ВСТУП.
1.2 ТЕХНОЛОГІЧНА СХЕМА ПЕРЕРОБКИ СИРОВИНИ
КОРОТКИЙ ОПИС ОСНОВНИХ ЕТАПІВ ПЕРЕРОБКИ СИРОВИНИ
-ПІДГОТОВКА РУД До вилучення золота і срібла
-ДРОБЛЕННЯ І ПОДРІБНЮВАННЯ золотовмісних руд
-ГРАВІТАЦІЙНІ МЕТОДИ ЗБАГАЧЕННЯ КОРІННИХ золотовмісних руд
-ВИТЯГ ЗОЛОТА амальгамування
-ЗГУЩЕННЯ
-Цианирование золотовмісних руд
-Сорбція з пульпи (Сорбційні вилуговування)
-Елюювання ЗОЛОТА І СРІБЛА І регенерації насичених Аніоніти
1.3 РОЛЬ ПРОЦЕСУ ВИДІЛЕННЯ ЗОЛОТА З ТІОМОЧЕВІНННИХ ЕЛЮАТОВ У ТЕХНОЛОГІЧНОЇ СХЕМІ
2.Обзор ТЕХНОЛОГІЧНОГО ПРОЦЕСУ ВИДІЛЕННЯ ЗОЛОТА З тіомочевіни ЕЛЮАТОВ
2.1 ХАРАКТЕРИСТИКА І хімізм процесу
ОСАДЖЕННЯ ЗОЛОТА З тіомочевіни РОЗЧИНІВ
3.МЕТАЛЛУРГІЧЕСКІЕ РОЗРАХУНКИ
ВСТУП.
Золото - метал жовтого кольору. Має гранецентрированную кубічну решітку, відрізняється винятковою ковкість і тягучість. Із золота можна витягнути дріт діаметром в 0,001 мм. Тепло-і електропровідність металу досить високі: золото поступається лише міді та срібла.
Фізико-хімічні властивості золота:
-Au знаходиться в 1-ій групі,
-Атомна маса 197,
-Щільність при 20 ° С 19,32 г / см 3,
-Характерні ступені окислення +1 та +3,
-Нормальні електродні потенціали +1,88 і +1,5 В,
-Температура плавлення 1064,4 ° С,
-Температура кипіння 2877 ° С,
-Теплоємність при 25 ° С 25,5 Дж / (моль К),
-Теплота випаровування 368 кДж / моль.
Відмінною особливістю золота є схильність до комплексоутворення і легкість до відновлення більшості його сполук до металу.
Золото - благородний метал. Низька хімічна активність є важливим і характерним властивістю цього металу. На повітрі, навіть у присутсвии вологи золото практично не змінюється. Навіть при високих температурах золото не взаємодіє з воднем, киснем, азотом, сіркою і вуглецем.
Золото з'єднується з галогенами, причому з бромом процес йде вже при кімнатній температурі, а з фтором, хлором і йодом - при нагріванні.
Електродний потенціал золота у водних розчинах досить високий:
Au ® Au + +
Au ® Au +3 +3
Тому золото не розчиняється ні в лугах, ні в таких кислотах, як сірчана, азотна, соляна, плавикова, а також органічних.
Разом з тим, в присутності сильних окислювачів золото здатне розчинятися в деяких мінеральних кислотах. Так воно розчиняється в концентрованій сірчаній кислоті в присутності йодної кислоти H 5 IO 6, азотної кислоти, діоксиду марганцю, а також в гарячій безводній селеновій кислоті H 2 SeO 4, що є дуже сильним окислювачем.
Золото легко розчиняється в царській горілці насиченою хлором соляній кислоті у водних розчинах лужних і лужноземельних металів в присутність кисню. Хорошим розчинником золота є водний розчин тіосечовини, що містить в якості окислювача хлорид або сульфат заліза (+3).
З інших розчинників золото можна відзначити хлорне і бромну воду, розчин йоду в йодистим калії або в йодістоводородной кислоті. У всіх випадках розчинення золота пов'язане з утворенням комплексних сполук.
У своїх хімічних з'єднаннях золото може мати ступінь окислення +1 та +3. Всі з'єднання золота щодо неміцні і легко відновлюються до металу навіть простим прокаливанием.
Мета курсової роботи зробити огляд технологій вилучення золота з розчинів тіомочевіни елюатов, показати переваги і недоліки кожної з них, а також детально розглянути технологію електролітичного осадження золота з тіомочевіни елюатов.
Протягом останніх двох-трьох десятиліть неухильно зменшується частка золота, що витягується з простих в технологічному відношенні золотих руд. Одночасно зростає частка золота, що витягується з таких руд, ефективна обробка яких вимагає значно більш складних і розвинених схем, що включають операції гравітаційного збагачення, флотації, випалу, плавки, вилуговування і т. д. золотовмісної руди і концентрати, обробка яких в звичайних умовах ціаністого процесу (у поєднанні з гравітаційними і амальгамаціоннимі методами вилучення великого золота) не забезпечує достатньо високого вилучення золота або супроводжується підвищеними витратами на окремі технологічні операції (подрібнення, ціанування, зневоднення, осадження золота з розчинів і т. д.), називають наполегливими.
РУДИ З ТОНКОВКРАПЛЕННИМ ЗОЛОТОМ І МЕТОДИ ЇХ ПЕРЕРОБКИ
Тонка вкрапленнями золота в породообразующие мінерали - найбільш поширена причиною завзятих золотих руд.
Руди цього типу поділяються на дві основні категорії: руди, в яких золото асоційоване з кварцом; руди, в яких золото асоційоване з сульфідами.
Для вилучення золота з руд першої категорії застосовують тонке або надтонке подрібнення, що забезпечує достатню розтин золота. З цією метою використовують схеми з трехстадіальним подрібненням і попередньої класифікацією матеріалу перед II і III стадіями обробки. Подрібнення руди за такою схемою забезпечує отримання продукту крупністю 90 - 95% класу - 0,04 мм.
Ціанування такого тонкоподрібненого матеріалу дозволяє, як правило, отримувати відвальні хвости з невисоким вмістом золота. Однак внаслідок високої вартості тонкого подрібнення обробка руд з тонковкрапленним золотом обходиться значно дорожче в порівнянні з обробкою звичайних руд. Крім того, з-за підвищеного вмісту в цианистой пульпі вторинних мулів, що утворюються при тонкому подрібненні, помітно знижується продуктивність циклу згущення і фільтрації, що додатково збільшує вартість вилучення золота з таких руд. У результаті цього при переробці руд з тонковкрапленним золотом питомі витрати на подрібнення і зневоднення можуть досягати 60% загальної вартості обробки руди, тоді як при переробці звичайних руд вони не перевершують 30-40%. З метою скорочення вартості подрібнення в останні роки ведуться великі роботи з впровадження прогресивного методу бесшарового подрібнення (самоподрібнення) золотих руд. [1]
Руди другої категорії містять золото у вигляді тонкої і емульсійної вкраплень в сульфіду, головним чином у піриті і арсенопірит. Найбільш поширеним методом вилучення золота з таких руд є флотаційний, який дозволяє отримати в концентрат золотовмісні сульфіди і вільне золото. Далі концентрат з метою вилучення з нього золота можна переробляти різними методами.
