2.3.Технологические параметры процесса сорбционного выщелачивания.
2.4.Технологическая схема процесса сорбционного выщелачивания золота
3. Выбор и обоснование технологических параметров
4. Таблица параметров контроля
5. Спецификация оборудования
Современный уровень развития химических и других промышленных установок характеризуется интенсификацией технологических процессов с использованием агрегатов большой единичной мощности. В последние годы сильно возросли скорости протекания технологических процессов, число измеряемых параметров на одном агрегате, которые в настоящее время исчисляется тысячами.
Поэтому надежность средств измерения информационно-измерительных систем во многих случаях определяет надежность агрегата в целом. Без достоверных значений параметров и автоматического контроля за этими значениями в большинстве случаев нельзя управлять процессом или агрегатом, без средств измерения невозможна автоматизация. Особенно большое значение приобретают вопросы получения достоверных значений измеряемых параметров в связи с задачами комплексной автоматизации технологических процессов и более эффективного использования производственного потенциала. Решение этих задач требует анализа процессов и их технико-экономических показателей, а для этого нужны надежные и точные средства измерения.
Кучное выщелачивание золота на Ю.Урале
вопросам измерения технологических параметров, разработке новых методов и средств измерения, повышению точности измерений во всх странах мира уделяется большое внимание.
2.1.Механизм растворения золота в цианистых растворах
Растворение золота в цианистых растворах протекает в присутствии кислорода по реакции:
Из реакции видно, что золото переходит в раствор виде золотоцианистой соли натрия, которая диссоциирует в растворе на ионы:
Так как золото в природе в чистом виде никогда не встречается, поэтому большая часть золоти остается в контакте с сопровождающей горной породой и ее спутниками.
Наличие контакта между двумя металлами или между золотиной и минералом способствует возникновению разности потенциалов. Золото в этом случае электроположительно к серебру и минералам. Это означает, что при опускании в цианистый раствор золота, находящегося в природном сплаве с серебром или в контакте с пиритом, в растворе цианистого электролита протекает ток электронов от поверхности золота к поверхности пирита.
Под влиянием электрического тока катионы Na + направляются к катоду-пириту, а анионы CN — движутся к аноду-золоту. КатионыNa + , достигнув катода, отдают свой заряд, и натрий тотчас реагирует с водой по реакции:
2Na + +2H2O-2e=2NaOH+H2 с выделением водорода.
Анионы (CN) — точно так же, соединившись с анодом, разряжаются и соединяются с золотом по уравнению:
Au + +(CN) — =AuCN.
При этом образуется цианистое золото, но оно пока не переходит в раствор. Только взаимодействуя дальше с избытком цианида, образуется двойная цианистая соль золота, которая способна переходить в раствор:
Энциклопедия промышленности. Золото. Воронцовское
2.2.Цианирование перемешиванием.
Этот способ цианирования золотосодержащих руд является наиболее эффективным процессом по сравнению с перколяцией и кучным выщелачиванием. Выщелачивание пульп перемешиванием протекает быстрее и дает более высокое извлечение золота и серебра вследствие того, что при тонком измельчение руды обеспечивается хорошее вскрытие золота, а при интенсивном перемешивании создаются более благоприятные условия диффузного подводов ионов CNи молекул растворенного кислорода к поверхности золотин. Поэтому по скорости выщелачивания и полноте извлечения золота цианирование перемешиванием значительно превосходит перколяционный процесс и кучное выщелачивание. Достаточно сказать, что цианирование перемешиванием обеспечивает 80-90% извлечение золота, а длительность процесса составляет от 6 до 30 часов (сравните аналогичные показатели процессов перколяции и кучного выщелачивания).
При цианировании перемешиванием необходимая степень измельчения руды зависит только от крупности частиц золота в руде и характер его распределения. В некоторых случаях при тонковправленном золоте руду подвергают весьма тонкому измельчению до крупности-0,074мм и даже до 0,043мм. Но если характер вкрапленности золота не требует такого измельчения, то пульпу цианируют при более грубом помоле кпупностью 0,15-0,2мм.
При наличии в руде крупного золота его перед цианированием извлекают в цикле измельчения методами гравитационного обогащения, поэтому в процесс цианирования перемешиванием с рудой поступает только мелкое золото, растворение которого происходит достаточно быстро.
