Представлены результаты исследований по кинетике высоко-температурной хлоридовоз-гонки концентратов месторождения Тарор. Вычисленное значение энергии активации (73.568 кДж/моль) свидетельствует о протекании процесса в кинетической области.
В современной золотодобывающей промышленности характерна тенденция к увеличению добычи технологически упорных руд, при переработке которых существующими методами не удается достичь высокого извлечения золота. Одними из эффективных процессов переработки таких руд являются хлоридные методы с применением газообразного хлора или хлоридов щелочных и щелочноземельных металлов.
Первоначальной стадией высокотемпературного хлорирования золота считается адсорбция элементарного хлора на поверхности золота, хотя температура процесса превышает температурный интервал (773 — 923 К), при котором не происходит адсорбция и вообще прекращается взаимодействие золота с хлором.
Адсорбция хлора на золоте при повышенных температурах происходит за счёт активизации поверхности металла, обусловленной изменением поверхностной структуры при его нагревании. Нагрев золота до температуры (973-1173 К) не приводит к значительному изменению поверхности металла. При более высокой температуре (1173-1373 К) поверхность золота приобретает сильно развитую зернистую и почковатую структуру. Такая поверхностная модификация структуры золота значительно повышает его каталитическую активность. Напротив, катализирующее действие золота проявляется в меньшей степени при температурах 973-1173 К. Таким образом, область температур хлорирования золота (973-1173 К) относится к менее катализируемой, а область более высоких температур (1173-1373 К) — к сильно катализируемой [1.2].
Добываем Золото Хлором
Нами был исследован процесс хлоридовозгонки золото-медно-мышьяксодержащих концентратов месторождения Тарор с применением хлорида натрия.
Солевое хлорирование золота осуществляется в условиях, когда образующиеся хлориды золота находятся в газообразном состоянии [3].
Поэтому возможными реакциями хлорирования золота являются:
2Au(к) + 6№аС1(к) + 1^2^) ~ Аи2С1б(г) + 3Na2O(K). (1)
В концентратах, кроме золота, находятся различные минералы, которые оказывают определённое влияние на процесс хлорирования. В качестве примера приведены реакции с участием SiO2, Fe2Oз и с образованием димера трихлорида золота:
2Au(K) + 6№аС1(Ж) + 3SЮад + 1^2^ ~ А^О^) + 3Na2O ■ SiO2(K); (2)
2Au(к) + 6№С1(ж) + 3Fe2Oз(к) + 1.50ад ~ Аи2С1б(г) + 3Na2O ■ Fe2Oз(к)■ (3)
Характер кривой хлорирования металлического золота в зависимости от температуры резко отличается от кривой хлорирования природного сырья. Предполагается, что такое отличие обусловлено хлорированием золота хлорным железом, образующимся в процессе хлорирования природного материала. Поэтому возможны реакции хлорирования золота хлорным железом:
4Аи(к) + 2Fe2CI(ж) + 30ад ~ 2Аи2С1б(г) + 2Fe2OзW; (4)
4Аи(к) + 4FeCI(к) + 302(г) ~ 2Аи2С1б(г) + 2Fe2Oз(к); (5)
4Аи(К) + 4FeCIз(K) + 302(г) ~ 4АиС1з(г) + 2Fe2Oз(K). (6)
ЧТО ЛУЧШЕ БЕЛИЗНА ИЛИ ГРАВИТАЦИЯ ДОБЫЧА ЗОЛОТА ИЗ ПЕСКА
Анализ значений энергии Гиббса и её зависимости от температуры, а также констант равновесия свидетельствует о возможности глубокого протекания реакций хлорирования Си, 2п, № и их соединений при обеспечении необходимых условий (газовая фаза, температура, тип хлоринатора). В соответствии со значениями энергии Гиббса металлы по убыли сродства к С12 могут быть расположены в следующий ряд: Cu>Zn>Pb>Sn>Ni>Co>Fe>Au>Ag. Более вероятно при одинаковых условиях взаимодействие с С12 металлов, затем MeS и МеО.
