetto si ottiene solo ad alte temperature, circa 900-1000°C. Contemporaneamente all'oro vengono sublimati anche i cloruri d'argento, di rame, di piombo ed altri metalli. Il meccanismo della sublimazione del cloruro è sostanzialmente simile al meccanismo della tostatura per ossidazione-clorazione.

Per evitare la sinterizzazione di concentrati di solfuro ad alte temperature, i materiali precotti con un contenuto di zolfo del 2-5% dovrebbero essere sottoposti a sublimazione del cloruro. Anche un contenuto di zolfo inferiore è indesiderabile a causa del ridotto recupero dell'oro. Il consumo ottimale di NaCl è pari al 10-15% in peso del materiale di partenza. In mancanza di NaCI, l'oro ed i suoi elementi accompagnatori non vengono completamente clorurati e vengono parzialmente persi con la cenere; L'eccesso di NaCl porta alla fusione e all'ingrossamento delle particelle di cenere, il che compromette anche l'estrazione dei metalli. Se queste condizioni sono soddisfatte, fino al 99% Au, 98% Ag, 96% Cu, 90% Zn vengono trasferiti nei sublimati. Il contenuto di oro nelle ceneri non supera 2 g/t.

La lavorazione dei sublimati prevede la loro lisciviazione con acqua e la conversione dei sali cloruro di arsenico, ferro, rame, piombo, zinco, nonché solfato di sodio e cloruro in una soluzione. In questo caso l'oro viene ridotto a metallo e, insieme al cloruro d'argento, rimane in un residuo insolubile. Il contenuto totale di metalli preziosi nel residuo dopo la lisciviazione con acqua è di diversi punti percentuali, il che consente la fusione diretta in metallo grezzo. La soluzione di cloruro può essere utilizzata per estrarre metalli non ferrosi.

Il processo di sublimazione del cloruro è molto versatile; può essere utilizzato per estrarre l'oro da concentrati di quasi tutte le composizioni. Un vantaggio importante di questo processo è l'abilità elaborazioni complesse si concentra con l'estrazione da essi non solo di oro e argento, ma anche di metalli non ferrosi associati. Gli svantaggi della sublimazione del cloruro includono la complessità dell'attrezzatura per la cottura ad alta temperatura e la cattura dei sublimati. Per questo motivo la sublimazione del cloruro non ha ancora trovato applicazione nell’industria dell’estrazione dell’oro.

La lisciviazione in autoclave di concentrati contenenti oro con oro finemente disseminato in minerali solforati consiste nel loro trattamento idrometallurgico a temperature elevate(100-200° C) e pressione dell'ossigeno (I-20 Sono). La tecnologia dell'autoclave per l'estrazione dell'oro finemente diffuso può essere eseguita in due modi.

La prima opzione prevede l'apertura dell'oro sottile ai fini della sua successiva estrazione mediante cianurazione. Come hanno dimostrato gli studi di I. N. Maslenitsky, I. N. Plaksin, S. V. Khryashchev e altri, il rilascio di oro associato ai solfuri può essere ottenuto mediante lisciviazione in autoclave di concentrati in acqua, soluzioni di acido solforico o soda caustica.

Durante l'ossidazione in autoclave dei concentrati di pirite e arsenopirite in acqua e soluzioni diluite di acido solforico, si verificano le seguenti reazioni chimiche:

2FeS2 + 7,5O2 + 4H2O = Fe2O3 + 4H2SO4

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

A causa della decomposizione dei solfuri e della loro trasformazione in una massa porosa di ossido di ferro e arseniato di ferro, facilmente permeabile alle soluzioni di cianuro, i residui solidi dopo la lisciviazione in autoclave sono un prodotto favorevole per il recupero dell'oro mediante cianurazione.

Quando la lisciviazione di pirite e arsenopirite si concentra in una soluzione di soda caustica, la natura del flusso reazioni chimiche altro:

2FeS2 + 8NaOH + 7,5 O2 = = Fe2O3 + 4Na2SO4 + 4H2O

2FeAsS + 10NaOH + 7O2 = 2Na3 AsO4 + 2Na2SO4 + = Fe2O3 + 5H2O

In questo caso, non solo lo zolfo solforato, ma anche l'arsenico, passa nella soluzione. Ciò facilita la successiva cianurazione dei residui e la precipitazione dell'oro da parte della polvere di zinco. La soda caustica può essere rigenerata da soluzioni di lisciviazione in autoclave trattandole con calce:

2Na3AsO4 + 3Ca(OH)2 =Ca3 (AsO4)2 + 6NaOH

L'arseniato di calcio insolubile ottenuto lungo il percorso può essere utilizzato nell'industria chimica e nella lavorazione del legno.

Secondo la seconda opzione, studiata da S.I. Sobol, I.N Plaksin e altri ricercatori, la lisciviazione in autoclave dei concentrati contenenti oro viene effettuata in modo tale che contemporaneamente all'apertura dell'oro finemente disperso si verifica la sua dissoluzione. In questo caso, le soluzioni di ammoniaca vengono utilizzate per lisciviare i concentrati contenenti oro. La chimica delle reazioni che si verificano in questo caso è piuttosto complessa. In una forma semplificata, si riduce al fatto che durante l'ossidazione in autoclave dei solfuri nelle soluzioni di ammoniaca si formano numerosi composti di zolfo solubili, incluso lo ione tiosolfato S 2 O 3 2-.

Come già accennato, lo ione S 2 O 3 2- forma un forte complesso con l'oro, in conseguenza del quale il potenziale dell'oro si sposta sul lato negativo e diventa possibile la sua ossidazione da parte dell'ossigeno. Pertanto, durante la lisciviazione con ammoniaca dei concentrati di solfuro, non solo l'oro viene esposto, ma entra anche in soluzione sotto forma di anione Au(S 2 O 3) 3-2. Il problema principale, ancora del tutto irrisolto, della lavorazione dei concentrati refrattari contenenti oro con questo metodo è la difficoltà di estrarre l'oro da soluzioni di ammoniaca con una composizione complessa. Il più promettente in questo senso è l'uso di resine a scambio ionico e carbone attivo.

Il lavoro di ricerca mostra che in alcuni casi, la tecnologia dell'autoclave per la lavorazione dei concentrati contenenti oro consente di ottenere un recupero dell'oro più elevato rispetto al metodo di tostatura ossidativa. Inoltre, l'uso della tecnologia dell'autoclave elimina la perdita di oro attraverso la polvere, elimina la necessità di costruire complessi sistemi di raccolta della polvere e può migliorare significativamente le condizioni di lavoro del personale operativo. Attualmente, il metodo di lisciviazione in autoclave non ha ancora trovato applicazione nell'industria dell'estrazione dell'oro. La ragione principale di ciò è il costo relativamente elevato delle apparecchiature ad alta pressione.

1.2 SCHEMA TECNOLOGICO PER LA LAVORAZIONE DELLE MATERIE PRIME

PREPARAZIONE DEI MINERALI PER L'ESTRAZIONE DI ORO E ARGENTO

Attualmente, l'oro e l'argento vengono estratti dai minerali primari utilizzando processi idrometallurgici o utilizzando schemi combinati, in cui le tecniche di arricchimento di vari metodi svolgono un ruolo importante. Pertanto, il minerale estratto viene presentato in pezzi grandi fino a 500 mm, e talvolta più grandi, quindi viene prima frantumato e frantumato.

FRANTUMAZIONE E MACINAZIONE DEI MINERALI D'ORO

Lo scopo di queste operazioni è l'apertura totale o parziale dei grani di minerali contenenti oro, principalmente particelle di oro nativo, e di portare il minerale in uno stato che garantisca il completamento con successo dei successivi processi di arricchimento e idrometallurgici. Le operazioni di frantumazione e soprattutto di macinazione fine richiedono un elevato consumo energetico e i loro costi rappresentano una quota significativa (dal 40 al 60%). Si deve quindi tenere presente che la macinazione deve sempre essere completata nella fase in cui i metalli nobili sono sufficientemente esposti per la loro estrazione finale o per la loro concentrazione intermedia. Poiché il metodo principale per estrarre oro e argento per la maggior parte dei minerali sono le operazioni idrometallurgiche, il grado di macinazione richiesto dovrebbe garantire la possibilità di contatto di soluzioni con grani aperti di minerali d'oro e d'argento. La sufficienza dell'esposizione di questi minerali per un dato minerale è solitamente determinata da test preliminari di laboratorio per l'estrazione dei metalli preziosi. Per fare ciò, i campioni di minerale vengono sottoposti a un trattamento tecnologico dopo vari gradi di macinazione, determinando contemporaneamente il recupero dell'oro e del relativo argento. È chiaro che quanto più fine è l'inclusione dell'oro, tanto più profonda dovrà essere la macinazione. Per i minerali d'oro più grossolani, di solito è sufficiente la macinazione grossolana (grado 90% -0,4). mm). Tuttavia, poiché la maggior parte dei minerali contiene oro piccolo insieme a oro grande, Quello molto spesso i minerali vengono frantumati più finemente (A-0,074 mm). In alcuni casi è necessario sottoporlo a macinazioni ancora più fini (fino a -0,043 mm).

Tuttavia, il grado di macinazione economicamente fattibile è determinato da una combinazione di una serie di fattori:

1, il grado di estrazione del metallo dal minerale;

2, aumento del consumo di reagenti con macinazione più intensiva;

3, il costo della macinazione aggiuntiva quando si porta il minerale a una determinata dimensione;

4, un aumento dei fanghi con macinazione più fine e i relativi costi aggiuntivi per le operazioni di disidratazione (ispessimento, filtrazione).

