Дальнейшим усовершенствованием технологии обжига золото-мышьяковых концентратов в кипящем слое является проведение его в две стадии. Двухстадиальный обжиг можно осуществлять в двух сообщающихся камерах печи или отдельных печах.
Обжиг концентратов в печах кипящего слоя сопровождается большим уносом пыли (40—50% исходного материала). Поэтому тщательная очистка газов от пыли — одна из центральных проблем. Применение одних циклонов часто не дает необходимой степени очистки газов. В этих случаях систему пылеулавливания дополняют электрофильтрами. На некоторых предприятиях практикуют извлечение из газов трехокиси мышьяка. С этой целью отходящие из печи газы тщательно очищают от пыли и охлаждают;
сконденсированную трехокись мышьяка в виде тонкого порошка улавливают в мешочных фильтрах. При необходимости газы печей кипящего слоя можно использовать для производства серной кислоты.
По сравнению с подовыми печами печи кипящего слоя — весьма эффективные аппараты для обжига золотосодержащих концентратов. Основные их преимущества следующие:
Как поднять золото со дна? | Золотая лихорадка: бурные воды | Discovery
2) более высокое качество получаемых огарков, обусловленное возможностью точного регулирования температурного и кислородного режимов обжига.
Однако наряду с преимуществами обжиг в кипящем слое имеет некоторые недостатки, главный из которых большой пылеунос. Это обстоятельство требует сооружения сложных пылеулавливающих систем.
Рассмотренная схема переработки сульфидных золотосодержащих концентратов путем их окислительного обжига с последующим планированием огарка является весьма распространенной, но не единственно возможной схемой переработки таких продуктов.[1]
Окислительный обжиг можно применить также при переработке безмышьяковистых пиритных концентратов с целью производства серной кислоты.
Способ переработки сырых или обожженных концентратов на медеплавильных заводах не требует больших затрат и позволяет извлекать золото даже из таких упорных материалов, применительно к которым окислительный обжиг с последующим цианирование огарка не дает положительных результатов. Недостаткам этого способа являются повышенные расходы на перевозку и потери золота при транспортировке и плавке концентрата.
Метод переработки флотационных концентратов путем окислительного обжига с последующим цианированием огарка имеет известнее недостатки. Главный из них—повышенные потери золота с хвостами цианирования. Несмотря на все принимаемые меры, окислительный обжиг неизбежно сопровождается частичным спеканием материала и образованием на поверхности золотин пленок из легкоплавких соединений. В результате этого некоторое количество золота оказывается недоступным действию цианистых растворов и теряется с хвостами цианирования.
Стремление повысить извлечение золота из сульфидных флотационных концентратов привело к разработке ряда других способов: окислительно-хлорирующий обжиг; хлоридовозгонка; автоклавное выщелачивание.
Окислительно-хлорирующий обжиг производится с целью вскрытия тонкодисперсного золота для последующего цианирования. Сущность этого вида обжига состоит в том, что обрабатываемый материал смешивают с 5—20% хлористого натрия и обжигают в окислительной атмосфере при температуре 500—600° С. Механизм процесса сводится к тому, что образующиеся при обжиге сернистый газ и пары серы в присутствии кислорода вступают в реакцию с хлоридом натрия, выделяя свободный хлор:
КАК ПОВЫСИТЬ ПРОБУ ЗОЛОТА БЕЗ ЦАРСКОЙ ВОДКИ — КВАРТОВАНИЕ !
Обладая высокой химической активностью, хлор взаимодействует о сульфидами и окислами железа, образуя хлориды FeСl2 и FeСl3. Последние разлагаются кислородом воздуха:
Выделяющийся свободный хлор вновь вступает в реакцию и т,д, Такой механизм процесса, связанный с многократной диффузией газообразных продуктов через массу минерального зерна, являйся причиной образования пористого гематита Fе2О3, структура которого благоприятна для доступа цианистых растворов даже к самым глубоким и тонким включениям золота. Благодаря этому при цианировании огарка окислительно-хлорирующего обжига извлечение золота в растворе выше по сравнению с цианированием огарка простого окислительного обжига. Если в исходном материале присутствуют цветные металлы, то в процессе окислительно-хлорирующего обжига они переходят в хлориды. Для извлечения их, а также отмывки воднорастворимых сульфата натрия, непрореагировавшего хлорида натрия и небольших количеств неразложенных хлоридов железа огарок перед цианированием следует выщелачивать водой или слабым раствором кислоты.
Хлоридовозгонка, предложенная Б. Н. Лебедевым, так же как и окислительно-хлорирующий обжиг, заключается в том, что золотосодержащий концентрат смешивают с хлористым натрием и обжигают в окислительной атмосфере. Однако в отличие от окислительно-хлорирующего обжига, являющегося лишь подготовительной операцией к планированию, хлоридовозгонка предусматривает полный перевод металлического золота в летучий хлорид и последующее улавливание его из газов в виде весьма концентрированного по металлу продукта. Такой эффект достигается лишь при высокой температуре, равной примерно 900— 1000° С. Одновременно с золотом возгоняются также хлориды серебра, меди, свинца и других металлов. Механизм хлоридо-возгонки в основном аналогичен механизму окислительно-хлорирующего обжига.