Якщо крупність золотин не надмірно мала і дозволяє розкрити золото тонким подрібненням, флотаційний концентрат доізмельчают і ціаніруют.
Застосування флотації в цьому випадку дає можливість усунути дорогу операцію тонкого подрібнення всієї маси вихідної руди і обмежитися доізмельченіем відносно невеликої кількості флотаційного концентрату, вихід якого становить зазвичай 2-5% від маси вихідної руди.
Часто, однак, вкрапленнями золота в сульфіду настільки мілка, що тонке і навіть надтонке подрібнення матеріалу не дозволяє добитися необхідного ступеня розтину. У цьому випадку тонкодисперсної золото розкривають за допомогою окисного випалу. При окислювальному випалюванні флотаційних концентратів сульфіди окислюються і перетворюються в пористу добре проникну для ціаністих розчинів масу окислів. Подальше вилуговування недогарка дозволяє перевести золото в ціаністий розчин.
Окислення піриту починається при температурі 450-500 ° С. Процес протікає з утворенням в якості проміжного продукту піротину FeS 2 + О 2 = FeS + SO 2, який окислюється до магнетиту 3FeS + 5O 2 = Fе 3 O 4 + 3SO 2 і далі до гематиту 2Fе 3 О 4 + Ѕ О 2 = ЗFе 2 О 3.
При температурах вище 600 ° С окислювання піриту передує його дисоціація з утворенням піротину 2FeS 2 = 2FeS + S 2, який потім окислюється також до гематиту.
Показники окисного випалу залежать від цілого ряду параметрів, з яких найбільш важлива температура. При недостатньо високій температурі випалу (нижче 500 ° С) швидкість окислювальних реакцій невелика, і в огарки може бути присутнім помітну кількість не повністю окислених часток піриту. Ціанування такого недогарка буде супроводжуватися значними втратами золота внаслідок його недостатньо повного розкриття. З підвищенням температури випалу окислення піриту протікає швидше і повніше. Однак при температурах, що перевищують 900-950 ° С, можливе часткове розплавлення недогарка внаслідок освіти щодо легкоплавких евтектичних сумішей, що складаються з піротину і магнетиту. Поява розплаву веде до спікання матеріалу і отримання щільних малопористое недогарків, погано піддаються ціанування.
Істотно на показники випалу впливає концентрація кисню в газовій фазі. При низькій концентрації кисню швидкість окислення піриту знижується, що може призвести до недостатньо повного розкриття золота. У той же час при надмірно високої концентрації кисню швидкість процесу може стати настільки високою, що при недостатньо хороших умовах теплообміну тепло екзотермічних реакцій не буде встигати розсіюватися у навколишньому середовищі і температура гартованих зерен перевищить небезпечний межа (900-950 ° С). У результаті цього недогарок оплавляється і структура його буде недостатньо пористої. Практично встановлено, що оптимальна температура випалу піритових концентратів залежить від їхнього речовинного складу і коливається в межах 500-700 ° С. Розрахунки та експериментальні дослідження показують, що внаслідок «перегріву» недогарка температура його може перевищувати температуру в печі на 300 - 400 град. Взаємозв'язок між швидкістю окислення піриту і температурою його зерен вказує на те, що для отримання пористого недогарка швидкість окислювальних реакцій необхідно регулювати таким чином, щоб температура частинок при випалюванні не перевищувала 900-950 ° С. Щоб досягти цього, треба зменшити кількість повітря, що подається в піч , або знизити концентрацію кисню в газовій фазі. Разом з тим зменшити «перегрів» гартованих частинок можна шляхом поліпшення умов теплообміну між матеріалом і навколишнім середовищем. Цей шлях більш раціональний, оскільки дозволяє підтримувати оптимальну температуру матеріалу в печі без відповідного зменшення швидкості випалу. Умови теплообміну між обпалюваний концентратом і навколишнім середовищем поліпшуються при інтенсивному перемішуванні матеріалу в печі. Тому здійснення процесу випалу на поду в умовах відносно слабкого перемішування матеріалу створює значну небезпеку «перегріву» недогарка і його часткового оплавлення. Проведення ж процесу в печах киплячого шару, де внаслідок інтенсивного перемішування умови теплообміну виключно сприятливі, дозволяє значно точніше витримувати температурний режим випалу, не допускаючи оплавлення недогарка.
Поведінка арсенопіріта при окислювальному випалюванні багато в чому аналогічно поведінці піриту. Інтенсивне окислення арсенопіріта починається при температурі приблизно 450 ° С і протікає з утворенням в якості проміжних продуктів піротину і магнетиту:
2FeAsS + 1,5 O 2 = 2FeS + As 2 O 3 (газ),
3FeS + 5O 2 = Fе 3 O 4 + 3SO 2,
2Fе 3 O 4 + 0,5 O 2 = ЗFе 2 О 3.
При температурах вище 600 ° С окислення арсенопіріта передує його дисоціація: 4FeAsS = 4 FeS + As 4 (газ).
Газоподібний миш'як окислюється до триокиси As 4 + 3O 2 = 2Аs 2 О 3, а піротин-до гематиту.
Настає триокис миш'яку має високу летючість. При температурі 465 ° С пружність пари Аs 2 О 3 дорівнює 1 am. Тому миш'як, окислений до Аs 2 О 3, переходить в газову
фазу. Однак при надлишку кисню триокис миш'яку може окислитися до пятиокиси: Аs 2 О 3 + О 2 == As 2 O 5.
Залежно від умов випалу та речовинного складу випалювального матеріалу пятиокись миш'яку може залишатися У огарки в незмінному стані або вступати у взаємодію з оксидами заліза, утворюючи арсенати двох-і тривалентного заліза Fe 3 (AsO 4)) 2 і FeAsO 4. Так як пятиокись миш'яку і арсенати заліза практично нелеткі, миш'як, окислений до пятивалентного стану, повністю залишається у огарки. Остання обставина вкрай небажано, тому що при подальшому плануванні недогарка миш'як переходить в розчин і в ряді випадків повністю засмучує осадження золота цинкової пилом. Оборотне використання обеззолоченних ціаністих розчинів стає при цьому практично неможливим. Крім того, присутність в огарки сполук пятивалентного миш'яку призводить до утворення плівок на поверхні золотих частинок, що ускладнює їх розчинення в ціаністих розчинів. [1]
У зв'язку з цим при випалюванні концентратів, що містять арсенопірит, миш'як необхідно переводити в газову фазу. З цією метою випал миш'яковистих концентратів слід проводити в слабоокіслітельной атмосфері, що сприяє утворенню летючої триокиси і зводить до мінімуму окислення миш'яку до пятивалентного стану.