Gli schemi di frantumazione e macinazione variano a seconda della composizione materiale dei minerali e dei loro proprietà fisiche. Di regola. Il minerale viene prima sottoposto a frantumazione grossolana e media in frantoi a mascelle e a cono con vagliatura di prova. Talvolta viene utilizzata una terza fase di frantumazione fine, effettuata in macine a cono corto. Dopo la frantumazione in due fasi, il materiale solitamente ottenuto è 20 mm, dopo il processo in tre fasi, la dimensione del materiale talvolta diminuisce fino a -6 mm. Il materiale frantumato viene alimentato alla macinazione ad umido, che spesso viene eseguita in mulini a sfere e ad aste. I minerali vengono solitamente frantumati in due fasi, con la preferenza per i frantoi a barre per la prima fase.

METODI PER GRAVITÀ PER L'ARRICCHIMENTO DI GRANDI MINERALI D'ORO

Nell’estrazione dell’oro dai minerali del substrato roccioso, l’arricchimento per gravità è attualmente di notevole importanza.

La stragrande maggioranza dei minerali auriferi contiene una certa quantità di oro grezzo (+ 0,246 mm e oltre), che viene scarsamente recuperato non solo dalla concentrazione di flottazione, ma anche durante la lavorazione idrometallurgica. Pertanto, la sua separazione preliminare mediante arricchimento per gravità all'inizio del processo tecnologico può eliminare inutili perdite di oro. Inoltre, l'estrazione dell'oro libero all'inizio del processo di lavorazione del minerale aurifero consente di vendere rapidamente questa parte del metallo e di ridurre la perdita di oro non disciolto e non lavato.

Le macchine jigging sono il dispositivo gravitazionale primario più utilizzato che cattura l'oro allo scarico dei mulini.

ESTRAZIONE DELL'ORO PER AMALGAMAZIONE

Applicazione dell'accorpamento negli schemi delle fabbriche di recupero dell'oro

Nella pratica mondiale, il processo di fusione è stato ampiamente utilizzato per estrarre l'oro dai minerali. Attualmente viene utilizzato raramente, ciò è causato, in primo luogo, dal costante cambiamento nella qualità dei minerali contenenti oro, a seguito del quale il contenuto di oro associato a solfuri, con formazioni di rivestimento, nonché oro di bassa qualità , cioè forme che non vengono estratte per fusione; in secondo luogo, l'amalgama è un processo ad alta intensità di manodopera, sempre accompagnato da perdite di oro sotto forma di amalgama, che non viene recuperato nelle fasi successive del processo tecnologico; in terzo luogo, a causa della forte tossicità dei vapori di mercurio, l'uso di grandi volumi crea il pericolo di avvelenamento da mercurio per le persone e per l'ambiente.

Tuttavia, la fusione ha mantenuto la sua importanza per il recupero dell'oro libero dai concentrati per gravità ottenuti dalla lavorazione del substrato roccioso e dei minerali di giacimento. In questo caso, è necessario lavorare una piccola quantità di materiale ricco e il processo di fusione conserva il suo vantaggio principale: la vendita rapida e conveniente dell'oro sotto forma di metallo. Questo metodo, in particolare, viene utilizzato per trattare la maggior parte dei concentrati per gravità in Sud Africa.

ISPESSIMENTO

L'ispessimento è la fase successiva della lavorazione della pasta dopo la macinazione. Consiste nella disidratazione parziale della polpa mediante decantazione - sedimentazione delle particelle solide sul fondo della vasca dell'addensatore e drenaggio della soluzione chiarificata. Nella maggior parte dei casi, nel materiale sedimentato rimane circa il 50% (in peso) di acqua. che corrisponde al rapporto w:t = 1: 1. Il limite di concentrazione dipende dalle dimensioni, dalla densità e dalle proprietà fisico-chimiche delle particelle frantumate del minerale lavorato.

Le particelle contenute nella polpa solitamente variano notevolmente in termini di dimensioni. Insieme a particelle granulari relativamente grandi (oltre 0,1 mm) la polpa solitamente contiene una quantità significativa di particelle di dimensioni di diversi micron e anche più piccole (meno di 0,001 mm). Le particelle più grandi si depositano più velocemente, mentre quelle più piccole rimangono sospese per lungo tempo.

CIANIDAZIONE DEI MINERALI D'ORO

I metodi di arricchimento per gravità e di fusione discussi sopra consentono di estrarre solo oro relativamente grande dai minerali. Tuttavia, la stragrande maggioranza dei minerali auriferi, insieme all'oro di grandi dimensioni, contiene una quantità significativa e talvolta predominante di oro fino, che è praticamente irrecuperabile con questi metodi, a seguito della quale gli sterili dell'arricchimento per gravità e della fusione, come un regola, contengono una notevole quantità di oro, rappresentato da piccole particelle d'oro. Il metodo principale per estrarre l'oro fino è il processo di cianurazione.

L'essenza di questo processo è la lisciviazione dei metalli preziosi utilizzando soluzioni diluite di sali di cianuro di metalli alcalini o alcalino terrosi. Le soluzioni contenenti oro risultanti vengono separate dalla fase solida (residui di scarto) mediante ispessimento o filtrazione e inviate alla precipitazione dei metalli nobili con zinco metallico. Il precipitato dei metalli preziosi, dopo opportune lavorazioni, viene avviato alla raffinazione per ottenere oro e argento puri.

ASSORBIMENTO DA POLPE (SORPTION LEACHING)

Una caratteristica del processo di assorbimento dalle paste è una velocità leggermente inferiore del processo a causa della maggiore viscosità delle paste (a l: t = 1...2: 1) e della deposizione di rivestimenti di fango sulla superficie dello ione particelle scambiatrici, che impediscono la diffusione degli ioni. Inoltre, si dovrebbe tener conto dell'inevitabilità di maggiori perdite dello scambiatore ionico dovute alla distruzione dei suoi grani sotto l'effetto abrasivo delle particelle di minerale. Pertanto, l'assorbimento dalle paste in condizioni di produzione dovrebbe essere effettuato quando la dimensione delle particelle di minerale non è superiore a 0,15 mm. La cinetica di assorbimento dell'oro e dell'argento dalla pasta di cianuro indica che la maggior parte dell'oro passa nella fase di scambio ionico durante le prime 2 ore di agitazione della pasta. Aumentare la durata del contatto ha poco effetto a causa dell'avvicinamento del sistema resina-polpa all'equilibrio: dopo 8 ore l'assorbimento dell'oro era solo del 68,4%. L'estrazione dell'argento nella fase resinosa è notevolmente ridotta: 2% dopo 2 ore e 28% dopo 8 ore di contatto della resina con la pasta. L'assorbimento completo dei metalli nobili avviene con un aumento significativo della quantità di resina caricata.

È stata dimostrata la possibilità di un completo assorbimento dell'oro disciolto dalle paste mediante scambiatori di anioni ed è stato sviluppato un metodo per utilizzare questo processo per determinare il contenuto di oro disciolto non lavato nei pannelli di filtrazione o nella pasta di scarto della cartiera (I.D. Fridman). L'utilizzo del metodo di assorbimento consente di estrarre una maggiore quantità di oro dai campioni, e quindi di ottenere una maggiore accuratezza delle analisi rispetto al metodo di lavaggio per decantazione comunemente utilizzato. L'assorbimento dell'oro dalle paste viene utilizzato non solo per l'analisi dei residui di lavorazione, ma direttamente nel processo tecnologico di cianurazione di minerali e concentrati. In quest’ultimo caso, l’assorbimento dalla polpa è solitamente combinato con il processo di lisciviazione dell’oro e dell’argento dai minerali, e il processo è chiamato “lisciviazione per assorbimento”. I primi studi sulla lisciviazione per assorbimento dei minerali d'oro nel nostro paese furono condotti da I.N. Lo studio di questo processo è stato ulteriormente sviluppato nei lavori di B.N Laskorin e dei suoi dipendenti, che hanno sviluppato e introdotto nella produzione uno schema in controcorrente per la lisciviazione per assorbimento dei minerali d'oro. Come risultato del lavoro di ricerca e produzione, è stato stabilito che la lisciviazione per assorbimento porta ad una significativa accelerazione del processo di dissoluzione dell'oro e ad una riduzione della durata della cianurazione di 2-3 volte. Inoltre, in alcuni casi, il grado di recupero dell'oro aumenta e la perdita di oro non disciolto dagli sterili di cianurazione viene notevolmente ridotta. Durante l'assorbimento, lisciviazione del minerale di quarzo frantumato al 95,4% classe -0,044 mm

(a l: t = 2: 1), in condizioni di laboratorio, già nelle prime 4 ore, l'estrazione dell'oro era dell'85,5%, e in 8 ore è aumentata al 96,8% (Fig. 8). In condizioni di cianurazione convenzionali, solo il 61,2% dell'oro è passato in soluzione in 4 ore e il 96,0% in 24 ore di cianurazione. Pertanto, combinando i processi di lisciviazione e assorbimento dell'oro disciolto, la velocità del processo di cianurazione è aumentata di 3 volte (8 ore invece di 24 ore), mentre la perdita di oro dagli sterili è diminuita da 1-1,2 a 0,8 g/t. In questo caso, la velocità del processo durante la lisciviazione per assorbimento è aumentata di 3 volte, poiché il recupero massimo dell'oro del 94,9% è stato raggiunto in 3,5 ore; con la cianurazione convenzionale, tale estrazione è stata ottenuta in 10,3 ore. L'accelerazione del processo durante la lisciviazione per assorbimento è spiegata da uno spostamento dell'equilibrio della reazione di dissoluzione dell'oro verso la formazione di un anione - con una diminuzione della sua concentrazione nella soluzione dovuta. all'assorbimento da parte di uno scambiatore anionico: 2Аu + 4CN- + ½O 2 + H 2 0= 2 - + 2OH - . L'analisi della cinetica del processo mostra che un aumento del gradiente di concentrazione dell'anione accelera la sua rimozione per diffusione dalla zona di reazione e il processo di dissoluzione nel suo insieme. L'aumento della velocità di dissoluzione dell'oro e dell'argento è influenzato anche dalla rimozione degli ioni dei metalli base associati a seguito del loro assorbimento dalla soluzione da parte della resina.

