Læreboken inneholder informasjon om de kjemiske og mineralogiske egenskapene til gullmalmer. genetisk og teknologisk klassifisering, teknologiske egenskaper til malmer og mineraler. Fysisk-kjemiske egenskaper vurderes edle metaller og deres mineralformasjoner. Egenskapene for kjemisk stabilitet og betingelser for oppløsning av gull er gitt. De viktigste metodene for å tilberede malm for anrikning er identifisert.
Beregnet for studenter med hovedfaget "Metallurgi", profilen "Teknologi for mineralråstoffer", spesialitet "Mineralbehandling" og kan være nyttig for spesialister og forskere som er involvert i bearbeiding av gullholdige råvarer.

Genetisk og teknologisk klassifisering av malmer.
I Russland lang tid De viktigste råvarekildene for gullproduksjon var placers, men i dag, takket være offentlig politikk og initiativet til gullgruvearbeidere, forventes hovedøkningen i gullproduksjonen å oppnås gjennom utvikling av utelukkende endogene malmforekomster og metamorfe formasjoner. Det er mange klassifiseringer av malmforekomster (ifølge Yu.A. Bilibin, K.I. Bogdanovich, M.B. Borodaevsky, G.P. Volarovich, M.I. Novgorodova, N.V. Petrovsky, I.S. Rozhkov, V. .I. Smirnov og andre). Det har de alle generelle tegn: plutonogene avsetninger - hovedsakelig hydrotermiske; dyp - høy temperatur; vulkanogen - nær overflaten eller grunt og lav temperatur.

Hovedårsakene til å komplisere systematiseringen av malm er følgende. For det første varierer gullforekomster ofte i dannelsestidspunktet og er assosiert med mineraler av ikke-jernholdige, sjeldne og andre metaller. For det andre dannes gullmalmforekomster i et bredt temperaturområde på 400...1300 °C, på forskjellige dyp på 0,5...5 km og er genetisk relatert til basiske, ultrabasiske, alkaliske og sure bergarter. I tillegg kan vertsbergartene være vulkanske og sedimentære. For det tredje forekommer gull i ganske høye konsentrasjoner i forekomster av malm av ikke-jernholdige, sjeldne, jern, radioaktive og andre metaller i form av urenheter i ulike former. For det fjerde er gullforekomster vanligvis komplekse, og inneholder i tillegg til gull ikke-jernholdige, sjeldne og andre metaller, hvor kostnadene ofte overstiger prisen på gull.

INNHOLDSFORTEGNELSE
Forord
1. Kjemiske og mineralogiske egenskaper ved gullmalm
1.1. Materialsammensetning og generelle egenskaper til malm
1.2. Genetisk og teknologisk klassifisering av malmer
2. Generelle egenskaper og bruken av gull i økonomien
3. Fysisk-kjemiske egenskaper ved gull- og mineralformasjoner
3.1. Mineralogisk sammensetning av malmer
3.2. Grunnleggende egenskaper til malmgull
4. Kjemiske egenskaper gull
4.1. Kjemisk motstand og gulloppløsning
4.2. Gullcyanidering
4.3. Tiourea og tiosulfat utlekking
4.4. Oppløsning av gull i syrer
4.5. Oppløsning av gull i løsninger av klor, jod og brom
4.6. Gjenvinning av gull
4.7. Kjemiske og teknologiske egenskaper og valg av gullanrikningsmetoder
5. Klargjøring av mineralske råvarer for anrikning
5.1. Avsløring av gull, dets mineralforeninger i knuse- og slipeordninger
5.2. Metoder for malmberedning og kondisjonering av separerte mineraler
6. Generelle kjennetegn ved teknologiske prosesser
6.1. Gravitasjonsprosesser
6.1.1. Anrikning på pilkemaskiner
6.1.2. Anrikning på skrueanordninger
6.1.3. Anrikning på konsentrasjonstabeller
6.1.4. Anrikning i hydrosykloner med kort kjegle
6.1.5. Anrikning i sentrifugalkonsentratorer
6.1.6. Teknologiske trekk ved bruken av en kaskade av gravitasjonsenheter i anrikningsordninger
6.1.7. Anrikning i modulanlegg
6.1.8. Etterbehandling av gravitasjonskonsentrater
6.2. Magnetisk-elektriske metoder
6.2.1. Magnetisk separasjon
6.2.2. Elektrisk separasjon
6.2.3. Radiometrisk separasjon
6.2.4. Magnetohydrodynamisk og magnetohydrostatisk separasjon
6.2.5. Magnetisk flokkulasjonsseparasjon
6.2.6. Magnetisk væskeseparasjon
6.3. Flotasjonsanrikning
6.3.1. Generelle kjennetegn ved prosesser
6.3.2. Grunnleggende prinsipper for bruk av flotasjonsreagenser
7. Gravity-flotasjonsteknologier
7.1. Malmpreparering og pulpabehandling
7.2. Øvelse av gravitasjon-flotasjon gull utvinning
7.3. Funksjoner ved flotasjonsutvinning av gull fra ikke-jernholdige metallmalmer
7.4. Studie av gulldistribusjon under anrikning av pyritt (massive) kobber-sinkmalmer
7.5. Tyngdekraftsmetoder for å utvinne gull fra ikke-jernholdige metallmalmer
7.6. Teknologi for utvinning av gull fra oksiderte malmer
8. Hydrokjemiske prosesser for bearbeiding av malm og konsentrater
8.1. Utluting av gull i alkaliske cyanidløsninger
8.2. Tiourea, tiosulfat og sulfitt utvasking
8.3. Utvasking ved hjelp av syrer
8.4. Utvasking i løsninger av klor, jod
8.5. Utlekking ved perkolering
8.6. Heap utvasking
8.7. Utvasking ved omrøring
8.8. Sorptiv utvasking
8.9. Autoklavutvasking
8.10. Biokjemisk utvasking
8.11. Metoder for å utvinne gull fra løsninger
8.12. Kjemiske anrikningsteknologier (ifølge V.V. Lodeyshchikov, Irgiredmet OJSC)
8.12.1. Bearbeiding av pyrittholdige malmer og produkter
8.12.2. Bearbeiding av pyrrotittholdige malmer og produkter
8.12.3. Bearbeiding av svovelmalm
8.12.4. Anrikning av leirmalm
8.12.5. Anrikning av jernholdige metallmalmer
9. Pyrometallurgiske prosesser for bearbeiding av konsentrater
9.1. Oksidativ brenning av sulfidmaterialer
9.2. Klorerende oksidativ steking
9.3. Alkalisk og andre typer fyring
9.4. Magnetisk-elektrisk pulsbehandling
10. Smelting av ildfaste konsentrater
10.1. Smelting av kobberkonsentrater
10.2. Smelting av sinkkonsentrater
10.3. Smelting av blymetaller
10.4. Smelting av antimonprodukter
10.5. Smelting av sulfidkonsentrater
10.6. Smelting av konsentrater ved hjelp av metall doré-legering
11. Raffineringsbehandling av gullholdige materialer
11.1. Klorering av gull
11.2. Elektrolytisk gullraffinering
11.3. Elektrolytisk raffinering av sølv-gull-legeringer
12. Nøytralisering avløpsvann anriknings- og utlutingsløsninger av gull og ikke-jernholdige metaller
12.1. Behandling av avfallscyanidvann
12.2. Behandling av avfallselektrolytter og avløpsvann
12.3. Utvinning av edelmetaller fra teknogene produkter og løsninger
13. Prøvetaking og kontroll ved gullgruvebedrifter
13.1. Prøvetaking
13.2. Overvåking og styring av teknologiske prosesser
Konklusjon
Bibliografisk liste.

Last ned e-boken gratis i et praktisk format, se og les:
Last ned boken Technology of processing gullholdige råvarer, Bocharov V.A., Ignatkina V.A., Abryutin D.V., 2011 - fileskachat.com, rask og gratis nedlasting.

INTRODUKSJON

1. GENERELL DEL

1.1 KARAKTERISTIKKER AV GULL RÅMATERIALER OG METODER FOR BEHANDLING

1.2 TEKNOLOGISK OPPSETT FOR RÅMATERIALBEHANDLING

KORT BESKRIVELSE AV HOVEDSTADENE I RÅMATERIALEBEHANDLING

FORBEREDELSE AV MALMER FOR UTTREKNING AV GULL OG SØLV

KNUSING OG KLINING AV GULLMARM

GRAVITETSMETODER FOR URFORSBERIGING

GULLUTTREKNING VED AMALGAMASJON

FORTYKNING

CYANIDERING AV GULLMARM

SORPSJON FRA MASSER (SORPSJONSUTLEKKING)

ELUERING AV GULL OG SØLV OG REGENERERING AV METTEDE ANIONBYTTE

1.3 ROLLE TIL PROSESSEN FOR SEPARERING AV GULL FRA THIOUREA ELUTER I DEN TEKNOLOGISKE ORDNINGEN

2. OVERSIKT OVER DEN TEKNOLOGISKE PROSESSEN FOR Å ISOLERE GULL FRA THIOUREA-ELUTER

2.1 PROSESSENS EGENSKAPER OG KJEMI

UTSETNING AV GULL FRA THIOUREA-LØSNINGER

3. METALLURGISKE BEREGNINGER

INTRODUKSJON

Gull er et gult metall. Den har et ansiktssentrert kubisk gitter og utmerker seg ved eksepsjonell formbarhet og duktilitet. Fra gull kan du tegne en ledning med en diameter på 0,001 mm. Den termiske og elektriske ledningsevnen til metallet er svært høy: gull er nest etter kobber og sølv.

Fysisk-kjemiske egenskaper av gull:

Au er i 1. gruppe,

Atommasse 197,

Tetthet ved 20°C 19,32 g/cm 3

Karakteristiske oksidasjonstilstander er +1 og +3,

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

Smeltepunkt 1064,4 °C,

Kokepunkt 2877°C,

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

Fordampningsvarmen er 368 kJ/mol.

Et særtrekk ved gull er dets tendens til å danne komplekser og det er lett å redusere de fleste av dets forbindelser til metall.

Gull er et edelt metall. Lav kjemisk aktivitet er en viktig og karakteristisk egenskap ved dette metallet. I luft, selv i nærvær av fuktighet, forblir gull praktisk talt uendret. Selv ved høye temperaturer interagerer ikke gull med hydrogen, oksygen, nitrogen, svovel og karbon.

Gull kombineres med halogener, og med brom skjer prosessen allerede ved romtemperatur, og med fluor, klor og jod - ved oppvarming.

Elektrodepotensialet til gull i vandige løsninger er veldig høyt:

Au®Au + + , j o ​​​​= +1,68 V;

Au®Au +3 +3, j o ​​​​= +1,58 V;

Derfor oppløses ikke gull verken i alkalier eller i syrer som svovelsyre, salpetersyre, saltsyre, flussyre eller organisk.

Men i nærvær av sterke oksidasjonsmidler kan gull løse seg opp i noen mineralsyrer. Så det oppløses i konsentrert svovelsyre i nærvær av periodic acid H 5 IO 6, salpetersyre, mangandioksid, så vel som i varm vannfri selensyre H 2 SeO 4, som er et veldig sterkt oksidasjonsmiddel.

Gull løses lett opp i vannvann, klorert saltsyre og vandige løsninger av alkali- og jordalkalimetaller i nærvær av oksygen. Et godt løsemiddel for gull er en vandig løsning av tiourea som inneholder jern(II)klorid eller sulfat (+3) som oksidasjonsmiddel.

Andre gullløsningsmidler inkluderer klor og bromvann, en løsning av jod i kaliumjodid eller hydrojodsyre. I alle tilfeller er oppløsningen av gull assosiert med dannelsen av komplekse forbindelser.

I sine kjemiske forbindelser kan gull ha en oksidasjonstilstand på +1 og +3. Alle gullforbindelser er relativt svake og gjenopprettes lett til metall selv ved enkel kalsinering.

Formålet med kursarbeidet er å gjennomgå teknologier for å utvinne gull fra løsninger av tiourea-eluater, vise fordeler og ulemper ved hver av dem, og også vurdere i detalj teknologien for elektrolytisk avsetning av gull fra tiourea-eluater.

1. GENERELL DEL

1.1 KARAKTERISTIKKER AV GULL RÅMATERIALER OG METODER FOR BEHANDLING

I løpet av de siste to til tre tiårene har andelen gull utvunnet fra teknologisk enkle gullmalmer vært jevnt nedadgående. Samtidig øker andelen gull som utvinnes fra slike malmer, hvis effektive behandling krever mye mer komplekse og utviklede ordninger, inkludert operasjoner med gravitasjonsanrikning, flotasjon, brenning, smelting, utluting, etc. Gullmalmer og konsentrater, hvis bearbeiding under konvensjonelle cyanidprosessforhold (i kombinasjon med gravitasjons- og sammenslåingsmetoder for utvinning av stort gull) ikke gir en tilstrekkelig høy utvinning av gull eller er ledsaget av økte kostnader for individuelle teknologiske operasjoner (knusing, cyanidering, dehydrering, utfelling av gull fra løsninger, etc.), kalt vedvarende.

MALMER MED FINT GULL OG METODER FOR BEHANDLING AV DERES

Finspredning av gull i steindannende mineraler er den vanligste årsaken til at gullmalmer holder seg.

Malmer av denne typen er delt inn i to hovedkategorier: malmer der gull er assosiert med kvarts; malmer der gull er assosiert med sulfider.

For å utvinne gull fra malmer av den første kategorien brukes fin- eller ultrafin sliping, som sikrer tilstrekkelig eksponering av gullet. For dette formål brukes ordninger med tre-trinns sliping og foreløpig klassifisering av materialet før trinn II og III av behandlingen. Malmmalm i henhold til denne ordningen sikrer produksjon av et produkt med en partikkelstørrelse på 90-95% klasse - 0,04 mm.

Cyanidering av slikt finmalt materiale gjør det som regel mulig å oppnå avfallsavfall med lavt gullinnhold. På grunn av de høye kostnadene ved finmaling er imidlertid behandlingen av fint spredte gullmalmer betydelig dyrere sammenlignet med behandlingen av konvensjonelle malmer. I tillegg, på grunn av det økte innholdet av sekundær silt i cyanidmassen som dannes under finmaling, reduseres produktiviteten til fortyknings- og filtreringssyklusen merkbart, noe som ytterligere øker kostnadene ved å utvinne gull fra slike malmer. Som et resultat, når du behandler malm med fint spredt gull, kan de spesifikke kostnadene for sliping og avvanning nå 60% av de totale kostnadene for malmbehandling, mens de ved bearbeiding av vanlige malmer ikke overstiger 30-40%. For å redusere kostnadene ved sliping har de siste årene flott arbeid om innføring av en progressiv metode for kuleløs sliping (autogen sliping) av gullmalm.