Однак слабоокіслітельная атмосфера, що сприяє видаленню миш'яку, не відповідає умовам максимального окислення сульфідної сірки, для видалення якої потрібно значно більше окислювальна атмосфера. У зв'язку з цим найбільш раціональним шляхом окислення золотомишьякових концентратів є двухстадіальний випал. Перша стадія випалювання, що проводиться в умовах обмеженого доступу повітря, має на меті переклад миш'яку у вигляді Аs 2 О 3 в газову фазу. Отриманий недогарок надходить на другу стадію, де при значному надлишку кисню відбувається окислення сульфідної сірки. Такий двухстадіальний випал дозволяє отримати сприятливий для ціанування пористий недогарок з невисоким вмістом сульфідної сірки і миш'яку. Завдяки своїм перевагам двухстадіальний випал знаходить застосування в практиці золотоізвлекательних фабрик, переробних золотомишьяковие концентрати.
Приблизно аналогічного ефекту можна досягти і за одностадільном випалюванні, якщо при цьому використовувати принцип протитоку, тобто рух матеріалу назустріч випалювальних газів. У цьому випадку вихідний сульфідний концентрат в перший період випалу буде контактувати з уже частково використаними газами, що мають тому невисоку концентрацію кисню. Ця обставина сприяє тому, що в перший період випалу буде віддалятися миш'як. У міру подальшого руху матеріалу в печі він буде приходити в контакт з газом,
все більш збагаченим киснем, у результаті чого на виході з печі недогарок буде вільний не тільки від миш'яку, але і сірки. Принцип протитоку широко використовується при здійсненні подового випалу золотовмісних сульфідних концентратів.
В даний час випалення флотаційних концентратів застосовують на багатьох золотоізвлекательних підприємствах Канади, Австралії, ПАР, Гани, США та інших країн.
До 1946 р. випал концентратів на всіх без винятку фабриках здійснювався в подових печах. Цей вид випалу не втратив свого значення і до теперішнього часу. Тільки в одній Австралії працює кілька десятків установок, які здійснюють випал концентратів на поду. З усіх існуючих типів подових печей найбільш придатні для випалу золотовмісних концентратів печі Едвардса. Піч Едвардса-це механізована відбивна піч прямокутного перерізу. Вона складається з металевого кожуха, футерованной вогнетривкою цеглою. При високому вмісті сірки в концентраті (вище 26%) випал може протікати автогеном, тобто виключно за рахунок тепла, що виділяється при окисленні сульфідів. При нестачі сірки піч опалюють вугіллям, мазутом, газом або дровами. З цією метою на одному кінці печі розташована одна або дві топки. На іншому кінці печі є спеціальний отвір в зведенні, через яке завантажують обпалюваний концентрат. Для перемішування і просування матеріалу під час випалу по довжині печі встановлений один або два ряди обертових гребків, що приводяться в рух від загального валу, розташованого над піччю. Обертання гребків забезпечує багаторазове переміщення випалювального матеріалу від однієї стінки печі до іншої і одночасне просування його уздовж печі. У результаті цього досягається достатня тривалість перебування матеріалу в печі (3-6 год) і створюються умови для його перемішування.
У деяких випадках печі Едвардса мають спеціальні пристосування для зміни кута нахилу печі, що дозволяє регулювати швидкість проходження матеріалу через піч при зміні речовинного складу випалювального концентрату. На підприємствах невеликої продуктивності (до 7-10 т концентрату на добу) використовують печі з одним рядом гребків; при більш високій продуктивності (10-50 т / добу) установлюють печі з двома рядами гребків.
Широкому поширенню печей Едвардса сприяють такі їх переваги: 1. ЗАГАЛЬНА ЧАСТИНА
1.1 ХАРАКТЕРИСТИКА золотовмісних СИРОВИНИ І МЕТОДИ ЙОГО ПЕРЕРОБКИ1.2 ТЕХНОЛОГІЧНА СХЕМА ПЕРЕРОБКИ СИРОВИНИ
КОРОТКИЙ ОПИС ОСНОВНИХ ЕТАПІВ ПЕРЕРОБКИ СИРОВИНИ
-ПІДГОТОВКА РУД До вилучення золота і срібла
-ДРОБЛЕННЯ І ПОДРІБНЮВАННЯ золотовмісних руд
-ГРАВІТАЦІЙНІ МЕТОДИ ЗБАГАЧЕННЯ КОРІННИХ золотовмісних руд
-ВИТЯГ ЗОЛОТА амальгамування
-ЗГУЩЕННЯ
-Цианирование золотовмісних руд
-Сорбція з пульпи (Сорбційні вилуговування)
-Елюювання ЗОЛОТА І СРІБЛА І регенерації насичених Аніоніти
1.3 РОЛЬ ПРОЦЕСУ ВИДІЛЕННЯ ЗОЛОТА З ТІОМОЧЕВІНННИХ ЕЛЮАТОВ У ТЕХНОЛОГІЧНОЇ СХЕМІ
2.Обзор ТЕХНОЛОГІЧНОГО ПРОЦЕСУ ВИДІЛЕННЯ ЗОЛОТА З тіомочевіни ЕЛЮАТОВ
2.1 ХАРАКТЕРИСТИКА І хімізм процесу
ОСАДЖЕННЯ ЗОЛОТА З тіомочевіни РОЗЧИНІВ
3.МЕТАЛЛУРГІЧЕСКІЕ РОЗРАХУНКИ
ВСТУП.
Золото - метал жовтого кольору. Має гранецентрированную кубічну решітку, відрізняється винятковою ковкість і тягучість. Із золота можна витягнути дріт діаметром в 0,001 мм. Тепло-і електропровідність металу досить високі: золото поступається лише міді та срібла.
Фізико-хімічні властивості золота:
-Au знаходиться в 1-ій групі,
-Атомна маса 197,
-Щільність при 20 ° С 19,32 г / см 3,
-Характерні ступені окислення +1 та +3,
-Нормальні електродні потенціали +1,88 і +1,5 В,
-Температура плавлення 1064,4 ° С,
-Температура кипіння 2877 ° С,
-Теплоємність при 25 ° С 25,5 Дж / (моль К),
-Теплота випаровування 368 кДж / моль.
Відмінною особливістю золота є схильність до комплексоутворення і легкість до відновлення більшості його сполук до металу.