ELUZIONE DI ORO E ARGENTO E RIGENERAZIONE DEGLI SCAMBI ANIONICI SATURI

Nel processo di assorbimento di metalli nobili da soluzioni e paste di cianuro, si ottengono scambiatori di anioni saturi contenenti anioni di cianuro complessi assorbiti di oro, argento e metalli di base e anioni non metallici - SCN -, CN -, OH -, ecc. Anione saturo gli scambiatori subiscono un processo di rigenerazione allo scopo di desorbire gli anioni assorbiti e ripristinare la loro attività di assorbimento per il riciclaggio nel processo di assorbimento. Il desorbimento dei composti assorbiti dalla resina viene effettuato mediante eluizione (lavaggio) con soluzioni di reagenti appropriati, ed è consigliabile estrarre selettivamente l'oro e l'argento in una soluzione concentrata con la loro successiva produzione sotto forma di un prodotto commerciale. Anche gli altri componenti desorbiti dovrebbero essere utilizzati il ​​più completamente possibile: rame, cianuro, ecc. Desorbimento - . I test per il desorbimento dell'oro di una serie di soluzioni di eluizione convenzionali - cloruro di sodio, cloruro di ammonio, acido cloridrico e solforico, idrossile di sodio e ammonio, carbonato di sodio, cianuro di sodio, ecc. - si sono rivelati inefficaci: l'oro viene recuperato solo parzialmente e non -selettivamente. Ricercatori inglesi hanno stabilito la possibilità di un'eluizione riuscita dell'anione - con una serie di solventi organici miscelati con acidi minerali, come alcol metilico o etilico + 5-10% HC1 + 5% H 2 O, acetone + 5% HCl, etile acetato + 10% HNO 3 + 5% H 2 O, ecc. I migliori risultati sono stati ottenuti utilizzando miscele: acetone + 5% H 2 O o acetone + 5% HNO 3 + 5% H 2 O. Quando si utilizza una miscela di acetone con HCl si ottiene il completo spostamento dell'oro e del rame, mentre ferro, zinco e argento eluiscono in quantità minori. L'utilizzo di una miscela di acetone con HNO 3 consente l'estrazione completa, quasi selettiva, dell'oro; ferro e rame vengono eluiti molto meno da questa soluzione. L'eluizione del cianuro d'oro con questo metodo è spiegata dalla formazione di un complesso contenente oro con un solvente organico in presenza di un acido minerale, un complesso covalente che non viene trattenuto dallo scambiatore anionico. Il metodo che utilizza solventi organici è stato testato in un grande impianto pilota in Rhodesia, ma non ha trovato applicazione industriale. I suoi principali svantaggi sono il costo elevato, l'infiammabilità dei reagenti organici e il grande volume della soluzione di eluizione. Numerosi studi nazionali ed esteri hanno stabilito che l'efficace eluizione dell'anione dagli scambiatori anionici si ottiene mediante soluzioni di sali di tiocianato - KSCN, NaSCN, preferibilmente NH 4 SCN, che contiene più gruppi SCN per unità di massa. Per un desorbimento più completo e rapido dell'oro, si consiglia di utilizzare soluzioni alcaline concentrate di NH 4 SCN - 3-5 N. (228-380 g/l) con contenuto di NaOH da 10 a 25 g/l. Il processo di desorbimento dell'oro avviene tramite una reazione di scambio anionico:

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

La resina si trasforma quindi in forma di rodanio. Curva di eluizione dell'oro dalla resina AM5 n. soluzione di NH 4 SCN mostra che per un'estrazione dell'oro sufficientemente completa sono necessari 14 volumi di soluzione per 1 volume di resina, ma la maggior parte dell'oro può essere ottenuta nei primi 6-8 volumi di una soluzione più concentrata. Oltre all'oro, gli alcali tiocianici desorbono cianuri complessi di argento, rame, nichel, cobalto e ferro, ioni cianuro liberi e ioni ossidrile. I composti del rodano non desorbono i composti del cianuro di zinco, ma questi ultimi vengono estratti dagli alcali, solitamente presenti nella soluzione di rodano. Lo svantaggio principale dei sali di tiocianato come reagenti eluenti è la transizione della resina alla forma di tiocianato. L'uso della resina in questa forma durante l'assorbimento è poco pratico sia dal punto di vista tecnologico (riduce la capacità della resina per i metalli nobili) che da quello economico (perdite con code di un reagente costoso). Di conseguenza, è necessario desorbire lo ione tiocianato dalla resina e convertirlo in un'altra forma. Tuttavia, il desorbimento dello ione tiocianato causa notevoli difficoltà: è richiesto un grande volume di soluzioni di eluizione: 15 o più volumi di 1-2 N per 1 volume di resina. soluzione di NaCI o NH 4 NO 3 Il risultato è un grande volume di soluzioni con un basso contenuto di tiocianato, la cui rigenerazione non è stata sviluppata. A causa degli svantaggi menzionati, l'uso dei sali di tiocianato come deassorbenti in condizioni industriali incontra notevoli difficoltà. Il deassorbente più efficace dello ione dicianuriato sono le soluzioni debolmente acide di tiourea (tiocarbamide). La capacità di eluizione della tiourea è spiegata dalla sua elevata polarizzabilità e complessazione. Quando interagisce con - in un ambiente acido, sposta lo ione cianuro e lega l'oro attraverso una coppia di elettroni liberi di zolfo in un complesso cationico (secondo Reynolds) Au 2, che non può essere trattenuto da uno scambiatore anionico avente positivamente gruppi ionici carichi. La resina si trasforma quindi in forma di cloro o solfato e gli ioni CN rilasciati vengono legati in HCN. Il processo di eluizione dell'oro procede secondo la reazione:

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

Una reazione simile avviene nel caso dell'acido solforico, il cui impiego in pratica è preferibile. La completezza dell'eluizione dell'oro aumenta con l'aumentare della concentrazione di tiourea (TM) nella soluzione fino ad una concentrazione satura del 9,1%. Quando la concentrazione di HCl cambia, si osserva un massimo nella curva di eluizione, corrispondente a concentrazioni di 1,9-2,3% di HCl. Con un ulteriore aumento della concentrazione di HCl al 10%, la tiourea si decompone con rilascio di zolfo elementare. In pratica per il desorbimento dell'oro vengono utilizzate soluzioni con una concentrazione di HM pari a 90 g/l + 20-25 g/l di acido solforico o cloridrico.

Il processo di eluizione si estende a 10 volumi di soluzione per 1 volume di resina, ma la maggior parte dell'oro è concentrata nei primi 4-6 volumi di una soluzione più ricca di NH 4 SCN. I primi 1-2 volumi della soluzione hanno un basso contenuto di oro, che è associato all'assorbimento di HM da parte della resina nel periodo iniziale, che può raggiungere il 10% della massa dello scambiatore anionico. Questa circostanza è stata utilizzata in pratica per estrarre metalli pesanti da soluzioni circolanti in eccesso. Oltre allo ione dicianurato, le soluzioni HM debolmente acide desorbono argento, rame, nichel e molto peggio: zinco e cobalto non vengono quasi estratti; Le soluzioni acide di HM desorbono l'oro in modo molto più completo e rapido con un aumento della temperatura fino a 50-60 °C. Applicazione di più alta temperatura poco pratico a causa dell'instabilità termica degli scambiatori anionici. L'argento viene desorbito più velocemente dell'oro e finisce principalmente nelle prime frazioni dell'eluato. L'eluizione selettiva di un argento è possibile se si utilizza una soluzione più debole contenente 8-10 g/l SC(NH) 2 e 2-3 g/l HCl o H 2 SO 4. Anche i composti del cianuro di rame sono ben desorbiti dalle soluzioni HM. Tuttavia, con un elevato contenuto di rame nella resina (più di 5 mg/g), a causa della formazione di un precipitato di cianuro di rame semplice CuCN nella resina in un ambiente acido, il processo di eluizione viene allungato e l'estrazione dell'oro potrebbe non essere sufficientemente completo. Il nichel, solitamente contenuto in uno scambiatore anionico saturo in una piccola quantità (non più di 2-3 mg/g), viene desorbito quasi completamente dalla soluzione HM. A questo proposito, per evitare complicazioni del processo e contaminazione dell'eluato contenente oro e argento con rame e nichel, è consigliabile desorbirli prima dallo scambiatore anionico.

Desorbimento - . Come notato sopra, il deassorbente più efficace dei composti del cianuro d'argento è una soluzione debolmente acida di HM contenente 8-10 g/l HM + 2-2,5 g/l HC1 o H 2 SO 4 . Quando interagisce con l'argento, TM forma un complesso cationico con la composizione Ag 3 Cl + 2HCN.

Secondo il principio dello scambio ionico, gli anioni cianuro d'argento vengono ben desorbiti da soluzioni di 75-225 g/l NH^SCN + 10-20 g/l NaOH secondo la reazione:
RAg(CN) 2 +SCN-=RSCN+ - .

Con lo stesso principio, i cianuri d'argento vengono completamente desorbiti dalle soluzioni:

a) 250 g/l NH^NO^; b) 100 g/l NaCN; c) in misura minore - con una soluzione di 150-200 g/l NaCl. L'argento non viene quasi desorbito dalle soluzioni NaOH.