Zn+Q2=ZnCl2 0°= — 83.3 ккал (7)
РЬ+С12=РЬС12 0°= — 75 ккал (8)
Fe+C12=FeQ2 0°= — 72.2 ккал (9)
2Fe+3a2=2FeC13 0°= — 5з.6 ккал (10)
2Ag+a2=2AgC1 0°= — 52.4 ккал (11)
2Аи+С12=2АиС1 0°= — 8.4 ккал (12)
2Аи+3С12=2АиС13 0°= — 7.7 ккал (13)
При хлоридовозгонке золота в кипящем слое образующееся хлорное золото удаляется из печи вместе с газовой фазой (воздух), вводимой в реакционное пространство. В дальнейшем паро-газовая фаза поступает на конденсацию в мокрые скруббера конденсаторы.
При улавливании хлорида золота оно восстанавливается до металла хлористым железом, содержащемся в газовой фазе и выпадает в осадок в виде шлама. Это даёт возможность отделить извлечённое золото от других хлоридов, которые находятся в растворе. Растворы хлоридов хорошо отстаиваются и фильтруются, что имеет важное значение при операциях гидрометаллургической переработки хлоридных возгонов. Гидрометаллургическая схема переработки хлоридных возгонов позволяет регенерировать до 75% хлора в виде раствора хлористого натрия, снова поступающего в голову процесса — в узел приготовления шихты. Это в значительной мере обеспечивает экономичность данного метода.
Исследованию процесса хлоридовозгонки подвергался медный концентрат, полученный на обогатительной фабрике СП «Зеравшан» при переработке маломышьяковистой руды Тарорского месторождения текущей добычи.
Опыты по хлоридовозгонке проведены с шихтой, содержащей: золота 42.51-43.78 г/т с навесками материала 52-60 г ( концентрат 50 г, хлористый натрий 2-10 г) при температурах 600, 700, 800, 900, 1000°С в течение 0.5-2.5 часов ( табл.).
Результаты опытов показывают, что при температуре 600°С извлекается 58.7% золота. С повышением температуры процесса до 700-1000 °С извлечение золота резко увеличивается и составляет 89.2-95%. При температуре 1000°С увеличение продолжительности процесса до 2-х и более часов не влияет на извлечение золота и составляет 94.2%, в хвостах остается золота 3.47 г/т.
Для изучения и расчётов кинетических параметров процесса определялось извлечение золота в возгоны при каждой из изучаемых температур в интервалах времени 10-60 мин. На рис.1 представлены экспериментальные данные зависимости степени извлечения золота от времени при различных температурах хлоридовозгонки.
Рис.1. Зависимость степени извлечения золота от времени при различных температурах процесса хлоридовозгонки.
Как видно из рис.1, кинетические кривые при 600-700°С имеют практически прямолинейный характер, а при 800-1000°С вначале прямолинейный, затем — параболический характер.
Эти кинетические кривые хорошо описываются уравнением первого порядка Ерофеева-Колмогорова:
где а — степень извлечения золота; т — время, мин.; к — константа скорости реакции, мин»1.
После математических преобразований уравнение (1) может быть представлено в виде:
Извлечение золота при хлоридовозгонке Тарорского концентрата
№ п\п №С1 Загрузка Содержание золота в исходном Получено хвостов Извлечение Аи, % оС Длительность, мин.
Источник: uchimsya.com
Зырянов М.Н., Леонов С.Б. Хлоридная металлургия золота
Смотрите также
Зырянов М.Н., Леонов С.Б. Хлоридная металлургия золота
- формат pdf
- размер 15.74 МБ
- добавлен 02 июля 2011 г.
Минеев Г.Г. Биометаллургия золота
- формат djvu
- размер 2.23 МБ
- добавлен 17 декабря 2008 г.