Золото - благородний метал. Низька хімічна активність є важливим і характерним властивістю цього металу. На повітрі, навіть у присутсвии вологи золото практично не змінюється. Навіть при високих температурах золото не взаємодіє з воднем, киснем, азотом, сіркою і вуглецем.
Золото з'єднується з галогенами, причому з бромом процес йде вже при кімнатній температурі, а з фтором, хлором і йодом - при нагріванні.
Електродний потенціал золота у водних розчинах досить високий:
Au ® Au + +
Au ® Au +3 +3
Тому золото не розчиняється ні в лугах, ні в таких кислотах, як сірчана, азотна, соляна, плавикова, а також органічних.
Разом з тим, в присутності сильних окислювачів золото здатне розчинятися в деяких мінеральних кислотах. Так воно розчиняється в концентрованій сірчаній кислоті в присутності йодної кислоти H 5 IO 6, азотної кислоти, діоксиду марганцю, а також в гарячій безводній селеновій кислоті H 2 SeO 4, що є дуже сильним окислювачем.
Золото легко розчиняється в царській горілці насиченою хлором соляній кислоті у водних розчинах лужних і лужноземельних металів в присутність кисню. Хорошим розчинником золота є водний розчин тіосечовини, що містить в якості окислювача хлорид або сульфат заліза (+3).
З інших розчинників золото можна відзначити хлорне і бромну воду, розчин йоду в йодистим калії або в йодістоводородной кислоті. У всіх випадках розчинення золота пов'язане з утворенням комплексних сполук.
У своїх хімічних з'єднаннях золото може мати ступінь окислення +1 та +3. Всі з'єднання золота щодо неміцні і легко відновлюються до металу навіть простим прокаливанием.
Мета курсової роботи зробити огляд технологій вилучення золота з розчинів тіомочевіни елюатов, показати переваги і недоліки кожної з них, а також детально розглянути технологію електролітичного осадження золота з тіомочевіни елюатов.
1.Загальна частина
1.1 ХАРАКТЕРИСТИКА золотовмісних СИРОВИНИ І МЕТОДИ ЙОГО ПЕРЕРОБКИПротягом останніх двох-трьох десятиліть неухильно зменшується частка золота, що витягується з простих в технологічному відношенні золотих руд. Одночасно зростає частка золота, що витягується з таких руд, ефективна обробка яких вимагає значно більш складних і розвинених схем, що включають операції гравітаційного збагачення, флотації, випалу, плавки, вилуговування і т. д. золотовмісної руди і концентрати, обробка яких в звичайних умовах ціаністого процесу (у поєднанні з гравітаційними і амальгамаціоннимі методами вилучення великого золота) не забезпечує достатньо високого вилучення золота або супроводжується підвищеними витратами на окремі технологічні операції (подрібнення, ціанування, зневоднення, осадження золота з розчинів і т. д.), називають наполегливими.
РУДИ З ТОНКОВКРАПЛЕННИМ ЗОЛОТОМ І МЕТОДИ ЇХ ПЕРЕРОБКИ
Тонка вкрапленнями золота в породообразующие мінерали - найбільш поширена причиною завзятих золотих руд.
Руди цього типу поділяються на дві основні категорії: руди, в яких золото асоційоване з кварцом; руди, в яких золото асоційоване з сульфідами.
Для вилучення золота з руд першої категорії застосовують тонке або надтонке подрібнення, що забезпечує достатню розтин золота. З цією метою використовують схеми з трехстадіальним подрібненням і попередньої класифікацією матеріалу перед II і III стадіями обробки. Подрібнення руди за такою схемою забезпечує отримання продукту крупністю 90 - 95% класу - 0,04 мм.
Ціанування такого тонкоподрібненого матеріалу дозволяє, як правило, отримувати відвальні хвости з невисоким вмістом золота. Однак внаслідок високої вартості тонкого подрібнення обробка руд з тонковкрапленним золотом обходиться значно дорожче в порівнянні з обробкою звичайних руд. Крім того, з-за підвищеного вмісту в цианистой пульпі вторинних мулів, що утворюються при тонкому подрібненні, помітно знижується продуктивність циклу згущення і фільтрації, що додатково збільшує вартість вилучення золота з таких руд. У результаті цього при переробці руд з тонковкрапленним золотом питомі витрати на подрібнення і зневоднення можуть досягати 60% загальної вартості обробки руди, тоді як при переробці звичайних руд вони не перевершують 30-40%. З метою скорочення вартості подрібнення в останні роки ведуться великі роботи з впровадження прогресивного методу бесшарового подрібнення (самоподрібнення) золотих руд. [1]
Руди другої категорії містять золото у вигляді тонкої і емульсійної вкраплень в сульфіду, головним чином у піриті і арсенопірит. Найбільш поширеним методом вилучення золота з таких руд є флотаційний, який дозволяє отримати в концентрат золотовмісні сульфіди і вільне золото. Далі концентрат з метою вилучення з нього золота можна переробляти різними методами.
Якщо крупність золотин не надмірно мала і дозволяє розкрити золото тонким подрібненням, флотаційний концентрат доізмельчают і ціаніруют.
Застосування флотації в цьому випадку дає можливість усунути дорогу операцію тонкого подрібнення всієї маси вихідної руди і обмежитися доізмельченіем відносно невеликої кількості флотаційного концентрату, вихід якого становить зазвичай 2-5% від маси вихідної руди.
Часто, однак, вкрапленнями золота в сульфіду настільки мілка, що тонке і навіть надтонке подрібнення матеріалу не дозволяє добитися необхідного ступеня розтину. У цьому випадку тонкодисперсної золото розкривають за допомогою окисного випалу. При окислювальному випалюванні флотаційних концентратів сульфіди окислюються і перетворюються в пористу добре проникну для ціаністих розчинів масу окислів. Подальше вилуговування недогарка дозволяє перевести золото в ціаністий розчин.
Окислення піриту починається при температурі 450-500 ° С. Процес протікає з утворенням в якості проміжного продукту піротину FeS 2 + О 2 = FeS + SO 2, який окислюється до магнетиту 3FeS + 5O 2 = Fе 3 O 4 + 3SO 2 і далі до гематиту 2Fе 3 О 4 + Ѕ О 2 = ЗFе 2 О 3.
При температурах вище 600 ° С окислювання піриту передує його дисоціація з утворенням піротину 2FeS 2 = 2FeS + S 2, який потім окислюється також до гематиту.
Показники окисного випалу залежать від цілого ряду параметрів, з яких найбільш важлива температура. При недостатньо високій температурі випалу (нижче 500 ° С) швидкість окислювальних реакцій невелика, і в огарки може бути присутнім помітну кількість не повністю окислених часток піриту. Ціанування такого недогарка буде супроводжуватися значними втратами золота внаслідок його недостатньо повного розкриття. З підвищенням температури випалу окислення піриту протікає швидше і повніше. Однак при температурах, що перевищують 900-950 ° С, можливе часткове розплавлення недогарка внаслідок освіти щодо легкоплавких евтектичних сумішей, що складаються з піротину і магнетиту. Поява розплаву веде до спікання матеріалу і отримання щільних малопористое недогарків, погано піддаються ціанування.