Desorbimento n-1. Gli anioni cianuro di rame vengono efficacemente desorbiti da soluzioni HM debolmente acide della stessa concentrazione dell'oro, nonché da una soluzione alcalina di tiocianato di ammonio con una concentrazione di 50-75 g/l NH 4 SCN + 10-20 g/l NaOH . Gli anioni rame sono ben desorbiti da una soluzione di cianuro di sodio con una concentrazione di 40-80 g/l NaCN + 0,1 g/l NaOH ad una temperatura di 50-60 °C secondo la reazione di scambio:

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

I gruppi cationici dello scambiatore anionico vengono neutralizzati dagli ioni cianuro. L'estrazione del rame nella soluzione con un consumo fino a 10 volumi per 1 volume di resina è del 70-90%. Quando si trattano resine contenenti cianuri di rame complessi con soluzioni di acidi minerali (2% solforico o acido cloridrico) i complessi si decompongono secondo le seguenti reazioni:

· *2RCu(CN)2 +H2SO4 =*R2SO4 +2CuCN+2HCN;

· *R2Cu(CN)3 +H2SO4 =*R2SO4 +CuCN+2HCN;

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

Come risultato della decomposizione dei complessi si forma un precipitato di cianuro di rame semplice CuCN, che rimane nella resina, e quindi il rame non viene desorbito. Allo stesso tempo avviene la parziale rigenerazione del cianuro, rilasciato sotto forma di acido cianidrico HCN. Il cianuro è rigenerato dagli ioni: - - 50%; [Cu(CN)3] 2- - 66,6%;

3- - 75,0%. Per eluire il rame è necessario ossidare il precipitato di cianuro di rame, convertendo il rame monovalente nella forma del catione Cu 2+, che non viene trattenuto dallo scambiatore anionico e lascia con la soluzione. Quando Fe 2 (SO 4) 3 (1,3%) viene utilizzato come agente ossidante in una soluzione di H 2 SO 4, l'eluizione avviene secondo la reazione

Pertanto, l'uso di una soluzione di acido solforico o cloridrico con un agente ossidante consente di eluire il rame con simultanea completa rigenerazione del cianuro, che corrisponde ai dati di I.N Plaksin e M.A. Kozhukhova ottenuti durante la rigenerazione delle soluzioni di cianuro. Il precipitato di CuCN può essere estratto dalla resina anche con una soluzione forte di NaCN (40-50 g/l). Oltre ai reagenti menzionati, il desorbimento degli anioni di cianuro di rame può essere effettuato con soluzioni di NaCl con una concentrazione di 150-175. g/l utilizzando una reazione di scambio. Il processo procede in modo più efficiente quando la temperatura sale a 50-60 °C.

Desorbimento 2- . Lo zinco eluisce bene dalla resina con soluzioni diluite di H 2 SO 4 con una concentrazione di 20-25 g/l. In questo caso il complesso del cianuro di zinco si decompone, lo zinco si trasforma nella forma del catione Zn 2+, che non viene trattenuto dallo scambiatore anionico, e il cianuro viene completamente rigenerato. Quando si utilizza HCl, è necessario utilizzare soluzioni diluite con una concentrazione di 0,1 N. (3-5 g/l) HCl, poiché ad una concentrazione di 0,5 n. HCl e superiori, il complesso del cianuro si trasforma nel complesso del cloruro ZnCI 4 2-, che viene trattenuto dallo scambiatore anionico:

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

In questo caso lo zinco viene rimosso dalla resina dopo successivo lavaggio con acqua a causa della decomposizione dell'anione ZnCI 2 con formazione di un sale solubile ZnCI 2, in cui lo zinco è presente sotto forma di catione Zn 2+, che non viene trattenuto dallo scambiatore anionico.

Se nella resina sono presenti ioni ferrocianuro 4-, in ambiente acido si formano con essi i cationi zinco precipitati Zn 2 Fe(CN) 6 e H 2 ZnFe(CN) 6 che rimangono nella resina. Per questo motivo il grado di desorbimento acido dello zinco diminuisce. I composti di cianuro di zinco vengono efficacemente eluiti da soluzioni di NaOH con una concentrazione di 40-50 g/l. In questo caso si verificano le seguenti reazioni:

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

· Zn 2 Fe(CN) 6 +4NaOH=2Zn(OH) 2 +Na 4 Fe(CN) 6;

· Zn(OH)2+2NaOH=Na2 Zn(OH)4 ;

· *4ROH+Na 4 Fe(CN) 6 =*R 4 Fe(CN) 6 +4NaOH.

Lo ione zincato 2- risultante è altamente idratato e passa nella fase acquosa. Lo ione ferrocianuro 4- può essere parzialmente assorbito dallo scambiatore anionico. Il cianuro di zinco complesso viene debolmente eluito dalle soluzioni di tiocianato di ammonio e cloruro di sodio, ma l'aggiunta di NaOH in una quantità di 20 g/l a queste soluzioni aumenta notevolmente l'estrazione di zinco dalla resina. Lo ione tetracianozincato viene desorbito con successo anche da una soluzione di 250-400 g/l NH 4 NO 3 + 10 g/l NH 4 OH. Le soluzioni di cianuro non desorbono i composti di zinco. Desorbimento 2- . Gli anioni 2-, come gli anioni rame, vengono attivamente desorbiti da una soluzione debolmente acida di TM, nonché da una soluzione alcalina di NH 4 SCN. In quest’ultimo caso il desorbimento avviene tramite una reazione di scambio:

*R2Ni(CN)4 +2SCH-=*2RSCN+ 2-
Il nichel viene efficacemente eluito con soluzioni diluite di acido solforico (20-25 g/l) o cloridrico (10-20 g/l) secondo la reazione:

*R2Ni(CN)4 +2H2SO4 =*R2SO4 +NiSO4 +HCN.

Il processo procede con la formazione del catione Ni 2+ non trattenuto dallo scambiatore anionico e la completa rigenerazione del cianuro. Una soluzione di NH 4 NO 3 con una concentrazione di 250 g/l desorbe parzialmente il nichel (circa il 40%). Le soluzioni di NaCN, NaOH, NaCl praticamente non desorbono il cianuro di nichel.

Desorbimento dello ione ferrocianuro 4-. Lo ione ferrocianuro viene efficacemente desorbito dallo scambiatore anionico mediante soluzioni di NaCN con una concentrazione di 50-100 g/l, preferibilmente a temperature fino a 50-60 °C. Il processo procede attraverso una reazione di scambio ionico:

*R 4 Fe(CN) 6 +4NaCN=*4RCN+Na 4 Fe(CN) 6.

L'anione 4- è anche ben desorbito da soluzioni di 2-3 N. NaCl (120-180 g/l) contenente 0,25-0,5 N. NaOH (10-20 g/l), preferibilmente ad una temperatura di 50-60°C, mediante reazione di scambio con lo ione C1 -. L'anione 4- viene eluito quasi completamente da soluzioni di NH 4 SCN con una concentrazione di 75-225 g/l con la transizione della resina alla forma tiocianato RSCN. Dopo il trattamento con acido solforico della resina per il desorbimento di ioni di zinco, nichel e cianuro e il desorbimento di oro, argento e rame con una soluzione debolmente acida di TM, i residui di ferro e rame possono essere eluiti con una soluzione della composizione: 160 g/l NH 4 NO 3 +50 g/l NH 4 OH + 40 g/l NaOH a 25 °C. Il consumo della soluzione di eluizione è di 7 volumi per 1 volume di resina. Dopo il trattamento, il ferro nella resina si presenta sotto forma di ione ferrocianuro assorbito R 2 Fe(CN) 6 e sotto forma di precipitazione dei sali Ni 2 Fe(CN) 6, Zn 2 Fe(CN) 6, ecc., insolubili in un ambiente acido, il rame - sotto forma di precipitato di cianuro semplice CuCN. In un ambiente alcalino, i sali di ferrocianuro con metalli pesanti si decompongono per formare un precipitato di idrossidi di Zn(OH) 2 e Ni(OH) 2 e ione ferrocianuro 4. -. Il cianuro di rame e gli idrati di ossido metallico si sciolgono in una soluzione di ammoniaca secondo le reazioni:

· 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;

I risultanti cationi complessi di rame, zinco e nichel passano nell'eluato. Lo ione ferrocianuro viene desorbito dalla resina dallo ione NO 3 secondo la reazione di scambio:

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

L'anione 4- viene parzialmente (fino al 40%) eluito con soluzioni di 2-4 N. HNO, ed è scarsamente eluito dalle soluzioni di H 2 SO 4 e NaOH.

Desorbimento 2-. L'anione cianuro di cobalto è solitamente contenuto in uno scambiatore anionico saturo in piccole quantità (non più di 1 mg/g), ma il suo desorbimento è difficile. 2- viene eluito nel modo più efficace con una soluzione di 150-375 g/l NH 4 SCN, parzialmente (fino al 30-60%) - con soluzioni di 225-250 g/l NH 4 NO 3, 180 g/l NaCI + 20 g/l NaOH, 50 -100 g/l NaCN. Il desorbimento del cobalto aumenta con l'aumento della temperatura fino a 50-60 °C. Desorbimento dello ione cianuro CN - . Lo ione cianuro viene rigenerato da soluzioni di acido solforico o cloridrico con concentrazione di 10-20 g/l secondo la reazione:

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

L'acido cianidrico HCN viene distillato dall'oro, assorbito da una soluzione di NaOH o Ca(OH) 2 e reimmesso nel processo di cianurazione sotto forma di cianuro alcalino NaCN o Ca(CN) 2.

Lo ione cianuro CN - viene desorbito anche da soluzioni di NH 4 SCN, NH 4 NO 3, NaCI, NaOH, ecc., i cui anioni lo sostituiscono nella resina.

Il desorbimento degli anioni impurità S 2 O 3 2-, SO 3 2-, SiO 3 2-, ecc. viene effettuato con successo con soluzioni di NaOH con una concentrazione di 40-50 g/l. Nel processo di rigenerazione degli scambiatori anionici, è necessario ottenere il desorbimento più completo sia dei metalli nobili che delle impurità. Le impurità che rimangono sulla resina quando viene riutilizzata durante il processo di assorbimento peggiorano la cinetica del processo, riducono la capacità della resina per i metalli preziosi e aumentano la perdita di oro disciolto nella fase liquida degli sterili. Maggiore è il numero di impurità rimaste nello scambiatore anionico, più significativo è l'effetto di una rigenerazione incompleta. Come dimostra la pratica, il contenuto dei componenti residui nello scambiatore anionico dopo la rigenerazione può essere: oro - non più di 0,1-0,3 mg/g, impurità - non più di 3-5 mg/g di assorbente essiccato all'aria. Quando il valore delle impurità residue è superiore a 10-12 mg/g si osserva un aumento significativo della concentrazione di oro nella soluzione dopo l'assorbimento, cioè aumenta la perdita di oro disciolto con sterili.