Рудные пульпы , поступающие на цианирование перемешиванием, имеют повышенную вязкость, что затрудняет диффузию цианистых ионов и молекул растворенного кислорода к поверхности частиц золота. Кроме того, сульфидные минералы, часто присутствующие в руде, довольно легко окисляются растворенным кислородом, в результате чего его концентрация в жидкой фазе может стать значительно ниже необходимой для растворения золота. Поэтому при цианировании пульп особое значение имеет энергичное перемешивание и непрерывное насыщение ее кислородом воздуха.
Процесс цианирования руд перемешиванием ведут при концентрации NaCN, составляющей 0,05-0,1%, и концентрации CaOравной 0,01-0,03% (pH =9-11).
Кроме реагентного режима важными параметрами процесса цианистого выщелащивания золота является отношение Ж:Т в пульпе и продолжительность процесса. Максимальное извлечение золота при цианировании кварцевых руд достигает при Ж:Т=1,5:1. На практике хорошие результаты получаются при Ж:Т=1:1, иногда даже при 0,67:1 при более грубом помоле. При обработке пульпы , содержащей кристаллический материал, и при отсутствие примесей в растворе жидкая фаза пульпы даже при высоких плотностях пульпы не утрачивает способности сохранять необходимую концентрацию кислорода.
Время цианирования или продолжительность пребывание пульпы в аппаратах цианирования определяется уравнением:
T=V/П
Где:T — время цианирования в часах,
V- суммарный объем всех аппаратов цианирования, м 3 ,
П- потокпульпы, м 3 / час.
Совершенно очевидно, что значение Т должно быть достаточным для перевода в раствор всего содержащегося в материале золота. Из уравнения следует, что при постоянном рабочем объеме аппаратуры цианирования инструментом регулирования процесса является часовой поток пульпы , поступающей в переработку или, что то же самое, регулирование производительности цианистой установки по переработке руды или концентрата.
Процесс цианистого выщелачивания золота осуществляют в периодическом или не прерывном режиме.
При цианировании в периодическом режиме пульпы периодически отдельными порциями закачивают в параллельно работающие аппараты для выщелачивания. После интенсивного перемешивания с цианистым раствором и защитной щелочью в течение определенного промежутка времени, необходимого для растворения золота, пульпу выпускают и перекачивают в чаны-сборники, а в аппараты выщелачивания закачивают новую порцию пульпы. В чанах-сборниках выщелоченная пульпа накапливается и поддерживается во взвешенном состоянии до поступления в следующую стадию обработки, например, на отделение золотосодержащих растворов от твердой фазы методом фильтрации.
Периодический режим цианирования руды используется на фабриках небольшой производительности с применением фильтрации пульпы и последующим осаждением золота из цианистых растворов цинковой пылью или стружкой. Как правило, в периодическом режиме цианируют небольшие количества гравитационных концентратов и других золотосодержащих продуктов.
При непрерывном выщелачивании пульпа поступает в каскад из последовательного соединенных аппаратов цианирования. Число аппаратов в каскаде обычно выбирают не более 4-6 с суммарным рабочим объемом, обеспечивающим при прохождении пульпы через них необходимое время для растворения золота.
Непрерывно-действующая система цианирования обязательно сопрягается с дальнейшей технологической схемой переработки выщелоченной пульпы.
По сравнению с периодической, непрерывная схема цианирования дает следующие преимущества:
возможность полной автоматизации управления процесса,
меньшее количество обслуживающего персонала,
более эффективное использование оборудования,
меньшая единичная мощность двигателей и насосов.
Источник: smekni.com
Бесцианидная технология выщелачивания золота
С целью определения возможности выщелачивания цветных металлов нецианистыми растворителями проведены сопоставительные эксперименты на материалах различного вещественного состава, различающиеся между собой по форме нахождения металлов и содержанию. Использован метод агитационного выщелачивания.
Объектами для проведения исследований были складированные отходы обогащения медно-никелевых руд, которые могут рассматриваться в качестве дополнительных источников цветных металлов, и золотосодержащие руды месторождения Самсон. Выщелачивание проводилось растворами тиомочевины, гуматов, йодистого аммония, йода и лигнина.
Установлена возможность тиомочевинного выщелачивания золота из хвостов Норильской фабрики. Установлено, что для извлечения платины, никеля, палладия и меди наиболее подходит раствор сульфитного щелока. Для золотосодержащей руды и флотоконцентрата месторождения Самсон наибольшее извлечение дает использование йода и гуматов. Для хвостов обогащения месторождения Самсон – йод, сульфатный щелок.