Істотно на показники випалу впливає концентрація кисню в газовій фазі. При низькій концентрації кисню швидкість окислення піриту знижується, що може призвести до недостатньо повного розкриття золота. У той же час при надмірно високої концентрації кисню швидкість процесу може стати настільки високою, що при недостатньо хороших умовах теплообміну тепло екзотермічних реакцій не буде встигати розсіюватися у навколишньому середовищі і температура гартованих зерен перевищить небезпечний межа (900-950 ° С). У результаті цього недогарок оплавляється і структура його буде недостатньо пористої. Практично встановлено, що оптимальна температура випалу піритових концентратів залежить від їхнього речовинного складу і коливається в межах 500-700 ° С. Розрахунки та експериментальні дослідження показують, що внаслідок «перегріву» недогарка температура його може перевищувати температуру в печі на 300 - 400 град. Взаємозв'язок між швидкістю окислення піриту і температурою його зерен вказує на те, що для отримання пористого недогарка швидкість окислювальних реакцій необхідно регулювати таким чином, щоб температура частинок при випалюванні не перевищувала 900-950 ° С. Щоб досягти цього, треба зменшити кількість повітря, що подається в піч , або знизити концентрацію кисню в газовій фазі. Разом з тим зменшити «перегрів» гартованих частинок можна шляхом поліпшення умов теплообміну між матеріалом і навколишнім середовищем. Цей шлях більш раціональний, оскільки дозволяє підтримувати оптимальну температуру матеріалу в печі без відповідного зменшення швидкості випалу. Умови теплообміну між обпалюваний концентратом і навколишнім середовищем поліпшуються при інтенсивному перемішуванні матеріалу в печі. Тому здійснення процесу випалу на поду в умовах відносно слабкого перемішування матеріалу створює значну небезпеку «перегріву» недогарка і його часткового оплавлення. Проведення ж процесу в печах киплячого шару, де внаслідок інтенсивного перемішування умови теплообміну виключно сприятливі, дозволяє значно точніше витримувати температурний режим випалу, не допускаючи оплавлення недогарка.
Поведінка арсенопіріта при окислювальному випалюванні багато в чому аналогічно поведінці піриту. Інтенсивне окислення арсенопіріта починається при температурі приблизно 450 ° С і протікає з утворенням в якості проміжних продуктів піротину і магнетиту:
2FeAsS + 1,5 O 2 = 2FeS + As 2 O 3 (газ),
3FeS + 5O 2 = Fе 3 O 4 + 3SO 2,
2Fе 3 O 4 + 0,5 O 2 = ЗFе 2 О 3.
При температурах вище 600 ° С окислення арсенопіріта передує його дисоціація: 4FeAsS = 4 FeS + As 4 (газ).
Газоподібний миш'як окислюється до триокиси As 4 + 3O 2 = 2Аs 2 О 3, а піротин-до гематиту.
Настає триокис миш'яку має високу летючість. При температурі 465 ° С пружність пари Аs 2 О 3 дорівнює 1 am. Тому миш'як, окислений до Аs 2 О 3, переходить в газову
фазу. Однак при надлишку кисню триокис миш'яку може окислитися до пятиокиси: Аs 2 О 3 + О 2 == As 2 O 5.
Залежно від умов випалу та речовинного складу випалювального матеріалу пятиокись миш'яку може залишатися У огарки в незмінному стані або вступати у взаємодію з оксидами заліза, утворюючи арсенати двох-і тривалентного заліза Fe 3 (AsO 4)) 2 і FeAsO 4. Так як пятиокись миш'яку і арсенати заліза практично нелеткі, миш'як, окислений до пятивалентного стану, повністю залишається у огарки. Остання обставина вкрай небажано, тому що при подальшому плануванні недогарка миш'як переходить в розчин і в ряді випадків повністю засмучує осадження золота цинкової пилом. Оборотне використання обеззолоченних ціаністих розчинів стає при цьому практично неможливим. Крім того, присутність в огарки сполук пятивалентного миш'яку призводить до утворення плівок на поверхні золотих частинок, що ускладнює їх розчинення в ціаністих розчинів. [1]
У зв'язку з цим при випалюванні концентратів, що містять арсенопірит, миш'як необхідно переводити в газову фазу. З цією метою випал миш'яковистих концентратів слід проводити в слабоокіслітельной атмосфері, що сприяє утворенню летючої триокиси і зводить до мінімуму окислення миш'яку до пятивалентного стану.
Однак слабоокіслітельная атмосфера, що сприяє видаленню миш'яку, не відповідає умовам максимального окислення сульфідної сірки, для видалення якої потрібно значно більше окислювальна атмосфера. У зв'язку з цим найбільш раціональним шляхом окислення золотомишьякових концентратів є двухстадіальний випал. Перша стадія випалювання, що проводиться в умовах обмеженого доступу повітря, має на меті переклад миш'яку у вигляді Аs 2 О 3 в газову фазу. Отриманий недогарок надходить на другу стадію, де при значному надлишку кисню відбувається окислення сульфідної сірки. Такий двухстадіальний випал дозволяє отримати сприятливий для ціанування пористий недогарок з невисоким вмістом сульфідної сірки і миш'яку. Завдяки своїм перевагам двухстадіальний випал знаходить застосування в практиці золотоізвлекательних фабрик, переробних золотомишьяковие концентрати.
Приблизно аналогічного ефекту можна досягти і за одностадільном випалюванні, якщо при цьому використовувати принцип протитоку, тобто рух матеріалу назустріч випалювальних газів. У цьому випадку вихідний сульфідний концентрат в перший період випалу буде контактувати з уже частково використаними газами, що мають тому невисоку концентрацію кисню. Ця обставина сприяє тому, що в перший період випалу буде віддалятися миш'як. У міру подальшого руху матеріалу в печі він буде приходити в контакт з газом,
все більш збагаченим киснем, у результаті чого на виході з печі недогарок буде вільний не тільки від миш'яку, але і сірки. Принцип протитоку широко використовується при здійсненні подового випалу золотовмісних сульфідних концентратів.
В даний час випалення флотаційних концентратів застосовують на багатьох золотоізвлекательних підприємствах Канади, Австралії, ПАР, Гани, США та інших країн.