Nella fig. 1. Viene mostrato lo schema tecnologico per la lavorazione delle materie prime contenenti oro.

Fig.1 SCHEMA TECNOLOGICO PER LA LAVORAZIONE DELLA MATERIA PRIMA ORO

1.3 RUOLO DEL PROCESSO DI SEPARAZIONE DELL'ORO DAGLI ELUTI DI THIOUREA NELLO SCHEMA TECNOLOGICO

L'estrazione dell'oro dall'eluato acido di tiourea è l'operazione di lavorazione finale di quasi tutti i tipi di minerale, se nello schema tecnologico è stata utilizzata l'operazione di lisciviazione dell'oro con tiourea. La tiocabamide è la più preparata per uso industriale nella lavorazione dei minerali d'oro di tipo tecnologico B.

L'efficacia di questo solvente, in particolare, può essere giudicata dai risultati sperimentali riportati in Tabella. 1. La lisciviazione dell'oro è stata effettuata da miscele di minerali composte da quarzo aurifero (2 campioni di minerale con un contenuto di Au rispettivamente di 12,9 e 2,3 g/t) e vari integratori minerali. Questi ultimi sono stati utilizzati: concentrato dibornite-calcocite (contenuto di Cu 70, S 20%), minerale stibnite (98% Sb 2 S 3), una miscela di realgar e orpimento. contenente il 53% di As e il 32% di S, nonché carbone attivo di grado OU. La proporzione degli additivi introdotti era pari all'1% in peso della base di quarzo. Dalla tabella sopra si può vedere che il processo di lisciviazione della tiourea fornisce approssimativamente gli stessi tassi di estrazione dell'oro da semplici minerali di quarzo della cianurazione. .meno sensibile alle impurità (rame, antimonio, arsenico), il che ci consente di considerarlo come una delle possibili opzioni per la lavorazione idrometallurgica dei minerali appartenenti al tipo tecnologico “B”.

Tabella 1

Risultati di esperimenti comparativi sull'estrazione dell'oro da miscele minerali con soluzioni di cianuro e tiourea

Materiale per mangimi per la lisciviazione
	Cianidazione	Lisciviazione della tiourea
Minerale (1) con un contenuto iniziale di Au di 12,9 g/t
Minerale (2) con un contenuto iniziale di Au di 2,3 g/t
Minerale (1) con l'aggiunta di concentrato di Bornite-Calcocite
	Concentrazione di Cu nelle soluzioni, mg/l
Minerale (2) con l'aggiunta di concentrato di Bornite-Calcocite
Minerale (1) con l'aggiunta di stibnite
Minerale (2) con l'aggiunta di realgar orpimento
Minerale (1) con aggiunta di carbone attivo

Nota: Condizioni generali di lisciviazione: temperatura 20-25 °C, durata 6 ore; F:T=2:1: concentrazione iniziale di NaCN e soluzioni 2,5 g/l; dopo aver raccolto soluzioni di tiourea (g/l): ThiO - 20; Fe 2 (SO 4) 3 (agente ossidante) - 3,0; H 2 SO 4 (regolatore ambientale) - 5,0.

Nel periodo 1964-1984. Gli specialisti di Irgiredmet hanno effettuato una serie di studi teorici e sperimentali per studiare le leggi generali del processo di dissoluzione dell'oro e dei suoi composti chimici in soluzioni acide di tiocarbamide con il successivo sviluppo di una tecnologia per l'estrazione di metalli dai minerali basata sulla lisciviazione di tiocarbamide, compreso il operazioni di deposizione di oro e argento da soluzioni e neutralizzazione delle acque reflue dei processi tecnologici. Tuttavia, questa operazione è piuttosto complessa, poiché il processo è poco conosciuto e di difficile attuazione poiché i minerali sono piuttosto poveri e non è economicamente vantaggioso utilizzare questa operazione.

2. REVISIONE DEL PROCESSO TECNOLOGICO PER L'ISOLAMENTO DELL'ORO DAGLI ELUTI DI THIOUREA

2.1 CARATTERISTICHE E CHIMICA DEL PROCESSO

L'oro e l'argento possono essere depositati da una soluzione HM con diversi metodi.

Per soluzioni con contenuti intermedi di oro e argento, come hanno dimostrato gli studi, l'uso del metodo di cementazione di Au e Ag con metalli elettronegativi (zinco, alluminio, piombo, ferro) sembra piuttosto promettente.

A questo proposito è preferibile il piombo metallico, che consente di estrarre il 99,5% di Au e il 99,9% di Ag nei fanghi di cemento in 10 minuti. Tuttavia, il consumo relativamente elevato di cementante (7 parti per 1 parte della somma di Au e Ag) e il conseguente basso contenuto di metalli nobili nel sedimento (meno del 12%) richiedono un'attenta valutazione dell'efficacia del processo di cementazione in relazione a specifiche materie prime.

1. Cementazione del piombo la produzione dell'oro viene effettuata a partire da eluati di acido cloridrico HM con successiva coppellazione del sedimento. Quando trucioli o polvere di piombo vengono caricati in una soluzione, si verifica la seguente reazione di cementazione dell'oro:

2AuCl+Pb=2Au+Pb4Cl2.
Il consumo di polvere di piombo è di 20-30 g per 1 g d'oro. Gli svantaggi del metodo sono la contaminazione della soluzione con piombo, che ne rende difficile l'uso in circolazione, e l'inadeguatezza per gli eluati di acido solforico HM.

2 Cementazione dello zinco. Il metodo soda-zinco per la deposizione di oro e argento è stato sviluppato e messo in produzione presso l'impianto sperimentale di scambio ionico di Lebedinsk. La soluzione viene prima neutralizzata con soda a pH 6-7, quindi viene aggiunta polvere di zinco in una quantità di 3-4 g per 1 g di oro e mescolata con la soluzione per 2-3 ore. L'oro viene depositato secondo la reazione:

(Au2)2SO4+Zn=2Au+Zn4SO4.
Dopo la precipitazione dell'oro e dell'argento, alla soluzione viene aggiunta la soda fino a pH 9-10 per la parziale precipitazione dello zinco dalla soluzione sotto forma di Zn(OH) 2. Il sedimento di zinco filtrato contiene il 6-10% di oro e viene lavorato con acido solforico o cloridrico, seguito dalla fusione del sedimento in oro grezzo. La soluzione viene messa in circolazione - per il desorbimento. Gli svantaggi del metodo includono: bassa qualità del sedimento, elevato consumo di reagenti (soda, polvere di zinco, acidi) e contaminazione della soluzione di eluizione circolante con sali di zinco e sodio, che riducono la qualità della resina rigenerata.

3. Cementazione dell'alluminio. Viene utilizzata polvere di alluminio con una granulometria del 95% classe -0,074 mm. La precipitazione avviene secondo la reazione:

3 2 SO 4 +2Al=6Au+12TM+Al 2 (SO 4) 3.
Il consumo di alluminio è di 3 g per 1 g di oro, la durata del contatto è di 4 ore alla temperatura di 20°C. Il contenuto di oro nel sedimento arriva fino al 25%, il contenuto di oro residuo nella soluzione è di 2-5 mg/l. Il sedimento viene trattato con una soluzione di NaOH al 5% per 3 ore per rimuovere l'alluminio, dopodiché il contenuto di oro nel sedimento aumenta all'85%. Questo sedimento viene fuso per ottenere l'oro grezzo. Gli svantaggi del metodo sono gli stessi della deposizione di zinco.

4. Precipitazione alcalina dell'oro. Secondo questo metodo, l'eluato viene prima spurgato con aria per 4-6 ore per rimuovere l'HCN al fine di evitare la formazione di NaCN in seguito all'introduzione di alcali, la dissoluzione e la precipitazione incompleta dell'oro. Alla soluzione viene aggiunta una soluzione di NaOH al 40% a una temperatura di 40-50°C fino a pH 10-12. In questo caso l'idrossido d'oro viene depositato secondo la reazione:

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

La durata della deposizione è di 2-4 ore grande valore mantenendo il valore di pH specificato della soluzione, poiché con una mancanza di alcali è possibile la precipitazione incompleta dell'oro e con un eccesso di essa la dissoluzione dell'idrato d'oro. Insieme all'oro si depositano idrossidi di metalli impuri, grazie ai quali la soluzione viene liberata dalle impurità che complicano il processo di rigenerazione della resina. I sedimenti idratati con un contenuto di oro del 10-15% vengono filtrati su un filtropressa, lavati con acqua calda, soffiati con aria e cotti a una temperatura di 300 ° C per eliminare lo zolfo. Le ceneri vengono poi sottoposte a trattamento con acido solforico per sciogliere le impurità e, quando il contenuto di oro è pari al 30-45%, vengono avviate alla raffinazione. Gli svantaggi del metodo sono: scarsa filtrabilità dei sedimenti idratati, consumo aggiuntivo di acido e qualità relativamente bassa dei sedimenti.

5. Precipitazione dell'oro con carbone attivo. L'estrazione di oro e argento da soluzioni acide di tiourea con una concentrazione relativamente bassa di metalli nobili (Au fino a 50 mg/l) può essere effettuata mediante il metodo dell'assorbimento su carboni attivi (SKT, OU, KAD, ecc.).