Издательство: Металлургия. Год: 1989 г. Изложены теоретические основы биохимических и микробиологических процессов растворения и осаждения золота, составляющих новую область освоения трудноперерабатываемого минерального сырья. Рассмотрены геотехнологические процессы кучного и подземного выщелачивания золота из руд и песков, технико-экономические показатели, области применения.
Перфильева Н.С. Металлургия благородных металлов
- формат pdf
- размер 863.03 КБ
- добавлен 01 февраля 2012 г.
Красноярск : Сибирский федеральный университет, 2007. — 134с. Общие сведения о благородных металлах. Состояние производства и потребления Развитие производства благородных металлов Производство серебра Применение благородных металлов Физические и химические свойства благородных металлов Химические свойства Поведение благородных металлов в различных средах Сплавы благородных металлов Руды и минералы Au, Ag. Формы нахождения Au, Ag в рудах Фор.
Перфильева Н.С. Металлургия благородных металлов
- формат pdf
- размер 19.14 МБ
- добавлен 01 февраля 2012 г.
Наглядное пособие. — Красноярск : Сибирский федеральный университет, 2007. — 906 слайдов. Общие сведения о благородных металлах. Состояние производства и потребления Развитие производства благородных металлов Производство серебра Применение благородных металлов Физические и химические свойства благородных металлов Химические свойства Поведение благородных металлов в различных средах Сплавы благородных металлов Руды и минералы Au, Ag. Формы н.
Перфильева Н.С. Металлургия благородных металлов. Лабораторный практикум
- формат pdf
- размер 366.23 КБ
- добавлен 01 февраля 2012 г.
Красноярск : Сибирский федеральный университет, 2007. — 42с. Формы нахождения золота в рудах Пробирный анализ золотосодержащих материалов Выделение благородных металлов из растворов цианирования цементацией Извлечение золота из вторичного сырья
Примерная программа дисциплины Металлургия легких металлов
- формат doc
- размер 14.75 КБ
- добавлен 25 июля 2011 г.
Москва 2002. 6с. Программа рекомендована Минобразованием России для направления подготовки дипломированных специалистов 651300 Металлургия Специальность 110200 Металлургия цветных металлов
Уткин Н.И. Металлургия цветных металлов
- формат djvu
- размер 5.68 МБ
- добавлен 27 июня 2009 г.
Учебник для техникумов. М.: Металлургия, 1985. — 440 с. Описаны теория и практика производства цветных металлов: меди, никеля, свинца, цинка, золота, алюминия, магния, титана, вольфрама и молибдена. Рассмотрены общие вопросы металлургического производства. Приведены технологические схемы, их аппаратурное оформление, технико-экономические показатели.
Освещены новые металлургические процессы. Для учащихся металлургических техникумов. Может быть пол.
Уткин Н.И. Производство цветных металлов
- формат djvu
- размер 5.16 МБ
- добавлен 05 мая 2011 г.
М.: «Интермет Инжиниринг», 2000. – 442 с. Рассмотрены общие вопросы металлургического производства. Описаны теория и практика производства тяжелых, легких, редких и благородных металлов (меди, никеля, свинца, цинка, алюминия, магния, титана, вольфрама, молибдена, золота) и металлургия вторичных цветных металлов. Приведены технологические схемы производства, их аппаратурное оформление, технико-экономические показатели. Большое внимание уделено без.
Чугаев Л.В. Металлургия благородных металлов
- формат djvu
- размер 3.91 МБ
- добавлен 27 июня 2009 г.
Учебник для вузов. 2-е изд., перераб. и доп. — М.: Металлургия, 1987. — 432 с. Во втором издании (первое—в 1972 г. ) рассмотрены теория и практика металлургии благородных металлов. Описаны физико-химические основы процессов извлечения золота и серебра из коренных руд. Изложены термодинамика и кинетика процессов цианирования, осаждения и аффинажа золота и серебра. Приведены наиболее распространенные и перспективные методы извлечения золота из упор.