Malmer av den andre kategorien inneholder gull i form av fin og emulgert spredning i sulfider, hovedsakelig pyritt og arsenopyritt. Den vanligste metoden for å utvinne gull fra slike malmer er flotasjon, som tillater utvinning av gullholdige sulfider og fritt gull til et konsentrat. Konsentratet kan deretter bearbeides ved hjelp av ulike metoder for å trekke ut gull fra det.

Hvis kornstørrelsen på gullpartiklene ikke er for liten og gjør at gullet kan eksponeres ved finmaling, knuses flotasjonskonsentratet ytterligere og cyanideres.

Bruken av flotasjon i dette tilfellet gjør det mulig å eliminere den kostbare operasjonen med finmaling av hele massen av den opprinnelige malmen og begrense oss til ytterligere maling av en relativt liten mengde flotasjonskonsentrat, hvis utbytte vanligvis er 2-5 % av massen til den opprinnelige malmen.

Ofte er imidlertid spredningen av gull i sulfider så liten at fin og til og med ultrafin sliping av materialet ikke tillater å oppnå den nødvendige eksponeringsgraden. I dette tilfellet eksponeres finfordelt gull ved hjelp av oksidativ brenning. Under oksidativ brenning av flotasjonskonsentrater oksideres sulfider og omdannes til en porøs masse oksider som er svært permeabel for cyanidløsninger. Etterfølgende utvasking av slagg gjør at gullet kan omdannes til en cyanidløsning.

Oksydasjonen av pyritt starter ved en temperatur på 450-500° C. Prosessen fortsetter med dannelse av pyrrhotitt FeS 2 + O 2 = FeS + SO 2 som et mellomprodukt, som oksideres til magnetitt 3FeS + 5O 2 = Fe 3 O 4 + 3SO 2 og videre til hematitt 2Fe 3 O 4 + ½ О 2 = ЗFe 2 О 3 .

Ved temperaturer over 600 °C innledes oksidasjonen av pyritt av dens dissosiasjon med dannelsen av pyrrhotitt 2FeS 2 = 2FeS + S 2, som deretter oksideres til hematitt.

Ytelsen til oksidativ fyring avhenger av en rekke parametere, hvorav temperaturen er den viktigste. Hvis fyringstemperaturen ikke er høy nok (under 500°C), skal hastigheten oksidative reaksjoner er liten, og en merkbar mengde ufullstendig oksiderte pyrittpartikler kan være tilstede i slagg. Cyanidering av en slik slagg vil bli ledsaget av betydelige tap av gull på grunn av dens utilstrekkelig fullstendige åpning. Med økende brenntemperatur skjer pyrittoksidasjon raskere og mer fullstendig. Ved temperaturer over 900-950 ° C er imidlertid delvis smelting av slagg mulig på grunn av dannelsen av relativt lavtsmeltende eutektiske blandinger bestående av pyrrhotitt og magnetitt. Utseendet til en smelte fører til sintring av materialet og produksjon av tette, lavporøse slagg som er vanskelige å cyanidere.

Oksygenkonsentrasjonen i gassfasen påvirker fyringsytelsen betydelig. Ved lave oksygenkonsentrasjoner avtar oksidasjonshastigheten av pyritt, noe som kan føre til utilstrekkelig gullgjenvinning. Samtidig, hvis oksygenkonsentrasjonen er for høy, kan prosesshastigheten bli så høy at hvis det ikke er tilstrekkelig gode forhold varmeveksling, varmen fra eksoterme reaksjoner vil ikke ha tid til å forsvinne i miljøet, og temperaturen på de avfyrte kornene vil overstige den farlige grensen (900-950 ° C). Som et resultat vil slagg smelte og strukturen vil ikke være porøs nok. Det er praktisk talt fastslått at den optimale brenningstemperaturen for pyrittkonsentrater avhenger av deres materialsammensetning og varierer fra 500-700 ° C. Beregninger og eksperimentelle studier viser at på grunn av "overoppheting" av slagg, kan temperaturen overstige temperaturen i ovn med 300-400 hagl Forholdet mellom hastigheten på pyrittoksidasjon og temperaturen på kornene indikerer at for å oppnå en porøs slagg, må oksidasjonsreaksjonshastigheten reguleres slik at temperaturen på partiklene under brenning ikke overstiger 900-950 ° C. For å oppnå dette er det nødvendig å redusere mengden luft som tilføres ovnen, eller redusere oksygenkonsentrasjonen i gassfasen. Samtidig er det mulig å redusere "overoppheting" av avfyrte partikler ved å forbedre forholdene for varmeveksling mellom materialet og miljøet. Denne måten er mer rasjonell, siden den lar deg opprettholde den optimale temperaturen på materialet i ovnen uten en tilsvarende reduksjon i brennhastigheten. Betingelsene for varmeveksling mellom det fyrte kraftfôret og miljøet forbedres ved intensiv blanding av materialet i ovnen. Derfor, å utføre fyringsprosessen på en ildsted under forhold med relativt svak blanding av materialet skaper en betydelig fare for "overoppheting" av slagg og dens delvise smelting. Gjennomføring av prosessen i ovner med fluidisert sjikt, hvor varmevekslingsforholdene på grunn av intens blanding er ekstremt gunstige, gjør det mulig å opprettholde brenningstemperaturen mye mer nøyaktig, og forhindrer slagg i å smelte.

Oppførselen til arsenopyritt under oksidativ steking er på mange måter lik oppførselen til svovelkis. Intensiv oksidasjon av arsenopyritt begynner ved en temperatur på omtrent 450 ° C og fortsetter med dannelsen av pyrrhotitt og magnetitt som mellomprodukter:

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

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

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

Ved temperaturer over 600°C innledes oksidasjonen av arsenopyritt av dissosiasjonen: 4FeAsS = 4 FeS + As 4 (gass).

Gassformig arsen oksideres til trioksid As 4 +3O 2 = 2Аs 2 О 3, og pyrrhotitt til hematitt.

Det resulterende arsentrioksidet er svært flyktig. Ved en temperatur på 465°C er damptrykket As 2 O 3 1 er. Derfor arsen oksidert til As 2 O 3 , blir til gass

fase. Men med et overskudd av oksygen kan arsentrioksid oksideres til pentoksid: Som 2 O 3 + O 2 == Som 2 O 5.

Avhengig av brenningsforholdene og materialsammensetningen til det avfyrte materialet, kan arsenpentoksid forbli uendret i slagg eller samhandle med jernoksider, og danne toverdige og treverdige jernarsenater Fe 3 (AsO 4)) 2 og FeAsO 4. Siden arsenpentoksid og jernarsenater er praktisk talt ikke-flyktige, forblir arsen, oksidert til femverdig tilstand, fullstendig i slagg. Sistnevnte omstendighet er ekstremt uønsket, siden under påfølgende planlegging av slagg, går arsen i oppløsning og i noen tilfeller fullstendig forstyrrer utfellingen av gull av sinkstøv. Resirkulering av avgullbelagte cyanidløsninger blir praktisk talt umulig. I tillegg fører tilstedeværelsen av femverdige arsenforbindelser i slagg til dannelse av filmer på overflaten av gullpartikler, noe som gjør det vanskelig å oppløse dem i en cyanidløsning.

I denne forbindelse, når du brenner konsentrater som inneholder arsenopyritt, må arsen overføres til gassfasen. Til dette formål bør brenning av arsenkonsentrater utføres i en svakt oksiderende atmosfære, som fremmer dannelsen av flyktig trioksid og minimerer oksidasjonen av arsen til femverdig tilstand.

Den svakt oksiderende atmosfæren som er gunstig for fjerning av arsen samsvarer imidlertid ikke med betingelsene for maksimal oksidasjon av sulfid svovel, som krever en mye mer oksiderende atmosfære for å fjerne. I denne forbindelse er den mest rasjonelle måten å oksidere gull-arsenkonsentrater på to-trinns brenning. Det første avfyringstrinnet, utført under forhold med begrenset lufttilgang, er rettet mot å overføre arsen i form av As 2 O 3 til gassfasen. Den resulterende slagg går inn i det andre trinnet, hvor det oppstår oksidasjon av sulfid svovel med et betydelig overskudd av oksygen. Denne to-trinns fyringen gjør det mulig å oppnå en porøs slagg gunstig for cyanidering med et lavt innhold av sulfid svovel og arsen. På grunn av fordelene, brukes to-trinns brenning i gullgruvefabrikker som behandler gull-arsenkonsentrater.

Omtrent en lignende effekt kan oppnås med ett-trinns fyring, hvis du bruker motstrømsprinsippet, dvs. bevegelsen av materialet mot fyringsgassene. I dette tilfellet vil det initiale sulfidkonsentratet under den første fyringsperioden være i kontakt med allerede delvis brukte gasser, som derfor har lav oksygenkonsentrasjon. Dette forholdet bidrar til at arsen vil bli fjernet i løpet av den første fyringsperioden. Når materialet beveger seg videre i ovnen, vil det komme i kontakt med gassen,

stadig mer beriket med oksygen, som et resultat av at slagg ved utgangen fra ovnen vil være fri ikke bare for arsen, men også for svovel. Motstrømsprinsippet er mye brukt i ildstedsbrenning av gullholdige sulfidkonsentrater.

Fram til 1946 ble kraftfôr fyrt i alle fabrikker uten unntak i dekksovner. Denne typen skyting har ikke mistet sin betydning den dag i dag. Bare i Australia er det flere titalls installasjoner som steker konsentrerer seg om ildsteder. Av alle eksisterende typer ildstedsovner er Edwards ovner mest egnet for fyring av gullholdige konsentrater. Edwards-ovnen er en mekanisert etterklangsovn med rektangulært tverrsnitt. Den består av et metallhus foret med ildfast murstein. Med et høyt svovelinnhold i konsentratet (over 26%) kan brenningen foregå autogent, det vil si utelukkende på grunn av varmen som frigjøres under oksidasjonen av sulfider. Hvis det er mangel på svovel, varmes ovnen opp med kull, fyringsolje, gass eller ved. For dette formålet er en eller to brannbokser plassert i den ene enden av ovnen. I den andre enden av ovnen er det et spesielt hull i taket som det fyrte kraftfôret lastes gjennom. For å blande og flytte materialet under avfyring, er en eller to rader med roterende skovler installert langs ovnens lengde, drevet av en felles aksel plassert over ovnen. Rotasjonen av skovlene sikrer gjentatt bevegelse av det avfyrte materialet fra en vegg av ovnen til en annen og dets samtidige fremføring langs ovnen. Som et resultat oppnås en tilstrekkelig oppholdstid for materialet i ovnen (3-6 h) og det skapes betingelser for blandingen.

I noen tilfeller har Edwards-ovner spesielle enheter for å endre helningsvinkelen til ovnen, som lar deg justere hastigheten på materialet som passerer gjennom ovnen når materialsammensetningen til det avfyrte konsentratet endres. I bedrifter med liten produktivitet (opptil 7-10 T konsentrat per dag) bruk ovner med en rad med slag; ved høyere produktivitet (10-50 t/dag) installer ovner med to rader med rader.

Følgende fordeler bidrar til den utbredte bruken av Edwards-ovner:

1) minimal støvfjerning under brenning av kraftfôr, ikke over 0,5-1,0 % av vekten av det lastede materialet. Lav støvinnblanding lar deg jobbe uten komplekse støvoppsamlingssystemer. På de fleste gullgruvefabrikker som bruker ildstedsteking, renses gasser fra støv i sykloner eller støvkamre;

2) relativ billighet, enkel design og enkel vedlikehold. Rutinemessige ovnreparasjonsoperasjoner, som å bytte ut rive- og riveholdere, utføres fra utsiden av ovnen uten å losse eller avkjøle den. Hver ovn betjenes av én operatør;

3) evnen til å arbeide i et bredt spekter av temperaturer og steke konsentrater med forskjellige granulometriske egenskaper og forskjellige kjemiske sammensetninger.

Men sammen med fordelene med Edwards-ovnen, som alle ovner av ildsted, har de alvorlige ulemper, hvorav de viktigste er følgende:

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

2) ujevn temperaturfordeling over massen til det avfyrte materialet;

3) vanskeligheten med å regulere temperatur og oksygenforhold.

Disse ulempene med ildstedfyring fungerte som en drivkraft for utviklingen av en mye mer progressiv fyringsmetode - fluidisert sjiktfyring. For tiden brukes hvirvelsjiktbrenning ved gullgruvebedrifter i Canada, USA og andre land. I fig. Et diagram over brenneanlegget med fluidisert sjikt for flotasjonskonsentrat ved Dickenson Mines-gruven (Canada) er vist. Virvelsjiktovnen er en vertikal stålsylinder med en diameter på 2,5 m og høyde 5,5 m, foret med ildfast murstein. Podina f ovner med et areal på 3,14 m 2 laget av ildfast betong. Det er 116 dyser i ildstedet, gjennom hvilke luft tilføres fra turboladeren. Konsentratet mates kontinuerlig inn i ovnen og i form av en masse ved hjelp av en pumpe. Inn i ovnen settes konsentratpartiklene i kontinuerlig oppadgående bevegelse.

luftstrømmer. Høyden på det fluidiserte sjiktet er ca. 1,2 m. Temperaturen i ovnen er 700" C. Asken avlastes kontinuerlig gjennom et spesielt avlastningsrør som er plassert i nivå med fluidisert sjikt på motsatt side av lastingen. Ved utgang fra ovnen går slaggen inn i et vannbad, hvor Den kjøles ned for støv i tre sykloner som er plassert etter hverandre, hvoretter støvet fra syklonene slippes ut i bad fylt med vann gjennom en skorstein. Massen, som består av slagg og støv, konsentreres og sendes til planlegging .

En ytterligere forbedring i teknologien for å brenne gull-arsenkonsentrater i et fluidisert sjikt er å utføre det i to trinn. To-trinns fyring kan utføres i to sammenkoblede ovnskamre eller i separate ovner.