Le capacità di questo metodo tecnologico possono essere giudicate dai risultati dell'assorbimento dell'oro mediante carbone attivo in polvere del marchio SKT da soluzioni di lisciviazione concentrata per flottazione Impianto di lavorazione dell'oro Artemovskaya . contenente, oltre all'oro, una certa quantità di rame (fino a 0,2 g/l), ferro (fino a 1,2 g/l) e altri componenti di impurità. A seconda della concentrazione iniziale dell'oro nelle soluzioni (1-20 mg/l), la capacità di lavorazione del carbone per l'oro era del 2-12%, con contenuto di impurità (%): ferro 0,12, rame fino a 2,7; calcio. magnesio, alluminio, zinco, nichel - compresi tra 0,01 e 0,1. Dopo l'incenerimento il carbone conteneva Au 40-50; Fe 5-10: Cu 10-15; SiO 2 5-8%, rappresentando quindi. un prodotto sufficientemente concentrato in oro, adatto alla spedizione alle raffinerie.

Sono stati ottenuti i risultati di uno studio sul meccanismo di adsorbimento dell'oro da soluzioni acide di tiocarbammide mediante carbone attivo. È stato stabilito che l'assorbimento obbedisce alle equazioni di Freundlich e Langmuir ed è un processo endotermico. Ciò è indicato dall'energia di attivazione di 3,5 kcal/mol

Lo stadio limitante nella cinetica di adsorbimento è la diffusione nella struttura porosa del carbone attivo.

È stata proposta un'opzione di assorbimento-flottazione per estrarre l'oro da paste di tiourea non filtrate utilizzando carbone attivo. Ma in questa versione la polpa viene trattata con carbone in polvere (50-60% di particelle con un diametro inferiore a 40 micron), dopo di che viene sottoposta a flottazione. L'oleato di sodio viene utilizzato come reagente di flottazione. Durata 5 minuti. Durante questo periodo, da una pasta (pH = 1,5) contenente 20 mg/l di oro, 400 mg/l di tiocarbamide, 0,5 g/l di polvere di carbone, con un consumo di oleato di sodio di 100-120 mg/l, si ottiene l'estrazione dell'oro in concentrarsi al 90%. Aumentando il consumo di oleato a 200 mg/l si aumenta il recupero dell'oro al 95%.

I migliori risultati durante i test su vari gradi di carbone sono stati ottenuti durante l'estrazione dell'oro con il carbone SKT. L'assorbimento dell'oro da parte del carbone è piuttosto selettivo; la maggior parte delle impurità rimangono in soluzione. In un processo controcorrente, in 4-5 passaggi, l'oro viene completamente estratto dalle soluzioni e si ottengono sedimenti di carbone con un contenuto di oro del 15-20%. Devono essere bruciati e le ceneri sciolte in metallo grezzo. Svantaggi del metodo: la difficoltà di bruciare carbone e grandi perdite HM (10-15%), che viene completamente perso durante la lavorazione dei fanghi di carbone.

6. Estrazione dell'oro. La ricerca degli scienziati ha dimostrato la possibilità fondamentale di estrarre l'oro da soluzioni di acido cloridrico mediante estrazione con tributilfosfato. Quando le fasi organica e acquosa entrano in contatto per 5-10 minuti e il rapporto volume-fase O:B = 2:1, si ottiene un'estrazione quasi completa dell'oro dalla soluzione acquosa. Sono necessarie ulteriori ricerche sull'estrazione dagli eluati di acido solforico, sullo stripping e sul trattamento degli stripping.

7. Deposizione elettrolitica di oro e argento. Questo è il massimo metodo efficace lavorazione degli eluati acidi di HM, poiché consente di ottenere oro metallico di elevata purezza senza il costo di reagenti e operazioni aggiuntive. Piastre di grafite o platino vengono utilizzate come anodi nella deposizione elettrolitica di oro e argento, mentre piastre di titanio o ovatta di grafite vengono utilizzate come catodi.

Pertanto, durante l'elettrolisi dell'oro, si verifica il seguente sistema elettrochimico: Au con impurità (catodo) |

2 SO 4 ,TM,H 2 SO 4 ,H 2 O impurità | Ti (anodo)

Al catodo si verificano le seguenti principali reazioni di riduzione:

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

È inoltre possibile recuperare rame, piombo ed altre impurità. All'anodo avviene una reazione elettrolitica per formare ioni H+:

2H2O-4e=O2+4H+

Inoltre, all'anodo sono possibili processi di ossidazione e decomposizione di metalli pesanti con rilascio di zolfo secondo la reazione:

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

Nel tempo, la cianammide aggiunge acqua e si trasforma in urea.

CNNH2+H2O=CO(NH2)2

Il processo complessivo di ossidazione anodica dei metalli pesanti procede secondo la reazione

L'ossidazione dei metalli pesanti aumenta soprattutto con l'aumento della densità di corrente > 15 A/m2. La decomposizione anodica dei metalli pesanti aumenta il consumo di questo costoso reagente e i suoi prodotti di decomposizione hanno un effetto dannoso sulla separazione elettrolitica dei metalli dalla soluzione e sulla qualità del sedimento. Per evitare ciò, è consigliabile eseguire il processo di elettrolisi con la separazione degli spazi anodico e catodico mediante un diaframma con membrana a scambio ionico, ad es. con divisione del bagno di elettrolisi in camere anodiche e catodiche. La soluzione HM contenente oro viene posta nello spazio catodico, l'anolita è una soluzione allo 0,5-1,0% di H 2 SO 4. Le membrane a scambio anionico o cationico vengono utilizzate come diaframmi, attraverso le quali le molecole HM non passano nell'anolita. I cationi HM complessi passano nell'anolita in piccole quantità: 3-4%. In presenza di diaframmi il consumo di metalli pesanti durante l'elettrolisi è nettamente ridotto. Il processo di elettrolisi viene effettuato con una densità di corrente catodica Jc = 8...10 A/m2, tensione del bagno 3,0 V, temperatura dell'elettrolita 50-60 °C, valore potenziale 0,3-0,4 V rispetto al normale elettrodo di cloro d'argento. La maggior parte dell'oro viene depositata entro 2-3 ore dall'elettrolisi. Dopo una concentrazione di 100-120 mg/l per ottenere un contenuto di oro residuo nella soluzione di 10-20 mg/l, la durata della deposizione aumenta a 6-12 ore. Il contenuto di oro nel deposito catodico è del 70-85%. , argento 10-25%, rame 0,5-5%, zinco 0,1-0,2%, ferro 0,1-0,4%. La maggior parte delle impurità dei metalli di base rimane nell'elettrolita e viene reimmessa nel processo di desorbimento dell'oro. L'efficienza attuale per l'oro e l'argento è di circa il 30%. Aumentare la densità di corrente oltre 15-20 A/m2 non è pratico, poiché ciò aumenta la deposizione di impurità, in particolare rame, diminuisce l'efficienza di corrente, aumenta il trascinamento dell'elettrolita con bolle di idrogeno liberato e la struttura dell'elettrolita modifiche del deposito.

8. Elettroeluizione. Il metodo dell'elettroeluizione, o elettroadsorbimento, è un processo combinato di desorbimento dell'oro e della sua elettrodeposizione dalla soluzione. È stata studiata l'elettroeluizione dell'oro mediante desorbimento di una soluzione di NH 4 SCN. A questo scopo, 1,5 l di anionito saturo Deacidit N con il 24% di gruppi basici forti, dopo la pre-eluizione di nichel e rame da esso con una soluzione di NaCN, sono stati miscelati in un bagno di elettrolisi con 10 l di 5 N. (380,65 g/l) soluzione di NH 4 SCN (6,67 volumi di soluzione per 1 volume di resina). Come anodo è stata utilizzata una piastra di carbonio e come catodo è stata utilizzata una lamina di piombo. La densità di corrente del catodo era di 154 A/m2, tensione di 1,5 V. L'oro viene estratto quasi completamente dalla resina entro 24 ore (fino a un contenuto di 0,066 g/l) e si deposita quasi completamente sul catodo di piombo (fino a un contenuto di 0,066 g/l) nella soluzione da 15 mg/l). Con una tensione tra gli elettrodi di 1,5-1,6 V, il tiocianato di ammonio non viene distrutto e può essere utilizzato più volte per l'elettroeluizione. La distruzione di NH 4 SCN si è verificata quando la tensione sugli elettrodi era 1,8-1,86 V. Nel caso dell'elettroeluizione non selettiva 5 N. con una soluzione di NH 4 SCN con una densità di corrente catodica di 300 A/m2 e una tensione agli elettrodi di 1,6 V, l'oro e il rame sono stati lavati via dalla resina e depositati sul catodo quasi al 100%, il nichel non è stato praticamente eluito , ma una parte (fino al 9%) si è depositata al catodo. La durata del processo è di 60 ore. Il vantaggio del metodo è il piccolo volume della soluzione di eluizione e l'accelerazione del processo di desorbimento, ma permangono gli svantaggi inerenti agli eluati di rodanio. Il metodo dell'elettroeluizione utilizzando soluzioni TM debolmente acide è stato sviluppato da M.S. Girdasov. Lo schema di installazione per l'elettroeluizione è mostrato in Fig.

Uno scambiatore anionico saturo e un elettrolita vengono caricati in un elettrolizzatore ermeticamente sigillato in una quantità di 2-10 m3 per 1 m3 di resina. L'elettrolita è una soluzione di acido cloridrico o solforico di HM con una concentrazione di 55-65 g/l HM e 18-20 g/l HC1 o 25 g/l H 2 SO 4. Il titanio platinato viene utilizzato come anodi, il titanio (grado VT-1) viene utilizzato come catodi. La resina viene mantenuta in sospensione mediante agitazione con aria. L'HCN liberato viene scaricato con una corrente d'aria in recipienti di assorbimento riempiti con una soluzione alcalina (NaOH o CaO). Per evitare l'ossidazione dei metalli pesanti e la contaminazione del deposito metallico con zolfo elementare, gli anodi devono essere posizionati in camere con diaframmi costituiti da membrane a scambio cationico o a scambio anionico. Una soluzione all'1-2% di H 2 SO 4 viene versata nelle camere anodiche come anolita. I metalli depositati sul catodo sono protetti dalla resina miscelata da uno schermo in rete di polietilene.