Процесс хлоридовозгонки весьма универсален, его можно использовать для извлечения золота из концентратов практически любого состава. Важное достоинство этого процесса — возможность комплексной переработки концентратов с извлечением из них не только золота и серебра, но и сопутствующих цветных металлов. К недостаткам хлоридовозгонки следует отнести сложность аппаратурного оформления высокотемпературного обжига и улавливания возгонов. По этой причине хлоридовозгонка пока еще не нашла применения в золотодобывающей промышленности.
Источник: smekni.com
Как повысить извлечение золота?
В настоящее время традиционный способ золотодобычи на техногенных россыпных месторождениях с применением шлюзовой технологии обогащения становится все более сложным, так как увеличивается доля трудноизвлекаемого золота (окварцованного, мелкодисперсного, пластинчатого и т.д.)
- Промывать большой объем песков.
- Повысить извлечение золота из техногенных россыпей.
Как повысить извлечение золота
В статье представлены результаты исследований гранулометрического состава, влияния соединений свинца (II) на процесс выщелачивания и влияния солевой обработки смолы на ее сорбционные свойства в процессе извлечения благородных металлов.
процессы извлечения благородных металлов
гранулометрический состав
выщелачивание
1. Шиврин, Г.Н. Металлургия свинца и цинка / Г.Н. Шиврин. – М.: Металлургия, 1982. – 352 с
2. Андросов А.А. Технологические исследования сорбента PuroGold на ЗИФ ОАО «Покровский рудник» / А.А. Андросов 6-е изд. М. : Металлургиздат, 1983. – 206 с.
3. Захаров Б.А. Золото: упорные руды // А.Б.Захарова. – М. : Металлургиздат, 1975. – 389 с.
4. Проектирование систем автоматизации в металлургии: справочник / В.Р. Ксендзовский [и др.]. – М.: Металлургия, 1983. – 304 с.
Обладая уникальными свойствами, золото оказало влияние на становление и развитие рыночной экономики, в том числе, основанной на знаниях. В современных условиях становления инновационной экономики извлечение золота занимает важное место в экономике, развитии инновационных процессов, в том числе и в горно-рудной промышленности.
Кроме того, золото, выполняя функции обеспечения ценности твердой валюты, стало гарантом стабильного развития экономики все времен, а значить его стоимость существенно определяет уровень инновационности промышленности в целом и горной индустрии, в частности. На передовых предприятиях добывающей промышленности постоянно проводятся исследования, результаты которых должны снизить себестоимость извлечения золота и, сопутствующих ему элементов. Это определяет актуальность рассматриваемой темы, а именно: увеличение количества извлеченного золота на рудниках страны. Поэтому совместно с ОАО «Покровский рудник» проведена работа по оптимизации процессов извлечения драгоценного металла из рудной массы.
Целью работы является определение степени влияния факторов технологического процесса на степень извлекаемости благородных металлов из рудного концентрата.
Для достижения поставленной цели необходимо было решить следующие задачи: определить гранулометрический состав и механическую прочность ионообменной смолы Purolite; определить влияния соединений свинца (II) на процесс выщелачивания, применяемого на руднике; определить влияния солевой обработки смолы на ее сорбционные свойства.
Ниже представлены результаты исследований, проведенных в рамках магистерской диссертации, направленной на решение задач, направленных на достижение цели работы.
Для определения гранулометрического состава использована проба смолы, отобранная ручным пробоотборником. Влажность данной смолы составляла 53 %. Пробу смолы массой 200 г помещали в емкость объемом 500 см3, заливали дистиллированной водой и оставляли на 1 час для набухания. Ситовой анализ проводили по стандартной методике (согласно ГОСТ 10900-84). Результаты гранулометрического анализа смолы представлены в табл. 3.
Гранулометрический состав смолы Purolite
Из табл. 3 следует, что в смоле преобладают фракции размером от 2 до 0,8 мм – количество этой фракции составляет более 98 %. Таким образом, по гранулометрическому составу используемая на руднике смола соответствует требованиям ОСТ 95.291-79. Изучение механических свойств, используемой смолы показало, что по прочности она также отвечает требованиям отраслевого стандарта.
Из опубликованной научной литературы [1] известно, что растворимость Pb(NO3)2 при 20 °С составляет 5,65 г/л. Поэтому, приготовление растворов, содержащих свинец определено следующим образом. Для приготовления 1000 мл раствора с концентрацией свинца Pb +2 необходим навеска:
Далее отбирали образцы порознь, соответствующие 5, 7, 9, 20 мг/л Pb +2 , при этом объем раствора составлял 1 литр. Характеристики образцов для анализа сведены в табл. 2.
Массу свинца Pb +2 в отбираемой аликвоте рассчитывали по формуле:
где mPb+2 — масса свинца в отбираемом объеме аликвоты; CPb+2 — концентрация свинца в выщелачивающем растворе, мг/л; 0,4 — объем выщелачивающего раствора, л.
Объем образцов (аликвоты) для приготовления растворов, мл
Концентрация Pb+2 в выщелачивающем растворе
Масса Pb+2 в отбираемом образце (аликвоте)
Источник: applied-research.ru