Чугаев Л.В. Металлургия благородных металлов
- формат pdf
- размер 9.3 МБ
- добавлен 10 апреля 2011 г.
Учебник для вузов. 2-е изд., перераб. и доп. М.: Металлургия, 1987, 432 с. Во втором издании (первое — в 1972 г. ) рассмотрены теория и практика металлургии благородных металлов. Описаны физико-химические основы процессов извлечения золота и серебра из коренных руд. Изложены термодинамика и кинетика процессов цианирования, осаждения и аффинажа золота и серебра.
Приведены наиболее распространенные и перспективные методы извлечения золота из упорн.
Источник: www.studmed.ru
Обогащение золотосодержащих руд методом гидрохлорирования Текст научной статьи по специальности «Промышленные биотехнологии»
Аннотация научной статьи по промышленным биотехнологиям, автор научной работы — Харламова Татьяна Андреевна, Алафердов Алексей Федорович, Бахир Витольд Михайлович
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.
Похожие темы научных работ по промышленным биотехнологиям , автор научной работы — Харламова Татьяна Андреевна, Алафердов Алексей Федорович, Бахир Витольд Михайлович
Электрохимическая активация в технологиях обогащения и переработки руд, вторичных сырьевых ресурсов и очистке вод
Исследование влияния сульфат-ионов на эффективность химикоэлектрохимического выщелачивания золота из упорного минерального сырья
Извлечение золота из сульфидных руд и концентратов обогащения
Влияние параметров химикоэлектрохимического выщелачивания на извлечение золота из упорного минерального сырья
Технология кучного выщелачивания золота с применением оксихлоридных растворов
i Не можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.
ENRICHMENT OF GOLD-CONTANING ORE BY METHOD OF HYDROCHLORINATION
The aim of presented publication is hydrochloride ores desalination kinetics research with using of specially developed and produced laboratory facilities which simulate basic stages of process: activation of solution by muriatic acid (saturation by mixture of oxidants chlorine, hydrogen peroxide, chloride dioxide, ozone, and oxidation-redaction potential increase), ore desalination in reactor in time of mixing, unwanted chlorine selection and it’s recycling. Production of activated solution of muriatic acid was made by Oxitron-M equipment, which was made by “Delfin Aqua” LLC.
Basic working section of equipment is flow modular electrochemical elements which are consisted of external cylindrical titanium cathode, oxide zirconium micro-filtration membrane and tubular titanium anode. The object of research was oxygenized ore, basic ore minerals of which are malachite and lazuli, but non ore material is silica, with more than 70% ore grade of concentration. Metals ore grade of concentration is Cu 1.27%; Mo 0.002%; Au 1.1 gram/ton; Ag 5,5 gram/ton. Results showed that method which is based on using of wet mixture of oxidants is effective for desalination of metals from oxygenized ore. For the first time was researched kinetics of extraction of copper, gold, silver, and molybdenum from stage of fine crushing while processing of it by wet mixture of oxidants which was made by Oxitron-M equipment with optimized characteristics of process.
Текст научной работы на тему «Обогащение золотосодержащих руд методом гидрохлорирования»
Т.А. Харламова, А.Ф. Алафердов, В.М. Бахир
ОБОГАЩЕНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД МЕТОДОМ ГИДРОХЛОРИРОВАНИЯ
Ключевые слова: обогащение, кинетика выщелачивания, окисленная руда, влажная смесь оксидантов.
В настоящее время весьма актуально применение обогатительных технологий, предполагающих сочетание флотационных и гидрометаллургических методов [1, 2]. Существенным недостатком наиболее часто применяемых методов сернокислотного выщелачивания является низкая скорость вскрытия минеральных комплексов, и, как следствие, высокая себестоимость переработки.