Il processo di elettroeluizione senza diaframmi anodici (secondo M.S. Girdasov) viene effettuato con una densità di corrente di 10-20 A/m2, una tensione agli elettrodi di 1-1,5 V per 24-30 ore e consente di ottenere un contenuto di oro residuo nella resina di 0,2 -0,4 mg/g. L'uso di membrane a scambio ionico anodico consente di aumentare la densità di corrente a 100-300 A/m 2, a seguito della quale la velocità del processo di elettroassorbimento aumenta notevolmente e la durata del processo di elettroassorbimento diminuisce. Allo stesso tempo, la concentrazione di metalli pesanti nella soluzione di eluizione diminuisce da 80-90 g/l in un processo dinamico a 55-65 g/l durante l'elettroeluizione, il che riduce significativamente la perdita di questo reagente e il volume dell'attrezzatura. Questi vantaggi compensano in parte l’aumento del consumo energetico con l’aumento della densità di corrente. Pertanto, quando si elettroeluisce uno scambiatore anionico, precedentemente purificato dalle impurità di metalli non preziosi, utilizzando una membrana anodica a scambio cationico con una densità di corrente di 100-150 A/m 2, tensione agli elettrodi 3 V, concentrazione HM - 55 g/ le e HCl - 19 g/l, il contenuto residuo di oro nella resina era di 0,2 - 0,4 mg/g ottenuto con una durata del processo di 6 ore. Il grado di elettroassorbimento dell'oro era del 95-97%, con deposizione sul catodo 87,0 - 92,0%. Il contenuto di oro nel deposito catodico è dell'80-85%. Rispetto all'eluizione dinamica durante l'elettroadsorbimento dell'oro, il processo accelera di 3-4 volte in assenza di diaframmi anodici e una densità di corrente di 10-20 A/m2 e di 20-25 volte in presenza di diaframmi e aumento di corrente densità a 100-150 A/m2. L'aumento della velocità di elettroeluizione è spiegato da uno spostamento nell'equilibrio della reazione di desorbimento dell'oro e da un aumento della velocità di diffusione degli ioni dei complessi di tiourea dell'oro dai grani dello scambiatore di ioni a causa di una diminuzione della concentrazione di questi ioni nella soluzione durante l'elettrodeposizione del metallo. Il processo di elettroassorbimento delle impurità - rame, zinco e ferro - con una soluzione alcalina di NaCI è stato sviluppato da A.S. Condizioni consigliate: diaframma anodico - membrana a scambio cationico, densità di corrente 150-200 A/m2; soluzione di eluizione: 75-85 g/l NaOH + 60-75 g/l NaCl; la quantità di soluzione è di 2 volumi per 1 volume di resina, la durata del processo è di 6-10 ore Il contenuto totale residuo di impurità nella resina è di 1,5-3,5 mg/g. L'ostacolo principale all'implementazione industriale dei metodi di elettroeluizione sviluppati è la mancanza di una progettazione soddisfacente dell'elettrolizzatore che possa garantire un'implementazione stabile del processo in condizioni di produzione.

Possono essere utilizzate anche possibili opzioni per l'estrazione dell'oro dalle soluzioni di tiourea: flottazione ionica, estrazione con TOA, precipitazione di idrati (NaOH) con successiva lavorazione dei sedimenti contenenti oro risultanti mediante cianurazione, riduzione con gas idrogeno e altri metodi.

Utilizzo: lavorazione dei minerali. Il risultato tecnico dell'invenzione è quello di aumentare il recupero dell'oro, ridurre le perdite di oro con gli sterili di flottazione e anche aumentare efficienza economica processo tecnologico di estrazione dell'oro riducendo il consumo di reagenti. Il metodo prevede la flottazione principale, quella più pulita e quella di controllo, prevede la rimozione dalla flottazione nel concentrato di flottazione del prodotto schiumoso della flottazione principale, ottenuto nella fase iniziale per un tempo fino al 25% del tempo totale della flottazione principale, nonché il prodotto schiumoso della prima flottazione del pulitore, ottenuto per un tempo fino al 50% del tempo della prima flottazione del pulitore. 1 stipendio fascicoli, 1 illustrazione, 1 tavola.

L'invenzione riguarda metodi per la produzione di metalli preziosi, più precisamente metodi di flottazione con schiuma di minerali contenenti oro, e può essere utilizzata nell'industria mineraria e metallurgica per l'estrazione dell'oro da minerali refrattari primari.

Sono noti metodi per l'arricchimento mediante flottazione di minerali di metalli preziosi, costituiti da flottazioni principali, più pulite e di controllo con rilascio di concentrato contenente oro sotto forma di prodotto schiumoso e sterili sotto forma di prodotto a camera. [Brevetto RF n. 2085299. Linea di produzione per la lavorazione di materie prime minerali contenenti metalli preziosi. JSC "Irgiredmet" Annunciato il 16/11/1994, pubbl. 27/07/1997]. La linea di produzione comprende dispositivi collegati in serie installati lungo il processo tecnologico per la miscelazione della pasta con reagenti di flottazione, due macchine di flottazione: una per la separazione primaria degli agglomerati saturi in un prodotto schiumoso, l'altra per la loro separazione secondaria. Caratteristica distintiva è che l'agglomerato saturo della separazione primaria si unisce al prodotto della camera della purificazione di controllo e, dopo il contatto con il flocculante, entra nella flottazione primaria.

Lo svantaggio della linea di produzione nota è la diluizione dell'agglomerato saturo facilmente flottato della separazione di flottazione primaria con il prodotto della camera dell'operazione di controllo della purificazione, che aiuta a ridurre il recupero dell'oro e a ridurre l'efficienza del processo di arricchimento.

Il prototipo dell'invenzione è un metodo per arricchire i minerali d'oro primari [Kuzina Z.P., Antsiferova S.A., Samoilov V.G. Schema ottimale per la preparazione del minerale e la flottazione dei minerali d'oro refrattari del deposito di Bogolyubovskoe. Metalli non ferrosi, 2005, n. 3, pp. 15-17]. Il processo di arricchimento tecnologico nel metodo noto comprende due operazioni principali di flottazione, due operazioni di controllo e due ripuliture del prodotto schiumoso della flottazione principale, operando in un ciclo chiuso con il prodotto schiumoso dell'operazione di controllo e gli sterili della prima ri-pulizia. Come risultato dell'arricchimento per flottazione del minerale refrattario di oro-arsenico, si ottiene un concentrato contenente solfuro di oro, che viene fornito alla lavorazione idrometallurgica e agli sterili. Il recupero dell'oro nel concentrato contenente oro è dell'84,2% con una resa del concentrato del 7,4% e un contenuto di 50,0 g/t.

Lo svantaggio del noto metodo di arricchimento dei minerali d'oro primari è il recupero non sufficientemente elevato dell'oro in concentrato, nonché le elevate perdite di oro (0,75 g/t) con i residui di flottazione. Inoltre, lo svantaggio del prototipo è l'aumento del consumo di reagenti, che riduce l'efficienza economica del processo.

L'obiettivo dell'invenzione è quello di aumentare il recupero dell'oro, ridurre le perdite di oro derivanti dagli sterili di flottazione e anche aumentare l'efficienza economica del processo di recupero dell'oro riducendo il consumo di reagenti.

Il problema è risolto dal fatto che nel metodo di arricchimento dei minerali d'oro, inclusa la flottazione principale, più pulita e di controllo con la produzione di concentrato di flottazione contenente oro da prodotti in schiuma e sterili dalla camera di flottazione di controllo, secondo l'invenzione , il prodotto schiumoso della flottazione principale ottenuto nella fase iniziale per un tempo fino al 25% del tempo totale della flottazione principale, nonché il prodotto schiumoso della prima flottazione più pulita, ottenuto durante un tempo fino a 50 Il % del tempo della prima flottazione più pulita, viene rimosso dalla flottazione, combinato in un concentrato di flottazione e inviato alle operazioni metallurgiche. Il prodotto schiumoso ottenuto durante il restante tempo della flottazione principale viene inviato ad una flottazione più pulita. Il prodotto schiumoso dell'ultima flottazione di pulizia viene combinato con il concentrato di flottazione. Il prodotto schiumoso della flottazione di controllo viene restituito alla flottazione principale. Il concentrato di flottazione viene inviato all'ispessimento e quindi alle operazioni metallurgiche.

Il risultato tecnico dell'invenzione si ottiene eliminando dal processo i solfuri auriferi sotto forma di un prodotto schiumoso avente ad alta velocità flottazione, in concentrato di flottazione nella fase iniziale della flottazione, che si verifica fino al 25% del tempo totale della flottazione principale. Il concentrato di flottazione selezionato, in termini di contenuto di oro e relativi elementi (solfuro di zolfo, arsenico, ferro), soddisfa i requisiti del processo di estrazione dell'oro e non richiede flottazione di pulizia, che contribuisce alla perdita di oro dal concentrato di flottazione . La rimozione del prodotto schiumoso nella fase iniziale dal processo di flottazione principale aiuta a risolvere il problema dell'invenzione - in primo luogo, aumentando il recupero dell'oro nel concentrato di flottazione dell'1,6% con un contenuto di oro più elevato rispetto al prototipo ( 50 g/t), in secondo luogo, riducendo le perdite di oro dal concentrato di flottazione nella flottazione più pulita e principale e, in terzo luogo, riducendo il consumo di reagenti.

Il risultato tecnico si ottiene anche rimuovendo il prodotto schiumoso nella fase iniziale della prima operazione di pulizia fino al 50% del tempo totale della prima pulizia nel concentrato di flottazione finito. Il concentrato di flottazione selezionato non richiede ulteriore affinamento per migliorarne la qualità, il che contribuisce all'accumulo di metallo all'interno del circuito e ad ulteriori perdite con le code di flottazione. Pertanto, la rimozione del prodotto schiumoso dal processo nella fase iniziale di flottazione più pulita aiuta ad aumentare il recupero dell'oro.