агитационное выщелачивание
цветные металлы
концентраты
отходы обогащения
нецианистые растворители
1. Брагин В.И., Усманова Н.Ф., Меркулова Е.Н. Морфология золота в коре выветривания Самсоновского рудного узла // Второй международный конгресс Цветные металлы – Красноярск, 2010. – С. 46–48.
2. Минеев Г.Г., Панченко А.Ф. Растворители золота и серебра в гидрометаллургии. – М.: Металлургия. 1994. – 240 с.
3. Михайлов А.Г., Тарабанько В.Е., Харитонова М.Ю., Вашлаев И.И., Свиридова М.Л. Возможности воды и раствора сульфитного щелока в подвижности цветных и благородных металлов в хвостах флотационного обогащения // Журнал Сибирского федерального университета. Химия. – 2014. – Т. 7, № 2. – С. 271–279.
4. Михайлов А.Г., Харитонова М.Ю., Вашлаев И.И., Свиридова М.Л.. Исследование подвижности водорастворимых форм цветных и благородных металлов в массиве лежалых хвостов обогащения // Физико-технические проблемы переработки полезных ископаемых. – 2013.– № 3. – С. 188–196.
5. Панченко А.Ф, Лодейщиков В.В., Хмельницкая О.Д. Изучение нецианистых растворителей золота и серебра // Цветные металлы. – 2001. – № 5. – С.17–20.
6. Патент РФ № 2402620, МПК С22В 3/04, 27.10.2010.
7. Толстов Е.А., Толстов Д.Е. Физико-химические геотехнологии освоения месторождений урана и золота в Кызылкумском регионе. – М.: ООО Геоинформцентр, 2002. – С. 277.
Выщелачивание представляет собой метод, позволяющий вовлекать в переработку минеральное сырье низкого качества и эффективно осваивать месторождения с малыми запасами, экономически невыгодными для переработки другими методами [7]. В мировой практике для выщелачивания золота из золотосодержащих руд широко применяется цианирование.
Несмотря на преимущества перед другими растворителями, высокая токсичность цианидов вынуждает искать альтернативные растворители золота, удовлетворяющие ужесточенным экологическим требованиям. Большая группа нецианистых растворителей – тиокарбамид (тиомочевина), хлор, бром, тиосульфаты натрия и аммония, гидросульфиды, соли гуминовых кислот и др. изучена Иргиредметом.
Результаты обобщены в работах [2, 5]. Работы по изучению растворения цветных металлов нецианистыми растворителями из руд и отходов обогащения проводились в ИХХТ СО РАН. Установлено, что при выветривании хвостов обогащения образуются растворимые формы цветных и благородных металлов [4]. Возможность сульфитного щелока переводить в растворимую форму цветные и благородные металлы показана в [3]. Полученные результаты легли в основу технологии восходящего капиллярного выщелачивания [6].
Цель исследования – определить оптимальный растворитель для извлечения металлов из золотосодержащих руд и отходов обогащения. Использовался метод агитационного выщелачивания. Данное исследование является предварительным этапом технологических исследований, позволяет на небольшом объеме материала выбрать оптимальный выщелачивающий реагент и установить максимально возможную степень извлечения металла из конкретной руды.
Материалы и методы исследования
Выщелачивание проводилось растворами тиомочевины, гуматов, йодистого аммония, йода и лигнина. Расход реагентов составил: тиомочевины 30 г/л, 10 г/л, гуматов – 100 г/л, йодистого аммония – 5 г/л, йода – 25 мл/л, сульфитный щелок (лигнин) 200 мл.
Объектами для проведения исследований были первичные руды месторождения Самсон Нижнего Приангарья и отходы обогащения полиметаллических руд Норильского промузла, складированные в долине р. Щучья. Общий анализ горно-геологических условий, природных и технологических факторов показал возможность применения на этих объектах технологии восходящего капиллярного выщелачивания.
Проба № 2 отобрана из технологической пробы коры выветривания участка Верхнеталовский месторождения Самсон. Преобладающее срастание золота – с оксидами железа, в меньшей степени – с кварцем. Золото относительно равномерно распределено по всем классам крупности. Свободное золото присутствует в основном в крупности менее 0,044 мм.