В основе химического метода обогащения руд — выщелачивания лежит их вскрытие и перевод полезных элементов или их соединений из нерастворимой в растворимую форму [3].
Первые успешные опыты с применением хлора по извлечению драг-
металла — золота выполнил в 1862 г. шведский подданный Нордстрем в химической лаборатории Екатеринбурга из песков, содержащих до 1,32 г/т золота и его работа положила начало распространению химических методов извлечения золота в Росси в начале XIX в. [4].
В 1886 г. инженер Е.П. Зеленков построил на Урале первый завод химического извлечения золота с помощью хлора методом Платнера. Метод включал следующие операции: обжиг руды, хлорирование в специальных чанах, выщелачивание хлорного золота и осаждение его из растворов. Позже на Урале были построено аналогичные заводы практически во всех
районах, где имелось большое количество отвалов, добытых, как правило, подземным способом. Отмечается, что активность хлора как химического реагента проявляется в раскрытии части минералов, блокирующих дисперсное золото [5]. Процесс хлорирования производился в деревянных чанах, просмоленных внутри и имеющих двойное дно с отверстиями.
Хлор получали на месте химическим способом из смеси пероксида марганца, хлорида натрия и серной кислоты. Чаны заполняли предварительно обожженной рудой и подавали в них хлор. Хлорирование продолжалось до 6-ти дней, затем в чан закачивали воду для растворения образовавшегося хлорного золота, которое затем выделяли из раствора методом вытеснения.
С целью интенсификации процесса выщелачивания эффективно применение высоких температур и повышенных давлений. Известно, что при действии газообразного хлора при высокой температуре (800-900 °С) большинство минералов вскрывается и переходит в хлоридную форму[6]. После изобретения автоклавов хло-ридное выщелачивание стали проводить в автоклавах под давлением. При хлоридном автоклавном выщелачивании упорной золотосодержащей арсенопирит-ной руды из разрушенной кристаллической решетки золото выводится в составе хлорсодержащего комплексного соединения [5]. Применение автоклавного выщелачивания позволяет снижать расход реагентов и время процесса в целом. Например [6], при выщелачивании урановых руд под давлением кислорода 7 атм и температуре до 150 °С достигается уменьшение расхода серной кислоты втрое
(до 150 кг/т) и сокращение продолжительности процесса до 6-ти часов при сохранении степени выщелачивания урана более 90%. Однако, процесс сложен, стоимость автоклавного оборудования высока, а также необходимо соблюдать высокие требования по технике безопасности при работе с аппаратами высокого давления.
Перспективным в наши дни химическим способом для переработки руд является метод щелочного окислительного выщелачивания. Институтом ВНИИцветмет проведены эксперименты по извлечению золота этим методом на упорных золотосодержащих рудах месторождений Казахстана с применением гипохлорита натрия или газообразного кислорода [7]. Эксперименты проводились при концентрации щелочи от 4 до 40 г/л, отношении Ж:Т = (5-10): 1, продолжительности до 20-24 часов и аэрации пульпы кислородом. При такой обработке происходит вскрытие золотосодержащих сульфидов (аресенопирита и пирита) и растворение всего высвобождающегося золота с дальнейшим выделением его из хлоридных растворав осаждением или сорбцией. Имеется сообщение, что щелочное окислительное выщелачивание как метод предобра-
Рис. 1. Диаграмма Пурбе для системы золото-хлорид при ^п] = 10-5 моль/л и [СГ] = 10-2 моль/л
ботки золотосодержащих руд Тохта-ровского месторождения перед циа-нидным выщелачиванием позволяет повысить степень извлечения золота с 10% до 70-77%. Однако, образование устойчивых растворимых соединений золота в щелочных растворах наблюдается, согласно потенциалам золота и диаграмме Пурбе (рис. 1), в очень узком диапазоне рН и потенциалов, поэтому процесс нестабилен и до 15% всего золота может оставаться в кеках выщелачивания.