På det første stadiet når begrensede mengder Arsen destilleres fra luften i form av As 2 O 3 fra konsentratet. Det andre trinnet, utført med overskudd av luft, tjener til å oksidere sulfid svovel. I fig. viser et diagram av et to-trinns stekeanlegg med fluidisert lag ved Campbell Mine (Canada). Flotasjonskonsentrat i form av en masse med et faststoffinnhold på 70-80"% tilføres til det første brenningstrinnet. Sinket til det første trinnet sendes gjennom losserøret til det andre trinnet. For bedre flyt av materiale, en dyse for tilførsel av komprimert luft er installert i avlastningsrøret. Gass fra førstetrinnsovnen tilføres til mellomsyklonen og videre inn i det overliggende laget av andretrinnsovnen. Støvet fra syklonen sendes til det andre trinnet. Gassen som forlater andre trinns ovn kommer inn i to parallelle syklonstrenger (tre sykloner i hver) og slippes ut gjennom skorsteinen for cyanidering.

For å utføre autogen fyring bør svovelinnholdet i det fyrte materialet ikke være mindre enn 16-20%. Ved høyere innhold er det behov for å fjerne overflødig varme. I praksis oppnås dette ved å tilføre ytterligere vann enten til ovnens tilførsel eller direkte til det fluidiserte sjiktet.

Brenning av konsentrater i ovner med hvirvelsjikt er ledsaget av stor medføring av støv (40-50 % av utgangsmaterialet). Derfor er grundig rensing av gasser fra støv et av de sentrale problemene. Bruken av sykloner alene gir ofte ikke den nødvendige grad av gassrensing. Støvoppsamlingssystemet er i disse tilfellene supplert med elektriske utskillere. Noen virksomheter praktiserer utvinning av arsentrioksid fra gasser. For dette formål blir gassene som forlater ovnen grundig renset for støv og avkjølt;

Kondensert arsentrioksid i form av et fint pulver samles i posefiltre. Om nødvendig kan gasser fra virvelsjiktovner brukes til å produsere svovelsyre.

Sammenlignet med ildstedsovner er fluidiserte sjiktovner svært effektive innretninger for brenning av gullholdige konsentrater. Deres viktigste fordeler er følgende:

1) høy spesifikk produktivitet, omtrent 5 t/(m 2 -dag), som er omtrent 20 ganger høyere enn produktiviteten til terrasseovner;

2) høyere kvalitet på de resulterende askene, på grunn av muligheten for nøyaktig kontroll av temperaturen og oksygenfyringsforholdene.

Men sammen med fordelene har steking i et fluidisert sjikt noen ulemper, hvorav den viktigste er fjerning av stor støv. Denne omstendigheten krever konstruksjon av komplekse støvoppsamlingssystemer.

Den vurderte ordningen for bearbeiding av sulfidgullholdige konsentrater ved oksidativ brenning etterfulgt av planlegging av slagg er en veldig vanlig, men ikke den eneste mulige ordningen for bearbeiding av slike produkter.

I noen tilfeller sendes flotasjonskonsentrater oppnådd ved gullgruvebedrifter til kobbersmelteverk, hvor de smeltes sammen med kobberkonsentrater. I dette tilfellet går gull over i matt og blir til slutt konsentrert i anodeslammet, hvorfra det utvinnes ved hjelp av spesielle metoder (se s. 282). Denne metoden egner seg ikke for bearbeiding av flotasjonskonsentrater med høyt arseninnhold, siden arsen gjør det vanskelig å produsere rent kobber. Derfor må gull-arsenkonsentrater oksideres for å fjerne arsen før de sendes til et kobbersmelteverk.

Oksidativ brenning kan også brukes i bearbeiding av arsenfrie pyrittkonsentrater for å produsere svovelsyre.

Metoden for å behandle rå eller brente konsentrater ved kobbersmelteverk krever ikke store utgifter og gjør det mulig å utvinne gull selv fra slike ildfaste materialer, for hvilke oksidativ brenning etterfulgt av cyanidering av slagg ikke gir positive resultater. Ulempene med denne metoden er økte transportkostnader og tap av gull under transport og smelting av konsentratet.

Fremgangsmåten for å behandle flotasjonskonsentrater ved oksidativ røsting etterfulgt av cyanidering av slagg har kjente ulemper. Den viktigste er økte tap av gull fra cyanideringsavgangsmasser. Til tross for alle tiltakene som er tatt, er oksidativ fyring uunngåelig ledsaget av delvis sintring av materialet og dannelse av filmer av lavtsmeltende forbindelser på overflaten av gullet. Som et resultat blir en viss mengde gull utilgjengelig for virkningen av cyanidløsninger og går tapt med cyanideringshaler.

Ønsket om å øke gullutvinningen fra sulfidflotasjonskonsentrater har ført til utviklingen av en rekke andre metoder: oksidativ-klorerende brenning; klorid sublimering; autoklavutvasking.

Oksidativ-klorerende brenning utføres med sikte på å åpne fint dispergert gull for påfølgende cyanidering. Essensen av denne typen brenning er at materialet som behandles blandes med 5-20% natriumklorid og brennes i en oksiderende atmosfære ved en temperatur på 500-600 ° C. Mekanismen i prosessen koker ned til det faktum at svovel dioksid og svoveldamp dannet under fyring i nærvær av oksygen reagerer med natriumklorid og frigjør fritt klor:

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

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

Med høy kjemisk aktivitet interagerer klor med jernsulfider og oksider, og danner kloridene FeCl 2 og FeCl 3. De sistnevnte spaltes av atmosfærisk oksygen:

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

Det frigjorte frie kloret reagerer igjen osv. Denne prosessmekanismen, forbundet med multippel diffusjon av gassformige produkter gjennom massen av mineralkorn, er årsaken til dannelsen av porøs hematitt Fe 2 O 3, hvis struktur er gunstig for tilgang til cyanidløsninger selv til de dypeste og tynneste inneslutninger av gull. På grunn av dette, ved cyanidering av slagg ved oksidativ-klorerende brenning, er gjenvinningen av gull i løsning høyere sammenlignet med cyanidering av slagg ved enkel oksidativ brenning. Hvis ikke-jernholdige metaller er tilstede i kildematerialet, blir de under oksidativ-klorerende fyring til klorider. For å ekstrahere dem, samt å vaske vannløselig natriumsulfat, ureagert natriumklorid og små mengder ureagerte jernklorider, bør slagg utvaskes med vann eller en svak syreløsning før cyanidering.

Som det fremgår av reaksjonene ovenfor, nødvendig tilstand For vellykket oksidativ-kloreringsbrenning er dette tilstedeværelsen av sulfid svovel i det brente materialet. Samtidig fører det høye svovelinnholdet i kildematerialet til økt forbruk av natriumklorid og reduserer dermed den økonomiske effektiviteten av prosessen. Derfor, før oksidativ-klorerende brenning, er det tilrådelig å utsette materialer med høyt svovelinnhold for enkel oksidativ brenning for å produsere slagg som inneholder 3-5 % svovel.

Kloridsublimering, foreslått av B. N. Lebedev, samt oksidativ-klorerende brenning, består i det faktum at det gullholdige konsentratet blandes med natriumklorid og brennes i en oksiderende atmosfære. Imidlertid, i motsetning til oksidativ-klorerende brenning, som bare er en forberedende operasjon for planlegging, innebærer kloridsublimering fullstendig omdannelse av metallisk gull til flyktig klorid og dets påfølgende fangst fra gasser i form av et svært metallkonsentrert produkt. Denne effekten oppnås bare ved høye temperaturer, omtrent 900-1000 ° C. Samtidig som gull sublimeres også klorider av sølv, kobber, bly og andre metaller. Mekanismen for kloridsublimering er i utgangspunktet lik mekanismen for oksidasjons-kloreringssteking.

For å unngå sintring av sulfidkonsentrater ved høye temperaturer bør forbrente materialer med et svovelinnhold på 2-5 % utsettes for kloridsublimering. Lavere svovelinnhold er også uønsket på grunn av redusert gullutvinning. Det optimale forbruket av NaCl er 10-15 vekt% av utgangsmaterialet. Med mangel på NaCI er gull og dets medfølgende elementer ikke fullstendig klorert og går delvis tapt med slagg; Overskudd av NaCl fører til smelting og forstørrelse av slaggpartikler, noe som også svekker utvinningen av metaller. Hvis disse betingelsene er oppfylt, overføres opptil 99 % Au, 98 % Ag, 96 % Cu, 90 % Zn til sublimater. Gullinnholdet i slagg overstiger ikke 2 g/t.

Behandling av sublimater innebærer å utvaske dem med vann og omdanne kloridsalter av arsen, jern, kobber, bly, sink, samt natriumsulfat og klorid til en løsning. I dette tilfellet blir gull redusert til metall og sammen med sølvklorid forblir det i en uløselig rest. Det totale innholdet av edle metaller i restene etter vannlekkasje er flere prosent, noe som gjør at det kan smeltes direkte til råmetall. Kloridløsningen kan brukes til å ekstrahere ikke-jernholdige metaller.

Klorsublimeringsprosessen er svært allsidig den kan brukes til å trekke ut gull fra konsentrater av nesten hvilken som helst sammensetning. En viktig fordel med denne prosessen er evnen kompleks prosessering konsentrater med utvinning fra dem, ikke bare av gull og sølv, men også av tilhørende ikke-jernholdige metaller. Ulempene med kloridsublimering inkluderer kompleksiteten til utstyret for høytemperaturfyring og fangst av sublimater. Av denne grunn har kloridsublimering ennå ikke funnet anvendelse i gullgruveindustrien.

Autoklavutlekking av gullholdige konsentrater med gull fint spredt i sulfidmineraler består av deres hydrometallurgiske prosessering kl. forhøyede temperaturer(100-200°C) og oksygentrykk (I-20 er). Autoklavteknologi for utvinning av fint spredt gull kan utføres på to måter.

Det første alternativet innebærer å åpne tynt gull for den påfølgende utvinningen ved hjelp av cyanidering. Som studier av I. N. Maslenitsky, I. N. Plaksin, S. V. Khryashchev og andre har vist, kan frigjøring av gull assosiert med sulfider oppnås ved autoklavutvasking av konsentrater i vann, løsninger av svovelsyre eller kaustisk soda.

Under autoklaven oksidasjon av pyritt og arsenopyritt konsentrater i vann og fortynnede løsninger av svovelsyre, oppstår følgende kjemiske reaksjoner:

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

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

På grunn av nedbrytningen av sulfider og deres transformasjon til en porøs masse av jernoksid og jernarsenat, lett permeable for cyanidløsninger, er faste rester etter autoklavutluting et gunstig produkt for utvinning av gull ved cyanidering.

Ved utlekking av kis og arsenopyrittkonsentrater i kaustisk sodaoppløsning, er strømmens natur kjemiske reaksjoner annen:

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

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

I dette tilfellet passerer ikke bare sulfid svovel inn i løsningen, men også arsen. Dette letter den påfølgende cyanidering av restene og utfelling av gull med sinkstøv. Kaustisk soda kan regenereres fra autoklav-utlutningsløsninger ved å behandle dem med kalk:

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

Det uløselige kalsiumarsenatet som oppnås underveis kan brukes i kjemisk industri og trebearbeidingsindustri.

I henhold til det andre alternativet, studert av S.I. Sobol, I.N. Plaksin og andre forskere, utføres autoklavutvasking av gullholdige konsentrater på en slik måte at oppløsningen skjer samtidig med åpningen av fint dispergert gull. I dette tilfellet brukes ammoniakkløsninger til utlekking av gullholdige konsentrater. Kjemien til reaksjonene som oppstår i dette tilfellet er ganske kompleks. I en forenklet form kommer det ned til at det under autoklavoksidasjonen av sulfider i ammoniakkløsninger dannes en rekke løselige svovelforbindelser, inkludert tiosulfationet S 2 O 3 2-.

Som allerede angitt, danner S 2 O 3 2-ionet et sterkt kompleks med gull, som et resultat av hvilket potensialet til gull skifter til den negative siden og dets oksidasjon av oksygen blir mulig. Under ammoniakkutluting av sulfidkonsentrater blir derfor ikke bare gull eksponert, men det går også i løsning i form av Au(S 2 O 3) 3-2 anion. Det viktigste, fortsatt fullstendig uløste problemet med å behandle konsentrater som inneholder ildfaste gull ved denne metoden, er vanskeligheten med å ekstrahere gull fra ammoniakkløsninger med en kompleks sammensetning. Det mest lovende i denne forbindelse er bruken av ionebytterharpikser og aktivert karbon.

Forskningsarbeid viser at autoklavteknologi for prosessering av gullholdige konsentrater i noen tilfeller gjør at man oppnår høyere gullgjenvinning sammenlignet med den oksidative røstemetoden. I tillegg eliminerer bruken av autoklavteknologi tap av gull gjennom støv, eliminerer behovet for å konstruere komplekse støvoppsamlingssystemer og kan forbedre arbeidsforholdene til driftspersonell betydelig. Foreløpig har autoklavutlutingsmetoden ennå ikke funnet anvendelse i gullgruveindustrien. Hovedårsaken til dette er de relativt høye kostnadene for høytrykksutstyr.

1.2 TEKNOLOGISK OPPSETT FOR RÅMATERIALBEHANDLING

FORBEREDELSE AV MALMER FOR UTTREKNING AV GULL OG SØLV

For tiden utvinnes gull og sølv fra primærmalm enten ved hjelp av hydrometallurgiske prosesser, eller ved bruk av kombinerte ordninger, der anrikningsteknikker av ulike metoder spiller en stor rolle. Dermed presenteres den utvunne malmen i store stykker opp til 500 mm, og noen ganger større, deretter knuses og knuses den først.

KNUSING OG KLINING AV GULLMARM

Hensikten med disse operasjonene er fullstendig eller delvis åpning av korn av gullholdige mineraler, hovedsakelig partikler av naturlig gull, og bringe malmen i en tilstand som sikrer vellykket gjennomføring av påfølgende anriknings- og hydrometallurgiske prosesser. Knusing og spesielt finmaling er energikrevende og kostnadene utgjør en betydelig andel (fra 40 til 60 %). Derfor må det huskes at sliping alltid bør fullføres på det stadiet når edelmetallene er tilstrekkelig eksponert for deres endelige ekstraksjon eller for deres mellomkonsentrasjon. Siden hovedmetoden for å utvinne gull og sølv for de fleste malmer er hydrometallurgiske operasjoner, bør den nødvendige slipegraden sikre muligheten for kontakt mellom løsninger med åpne korn av gull og sølvmineraler. Tilstrekkeligheten av eksponering av disse mineralene for en gitt malm bestemmes vanligvis av foreløpige laboratorietester for utvinning av edle metaller. For å gjøre dette blir malmprøver utsatt for teknologisk prosessering etter varierende malingsgrad, samtidig som gjenvinningen av gull og medfølgende sølv bestemmes. Det er klart at jo finere inkludering av gull, desto dypere bør slipingen utføres. For grovere gullmalmer er grovmaling (90 % grad -0,4) vanligvis tilstrekkelig mm). Men siden de fleste malmer inneholder lite gull sammen med stort gull, At oftest knuses malmer finere (til-0,074 mm). I noen tilfeller er det nødvendig å utsette den for enda finere sliping (opptil -0,043 mm).