В результате гравитационных испытаний в шлих извлеклось 40 % золота. В настоящее время отработка месторождения ведется по гравитационной технологии. Содержание золота в хвостах гравитационного обогащения составляет 0,74 г/т, что требует дальнейшей переработки выщелачиванием [1].
Золото распределено по классам крупности относительно равномерно, обедненные до отвального содержания классы в руде не представлены. Содержание золота в руде, определенное пробирным анализом, – 2,8 г/т. Форма золотин сложная, присутствует губчатое и пористое золото. Раскрытие золота происходит в крупности менее 0,16 мм.
Проба № 3 представляет собой флотоконцентрат, полученный из руды Верхнеталовского участка месторождения Самсон в лабораторных условиях на флотомашине механического типа. Реагентный режим: ксантогенат 150 г/т, ИМ50 – 50 г/т и сосновое масло 160 г/т. Масса навески 300 г. Объем камеры 3 литра. Отношение Т:Ж = 1:3. Время флотации 10 минут. После флотации пульпа промывалась от реагентов.
Далее концентрат высушивался.
Проба № 4 отобрана из технологической пробы отходов гравитационной переработки месторождения Самсон.
Результаты исследования и их обсуждение
Проба № 1. При использовании в качестве выщелачивающего раствора тиомочевины 3 % за 24 часа эксперимента получено наибольшее извлечение золота (53,03 %). Есть смысл увеличить время агитации при использовании тиомочевины и йодистого аммония. При использовании гуматов, лигнина и йода максимум извлечений достигается за 1–4 ч активации.
Для выщелачивания платины, палладия, меди и никеля наилучший результат показал раствор сульфитного щелока (рис. 1).
Проба № 2. Максимальное извлечение наблюдалось в опытах при продолжительности выщелачивания 2 часа гуматом (43,18 %), 4 часа йодом (33,25 %), 1 час лигнином (22,14 %). Дальнейшее увеличение продолжительности до 24 ч приводит к снижению перехода металла в раствор (рис. 2).
Результаты агитационного выщелачивания
Источник: natural-sciences.ru
ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА
О безцианидных методах выщелачивания, сопоставительном анализа различных систем выщелачивания на примере конкретной руды, эффективности альтернативных методов выщелачивания и недостатках цианидного процесса
See Full PDF
See Full PDF
Related Papers
Download Free PDF View PDF
Book. 124 pp. FixPrint; Pushchino; ISBN 978-5-600-01095-6.
Download Free PDF View PDF
Download Free PDF View PDF
Download Free PDF View PDF
Almalyk Mining and Metallurgical Combine is the supplier of molybdenite concentrate in the form of calcined granules. Granulation charge includes 92–90% of Mo-concentrate and 8–10% of kaolin. Decreasing of kaolin content leads to decreasing of the pellet durability, while its increasing leads to the difficulty of the access of oxygen in granules. In both cases, sulfur content in marketable product grows. However, the optimal content of kaolin in charge leads to the expense of the technology: dilution of concentrate with kaolin and cinder dilution with molybdenum by 4–5%.
Besides, kaolin in cinder content complicates the sublimate Re2O7, ammonium leaching of molybdenum and gold and silver extraction from its processing cake. This paper searches the pelletization scheme, minimizing this disadv antage. The approach is based on partial or complete replacement of kaolin by organic component of the charge, burning during the granule calcining. Polyacrylonitrile and cellulose glicollic acid production wastes were chosen as an organic component. During the choice of the binding, alternative to kaolin, the authors were guided by its functional applicability as a component of the charge, giving hydrophilic and mechanical prop erties.
As a result of the researches, there was defined the necessary range of these indicators for various combinations of mineral-organic binders. There were found the charge compositions, providing the required exploitation and technological properties of marketable product. There were carried out the successful pilot tests of charge mixtures. The advantages of new compositions were defined: the charge impoverishment is decreased, and valuable components are easier extracted from molybdenite concentrate. The change of the charge composition does not lead to the changes of pelletizing technology and processing of granulated product.
This work was carried out according to the State Grant 7-FK-0-19005 (7-ФK- 0-19005). Key words: molybdenium ore, molybdenite, granulation, organic binder, kaolin, calcining furnace, rhenium.
Download Free PDF View PDF
Источник: www.academia.edu