Для сульфидных минералов [7] эффективен метод электрохимического окислительного разложения в щелочной среде, который состоит в том, что кислород в систему не подается извне, а нарабатывается при анодном окислении гидроксидных ионов: 4ОН- = О2 + 2Н2О.
Скорость выщелачивания минералов в конкретных условиях определяется конструкцией электролизера, выходом по току молекулярного кислорода, плотностью тока на аноде, гранулометрической характеристикой рудного материала и плотностью суспензии. В оптимальных условиях электрохимического вскрытия разложилось 72-87% арсенопирита и 45-53% пирита.
Более поздними работами было показано, что молекулярный хлор в момент выделения при непосредственном контакте с хлорируемым веществом более активен, чем газообразный хлор, подаваемый извне [6]. Поэтому наиболее эффективно процесс должен проходить при непосредственном получении хлора в емкости, в которой находится рудный концентрат. Такой процесс возможно реализовать при электрохимическом получении хлора из хлорида натрия в электролизерах, причем электролизер одновременно выполняет роль аппарата хлорирования. Хлор выделяется на аноде согласно реакции: 2С1- — 2е ^ С12. Предвари-
тельно руду дробили до 79%-ного содержания класса 0,074 мм, в качестве электролита использовали 150 г/л NaCl, выбирали соотношение жидкого к твердому 6:1 и проводили процесс в течение не менее 2,5 часа при объемной плотности тока (3-7)-10-3 А/м3. Степень извлечения Au из упорной золотосодержащей руды Родников-ского месторождения при таком процессе достигала ~90%.
В настоящее время хлорирование широко используют, в частности в аффинажном производстве благородных металлов, применяя смесь НС1 + Cl2 и этот процесс чаще называют гидрохлорированием.
Процесс гидрохлорирования, достоинство которого заключается в высокой химической активности хлора, в настоящее время используют в ЮАР и Великобритании для переработки шламов, содержащих благородные металлы. На некоторых предприятиях (например, Карлин Майнз, США) гидрохлорирование применяется в качестве подготовительной операции перед цианированием. Кроме этого имеются отдельные примеры использования этого процесса и в первичной металлургии золота: на заводах «Консолидэйтен Мерчисон» (ЮАР) для переработки сурьмянистых концентратов, «Емперэ Гоулд» (Фиджи) для выщелачивания золота из теллуристой руды, на ряде заводов в Австралии и ЮАР (применительно к переработке цинковых осадков и гравитационных концентратов) [8, 9].
Однако недостатками всех предложенных до настоящего времени электрохимических методов пока остаются большой расход хлора, недостаточная изученность кинетики процесса выщелачивания, значительные затраты электроэнергии, проблема утилизации экологически опасного хлора, отсутствие надежных аппаратов для работы в сильно агрессивных кислых средах.
Целью настоящей работы является проведение исследований по кинетике гидрохлоридного выщелачивания руд с использованием специально разработанного и изготовленного лабораторного комплекса, моделирующего основные стадии процесса: активирование раствора соляной кислоты (насыщение ее смесью оксидантов -хлором, пероксидом водорода, диоксидом хлора, озоном, и увеличение ее окислительно-восстановительного потенциала (ОВП)), выщелачивание руды в реакторе при перемешивании, отбор лишнего количества хлора и возвращение его в процесс [10].
Получение активированного раствора соляной проводили с помощью установки ОКСИТРОН-М, сконструированной и изготовленной специалистами ООО «ДЕЛФИН АКВА». Основной рабочей частью установки ОКСИТРОН-М являются проточные электрохимические модульные элементы (рис. 2), которые состоят из цилиндрического внешнего титанового катода, оксидноциркониевой микрофильтрационной диафрагмы и трубчатого титанового анода, установленных концентрически и закрепленных в диэлектрических втулках. Кольцевые зазоры между электродами и диафрагмой образуют проточные анодную и катодную камеры. Питание — от источника постоянного тока.