Imidlertid bestemmes den økonomisk gjennomførbare graden av sliping av en kombinasjon av en rekke faktorer:

1, graden av metallutvinning fra malm;

2, økt forbruk av reagenser med mer intensiv sliping;

3, kostnadene for ytterligere sliping når malmen bringes til en gitt størrelse;

4, en økning i slam med finere oppmaling og tilhørende merkostnader for avvanningsoperasjoner (fortykking, filtrering).

Knusing og sliping ordninger varierer avhengig av materialsammensetningen av malmene og deres fysiske egenskaper. Som regel. Malmen utsettes først for grov og middels knusing i kjeve- og kjegleknusere med prøvesikting. Noen ganger brukes et tredje trinn med finknusing, utført i kortkjeglekverner. Etter to-trinns knusing er det vanligvis oppnådde materialet 20 mm, etter tre-trinns prosessen reduseres materialstørrelsen noen ganger til -6 mm. Det knuste materialet føres til våtmaling, som ofte utføres i kule- og stavmøller. Malm knuses vanligvis i to trinn, med stangknusere som foretrekkes for det første trinnet.

GRAVITETSMETODER FOR BERIKNING AV STORE GULLMARM

Ved utvinning av gull fra berggrunnsmalmer er gravitasjonsanrikning for tiden av betydelig betydning.

Det overveldende flertallet av gullholdige malmer inneholder en viss mengde grovt gull (+0,246 mm og større), som er dårlig utvunnet ikke bare ved flotasjonskonsentrasjon, men også under hydrometallurgisk prosessering. Derfor kan dens foreløpige separasjon ved gravitasjonsanrikning i begynnelsen av den teknologiske prosessen eliminere unødvendige tap av gull. I tillegg gjør utvinningen av fritt gull i begynnelsen av gullmalmsprosessen det mulig å raskt selge denne delen av metallet og redusere tapet av uoppløst og uvasket gull.

Jiggemaskiner er den mest brukte primære gravitasjonsanordningen som fanger gull ved avløpet av møller.

GULLUTTREKNING VED AMALGAMASJON

Anvendelse av sammenslåing i ordninger for gullgjenvinningsfabrikker

I verdenspraksis har sammenslåingsprosessen vært mye brukt for å utvinne gull fra malm. For tiden brukes det sjelden, dette er for det første forårsaket av den konstante endringen i kvaliteten på gullholdige malmer, som et resultat av at innholdet av gull assosiert med sulfider, har beleggsformasjoner, så vel som lavkvalitets gull , dvs. former som ikke utvinnes ved sammenslåing; for det andre er sammenslåing en arbeidsintensiv prosess, alltid ledsaget av tap av gull i form av amalgam, som ikke gjenvinnes i påfølgende stadier av den teknologiske prosessen; for det tredje, på grunn av den sterke toksisiteten til kvikksølvdamp, skaper bruk av store volumer en fare for kvikksølvforgiftning av mennesker og miljø.

Sammenslåing har imidlertid beholdt sin betydning for utvinningen av fritt gull fra gravitasjonskonsentrater hentet fra bearbeiding av berggrunn og malm. I dette tilfellet må en liten mengde rikt materiale behandles, og sammenslåingsprosessen beholder sin viktigste fordel - det billige og raske salget av gull i metallform. Spesielt denne metoden brukes til å behandle hoveddelen av tyngdekraftkonsentrater i Sør-Afrika.

FORTYKNING

Fortykning er neste trinn i massebehandlingen etter sliping. Den består av delvis avvanning av massen ved sedimentering - sedimentering av faste partikler til bunnen av fortykningsmiddelkaret og drenering av den klarede løsningen. I de fleste tilfeller forblir ca. 50 % (i vekt) vann i det sedimenterte materialet. som tilsvarer forholdet w:t = 1: 1. Konsentrasjonsgrensen avhenger av størrelsen, tettheten og de fysisk-kjemiske egenskapene til de knuste partiklene i malmen som bearbeides.

Partiklene i massen varierer vanligvis sterkt i størrelse. Sammen med relativt store granulære partikler (over 0,1 mm) massen inneholder vanligvis en betydelig mengde partikler flere mikron i størrelse og enda mindre (mindre enn 0,001 mm). Større partikler legger seg raskere, mens mindre forblir suspendert i lang tid.

CYANIDERING AV GULLMARM

Metodene for gravitasjonsanriking og sammenslåing diskutert ovenfor gjør det mulig å utvinne kun relativt stort gull fra malm. Imidlertid inneholder det store flertallet av gullholdige malmer, sammen med stort gull, en betydelig og noen ganger overveiende mengde fint gull, som praktisk talt ikke kan gjenvinnes ved disse metodene, som et resultat av at avfallet av gravitasjonsanrikning og sammenslåing, som en regel, inneholder en betydelig mengde gull, representert av små gullpartikler. Hovedmetoden for å utvinne fint gull er cyanideringsprosessen.

Essensen av denne prosessen er utvasking av edle metaller ved bruk av fortynnede løsninger av cyanidsalter av alkali- eller jordalkalimetaller. De resulterende gullholdige løsningene separeres fra den faste fasen (avfallsavfall) ved fortykning eller filtrering og sendes for utfelling av edelmetaller med sinkmetall. Utfellingen av edle metaller, etter passende bearbeiding, sendes til raffinering for å oppnå rent gull og sølv.

SORPSJON FRA MASSER (SORPSJONSUTLEKKING)

Et trekk ved sorpsjonsprosessen fra masser er en litt lavere hastighet på prosessen på grunn av den økte viskositeten til massene (ved l: t = 1...2: 1) og avsetningen av slambelegg på overflaten av ionet vekslerpartikler, som hindrer diffusjon av ioner. I tillegg bør man ta hensyn til det uunngåelige av økte tap av ionebytter på grunn av ødeleggelsen av kornene under den slipende effekten av malmpartikler. Derfor bør sorpsjon fra masser under produksjonsforhold utføres når størrelsen på malmpartikler ikke er mer enn 0,15 mm. Kinetikken for sorpsjon av gull og sølv fra cyanidmasse indikerer at mesteparten av gullet går over i ionebytterfasen i løpet av de første 2 timene med omrøring av massen. Å øke varigheten av kontakten har liten effekt på grunn av tilnærmingen til harpiks-masse-systemet til likevekt: etter 8 timer var sorpsjonen av gull bare 68,4%. Ekstraksjonen av sølv inn i harpiksfasen er betydelig redusert: 2 % etter 2 timer og 28 % etter 8 timers kontakt av harpiksen med massen. Fullstendig sorpsjon av edelmetaller skjer med en betydelig økning i mengden lastet harpiks.

Muligheten for fullstendig sorpsjon av oppløst gull fra masser ved hjelp av anionbyttere er påvist, og det er utviklet en metode for å bruke denne prosessen for å bestemme innholdet av oppløst uvasket gull i filterkaker eller avfallsmasse fra fabrikken (I.D. Fridman). Bruken av sorpsjonsmetoden gjør det mulig å trekke ut en større mengde gull fra prøver, og dermed oppnå større nøyaktighet på analysen sammenlignet med den vanlig brukte dekanteringsvaskemetoden. Sorpsjon av gull fra masser brukes ikke bare til analyse av mølleavgang, men direkte i den teknologiske prosessen med cyanidering av malm og konsentrater. I det siste tilfellet kombineres sorpsjon fra massen vanligvis med prosessen med utvasking av gull og sølv fra malm, og prosessen kalles "sorpsjonsutvasking." De første studiene om sorpsjonsutvasking av gullmalm i vårt land ble utført av I.N. Plaksin og hans kolleger. Studiet av denne prosessen ble videreutviklet i arbeidet til B.N Laskorin og hans ansatte, som utviklet og introduserte i produksjonen en motstrømsordning for sorpsjonsutvasking av gullmalm. Som et resultat av forskning og produksjonsarbeid ble det fastslått at sorpsjonsutvasking fører til en betydelig akselerasjon av prosessen med gulloppløsning og en reduksjon i varigheten av cyanidering med 2-3 ganger. I tillegg øker i noen tilfeller graden av gullgjenvinning, og tapet av uoppløst gull fra cyanideringsavgangsmasser reduseres merkbart. Under sorpsjon utvasking av kvartsmalm knust til 95,4 % klasse -0,044 mm

(ved l: t = 2: 1), i laboratorieforhold, allerede i løpet av de første 4 timene, var gullekstraksjonen 85,5 %, og etter 8 timer økte den til 96,8 % (fig. 8). Under konvensjonelle cyanideringsforhold gikk bare 61,2 % av gull i løsning på 4 timer, og 96,0 % på 24 timer med cyanidering. Når man kombinerer prosessene med utluting og sorpsjon av oppløst gull, økte hastigheten på cyanideringsprosessen 3 ganger (8 timer i stedet for 24 timer), mens tapet av gull fra avgangsmasser sank fra 1-1,2 til 0,8 g/t. I dette tilfellet økte hastigheten på prosessen under sorpsjonsutvasking 3 ganger, siden den maksimale gullgjenvinningen på 94,9 % ble oppnådd på 3,5 timer; med konvensjonell cyanidering ble en slik ekstraksjon oppnådd i løpet av 10,3 timer. Akselerasjonen av prosessen under sorpsjonsutvasking forklares av et skifte i likevekten til gulloppløsningsreaksjonen mot dannelsen av et anion - med en reduksjon i konsentrasjonen i løsningen pga. til sorpsjon av en anionbytter: 2Au + 4CN- + ½O 2 + H 2 0= 2 - + 2OH - . Analyse av kinetikken til prosessen viser at en økning i konsentrasjonsgradienten til anion akselererer dets diffusjonsfjerning fra reaksjonssonen og oppløsningsprosessen som helhet. Økningen i oppløsningshastigheten av gull og sølv påvirkes også av fjerning av ioner av medfølgende uedle metaller som et resultat av deres sorpsjon fra løsningen av harpiksen.

ELUERING AV GULL OG SØLV OG REGENERERING AV METTEDE ANIONBYTTE

I prosessen med sorpsjon av edelmetaller fra cyanidløsninger og masser oppnås mettede anionbyttere som inneholder sorberte komplekse cyanidanioner av gull, sølv og uedle metaller og ikke-metalliske anioner - SCN -, CN -, OH -, etc. Mettet anion vekslere gjennomgår en regenereringsprosess med det formål desorpsjon av sorberte anioner og gjenoppretting av deres sorpsjonsaktivitet for resirkuleringsbruk i sorpsjonsprosessen. Desorpsjon av sorberte forbindelser fra harpiksen utføres ved eluering (utvasking) med løsninger av de tilsvarende reagensene, og det er tilrådelig å selektivt ekstrahere gull og sølv til en konsentrert løsning med deres påfølgende produksjon i form av et kommersielt produkt. Andre desorberte komponenter bør også brukes så fullt som mulig: kobber, cyanid, etc. Desorpsjon - . Testing for desorpsjon av gull en rekke konvensjonelle elueringsløsninger - natriumklorid, ammoniumklorid, saltsyre og svovelsyre, natrium- og ammoniumhydroksyl, natriumkarbonat, natriumcyanid, etc. - viste seg å være ineffektiv: gull gjenvinnes bare delvis og ikke -selektivt. Engelske forskere har etablert muligheten for vellykket eluering av anionet - med en rekke organiske løsemidler blandet med mineralsyrer, som metyl eller etylalkohol + 5-10 % HC1 + 5 % H 2 O, aceton + 5 % HCl, etyl acetat + 10 % HNO 3 + 5 % H 2 O osv. De beste resultatene ble oppnådd ved bruk av blandinger: aceton + 5 % H 2 O eller aceton + 5 % HNO 3 + 5 % H 2 O. Ved bruk av en blanding av aceton med HCl oppnås fullstendig fortrengning av gull og kobber, mens mens jern, sink og sølv eluerer i mindre mengder. Bruken av en blanding av aceton med HNO 3 gir fullstendig, nesten selektiv, ekstraksjon av gull; jern og kobber elueres mye mindre av denne løsningen. Elueringen av gullcyanid ved denne metoden forklares ved dannelsen av et gullholdig kompleks med et organisk løsningsmiddel i nærvær av en mineralsyre, et kovalent kompleks som ikke holdes tilbake av anionbytteren. Metoden med organiske løsemidler ble testet ved et stort pilotanlegg i Rhodesia, men fant ikke industriell anvendelse. Dens viktigste ulemper er dens høye pris, brennbarheten til organiske reagenser og det store volumet av elueringsløsning. En rekke innenlandske og utenlandske studier har fastslått at effektiv eluering av anion fra anionbyttere oppnås ved løsninger av tiocyanatsalter - KSCN, NaSCN, fortrinnsvis NH 4 SCN, som inneholder flere grupper SCN per masseenhet. For mer fullstendig og rask desorpsjon av gull, anbefales det å bruke konsentrerte alkaliske løsninger av NH 4 SCN - 3-5 N. (228-380 g/l) med NaOH-innhold fra 10 til 25 g/l. Prosessen med gulldesorpsjon skjer via en anionbytterreaksjon:

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

Harpiksen forvandles deretter til rhodaniumform. Elueringskurve av gull fra AM5 harpiks n. løsning av NH 4 SCN viser at for en tilstrekkelig fullstendig ekstraksjon av gull kreves det 14 volumer løsning per 1 volum harpiks, men mesteparten av gullet kan fås i de første 6-8 volumene av en mer konsentrert løsning. I tillegg til gull desorberer tiocyanatalkalier komplekse cyanider av sølv, kobber, nikkel, kobolt og jern, frie cyanidioner og hydroksylioner. Rhodanforbindelser desorberer ikke sinkcyanidforbindelser, men sistnevnte ekstraheres med alkali, vanligvis tilstede i rhodanidløsningen. Den største ulempen med tiocyanatsalter som elueringsreagenser er overgangen av harpiksen til tiocyanatformen. Bruken av harpiks i denne formen under sorpsjon er upraktisk både teknologisk (reduserer kapasiteten til harpiksen for edelmetaller) og økonomisk (tap med haler av et dyrt reagens). Som et resultat er det behov for desorpsjon av tiocyanat-ionet fra harpiksen og omdanne det til en annen form. Imidlertid forårsaker desorpsjon av tiocyanationer betydelige vanskeligheter: et stort volum elueringsløsninger er nødvendig - 15 eller flere volumer på 1-2 N per 1 volum harpiks. løsning av NaCI eller NH 4 NO 3 Resultatet er et stort volum av løsninger med lavt innhold av tiocyanat, hvis regenerering ikke er utviklet. På grunn av de bemerkede ulempene, møter bruken av tiocyanatsalter som desorbenter under industrielle forhold betydelige vanskeligheter. Den mest effektive desorbenten av dicyanauriat-ion er svakt sure løsninger av tiourea (tiokarbamid). Elueringsevnen til tiourea forklares av dens høye polariserbarhet og kompleksdannelse. Når det interagerer med - i et surt miljø, fortrenger det cyanidionet og binder gull gjennom et par frie svovelelektroner til et kationisk kompleks (ifølge Reynolds) Au 2, som ikke er i stand til å holdes tilbake av en anionbytter som har positivt ladede ionogene grupper. Harpiksen blir deretter til klor- eller sulfatform, og de frigjorte CN-ionene bindes til HCN. Prosessen med gulleluering fortsetter i henhold til reaksjonen:

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

En lignende reaksjon oppstår i tilfellet med svovelsyre, hvis bruk er å foretrekke i praksis. Fullstendigheten av gullelueringen øker med økende konsentrasjon av tiourea (TM) i løsningen opp til en mettet konsentrasjon på 9,1 %. Når konsentrasjonen av HCl endres, observeres et maksimum i elueringskurven, tilsvarende konsentrasjoner på 1,9-2,3 % HCl. Med en ytterligere økning i konsentrasjonen av HCl til 10 %, spaltes tiourea med frigjøring av elementært svovel. I praksis brukes løsninger med en HM-konsentrasjon på 90 g/l + 20-25 g/l svovel- eller saltsyre for gulldesorpsjon.

Elueringsprosessen strekker seg til 10 volumer løsning per 1 volum harpiks, men mesteparten av gullet er konsentrert i de første 4-6 volumene av en løsning som er rikere enn NH 4 SCN. De første 1-2 volumene av løsningen har et lavt gullinnhold, som er assosiert med absorpsjonen av HM av harpiksen i den innledende perioden, som kan nå 10% av anionbyttermassen. Denne omstendigheten har blitt brukt i praksis for å trekke ut tungmetaller fra overflødig sirkulerende løsninger. I tillegg til dicyanaurationen, desorberer svakt sure HM-løsninger sølv, kobber, nikkel og mye verre - sink og jern ekstraheres nesten ikke. Sure løsninger av HM desorberer gull mye mer fullstendig og raskere med en økning i temperaturen til 50-60 °C. Søknad mer høy temperatur upraktisk på grunn av den termiske ustabiliteten til anionbyttere. Sølv desorberes raskere enn gull og går hovedsakelig inn i de første fraksjonene av eluatet. Selektiv eluering av ett sølv er mulig hvis en svakere løsning som inneholder 8-10 g/l SC(NH) 2 og 2-3 g/l HCl eller H 2 SO 4 brukes. Kobbercyanidforbindelser desorberes også godt av HM-løsninger. Med et høyt kobberinnhold i harpiksen (mer enn 5 mg/g), på grunn av dannelsen av et bunnfall av enkelt kobbercyanid CuCN i harpiksen i et surt miljø, forlenges imidlertid elueringsprosessen, og utvinningen av gull er kanskje ikke fullstendig nok. Nikkel, vanligvis inneholdt i en mettet anionbytter i en liten mengde (ikke mer enn 2-3 mg/g), desorberes ganske fullstendig av HM-løsningen. I denne forbindelse, for å unngå komplikasjoner av prosessen og forurensning av det gull- og sølvholdige eluatet med kobber og nikkel, er det tilrådelig å først desorbere dem fra anionbytteren.

Desorpsjon - . Som nevnt ovenfor er den mest effektive desorbenten av sølvcyanidforbindelser en svakt sur løsning av HM som inneholder 8-10 g/l HM + 2-2,5 g/l HC1 eller H2SO4. Ved interaksjon med sølv danner TM et kationisk kompleks med sammensetningen Ag 3 Cl + 2HCN.

I henhold til prinsippet om ionebytte desorberes sølvcyanid-anioner godt av løsninger av 75-225 g/l NH^SCN + 10-20 g/l NaOH i henhold til reaksjonen:
RAg(CN)2 +SCN-=RSCN+ -.

Etter samme prinsipp blir sølvcyanider ganske fullstendig desorbert av løsninger:

a) 250 g/l NH^NO^; b) 100 g/l NaCN; c) i mindre grad - med en løsning på 150-200 g/l NaCl. Sølv blir nesten ikke desorbert av NaOH-løsninger.

Desorpsjon n-1. Kobbercyanid-anioner desorberes effektivt av svakt sure HM-løsninger med samme konsentrasjon som for gull, samt av en alkalisk løsning av ammoniumtiocyanat med en konsentrasjon på 50-75 g/l NH 4 SCN + 10-20 g/l NaOH . Kobberanioner desorberes godt av en løsning av natriumcyanid med en konsentrasjon på 40-80 g/l NaCN + 0,1 g/l NaOH ved en temperatur på 50-60 °C i henhold til utvekslingsreaksjonen:

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

De kationiske gruppene i anionbytteren nøytraliseres av cyanidioner. Ekstraksjonen av kobber i løsningen ved et forbruk på opptil 10 volum per 1 volum harpiks er 70-90%. Ved behandling av harpiks som inneholder komplekse kobbercyanider med løsninger av mineralsyrer (2 % svovelsyre eller saltsyre) kompleksene brytes ned i henhold til følgende reaksjoner:

· *2RCu(CN)2+H2SO4=*R2SO4+2CuCN+2HCN;

· *R2Cu(CN)3+H2SO4=*R2SO4+CuCN+2HCN;

· *2R3Cu(CN)4 + 3H2SO4 = *3R2SO4 + 2CuCN + 6HCN.

Som et resultat av dekomponeringen av kompleksene dannes et bunnfall av enkelt kobbercyanid CuCN, som forblir i harpiksen, og derfor blir kobberet ikke desorbert. Samtidig skjer delvis regenerering av cyanid, frigjort i form av blåsyre HCN. Cyanid er regenerert fra ioner: - - 50%; [Cu(CN)3]2-66,6%;

3- - 75,0 %. For å eluere kobber er det nødvendig å oksidere kobbercyanidutfellingen, og omdanner monovalent kobber til formen av Cu 2+ kation, som ikke holdes tilbake av anionbytteren og forlater med løsningen. Når Fe 2 (SO 4) 3 (l,3%) brukes som oksidasjonsmiddel i en løsning av H 2 SO 4, skjer eluering i henhold til reaksjonen

Således gjør bruken av en løsning av svovelsyre eller saltsyre med et oksidasjonsmiddel det mulig å eluere kobber med samtidig fullstendig regenerering av cyanid, som tilsvarer dataene til I.N Plaksin og M.A. Kozhukhova oppnådd under regenerering av cyanidløsninger. CuCN-bunnfallet kan også ekstraheres fra harpiksen med en sterk (40-50 g/l) NaCN-løsning I tillegg til de nevnte reagensene kan desorpsjon av kobbercyanid-anioner utføres med NaCl-løsninger med en konsentrasjon på 150-175. g/l ved hjelp av en utvekslingsreaksjon. Prosessen går mer effektivt når temperaturen stiger til 50-60 °C.

Desorpsjon 2-. Sink eluerer godt fra harpiksen med fortynnede løsninger av H 2 SO 4 med en konsentrasjon på 20-25 g/l. I dette tilfellet brytes sinkcyanidkomplekset ned, sinken forvandles til form av Zn 2+ kation, som ikke holdes tilbake av anionbytteren, og cyanidet blir fullstendig regenerert. Når du bruker HCl, er det nødvendig å bruke fortynnede løsninger med en konsentrasjon på 0,1 N. (3-5 g/l) HCl, siden ved en konsentrasjon på 0,5 n. HCl og over, cyanidkomplekset forvandles til kloridkomplekset ZnCI 4 2-, som holdes tilbake av anionbytteren:

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

I dette tilfellet fjernes sink fra harpiksen ved påfølgende vasking med vann på grunn av dekomponering av ZnCI 2 anion med dannelse av et løselig ZnCI 2 salt, hvor sink er tilstede i form av Zn 2+ kation, som holdes ikke tilbake av anionbytteren.

Hvis ferrocyanid 4-ioner er tilstede i harpiksen, danner sinkkationer i et surt miljø sammen med dem Zn 2 Fe(CN) 6 og H 2 ZnFe(CN) 6 som blir igjen i harpiksen. Av denne grunn reduseres graden av syredesorpsjon av sink. Sinkcyanidforbindelser elueres effektivt av NaOH-løsninger med en konsentrasjon på 40-50 g/l. I dette tilfellet oppstår følgende reaksjoner:

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

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

· Zn(OH)2+2NaOH=Na2Zn(OH)4;

· *4ROH+Na4Fe(CN)6 =*R4Fe(CN)6+4NaOH.

Det resulterende sinkation 2- er sterkt hydrert og går over i den vandige fasen. Ferrocyanidionet 4- kan delvis sorberes av anionbytteren. Kompleks sinkcyanid elueres svakt av løsninger av ammoniumtiocyanat og natriumklorid, men tilsetning av NaOH i en mengde på 20 g/l til disse løsningene øker ekstraksjonen av sink fra harpiksen kraftig. Tetracyanozinkationet blir også vellykket desorbert av en løsning av 250-400 g/l NH4NO3 + 10 g/l NH4OH. Cyanidløsninger desorberer ikke sinkforbindelser. Desorpsjon 2-. Anioner 2-, som kobberanioner, desorberes aktivt av en svakt sur løsning av TM, samt en alkalisk løsning av NH 4 SCN. I sistnevnte tilfelle skjer desorpsjon via en utvekslingsreaksjon:

*R 2 Ni(CN) 4 +2SCH-=*2RSCN+ 2-
Nikkel elueres effektivt med fortynnede løsninger av svovelsyre (20-25 g/l) eller saltsyre (10-20 g/l) i henhold til reaksjonen:

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

Prosessen fortsetter med dannelsen av Ni 2+ kation som ikke holdes tilbake av anionbytteren, og fullstendig regenerering av cyanid. En løsning av NH 4 NO 3 med en konsentrasjon på 250 g/l desorberer nikkel delvis (ca. 40%). Løsninger av NaCN, NaOH, NaCl desorberer praktisk talt ikke nikkelcyanid.

Desorpsjon av ferrocyanidion 4-. Ferrocyanidion desorberes effektivt fra anionbytteren av NaCN-løsninger med en konsentrasjon på 50-100 g/l, fortrinnsvis ved temperaturer opp til 50-60 °C. Prosessen fortsetter gjennom en ionebytterreaksjon:

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

Anion 4- er også godt desorbert av løsninger på 2-3 N. NaCl (120-180 g/l) inneholdende 0,25-0,5 N. NaOH (10-20 g/l), fortrinnsvis ved en temperatur på 50-60 °C, ved utvekslingsreaksjon med C1-ionet. 4-anionet elueres ganske fullstendig av løsninger av NH4SCN med en konsentrasjon på 75-225 g/l med overgangen av harpiksen til tiocyanatformen RSCN. Etter svovelsyrebehandling av harpiksen for desorpsjon av sink, nikkel og cyanidion og desorpsjon av gull, sølv og kobber med en svakt sur løsning av TM, kan jern- og kobberrester elueres med en løsning av sammensetningen: 160 g/l NH4NO3 +50 g/l NH4OH + 40 g/l NaOH ved 25 °C. Forbruket av elueringsløsningen er 7 volumer per 1 volum harpiks. Etter behandling er jern i harpiksen i form av sorbert ferrocyanidion R 2 Fe(CN) 6 og i form av utfelling av salter Ni 2 Fe(CN) 6, Zn 2 Fe(CN) 6, etc., uløselig i et surt miljø, kobber - i form av et bunnfall av enkel cyanid CuCN I et alkalisk miljø brytes ferrocyanidsalter med tungmetaller ned for å danne et bunnfall av Zn(OH) 2 og Ni(OH) 2 hydroksyder og ferrocyanid ion 4. -. Kobbercyanid og metalloksidhydrater løses opp i en ammoniakkløsning i henhold til reaksjoner:

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

· Zn(OH)2+2NH4NO3+2NH4OH=Zn(NH3)4(NO3)2+4H20;

· Ni(OH)2+2NH4NO3+3NH4OH=Ni(NH3)5(NO3)2+5H20;

De resulterende komplekse kationene av kobber, sink og nikkel passerer inn i eluatet. Ferrocyanidion desorberes fra harpiksen av NO 3 -ionet i henhold til utvekslingsreaksjonen:

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

Anion 4- elueres delvis (opptil 40%) med løsninger på 2-4 N. HNO, og elueres dårlig av løsninger av H 2 SO 4 og NaOH.

Desorpsjon 2-. Koboltcyanid-anion er vanligvis inneholdt i en mettet anionbytter i små mengder (ikke mer enn 1 mg/g), men desorpsjonen er vanskelig. 2- elueres mest effektivt med en løsning av 150-375 g/l NH 4 SCN, delvis (opptil 30-60%) - med løsninger av 225-250 g/l NH 4 NO 3, 180 g/l NaCI + 20 g/l NaOH, 50 -100 g/l NaCN. Koboltdesorpsjonen øker med økende temperatur til 50-60 °C. Desorpsjon av cyanidion CN - . Cyanidion regenereres av løsninger av svovelsyre eller saltsyre med en konsentrasjon på 10-20 g/l i henhold til reaksjonen:

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

Blåsyre HCN destilleres fra gull, absorberes av en løsning av NaOH eller Ca(OH) 2 og returneres til cyanideringsprosessen i form av alkalicyanid NaCN eller Ca(CN) 2.