До 1946 р. випал концентратів на всіх без винятку фабриках здійснювався в подових печах. Цей вид випалу не втратив свого значення і до теперішнього часу. Тільки в одній Австралії працює кілька десятків установок, які здійснюють випал концентратів на поду. З усіх існуючих типів подових печей найбільш придатні для випалу золотовмісних концентратів печі Едвардса. Піч Едвардса-це механізована відбивна піч прямокутного перерізу. Вона складається з металевого кожуха, футерованной вогнетривкою цеглою. При високому вмісті сірки в концентраті (вище 26%) випал може протікати автогеном, тобто виключно за рахунок тепла, що виділяється при окисленні сульфідів. При нестачі сірки піч опалюють вугіллям, мазутом, газом або дровами. З цією метою на одному кінці печі розташована одна або дві топки. На іншому кінці печі є спеціальний отвір в зведенні, через яке завантажують обпалюваний концентрат. Для перемішування і просування матеріалу під час випалу по довжині печі встановлений один або два ряди обертових гребків, що приводяться в рух від загального валу, розташованого над піччю. Обертання гребків забезпечує багаторазове переміщення випалювального матеріалу від однієї стінки печі до іншої і одночасне просування його уздовж печі. У результаті цього досягається достатня тривалість перебування матеріалу в печі (3-6 год) і створюються умови для його перемішування.
У деяких випадках печі Едвардса мають спеціальні пристосування для зміни кута нахилу печі, що дозволяє регулювати швидкість проходження матеріалу через піч при зміні речовинного складу випалювального концентрату. На підприємствах невеликої продуктивності (до 7-10 т концентрату на добу) використовують печі з одним рядом гребків; при більш високій продуктивності (10-50 т / добу) установлюють печі з двома рядами гребків.
1) мінімальний пилеунос при випалюванні концентратів, що не перевищує 0,5-1,0% від маси матеріалу, що завантажується. Низький пилеунос дозволяє працювати без складних пиловловлюючих систем. На більшості золотоізвлекательних фабрик, які застосовують подовий випал, гази очищають від пилу в циклонах або пилових камерах;
2) відносна дешевизна, простота з конструкції і легкість в обслуговуванні. Звичайні ремонтні операції в печі, такі як заміна гребків і гребкодержателей, здійснюються зовні печі без її розвантаження та охолодження. Кожну піч обслуговує один оператор;
3) можливість роботи в широкому діапазоні температур і випалу концентратів з різного гранулометричного характеристикою і різним хімічним складом.
Однак поряд з достоїнствами печі Едвардса, як і всякі печі подового типу, мають серйозні недоліки, головні з яких наступні:
1) відносно невисока питома продуктивність приблизно 0,25 m / (м 2 - добу);
2) нерівномірний розподіл температури по масі випалювального матеріалу;
3) трудність регулювання температурного і кисневого режимів.
Ці недоліки подового випалу послужили поштовхом до розробки значно більш прогресивного способу випалу - випалу в киплячому шарі. В даний час випалення в киплячому шарі застосовують на золотоізвлекательних підприємствах Канади, США та інших країн. На рис. наведена схема установки для випалювання в киплячому шарі флотаційного концентрату на руднику Діккенсон Майнз (Канада). Піч киплячого шару представляє собою вертикальний сталевий циліндр діаметром 2,5 м і висотою 5,5 м, футеровані вогнетривкою цеглою. Подина f печі площею 3,14 м 2 виготовлена з вогнетривкого бетону. У подині розташоване 116 сопел, через які подається повітря від турбокомпресора. Концентрат безперервно надходить в піч і вигляді пульпи за допомогою насоса. Потрапляючи в піч, частки концентрату наводяться в безперервний рух висхідними по-
струмами повітря. Висота киплячого шару становить приблизно 1,2 м. Температура в печі 700 "С. Недогарок розвантажується безперервно через спеціальну розвантажувальну трубу, розташовану на рівні киплячого шару на стороні, протилежній завантаженні. По виході з печі недогарок потрапляє у ванну з водою, де охолоджується. випалювальні гази очищають від пилу в трьох послідовно розташованих циклонах, після чого через димову трубу викидають в атмосферу. Пил з циклонів розвантажується у ванни, наповнені водою. Пульпу, що складається з недогарка і пилу, згущують і направляють на планування.
Подальшим удосконаленням технології випалу золото-миш'якових концентратів в киплячому шарі є проведення його у дві стадії. Двухстадіальний випал можна здійснювати у двох сполучених камерах печі або окремих печах.
На першій стадії при обмеженій кількості повітря з концентрату відганяють миш'як у вигляді Аs 2 О 3. Друга стадія, що проводиться при надлишку повітря, служить для окислення сульфідної сірки. На рис. зображена схема установки для двухстадіального випалу в киплячому шарі на руднику Кемпбелл (Канада). Флотаційний концентрат у вигляді пульпи з вмістом твердого 70-80 '% надходить на першу стадію випалу. Недогарок першій стадії через розвантажувальну трубу направляється на другу стадію. Для кращого перетікання матеріалу у розвантажувальній трубі встановлено сопло для подачі стисненого повітря. Газ з печі першій стадії надходить в проміжний циклон і далі в надслоевое простір печі другої стадії. Пил з циклону разом з недопалком направляють на другу стадію. Газ, що виходить з печі другої стадії, надходить у дві паралельні нитки циклонів (по три циклону в кожній) і через димову трубу викидається в атмосферу. Недогарок і пил з циклонів II стадії охолоджують водою в спеціальній ванні і направляють на ціанування.
Для проведення випалювання в автогеном режимі вміст сірки в обпалюваний матеріалі не повинно бути менше 16-20%. При більш високому вмісті виникає необхідність відводу надлишкового тепла. На практиці це здійснюють, подаючи додаткову кількість води або в живлення печі, або безпосередньо в киплячий шар.
Випал концентратів в печах киплячого шару супроводжується великим винесенням пилу (40-50% вихідного матеріалу). Тому ретельне очищення газів від пилу - одна з центральних проблем. Застосування одних циклонів часто не дає необхідного ступеня очищення газів. У цих випадках систему пиловловлення доповнюють електрофільтрами. На деяких підприємствах практикують витяг з газів триокиси миш'яку. З цією метою відходять з печі гази ретельно очищають від пилу і охолоджують;
сконденсованої триокис миш'яку у вигляді тонкого порошку уловлюють в мішочні фільтри. При необхідності гази печей киплячого шару можна використовувати для виробництва сірчаної кислоти.
У порівнянні з подовими печами печі киплячого шару - дуже ефективні апарати для випалу золотовмісних концентратів. Основні їх переваги такі:
1) велика питома продуктивність, яка становить близько 5 т / {м 2-добу), що приблизно в 20 разів вище продуктивності подових печей;
2) більш висока якість отримуваних недогарків, обумовлене можливістю точного регулювання температурного і кисневого режимів випалу.