На установку поступала 10%-ная соляная кислота. В анодной камере электрохимического реактора установки основной является реакция выделения молекулярного хлора (95%): 2Cl- — 2e ^ Cl2. Одновременно, с меньшим выходом по току протекают реакции синтеза диоксида хлора непосредственно при окислении соляной кислоты и хлорид-ионов: HCl + 2H2O — 5e ^ ClO2 + 5 H+. Cl- + 2H2O — 5e ^ ClO2 + 4 Н+.
Рис. 2. Проточные электрохимические модульные элементы (МБ-11 (вверху) и МБ-26(внизу))
Образование озона происходит за счет преимущественного прямого разложения воды и окисления выделяющегося при этом кислорода: 3Н20 — 6е ^ 03 + 6Н+; 2И20 — 4е ^ 4Н+ + 02; ^ 02 + Н2О — 2е ^ 03 + 2Н+.
С небольшим выходом по току протекают реакции образования соединений активного кислорода: Н20 — 2е ^ 2Н+ + 0-; Н2О — е ^ Н0- + Н+ ; 2Н20 — 3е ^ Н02 + 3Н+.
В реакторах установок ОКСИТ-РОН-М дополнительно получается высокоэффективный оксидант — перок-сид водорода (Н„0„
В реакционную колбу объемом 10 л помещали пробу руды (1-3 кг),
Рис. 3. Общий вид лабораторной установки для проведения процесса гидрохлорирования с помощью установки ОКСИТРОН-М
герметично ее закрывали пробкой, включали мешалку (80-100 об/мин) и подавали с определенной скоростью влажную смесь оксидантов из установки ОКСИТРОН-М (рис. 3). Газообразные водород из катодного пространства и непрореагировавший хлор из колбы (не более 20%) через гидрозатворы направляли на установку ОКСИТРОН-К, предназначенной для получения раствора хлороводородной кислоты из газообразных хлора, водорода и воды [11]. Все опыты проводили в периодическом режиме, раствор активированной соляной кислоты поступал в рабочую колбу с определенной скоростью без нагревания, и смачивание руды происходило постепенно.
Контроль за эффективностью процесса выщелачивания осуществляли посредством химического анализа ис-
ходной руды, кеков после выщелачивания и продукционных растворов. Используемые методы анализа: атомно-абсорбционный и масс-спектральный с идуктивно-связанной плазмой, атом-но-эмиссионный с индуктивно-связанной плазмой. Пульпу отфильтровали с помощью колбы Бунзена под вакуумом и промывали. По завершении процесса выщелачивания определяли величину окислительно-восстановительного потенциала, которая косвенно является характеристикой выщелачивания, так как в раствор переходят ионы разных степеней окисления (Ре+2, Ре+3, Си+2, Си+1).
Из практики известно, что на процесс выщелачивания оказывают влияние многие факторы, и в первую очередь состав реакционной смеси, поэтому была исследована кинетика процесса выщелачивания металлов (Си, Ад, Аи, Мо) влажной смесью ок-сидантов, получаемой с помощью установки ОКСИТРОН-М и подаваемой на обрабатываемую руду с определенной скоростью. Эксперименты проводили на пробах руды крупностью класса -5, -2 , -1 и -0,074 мм.
Как показали эксперименты, при выщелачивании руды класса крупности -2 мм в течение 3-х часов содер-
Состав обрабатываемой руды
Наименование материала % Mo,% Au, г/т Ag, г/т
Образец окисленной руды 1,27 0,002 1,1 5,5
Наименование пробы (время выщелачивания) Компоненты
Кек (1 ч) 0,088% — 0,18 г/т 0,67 г/т
Извлечение, % 92,0 — 85,25 87,82
Кек (3 ч) 0,043% 1,85-10-3 % 0,12 г/т 0,71 г/т
Извлечение, % 96,1 92,8 90,1 87,1
Источник: cyberleninka.ru