Cyanidionet CN - desorberes også av løsninger av NH 4 SCN, NH 4 NO 3, NaCI, NaOH, etc., hvis anioner erstatter det i harpiksen.

Desorpsjon av urenhetsanioner S 2 O 3 2-, SO 3 2-, SiO 3 2-, etc. utføres vellykket med NaOH-løsninger med en konsentrasjon på 40-50 g/l. I prosessen med regenerering av anionbyttere er det nødvendig å oppnå den mest komplette desorpsjonen av både edle metaller og urenheter. Urenhetene som blir igjen på harpiksen når den gjenbrukes under sorpsjonsprosessen forverrer prosessens kinetikk, reduserer kapasiteten til harpiksen for edle metaller og øker tapet av oppløst gull i væskefasen av avgangsmassene. Jo flere urenheter som er igjen i anionbytteren, desto mer signifikant er effekten av ufullstendig regenerering. Som praksis viser, kan innholdet av gjenværende komponenter i anionbytteren etter regenerering være: gull - ikke mer enn 0,1-0,3 mg/g, urenheter - ikke mer enn 3-5 mg/g lufttørr sorbent. Når verdien av gjenværende urenheter er mer enn 10-12 mg/g, observeres en betydelig økning i konsentrasjonen av gull i løsningen etter sorpsjon, dvs. tapet av oppløst gull med avgang øker.

I fig. 1. Det teknologiske opplegget for bearbeiding av gullholdige råvarer er vist.

Fig.1 TEKNOLOGISK DIAGRAM FOR BEHANDLING AV GULL RÅVARER

1.3 ROLLE TIL PROSESSEN FOR SEPARERING AV GULL FRA THIOUREA ELUTER I DEN TEKNOLOGISKE ORDNINGEN

Utvinningen av gull fra det sure tiourea-eluatet er den endelige prosesseringsoperasjonen av nesten alle typer malm, hvis tiourea-utlutingsoperasjonen av gull ble brukt i det teknologiske opplegget. Tiokabamid er det mest forberedte for industriell bruk i bearbeiding av gullmalm av teknologisk type B.

Spesielt effektiviteten til dette løsningsmidlet kan bedømmes fra de eksperimentelle resultatene gitt i tabell. 1. Utluting av gull ble utført fra malmblandinger sammensatt av gullholdig kvarts (2 malmprøver med Au-innhold på henholdsvis 12,9 og 2,3 g/t) og div. mineraltilskudd. Sistnevnte ble brukt: bornitt-kalkosittkonsentrat (Cu-innhold 70, S 20%), malmstibnitt (98% Sb 2 S 3), en blanding av realgar og orpiment. som inneholder 53 % As og 32 % S, samt aktivert karbon av OU-grad. Andelen av innførte tilsetningsstoffer var 1 vekt% av kvartsbasen. Fra tabellen ovenfor kan man se at tiourea-utlutningsprosessen gir omtrent samme gullutvinningshastigheter fra enkle kvartsmalmer som cyanidering. .mindre følsomme for urenheter (kobber, antimon, arsen), noe som lar oss vurdere det som et av de mulige alternativene for hydrometallurgisk bearbeiding av malm som tilhører teknologisk type "B".

Tabell 1

Resultater av sammenlignende eksperimenter på utvinning av gull fra mineralblandinger med cyanid- og tiourealøsninger

Fôrmiddel for utvasking
	Cyanidering	Tiourea utlekking
Malm (1) med et initialt Au-innhold på 12,9 g/t
Malm (2) med et initialt Au-innhold på 2,3 g/t
Malm (1) med tilsetning av bornitt-kalkosittkonsentrat
	Cu-konsentrasjon i løsninger, mg/l
Malm (2) med tilsetning av bornitt-kalkosittkonsentrat
Malm (1) med tilsetning av stibnitt
Malm (2) med tillegg av realgar orpiment
Malm (1) med tilsatt aktivt kull

Merk: Generelle utlekkingsforhold: temperatur 20-25 °C, varighet 6 timer; F:T=2:1: startkonsentrasjon av NaCN og løsninger 2,5 g/l; etter å ha oppsamlet tiourealøsninger (g/l): ThiO - 20; Fe 2 (SO 4) 3 (oksidasjonsmiddel) - 3,0; H 2 SO 4 (miljøregulator) - 5,0.

I perioden 1964-1984. Irgiredmet-spesialister utførte et sett med teoretiske og eksperimentelle studier for å studere de generelle lovene for prosessen med å løse opp gull og dets kjemiske forbindelser i sure løsninger av tiokarbamid med påfølgende utvikling av en teknologi for utvinning av metaller fra malmer basert på tiokarbamidutluting, inkludert operasjoner av deponering av gull og sølv fra løsninger og nøytralisering av teknologisk prosessavløpsvann. Imidlertid er denne operasjonen ganske kompleks, siden prosessen er dårlig forstått og vanskelig å implementere siden malmene er ganske dårlige og det ikke er økonomisk lønnsomt å bruke denne operasjonen.

2. GJENNOMGANG AV DEN TEKNOLOGISKE PROSESSEN FOR Å ISOLERE GULL FRA THIOUREA-ELUTER

2.1 PROSESSENS EGENSKAPER OG KJEMI

Gull og sølv kan avsettes fra en HM-løsning ved en rekke metoder.

For løsninger med mellomliggende gull- og sølvinnhold, som studier har vist, virker bruken av metoden for sementering av Au og Ag med elektronegative metaller (sink, aluminium, bly, jern) ganske lovende.

Metallisk bly er mer å foretrekke i denne forbindelse, slik at 99,5 % Au og 99,9 % Ag kan trekkes ut i sementslammet på 10 minutter. Det relativt høye forbruket av sementator (7 deler per 1 del av summen av Au og Ag) og det tilhørende lave innholdet av edelmetaller i sedimentet (mindre enn 12 %) krever imidlertid nøye vurdering av sementeringsprosessens effektivitet i forhold til spesifikke råvarer.

1. Bly sementering gullproduksjon utføres fra saltsyre-HM-eluater med påfølgende kupellering av sedimentet. Når blyspon eller -støv fylles i en løsning, oppstår følgende gullsementeringsreaksjon:

2AuCl+Pb=2Au+Pb4Cl 2.
Forbruket av blystøv er 20-30 g per 1 g gull. Ulempene med metoden er forurensning av løsningen med bly, som gjør den vanskelig å bruke i sirkulasjon, og uegnethet for svovelsyre-HM-eluater.

2 Sink sementering. Soda-sinkmetoden for deponering av gull og sølv ble utviklet og satt i produksjon ved det eksperimentelle ionebytteranlegget i Lebedinsk. Løsningen nøytraliseres først med brus til pH 6-7, deretter tilsettes sinkstøv i en mengde på 3-4 g per 1 g gull og blandes med løsningen i 2-3 timer. Gull avsettes i henhold til reaksjonen:

(Au2)2SO4+Zn=2Au+Zn4SO4.
Etter utfelling av gull og sølv tilsettes brus til løsningen til pH 9-10 for delvis utfelling av sink fra løsningen i form av Zn(OH) 2. Det filtrerte sinksdimentet inneholder 6-10 % gull og behandles med svovelsyre eller saltsyre, etterfulgt av smelting av sedimentet til grovt gull. Løsningen sendes i sirkulasjon - for desorpsjon. Ulempene med metoden inkluderer: lav kvalitet på sedimentet, høyt forbruk av reagenser (brus, sinkstøv, syrer) og forurensning av den sirkulerende elueringsløsningen med sink og natriumsalter, som reduserer kvaliteten på den regenererte harpiksen.

3. Aluminiumsementering. Det benyttes aluminiumstøv med partikkelstørrelse 95 % klasse -0,074 mm. Nedbør skjer i henhold til reaksjonen:

3 2 SO 4 +2Al=6Au+12TM+Al2 (SO 4) 3.
Aluminiumforbruket er 3 g per 1 g gull, kontaktvarigheten er 4 timer ved en temperatur på 20 ° C. Gullinnholdet i sedimentet er opptil 25 %, gjenværende gullinnhold i løsningen er 2-5 mg/l. Sedimentet behandles med en 5 % NaOH-løsning i 3 timer for å fjerne aluminium, hvoretter gullinnholdet i sedimentet øker til 85 %. Dette sedimentet smeltes for å oppnå grovt gull. Ulempene med metoden er de samme som ved sinkavsetning.

4. Alkalisk utfelling av gull. I henhold til denne metoden spyles eluatet først med luft i 4-6 timer for å fjerne HCN for å unngå dannelse av NaCN ved innføring av alkali, oppløsning og ufullstendig utfelling av gull. En 40 % NaOH-løsning tilsettes til løsningen ved en temperatur på 40-50 °C til pH 10-12. I dette tilfellet avsettes gullhydroksid i henhold til reaksjonen:

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

Varigheten av avsetningen er 2-4 timer stor verdi opprettholde den spesifiserte pH-verdien til løsningen, siden med mangel på alkali er ufullstendig utfelling av gull mulig, og med et overskudd av det, oppløsning av gullhydrat. Sammen med gull avsettes hydroksider av urenhetsmetaller, på grunn av hvilke løsningen frigjøres fra urenheter som kompliserer prosessen med harpiksregenerering. Hydraterte sedimenter med et gullinnhold på 10-15% filtreres på en filterpresse, vaskes med varmt vann, blåses med luft og brennes ved en temperatur på 300 ° C for å fjerne svovel. Askene utsettes deretter for svovelsyrebehandling for å løse opp urenheter, og når gullinnholdet er 30-45 %, sendes de til raffinering. Ulempene med metoden er: dårlig filtrerbarhet av hydratiserte sedimenter, ekstra syreforbruk og relativt lav kvalitet på sedimenter.

5. Gullutfelling med aktivert kull. Ekstraksjon av gull og sølv fra sure tiourealøsninger med en relativt lav konsentrasjon av edelmetaller (Au opp til 50 mg/l) kan utføres ved metoden for sorpsjon på aktivert karbon (SKT, OU, KAD, etc.).

Mulighetene til denne teknologiske metoden kan bedømmes ut fra resultatene av gullsorpsjon av pulverisert aktivert karbon av merkevaren SKT fra løsninger fra utvasking av flotasjonskonsentrat Artemovskaya gull prosessanlegg . som inneholder, i tillegg til gull, en viss mengde kobber (opptil 0,2 g/l), jern (opptil 1,2 g/l) og andre urenheter. Avhengig av den opprinnelige konsentrasjonen av gull i løsninger (1-20 mg/l), var arbeidskapasiteten til kull for gull 2-12%, med urenhetsinnhold (%): jern 0,12, kobber opp til 2,7; kalsium. magnesium, aluminium, sink, nikkel - fra 0,01-0,1. Etter asking inneholdt kullet Au 40-50; Fe 5-10: Cu 10-15; SiO 2 5-8%, dermed representere. et produkt tilstrekkelig konsentrert i gull, egnet for forsendelse til raffinerier.

Resultatene av en studie på mekanismen for gulladsorpsjon fra sure tiokarbamidløsninger med aktivert karbon ble oppnådd. Det er fastslått at sorpsjon følger Freundlich- og Langmuir-ligningene og er en endoterm prosess. Aktiveringsenergien på 3,5 kcal/mol indikerer det

Det begrensende stadiet i adsorpsjonskinetikken er diffusjon i den porøse strukturen til aktivert karbon.

Et sorpsjons-flotasjonsalternativ for utvinning av gull fra ufiltrerte tioureamasser ved bruk av aktivt karbon er foreslått. Men i dette alternativet behandles massen med pulverisert kull (50-60% av partikler med en diameter på mindre enn 40 mikron), hvoretter den blir utsatt for flotasjon. Natriumoleat brukes som flotasjonsreagens. Varighet 5 min. I løpet av denne perioden, fra en masse (pH = 1,5) som inneholder 20 mg/l gull, 400 mg/l tiokarbamid, 0,5 g/l kullpulver, med et natriumoleatforbruk på 100-120 mg/l, oppnås gullekstraksjon i konsentrere seg ved 90%. Å øke oleatforbruket til 200 mg/l øker gullutvinningen til 95 %.

De beste resultatene ved testing av ulike kullkvaliteter ble oppnådd ved utvinning av gull med SKT-kull. Sorpsjonen av gull med kull er ganske selektiv; de fleste urenhetene forblir i løsning. I en motstrømsprosess, i 4-5 trinn, ekstraheres gull fullstendig fra løsninger og kullsedimenter med et gullinnhold på 15-20 % oppnås. De må brennes og asken smeltes til grovt metall. Ulemper med metoden: vanskeligheten med å brenne kull og store tap HM (10-15%), som går helt tapt under bearbeiding av kullslam.

6. Gullutvinning. Forskning fra forskere har vist den grunnleggende muligheten for å utvinne gull fra saltsyreløsninger ved ekstraksjon med tributylfosfat. Når den organiske og vandige fasen kommer i kontakt i 5-10 minutter og fasevolumforholdet O:B = 2:1, oppnås nesten fullstendig ekstraksjon av gull fra den vandige løsningen. Ytterligere forskning er nødvendig på utvinning fra svovelsyreeluater, stripping og prosessering av stripping.

7. Elektrolytisk avsetning av gull og sølv. Dette er mest effektiv metode behandling av sure HM-eluater, da det gjør det mulig å oppnå metallisk gull av høy renhet uten kostnadene for reagenser og ytterligere operasjoner. Grafitt- eller platinaplater brukes som anoder ved elektrolytisk avsetning av gull og sølv, og titanplater eller grafittplater brukes som katoder.

Under elektrolysen av gull finner således følgende elektrokjemiske system sted: Au med urenheter (katode) |

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

Følgende hovedreduksjonsreaksjoner forekommer ved katoden:

Au 2 + +e=Au+2SC(NH 2) 2

Det er også mulig å gjenvinne kobber, bly og andre urenheter. Ved anoden finner en elektrolytisk reaksjon sted for å danne H + ioner:

2H20-4e=02+4H+

I tillegg er prosesser for oksidasjon og dekomponering av tungmetaller med frigjøring av svovel i henhold til reaksjonen mulig ved anoden:

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

Over tid tilfører cyanamid vann og blir til urea.