Однак поряд з перевагами випалення в киплячому шарі має деякі недоліки, головний з яких великий пилеунос. Ця обставина вимагає спорудження складних пиловловлюючих систем.
Розглянута схема переробки сульфідних золотовмісних концентратів шляхом їхнього окисного випалу з наступним плануванням недогарка є досить поширеною, але не єдино можливою схемою переробки таких продуктів. [1]
У ряді випадків флотаційні концентрати, одержувані на золотоізвлекательних підприємствах, направляють на міделиварний заводи, де їх плавлять спільно з мідними концентратами. Золото при цьому переходить в штейн і, в кінцевому рахунку, концентрується на анодному шламі, звідки його витягають спеціальними методами (див. с. 282). Для переробки флотаційних концентратів з високим вмістом миш'яку такий метод неприйнятний, оскільки миш'як ускладнює виробництво чистої міді. Тому золото-арсенові концентрати перед відправкою на мідеплавильний завод мають бути піддані окислювальному випалу для видалення миш'яку.
Окислювальний випал можна застосувати також при переробці безмишьяковістих піритових концентратів з метою виробництва сірчаної кислоти.
Спосіб переробки сирих або обпалених концентратів на мідеплавильних заводах не вимагає великих витрат і дозволяє витягувати золото навіть з таких наполегливих матеріалів, стосовно до яких окислювальний випал з наступним ціанування недогарка не дає позитивних результатів. Недоліків цього способу є підвищені витрати на перевезення і втрати золота при транспортуванні і плавці концентрату.
Метод переробки флотаційних концентратів шляхом окисного випалу з наступним ціануванням недогарка має відоміший недоліки. Головний із них-підвищені втрати золота з хвостами ціанування. Незважаючи на всі вжиті заходи, окислювальний випал неминуче супроводжується частковим спіканням матеріалу і утворенням на поверхні золотин плівок з легкоплавких сполук. У результаті цього деяка кількість золота виявляється недоступним дії ціаністих розчинів і втрачається з хвостами ціанування.
Прагнення підвищити витяг золота із сульфідних флотаційних концентратів призвело до розробки ряду інших способів: окисно-хлорують випалення; хлорідовозгонка; автоклавного вилуговування.
Окислювально-хлорують випал проводиться з метою розкриття тонкодисперсного золота для подальшого ціанування. Сутність цього виду випалу полягає в тому, що оброблюваний матеріал змішують з 5-20% хлористого натрію і ліплять в окисної атмосфері при температурі 500-600 ° С. Механізм процесу зводиться до того, що утворюються при випалюванні сірчистий газ і пари сірки в присутності кисню вступають в реакцію з хлоридом натрію, виділяючи вільний хлор:
2NaCl + SO 2 + O 2 = Na 2 SO 4 + Сl 2
2NaCl + S + 2O 2 = Na 2 SO 4 + Сl 2
Маючи високу хімічну активність, хлор взаємодіє про сульфідами і окислами заліза, утворюючи хлориди FeСl 2 і FeСl 3. Останні розкладаються киснем повітря:
2 FeСl 3 + 1,5 O 2 = Fе 2 О 3 + З Сl 2.
Вирізняється вільний хлор знову вступає в реакцію і т, д, Такий механізм процесу, пов'язаний з багаторазовою дифузією газоподібних продуктів через масу мінерального зерна, з'являйся причиною утворення пористого гематиту Fе 2 О 3, структура якого сприятлива для доступу ціаністих розчинів навіть до найглибших і тонким включень золота. Завдяки цьому при ціанування недогарка окислювально-хлорують випалу витяг золота в розчині вище в порівнянні з ціануванням недогарка простого окисного випалу. Якщо у вихідному матеріалі присутні кольорові метали, то в процесі окислювально-хлорують випалу вони переходять в хлориди. Для вилучення їх, а також відмивання воднорастворімих сульфату натрію, непрореагировавшего хлориду натрію і невеликих кількостей нерозкладаного хлоридів заліза недогарок перед ціануванням слід вилуговувати водою або слабким розчином кислоти.
Як видно з наведених вище реакцій, необхідна умова для успішного проведення окислювально-хлорують випалу це присутність в обпалюваний матеріалі сульфідної сірки. У той же час високий вміст сірки у вихідному матеріалі призводить до підвищеного витраті хлористого натрію і тим самим знижує економічну ефективність процесу. Тому високосірчисті матеріали перед окислювально-хлорують випаленням доцільно піддавати простому окислювальному випалу з отриманням недогарків, що містять 3-5% сірки.
Хлорідовозгонка, запропонована Б. М. Лебедєвим, так само як і окислювально-хлорують випал, полягає в тому, що золотовмісний концентрат змішують з хлористим натрієм і ліплять в окисної атмосфері. Однак на відміну від окислювально-хлорують випалу, що є лише підготовчою операцією до планування, хлорідовозгонка передбачає повний переклад металевого золота в летючий хлорид і подальше уловлювання його з газів у вигляді досить концентрованого по металу продукту. Такий ефект досягається лише при високій температурі, що дорівнює приблизно 900 - 1000 ° С. Одночасно з золотом возгоняются також хлориди срібла, міді, свинцю та інших металів. Механізм хлоридно-сублімації в основному аналогічний механізму окислювально-хлорують випалу.
Щоб уникнути спікання сульфідних концентратів при високих температурах хлорідовозгонке слід піддавати попередньо обпалені матеріали з вмістом сірки 2-5%. Менший вміст сірки також небажано внаслідок зниження вилучення золота. Оптимальна витрата NaCl становить 10-15% від маси вихідного матеріалу. При нестачі NaCI золото і супутні йому елементи хлорують неповністю і частково втрачаються з недопалком; надлишок NaCI призводить до оплавлення і укрупнення частинок недогарка, що також погіршує вилучення металів. При дотриманні цих умов у возгони переходить до 99% Au, 98% Ag, 96% Сі, 90% Zn. Вміст золота в недогарка не перевищує 2 г / т.
Переробка возгонов полягає у вилуговуванні їх водою з перекладом в розчин хлористих солей миш'яку, заліза, міді, свинцю, цинку, а також сульфату і хлориду натрію. Золото при цьому відновлюється до металу і разом з хлоридом срібла залишається в нерозчинному залишку. Сумарний вміст дорогоцінних металів в залишку після водного вилуговування становить кілька відсотків, що дозволяє безпосередньо плавити його на чорновий метал. Розчин хлоридів можна використовувати для вилучення кольорових металів.
Процес хлорідовозгонкі вельми універсальний, його можна використовувати для витягання золота з концентратів практично будь-якого складу. Важливе значення цього процесу - можливість комплексної переробки концентратів із вилученням з них не лише золота і срібла, а й супутніх кольорових металів. До недоліків хлорідовозгонкі слід віднести складність апаратурного оформлення високотемпературного випалу і уловлювання возгонов. З цієї причини хлорідовозгонка поки ще не знайшла застосування в золотодобувній промисловості.