L'essenza del metodo proposto è illustrata da un disegno che mostra uno schema tecnologico dell'apparato e mostra il movimento dei prodotti di galleggiamento. Lo schema tecnologico contiene i seguenti dispositivi: 1 - serbatoio di contatto, 2 - macchina di flottazione principale, 3, 4 - macchine di flottazione più pulite, 5 - macchina di flottazione di controllo, 6 - addensatore.

Il metodo viene eseguito come segue. Il minerale, che ha subito operazioni preparatorie alla flottazione secondo uno dei metodi noti, con un contenuto pari all'85-89% della classe - 0,074 mm, entra nella vasca di contatto 1 per il trattamento con reagenti di flottazione. Dal serbatoio di contatto, la polpa viene immessa nella macchina di flottazione 2 per la flottazione principale. Il prodotto espanso della prima camera della macchina di flottazione 2, ottenuto entro 2,5 minuti, sotto forma di concentrato di flottazione viene inviato alle successive operazioni metallurgiche, ad esempio, all'addensatore 6 per l'addensamento. Il prodotto schiumoso ottenuto nelle restanti camere della flottatrice principale 2 per 9,5 minuti viene inviato alla flottatrice 3 per la prima flottazione di pulizia. Il prodotto schiumoso della prima camera della flottatrice 3, ottenuto entro 3 minuti dal momento della prima flottazione del pulitore, viene inviato sotto forma di concentrato di flottazione all'addensatore 6. Il prodotto schiumoso delle rimanenti camere della prima la flottazione del pulitore dalla macchina di flottazione 3, ottenuta nel tempo rimanente - 3 minuti, viene inviata alla macchina di flottazione 4 per la seconda flottazione di pulizia. Il prodotto in schiuma della seconda flottazione di pulizia dalla macchina di flottazione 4 viene inviato sotto forma di concentrato di flottazione all'addensante 6. Il prodotto della camera della flottazione principale dalla macchina di flottazione 2 viene inviato alla macchina di flottazione 5 per la flottazione di controllo. Il prodotto schiumoso della flottazione di controllo viene restituito alla seconda camera della macchina di flottazione 2 della flottazione principale. Il prodotto della camera della prima operazione di pulizia viene restituito alla seconda camera della macchina di flottazione 2 della flottazione principale. Il prodotto della camera della seconda flottazione di pulizia dalla macchina di flottazione 4 viene restituito alla tasca di ricezione della prima camera della macchina di flottazione 3 della prima operazione di pulizia. Il prodotto della camera della flottazione di controllo dalla macchina di flottazione 5 viene rimosso sotto forma di code di flottazione con un contenuto di oro di ≤ 0,5 g/t.

I concentrati di flottazione vengono riuniti nell'addensante 6 e inviati ad operazioni metallurgiche, ad esempio bioossidazione e cianurazione, oppure inviati ad operazioni pirometallurgiche. Gli indicatori tecnologici dell'arricchimento per flottazione ottenuti utilizzando il metodo proposto sono riportati nella tabella.

1. Metodo di arricchimento dei minerali d'oro, compresa la flottazione principale, più pulita e di controllo con la produzione di concentrato di flottazione contenente oro da prodotti di schiuma e sterili dal prodotto della camera di flottazione di controllo, caratterizzato dal fatto che il prodotto di schiuma della flottazione principale ottenuto nella fase iniziale per un periodo fino al 25% del tempo totale della flottazione principale, nonché il prodotto schiumoso della flottazione del primo pulitore, ottenuto in un tempo fino al 50% del tempo del primo pulitore flottazione, vengono rimossi dalla flottazione, combinati in un concentrato di flottazione e inviati alle operazioni metallurgiche.

2. Procedimento secondo la rivendicazione 1, caratterizzato dal fatto che il prodotto schiumoso ottenuto durante il restante tempo della flottazione principale viene inviato alla flottazione più pulita, il prodotto schiumoso dell'ultima flottazione più pulita viene combinato con il concentrato di flottazione e il prodotto schiumoso della flottazione più pulita il galleggiamento di controllo viene restituito al galleggiamento principale.

Brevetti simili:

Bocharov V. A., Abryutin D. V.

Vengono presentate informazioni sulla base della materia prima dei minerali d'oro; vengono considerate le caratteristiche tecnologiche della composizione materiale di vari tipi di minerali refrattari; vengono descritte le proprietà delle formazioni minerali e delle associazioni dell'oro. Vengono fornite le caratteristiche dei processi e degli apparati di arricchimento del minerale, i principali metodi tecnologici e metodi di estrazione dell'oro utilizzando metodi gravitazionali, magnetoelettrici, di flottazione, idrochimici e chimico-metallurgici. Si notano le caratteristiche delle pratiche nazionali ed estere e dei programmi di arricchimento in oro; vengono forniti esempi di tecnologia idrochimica di minerali e materiali auriferi; vengono evidenziate le caratteristiche tecnologiche della lavorazione idrometallurgica di pirite, pirrotite, antimonio, tellururo, polimetallico, rame-zinco, argilloso, carbonioso e altri minerali e materiali. Vengono considerati metodi fisico-chimici per la lisciviazione dell'oro da minerali refrattari e metodi per la sua estrazione da soluzioni; viene descritta la tecnologia di fusione di concentrati e prodotti contenenti oro; vengono forniti gli schemi tecnologici delle fabbriche di estrazione dell'oro di imprese russe e straniere.
Per scienziati, specialisti di imprese di estrazione dell'oro, impianti di lavorazione, negozi chimici e metallurgici che lavorano materie prime contenenti oro, può essere utile per studenti laureati, studenti, insegnanti Scuola superiore, ingegneri, scapoli, maestri.

ISBN: 978-5-87623-416-2
Pagine: 420
Rilegatura: dura
Editore: NUST MISIS
Lingua: russo
Anno di pubblicazione:

Prefazione
1. Caratteristiche della composizione materiale dei minerali
1.1. Composizione minerale
1.2. Classificazione tecnologica
1.3. Sviluppo della tecnologia di estrazione dell'oro
1.4. Applicazione dei metalli nobili
1.5. Requisiti per la qualità delle materie prime
2. Caratteristiche fisico-chimiche dei metalli nobili
2.1. Caratteristiche della composizione materiale dei minerali
2.2. Proprietà fisico-chimiche dell'oro
2.3. Sciogliere l'oro in soluzioni di composti chimici
2.3.1. Criteri di sostenibilità dell'oro
2.3.2. Dissoluzione in acidi
2.3.3. Sciogliere l'oro in soluzioni di cloro, iodio e bromo
2.3.4. Tiocarbamide e tiosolfato dissoluzione dell'oro
2.3.5. Cianidazione
2.3.6. Recupero (precipitazione) dell'oro da soluzioni di lisciviazione
2.3.7. Proprietà tecnologiche che determinano la scelta dei metodi e dei dispositivi di arricchimento dell'oro
3. Preparazione di materie prime minerali per l'arricchimento
3.1. Rivelare l'oro
3.2. Frantumazione del minerale
3.3. Macinazione del minerale
3.4. Preparazione del minerale e condizionamento della polpa
3.5. Metodi fisico-chimici per la separazione dei minerali
3.6. Caratteristiche dei principali processi tecnologici di arricchimento dell'oro
3.6.1. Processi gravitazionali
3.6.2. Metodi magnetoelettrici
3.6.3. Flottazione dell'oro
4. Schemi di flottazione per gravità per l'estrazione dell'oro
4.1. Processi fondamentali di preparazione del minerale
4.2. Pratica di schemi di arricchimento per flottazione per gravità

4.3. Caratteristiche degli schemi di estrazione dell'oro con flottazione per gravità
5. Processi idrometallurgici per la lavorazione di minerali e prodotti
5.1. Lisciviazione acida
5.2. Lisciviazione in soluzioni di cloro, iodio, bromo
5.3. Lisciviazione di tiourea, tiosolfato e solfito
5.4. Dissoluzione dell'oro in soluzioni solfo-alcaline
5.5. Lisciviazione dell'oro con soluzioni di cianuro alcalino
5.6. Lisciviazione per percolazione
5.7. Lisciviazione del cumulo
5.8. Lisciviazione agitando
5.9. Lisciviazione assorbente
5.10. Lisciviazione in autoclave
5.11. Lisciviazione biochimica
5.12. Metodi per la precipitazione dell'oro da soluzioni
5.13. Pratica di arricchimento chimico
5.13.1. Lavorazione di minerali e prodotti contenenti pirite
5.13.2. Lavorazione di minerali e prodotti contenenti pirrotite
5.13.3. Lavorazione di prodotti a base di antimonio
5.13.4. Lavorazione dei minerali di zolfo
5.13.5. Arricchimento di minerali argillosi
5.13.6. Arricchimento di minerali metallici ferrosi
5.14. Trattamento con impulsi magnetico-elettrici
5.15. Elaborazione elettrochimica
5.16. Trattamento con energia elettronica accelerata e impulsi elettromagnetici ad elevata intensità di campo magnetico
6. Metodi pirometallurgici per la lavorazione dei concentrati
6.1. Cottura ossidativa
6.2. Cottura con clorazione
6.3. Cottura alcalina e solforante
6.4. Cottura sotto vuoto
6.5. Fusione di concentrati di rame
6.6. Fusione di concentrati di zinco

6.7. Fusione di concentrati di piombo
6.8. Fusione di prodotti di antimonio e concentrati di solfuro
6.9. Fusione di concentrati mediante lega di metallo doré
6.10. Fondamenti della lavorazione di raffinazione dei materiali contenenti oro
6.11. Clorazione ed affinazione elettrolitica dell'oro e delle leghe argento-oro
7. Neutralizzazione delle acque reflue di arricchimento e soluzioni di lisciviazione di oro e metalli non ferrosi
7.1. Trattamento delle acque reflue contenenti cianuro
7.2. Trattamento degli elettroliti di scarto e delle acque reflue
7.3. Campionamento e controllo presso le imprese che lavorano i minerali d'oro
Bibliografia

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