CNNH2+H2O=CO(NH2)2

Den totale prosessen med anodisk oksidasjon av tungmetaller fortsetter i henhold til reaksjonen

Oksydasjonen av tungmetaller øker spesielt med økende strømtetthet > 15 A/m2. Anodisk dekomponering av tungmetaller øker forbruket av dette kostbare reagenset, og dets nedbrytningsprodukter har en skadelig effekt på den elektrolytiske separasjonen av metaller fra løsning og kvaliteten på sedimentet. For å unngå dette er det tilrådelig å utføre elektrolyseprosessen med separasjon av anode- og katoderom med en membran med ionebyttermembran, dvs. med oppdeling av elektrolysebadet i anode- og katodekamre. Den gullholdige HM-løsningen plasseres i katoderommet, anolytten er en 0,5-1,0 % løsning av H 2 SO 4. Anion- eller kationbyttermembraner brukes som diafragma, gjennom hvilke HM-molekyler ikke passerer inn i anolytten. Komplekse HM-kationer går over i anolytt i små mengder: 3-4%. I nærvær av membraner reduseres forbruket av tungmetaller under elektrolyse kraftig. Elektrolyseprosessen utføres ved en katodestrømtetthet Jc = 8...10 A/m2, badspenning 3,0 V, elektrolytttemperatur 50-60 °C, potensiell verdi 0,3-0,4 V i forhold til vanlig sølvklorelektrode. Hovedtyngden av gull avsettes innen 2-3 timer etter elektrolyse. Etter en konsentrasjon på 100-120 mg/l for å oppnå et gjenværende gullinnhold i løsningen på 10-20 mg/l, øker varigheten av avsetningen til 6-12 timer. Gullinnholdet i katodeavsetningen er 70-85 %. , sølv 10-25%, kobber 0,5-5%, sink 0,1-0,2%, jern 0,1-0,4%. Hovedtyngden av urenheter av uedelt metall forblir i elektrolytten og returneres til gulldesorpsjonsprosessen. Den nåværende effektiviteten for gull og sølv er omtrent 30 %. Å øke strømtettheten til mer enn 15-20 A/m2 er upraktisk, siden dette øker avsetningen av urenheter, spesielt kobber, strømeffektiviteten reduseres, medføringen av elektrolytten med bobler av frigjort hydrogen øker, og strukturen til innskuddsendringer.

8. Elektroluering. Metoden for elektroeluering, eller elektrodesorpsjon, er en kombinert prosess for desorpsjon av gull og dets elektroavsetning fra løsning. Elektroelueringen av gull ved bruk av desorpsjon av en NH 4 SCN-løsning ble studert. For dette formål ble 1,5 l mettet anionitt Deacidit N med 24% sterke basiske grupper, etter foreløpig eluering av nikkel og kobber fra den med en NaCN-løsning, blandet i et elektrolysebad med 10 l 5 N. (380,65 g/l) NH 4 SCN-løsning (6,67 volumer løsning per 1 volum harpiks). En karbonplate ble brukt som anode, og blyfolie ble brukt som katode. Katodestrømtettheten var 154 A/m2, spenning 1,5 V. Gull ekstraheres fra harpiksen nesten fullstendig innen 24 timer (opptil et innhold på 0,066 g/l) og er ganske fullstendig avsatt på blykatoden (opp til et innhold). i løsningen på 15 mg/l). Ved en spenning over elektrodene på 1,5-1,6 V ødelegges ikke ammoniumtiocyanat og kan brukes til elektroeluering mange ganger. Ødeleggelsen av NH 4 SCN skjedde når spenningen på elektrodene var 1,8-1,86 V. Ved ikke-selektiv elektroeluering 5 N. med en løsning av NH 4 SCN med en katodestrømtetthet på 300 A/m2 og en spenning ved elektrodene på 1,6 V, ble gull og kobber vasket ut av harpiksen og avsatt på katoden nesten 100 %, nikkel ble praktisk talt ikke eluert , men noe av det (opptil 9%) ble avsatt ved katoden. Varigheten av prosessen er 60 timer. Fordelen med metoden er det lille volumet av elueringsløsningen og akselerasjonen av desorpsjonsprosessen, men ulempene som ligger i rhodaniumeluater består. Elektroelueringsmetoden ved bruk av svakt sure TM-løsninger ble utviklet av M.S. Girdasov. Oppsettdiagrammet for elektroeluering er vist i fig.

En mettet anionbytter og elektrolytt lastes inn i en hermetisk forseglet elektrolysator i en mengde på 2-10 m3 per 1 m3 harpiks. Elektrolytten er en salt- eller svovelsyreløsning av HM med en konsentrasjon på 55-65 g/l HM og 18-20 g/l HC1 eller 25 g/l H 2 SO 4. Platinisert titan brukes som anoder, titan (VT-1 klasse) brukes som katoder. Harpiksen holdes i suspensjon ved luftrøring. Det frigjorte HCN slippes med en luftstrøm ut i absorpsjonskar fylt med en alkaliløsning (NaOH eller CaO). For å unngå oksidasjon av tungmetaller og forurensning av metallforekomsten med elementært svovel, bør anoder plasseres i kamre med membraner laget av kationbytter- eller anionbyttermembraner. En 1-2 % løsning av H 2 SO 4 helles inn i anodekamrene som en anolytt. Metallene avsatt på katoden er beskyttet mot den blandede harpiksen av en skjerm laget av polyetylennett.

Elektroelueringsprosessen uten anodemembraner (i henhold til M.S. Girdasov) utføres ved en strømtetthet på 10-20 A/m2, en spenning ved elektrodene på 1-1,5 V i 24-30 timer og gjør det mulig å oppnå et gjenværende gullinnhold i harpiksen på 0,2-0,4 mg/g. Bruken av anodiske ionebyttermembraner gjør det mulig å øke strømtettheten til 100-300 A/m 2, som et resultat av at hastigheten på elektrodesorpsjonsprosessen øker kraftig og varigheten av elektrodesorpsjonsprosessen reduseres. Samtidig synker konsentrasjonen av tungmetaller i elueringsløsningen fra 80-90 g/l i en dynamisk prosess til 55-65 g/l under elektroeluering, noe som betydelig reduserer tapet av denne reagensen og utstyrsvolumet. Disse fordelene oppveier noe av økningen i strømforbruket når strømtettheten øker. Således, ved elektroeluering av en anionbytter, tidligere renset fra urenheter av ikke-edle metaller, ved bruk av en kationbytteranodemembran ved en strømtetthet på 100-150 A/m 2, spenning ved elektrodene 3 V, HM-konsentrasjon - 55 g/ 1 og HCl - 19 g/l, gjenværende gullinnhold i harpiksen var 0,2 - 0,4 mg/g oppnådd med en prosessvarighet på 6 timer. Graden av elektrodesorpsjon av gull var 95-97%, med avsetning på katoden 87,0 - 92,0 %. Gullinnholdet i katodeavsetningen er 80-85%. Sammenlignet med dynamisk eluering under elektrodesorpsjon av gull, akselererer prosessen med 3-4 ganger i fravær av anodemembraner og en strømtetthet på 10-20 A/m2 og med 20-25 ganger i nærvær av diafragmaer og en økning i strøm. tetthet til 100-150 A/m2. Økningen i elektroelueringshastigheten forklares av et skifte i likevekten til gulldesorpsjonsreaksjonen og en økning i diffusjonshastigheten av ioner av tioureakomplekser av gull fra ionebytterkornene på grunn av en reduksjon i konsentrasjonen av disse ionene. i løsningen under elektroavsetning av metallet. Prosessen med elektrodesorpsjon av urenheter - kobber, sink og jern - med en alkalisk løsning av NaCI ble utviklet av A.S Stroganov. Anbefalte forhold: anodemembran - kationbyttermembran, strømtetthet 150-200 A/m2; elueringsløsning: 75-85 g/l NaOH + 60-75 g/l NaCl; mengden løsning er 2 volumer per 1 volum harpiks, prosessvarigheten er 6-10 timer. Resinets totale innhold av urenheter er 1,5-3,5 mg/g. Hovedhindringen for industriell implementering av de utviklede elektroelueringsmetodene er mangelen på en tilfredsstillende elektrolysatordesign som kan sikre stabil implementering av prosessen under produksjonsforhold.

Mulige alternativer for å ekstrahere gull fra tiourealøsninger kan også brukes: ioneflotasjon, ekstraksjon med TOA, hydrat (NaOH) utfelling med påfølgende prosessering av de resulterende gullbærende sedimentene ved cyanidering, reduksjon med hydrogengass og andre metoder.

Bruk: mineralforedling. Det tekniske resultatet av oppfinnelsen er å øke gullutvinningen, redusere gulltapene med flotasjonsavgang, og også øke økonomisk effektivitet teknologisk prosess for gullutvinning ved å redusere forbruket av reagenser. Metoden inkluderer hoved-, renere- og kontrollflotasjon, sørger for fjerning fra flotasjon til flotasjonskonsentrat av skumproduktet fra hovedflotasjonen, oppnådd i det innledende stadiet for en tid på opptil 25 % av den totale tiden for hovedflotasjonen, samt skumproduktet fra den første renseflotasjonen, oppnådd i en tid på opptil 50 % av tiden for den første renseflotasjonen. 1 lønn filer, 1 ill., 1 tabell.

Oppfinnelsen angår fremgangsmåter for fremstilling av edle metaller, nærmere bestemt metoder for skumflotasjon av gullholdige malmer, og kan benyttes i gruvedrift og metallurgisk industri for utvinning av gull fra primære ildfaste malmer.

Det er kjente metoder for flotasjonsanrikning av edelmetallmalm, bestående av hoved-, rense- og kontrollflotasjoner med frigjøring av gullholdig konsentrat i form av et skumprodukt og avgang i form av et kammerprodukt. [RF-patent nr. 2085299. Produksjonslinje for bearbeiding av mineralske råvarer som inneholder edle metaller. JSC "Irgiredmet" Kunngjort 16.11.1994, publ. 27.07.1997]. Produksjonslinjen inkluderer seriekoblede enheter installert langs den teknologiske prosessen for å blande masse med flotasjonsreagenser, to flotasjonsmaskiner - en for primær separasjon av mettede agglomerater til et skumprodukt, den andre for deres sekundære separasjon. Et særtrekk er at det mettede agglomeratet til primærseparasjonen kombineres med kammerproduktet fra kontrollrensingen og, etter kontakt med flokkuleringsmidlet, går inn i primærflotasjonen.

Ulempen med den kjente produksjonslinjen er fortynningen av det lettflytende mettede agglomeratet av den primære flotasjonsseparasjonen med kammerproduktet fra rensekontrolloperasjonen, noe som bidrar til å redusere gullgjenvinning og redusere effektiviteten av anrikningsprosessen.

Prototypen av oppfinnelsen er en fremgangsmåte for å utnytte primære gullmalmer [Kuzina Z.P., Antsiferova S.A., Samoilov V.G. Optimal ordning for malmpreparering og flotasjon av ildfaste gullmalmer fra Bogolyubovskoe-forekomsten. Ikke-jernholdige metaller, 2005, nr. 3, s. 15-17]. Den teknologiske anrikningsprosessen i den kjente fremgangsmåten inkluderer to hovedflotasjonsoperasjoner, to kontrolloperasjoner og to re-rensing av skumproduktet fra hovedflotasjonen, som opererer i en lukket syklus med skumproduktet fra kontrolloperasjonen og tailings fra den første re-rengjøring. Som et resultat av flotasjonsanrikning av ildfast gull-arsenmalm, oppnås et sulfidgullholdig konsentrat, som tilføres hydrometallurgisk prosessering og avgangsmasser. Utvinningen av gull i det gullholdige konsentratet er 84,2 % med et konsentratutbytte på 7,4 % og et innhold på 50,0 g/t.

Ulempen med den kjente metoden for utvinning av primære gullmalmer er utilstrekkelig høy utvinning av gull til konsentrat, samt høye tap av gull (0,75 g/t) med flotasjonsavgangsmasser. I tillegg er ulempen med prototypen det økte forbruket av reagenser, noe som reduserer den økonomiske effektiviteten til prosessen.

Hensikten med oppfinnelsen er å øke gullutvinningen, redusere gulltap fra flotasjonsavfall, og også øke den økonomiske effektiviteten til gullutvinningsprosessen ved å redusere forbruket av reagenser.

Problemet løses ved det faktum at i metoden for utvinning av gullmalm, inkludert hoved-, rense- og kontrollflotasjon med produksjon av gullholdig flotasjonskonsentrat fra skumprodukter og avgang fra kammerproduktet for kontrollflotasjon, i henhold til oppfinnelsen , skumproduktet fra hovedflotasjonen oppnådd i det innledende stadiet i en tid på opptil 25 % fra den totale tiden for hovedflotasjonen, samt skumproduktet fra den første renere flotasjonen, oppnådd i løpet av en tid på opptil 50 % av tiden for den første renere flotasjonen, fjernes fra flotasjonen, kombineres til et flotasjonskonsentrat og sendes til metallurgiske operasjoner. Skumproduktet som oppnås i løpet av den gjenværende tiden av hovedflotasjonen sendes til renere flotasjon. Skumproduktet fra den siste rengjøringsflotasjonen kombineres med flotasjonskonsentratet. Skumproduktet fra kontrollflotasjonen returneres til hovedflotasjonen. Flotasjonskonsentratet sendes til fortykning og deretter til metallurgiske operasjoner.

Det tekniske resultatet av oppfinnelsen oppnås ved å fjerne gullholdige sulfider fra prosessen i form av et skumprodukt med høy hastighet flotasjon, til flotasjonskonsentrat i det innledende stadiet av flotasjonen, som skjer i opptil 25 % av den totale tiden av hovedflotasjonen. Det valgte flotasjonskonsentratet, når det gjelder innhold av gull og relaterte elementer (sulfid svovel, arsen, jern), oppfyller kravene til gullekstraksjonsprosessen og krever ikke rensende flotasjon, noe som bidrar til tap av gull fra flotasjonskonsentratet . Fjerning av skumproduktet i det innledende stadiet fra hovedflotasjonsprosessen bidrar til å løse problemet med oppfinnelsen - for det første øker utvinningen av gull i flotasjonskonsentratet med 1,6 % med et høyere gullinnhold i det sammenlignet med prototypen ( 50 g/t), for det andre reduserer tap av gull fra flotasjonskonsentratet i rense- og hovedflotasjon, og for det tredje reduserer forbruket av reagenser.

Det tekniske resultatet oppnås også ved å fjerne skumproduktet i det innledende stadiet av den første rengjøringsoperasjonen i opptil 50 % av den totale tiden av den første rengjøringen inn i det ferdige flotasjonskonsentratet. Det valgte flotasjonskonsentratet krever ikke ytterligere foredling for å forbedre kvaliteten, noe som bidrar til akkumulering av metall inne i kretsen og ytterligere tap med flotasjonshaler. Fjerning av skumproduktet fra prosessen i det innledende stadiet av renere flotasjon bidrar således til å øke gullgjenvinningen.

Essensen av den foreslåtte metoden er illustrert av en tegning som viser et teknologisk diagram av apparatet og viser bevegelsen til flotasjonsprodukter. Den teknologiske ordningen inneholder følgende enheter: 1 - kontakttank, 2 - hovedflotasjonsmaskin, 3, 4 - renere flotasjonsmaskiner, 5 - kontrollflotasjonsmaskin, 6 - fortykningsmiddel.

Metoden utføres som følger. Malmen, som har gjennomgått forberedende operasjoner for flotasjon etter en av de kjente metodene, med et innhold på 85-89 % av klassen - 0,074 mm, går inn i kontaktkar 1 for behandling med flotasjonsreagenser. Fra kontakttanken føres massen inn i flotasjonsmaskin 2 for hovedflotasjonen. Skumproduktet fra det første kammeret i flotasjonsmaskinen 2, oppnådd innen 2,5 minutter, i form av et flotasjonskonsentrat sendes til etterfølgende metallurgiske operasjoner, for eksempel til fortykningsmidlet 6 for fortykning. Skumproduktet oppnådd i de gjenværende kamrene i h2 i 9,5 minutter sendes til flotasjonsmaskinen 3 for den første renseflotasjonen. Skumproduktet fra det første kammeret til flotasjonsmaskinen 3, oppnådd innen 3 minutter fra tidspunktet for den første renseflotasjonen, sendes i form av et flotasjonskonsentrat til fortykningsmidlet 6. Skumproduktet fra de gjenværende kamrene i det første renere flotasjon fra flotasjonsmaskinen 3, oppnådd i den gjenværende tiden - 3 minutter, sendes til flotasjonsmaskinen 4 for andre rengjøringsflotasjon. Skumproduktet fra den andre renseflotasjonen fra flotasjonsmaskin 4 sendes i form av et flotasjonskonsentrat til fortykningsmiddel 6. Kammerproduktet fra hovedflotasjonen fra flotasjonsmaskin 2 sendes til flotasjonsmaskin 5 for kontrollflotasjon. Skumproduktet fra kontrollflotasjonen returneres til det andre kammeret i flotasjonsmaskinen 2 til hovedflotasjonen. Kammerproduktet fra den første rengjøringsoperasjonen returneres til det andre kammeret i flotasjonsmaskinen 2 til hovedflotasjonen. Kammerproduktet fra den andre renseflotasjonen fra flotasjonsmaskinen 4 returneres til mottakslommen til det første kammeret til flotasjonsmaskinen 3 i den første renseoperasjonen. Kammerproduktet fra kontrollflotasjonen fra flotasjonsmaskinen 5 fjernes i form av flotasjonshaler med et gullinnhold på ≤0,5 g/t.

Flotasjonskonsentratene kombineres i fortykningsmiddel 6 og sendes til metallurgiske operasjoner, for eksempel biooksidasjon og cyanidering, eller sendes til pyrometallurgiske operasjoner. Teknologiske indikatorer for flotasjonsanrikning oppnådd ved bruk av den foreslåtte metoden er gitt i tabellen.

1. En metode for utvinning av gullmalm, inkludert hoved-, rense- og kontrollflotasjon med produksjon av gullholdig flotasjonskonsentrat fra skumprodukter og avgangsmasser fra kammerproduktet fra kontrollflotasjonen, karakterisert ved at skumproduktet fra hovedflotasjonen erholdt i det innledende stadiet i en tidsperiode på opptil 25 % av den totale tiden for hovedflotasjonen, samt skumproduktet fra den første rengjøringsflotasjonen, oppnådd innen en tid på opptil 50 % av tiden for den første renseren flotasjon, fjernes fra flotasjonen, kombineres til et flotasjonskonsentrat og sendes til metallurgiske operasjoner.

2. Fremgangsmåten ifølge krav 1, karakterisert ved at skumproduktet oppnådd i løpet av den gjenværende tiden av hovedflotasjonen sendes til renere flotasjon, skumproduktet fra den siste renere flotasjonen kombineres med flotasjonskonsentratet og skumproduktet fra kontrollflotasjon føres tilbake til hovedflotasjonen.

Lignende patenter:

Bocharov V.A., Abryutin D.V.

Informasjon om råstoffbasen til gullmalm presenteres; teknologiske egenskaper ved materialsammensetningen til ulike typer ildfaste malmer vurderes; egenskapene til mineralformasjoner og assosiasjoner til gull er beskrevet. Egenskapene til malmutvinningsprosesser og -apparater er gitt, de viktigste teknologiske metoder og gullekstraksjonsmetoder ved bruk av gravitasjons-, magnetoelektriske, flotasjons-, hydrokjemiske og kjemisk-metallurgiske metoder. Funksjonene ved innenlandsk og utenlandsk praksis og gullanrikningsordninger er notert; eksempler på hydrokjemisk teknologi av gullmalm og materialer er gitt; teknologiske egenskaper ved hydrometallurgisk prosessering av pyritt, pyrrhotitt, antimon, tellurid, polymetallisk, kobber-sink, leireholdig, karbonholdig og andre malmer og materialer er fremhevet. Fysiokjemiske metoder for utlekking av gull fra ildfaste malmer og metoder for utvinning fra løsninger vurderes; teknologien for å smelte gullholdige konsentrater og produkter er beskrevet; teknologiske ordninger for gullutvinningsfabrikker av russiske og utenlandske virksomheter er gitt.
For forskere, spesialister fra gullgruvebedrifter, prosessanlegg, kjemiske og metallurgiske butikker som behandler gullholdige råvarer, kan det være nyttig for hovedfagsstudenter, studenter, lærere videregående skole, ingeniører, bachelorer, master.

ISBN: 978-5-87623-416-2
Sider: 420
Innbinding: hard
Utgiver: NUST MISIS
Språk: russisk
Utgivelsesår:

Forord
1. Kjennetegn på materialsammensetningen til malmer
1.1. Mineralsammensetning
1.2. Teknologisk klassifisering
1.3. Utvikling av gullutvinningsteknologi
1.4. Påføring av edelmetaller
1.5. Krav til kvalitet på råvarer
2. Fysisk-kjemiske egenskaper ved edelmetaller
2.1. Funksjoner ved materialsammensetningen til malm
2.2. Fysisk-kjemiske egenskaper av gull
2.3. Oppløsning av gull i løsninger av kjemiske forbindelser
2.3.1. Gull bærekraftskriterier
2.3.2. Oppløsning i syrer
2.3.3. Oppløsning av gull i løsninger av klor, jod og brom
2.3.4. Tiokarbamid og tiosulfat oppløsning av gull
2.3.5. Cyanidering
2.3.6. Gjenvinning (utfelling) av gull fra utlutingsløsninger
2.3.7. Teknologiske egenskaper som bestemmer valget av gullanrikningsmetoder og enheter
3. Klargjøring av mineralske råvarer for anrikning
3.1. Avslører gull
3.2. Malmknusing
3.3. Malmsliping
3.4. Malmpreparering og pulpabehandling
3.5. Fysisk-kjemiske metoder for å separere mineraler
3.6. Kjennetegn ved de viktigste teknologiske prosessene for gullanrikning
3.6.1. Gravitasjonsprosesser
3.6.2. Magnetoelektriske metoder
3.6.3. Gullflotasjon
4. Gravity-flotasjonsskjemaer for gullutvinning
4.1. Grunnleggende malmberedningsprosesser
4.2. Øvelse av anrikningsordninger for gravitasjon-flotasjon

4.3. Funksjoner av tyngdekraft-flotasjon gull utvinning ordninger
5. Hydrometallurgiske prosesser for bearbeiding av malm og produkter
5.1. Syreutvasking
5.2. Utlekking i løsninger av klor, jod, brom
5.3. Tiourea, tiosulfat og sulfitt utvasking
5.4. Oppløsning av gull i svovel-alkaliske løsninger
5.5. Utluting av gull med alkaliske cyanidløsninger
5.6. Utlekking ved perkolering
5.7. Heap utvasking
5.8. Utvasking ved omrøring
5.9. Sorptiv utvasking
5.10. Autoklavutvasking
5.11. Biokjemisk utvasking
5.12. Metoder for utfelling av gull fra løsninger
5.13. Kjemisk anrikningspraksis
5.13.1. Bearbeiding av pyrittholdige malmer og produkter
5.13.2. Bearbeiding av pyrrotittholdige malmer og produkter
5.13.3. Bearbeiding av antimonprodukter
5.13.4. Bearbeiding av svovelmalm
5.13.5. Anrikning av leirmalm
5.13.6. Anrikning av jernholdige metallmalmer
5.14. Magnetisk-elektrisk pulsbehandling
5.15. Elektrokjemisk prosessering
5.16. Behandling med akselerert elektronenergi og elektromagnetiske pulser med høy magnetfeltstyrke
6. Pyrometallurgiske metoder for bearbeiding av konsentrater
6.1. Oksidativ fyring
6.2. Klorbrenning
6.3. Alkalisk og sulfidiserende fyring
6.4. Vakuumfyring
6.5. Smelting av kobberkonsentrater
6.6. Smelting av sinkkonsentrater

6.7. Smelting av blykonsentrater
6.8. Smelting av antimonprodukter og sulfidkonsentrater
6.9. Smelting av konsentrater ved hjelp av metall doré-legering
6.10. Grunnleggende om raffineringsbehandling av gullholdige materialer
6.11. Klorering og elektrolytisk raffinering av gull og sølv-gulllegeringer
7. Nøytralisering av anrikningsavløpsvann og utvaskingsløsninger av gull og ikke-jernholdige metaller
7.1. Behandling av avfallscyanidvann
7.2. Behandling av avfallselektrolytter og avløpsvann
7.3. Prøvetaking og kontroll hos bedrifter som behandler gullmalm
Bibliografi

Last ned filviser:​Adobe Acrobat Reader ​og ​DJVu-leser ​

Eksisterende partikkelseparasjonsmekanismer på skrueseparatorer
(nedlastinger: 293)
V.D. Ivanov, S.A. Prokopyev "Skrueanordninger for anrikning av malm og sand i Russland", M. 2000
(nedlastinger: 215)
M.F. Anikin, V.D. Ivanov, M.L. Pevzner "Skrueskillere for malmbehandling", M. 1970
(nedlastinger: 143)
K.V. Solomin "Skrueskillere", M. 1956
(nedlastinger: 109)
K.V. Solomin "Enrichment of sands of placer deposits", M. 1961
(nedlastinger: 228)
R. Burt, K. Mills "Technology of gravitational enrichment", M. 1990
(nedlastinger: 288)
N.A. Samylin "Jigs", M. 1976
(nedlastinger: 184)
Metoder for å bestemme slipbarhet
(nedlastinger: 218)
K.A. Razumov, V.A. Perov "Design av prosessanlegg", M. 1982
(nedlastinger: 374)
T.V. Glembotskaya "Fremveksten og utviklingen av gravitasjonsanrikningsmetoder", M. 1991
(nedlastinger: 165)
B.F. Kulikov "Mineralogisk referansebok for prosessteknolog", M. 1985
(nedlastinger: 328)
V.Z. Kozin "Studie av malm for dressing"
(nedlastinger: 207)
V.Z.Kozin O.N.Tikhonov "Testing, kontroll og automatisering av anrikningsprosesser"
(nedlastinger: 203)
Metseo Minerals "Grunnleggende for mineralbehandling"
(nedlastinger: 434)
V.N. Shokhin, A.G. Lopatin "Gravitasjonsmetoder for berikelse"
(nedlastinger: 179)
Knusing, maling og sikting av mineraler "S.E. Andreev, V.A. Perov, V.V. Zverevich"
(nedlastinger: 274)
Magnetiske og elektriske anrikningsmetoder "V.V. Karmazin, V.I. Karmazin"
(nedlastinger: 189)
Handbook of Ore Processing bind 1, 1972
(nedlastinger: 202)
Håndbok for design av malmforedlingsanlegg (bok 2, 1988)
(nedlastinger: 206)
Handbook of Dust and Ash Collection (1975)
(nedlastinger: 136)
Katalog. Teknologisk vurdering av mineralske råvarer (1990)
(nedlastinger: 128)
Katalog. Teknologisk vurdering av mineralske råvarer. Eksperimentelle installasjoner. 1991
(nedlastinger: 129)
Referansehåndbok del 1 "S.K. Falieva"
(nedlastinger: 181)
Referansehåndbok del 2 "S.K. Falieva"
(nedlastinger: 133)
Teknologi for kondisjonering og selektiv flotasjon av ikke-jernholdige metallmalmer (V.A. Bocharov, M.Ya. Ryskin)
(nedlastinger: 162)
Teknologi for anrikning av gullholdige råvarer (V.A. Bocharov, V.A. Ignatkina, 2003)
(nedlastinger: 281)
Teknologi for anrikning av gullholdig sand (V.P. Myazin, O.V. Litvintseva, N.I. Zakieva, 2006)
(nedlastinger: 182)
Teknologi for prosessering og anrikning av ikke-jernholdige metallmalmer Volum 1 (A.A. Abramov)
(nedlastinger: 254)
Teknologi for prosessering og anrikning av ikke-jernholdige metallmalmer bind 2 (A.A. Abramov)
(nedlastinger: 267)
Teknologi for prosessering og anrikning av ikke-jernholdige metallmalmer bind 3, bok 1 (A.A. Abramov, 2005)
(nedlastinger: 233)
Teknologi for prosessering og anrikning av ikke-jernholdige metallmalmer bind 3, bok 2 (A.A. Abramov, 2005)
(nedlastinger: 217)
Elektriske metoder for berikelse (N.F. Olofinsky, 1970)
(nedlastinger: 133)
Zamyatin Anrikning av gullholdig sand og konglomerater 1975
(nedlastinger: 124)
Tikhonov Nazarov - Teori og praksis for kompleks prosessering av mineraler 1989
(nedlastinger: 182)
Shinkorenko S.F. - Håndbok om utvinning av jernholdige metallmalmer 1980
(nedlastinger: 163)