Автоклавного вилуговування золотовмісних концентратів із золотом, тонковкрапленним в сульфідні мінерали, полягає в їх гідрометалургійної обробці при підвищених температурах (100-200 ° С) і тисках кисню (I-20 am). Автоклавну технологію витягання тонковкрапленного золота можна здійснювати за двома варіантами.
Перший варіант припускає розтин тонкого золота з метою його подальшого вилучення методом ціанування. Як показали дослідження І. М. Масленіцкого, І. М. Плаксіна, С. В. Хрящова та ін, розтину асоційованого з сульфідами золота можна досягти автоклавним вилуговуванням концентратів у воді, розчинах сірчаної кислоти або їдкого натру.
При автоклавним окисленні піритових і арсенопірітних концентратів у воді і розведених розчинах сірчаної кислоти протікають наступні хімічні реакції:
2FeS 2 + 7,5 O 2 + 4Н 2 О = Fе 2 О 3 + 4H 2 SO 4
FeAsS + 3,5 O 2 + Н 2 О - FeAsO 4 + H 2 SO 4
Внаслідок розкладання сульфідів і перетворення їх в пористу легко проникною для ціаністих розчинів масу окису заліза і арсената заліза тверді залишки після автоклавного вилуговування представляють собою сприятливий продукт для вилучення золота ціануванням.
При вилуговуванні піритових і арсенопірітних концентратів в розчині їдкого натру характер протікають хімічних реакцій інший:
2FeS 2 + 8NaOH + 7,5 O 2 = = Fе 2 О 3 + 4Na 2 SO 4 + 4Н 2 О
2FeAsS + 10NaOH + 7O 2 = 2Na 3 AsO 4 + 2Na 2 SO 4 + = Fе 2 О 3 + 5Н 2 О
У цьому випадку в розчин переходить не тільки сульфідна сірка, але і миш'як. Це полегшує наступне ціанування залишків і осадження золота цинкової пилом. З розчинів автоклавного вилуговування, обробляючи їх вапном, можна регенерувати їдкий натр:
2Na 3 AsO 4 + ЗСА (ОН) 2 = Са 3 (AsO 4) 2 + 6NaOH
Одержуваний попутно нерозчинний арсенат кальцію можна використовувати в хімічній та деревообробній промисловостях.
За другим варіантом, вивченому С. І. Соболем, І. М. Плаксіна та іншими дослідниками, автоклавного вилуговування золотовмісних концентратів проводиться таким чином, що одночасно з розкриттям тонкодисперсного золота відбувається його розчинення. У цьому випадку для вилуговування золотовмісних концентратів застосовують аміачні розчини. Хімізм протікають при цьому реакцій досить складний. У спрощеному вигляді він зводиться до того, що при автоклавним окисленні сульфідів в аміачних розчинах утворюється ряд розчинних сполук сірки і в тому числі тіосульфат-іон S 2 O 3 2 -.
Як вже вказувалося, іон S 2 O 3 2 - утворює із золотом міцний комплекс, в результаті чого потенціал золота зсувається в негативну сторону і стає можливим його окислення киснем. Тому при аміачному вилуговуванні сульфідних концентратів відбувається не тільки розтин золота, а й перехід його в розчин у формі аніона Аu (S 2 O 3) 3 - 2. Основний, ще остаточно невирішеною проблемою переробки завзятих золотовмісних концентратів цим методом є труднощі вилучення золота зі складних за складом аміачних розчинів. Найбільш перспективно в цьому відношенні застосування іонообмінних смол і активованого вугілля.
Дослідницькі роботи показують, що в ряді випадків автоклавна технологія переробки золотовмісних концентратів дозволяє домогтися більш високого вилучення золота в порівнянні з методом окисного випалу. Крім цього, застосування автоклавної технології виключає втрати золота з пилом, усуває необхідність спорудження складних пиловловлюючих систем, дозволяє значно поліпшити умови праці обслуговуючого персоналу. В даний час метод автоклавного вилуговування ще не знаходить застосування в практиці золотоізвлекающей промисловості. Головна причина цього - відносно велика вартість апаратури високого тиску. [1]
1.2 ТЕХНОЛОГІЧНА СХЕМА ПЕРЕРОБКИ СИРОВИНИ
ПІДГОТОВКА РУД До вилучення золота і срібла
В даний час золото і срібло витягуються з корінних руд або за допомогою гідрометалургійних процесів, або із застосуванням комбінованих схем, в яких велику роль грають прийоми збагачення різними методами. Так видобута руда буває представлена великими шматками до 500мм, а іноді і більше, то її перш за все подрібнюють і подрібнюють.
ДРОБЛЕННЯ І ПОДРІБНЮВАННЯ золотовмісних руд
Завдання цих операцій - повне або часткове розкриття зерен золотовмісних мінералів, в основному частинок самородного золота, і приведення руди в стан, що забезпечує успішне протікання наступних збагачувальних і гідрометалургійних процесів. Операції дроблення і особливо тонкого подрібнення енергоємні і витрати на них становлять значну частку (від 40 до 60%). Тому потрібно мати на увазі, що подрібнення завжди потрібно закінчувати на тій стадії, коли благородні метали виявляться досить розкритими для остаточного їх вилучення чи для проміжної їх концентрації. Оскільки основний прийом вилучення золота і срібла для більшості руд - гідрометалургійні операції, то необхідна ступінь подрібнення повинна забезпечити можливість контакту розчинів з розкритими зернами золотих і срібних мінералів. Достатність розкриття цих мінералів для даної руди зазвичай визначається попередніми лабораторними технологічними випробуваннями по вилученню благородних металів. Для цього проби руди піддають технологічній обробці після різного ступеня подрібнення з одночасним визначенням вилучення золота і супутнього йому срібла. Ясно, що чим тонше вкрапленнями золота тим більш глибоко повинно бути здійснено подрібнення. Для руд з більш великим золотом звичайно буває досить грубого подрібнення (90% класу -0,4 мм). Однак оскільки в більшості руд поряд з великим золотом присутній і дрібне, то найчастіше руди подрібнюють більш тонко (до -0,074 мм). У окремих випадках доводиться піддавати ще більш тонкому подрібненню (до -0,043 мм).
Однак економічно доцільну ступінь подрібнення встановлюють за сукупністю ряду факторів:
1, ступеня вилучення металу з руди;
2, зростання витрат реагентів при більш інтенсивному подрібненні;
3, витрат на додаткове подрібнення при доведенні руди до заданої крупності;
4, зростання ошламованія при більш тонкому подрібненні та пов'язані з цим додаткові витрати на операції зневоднення (згущення, фільтрація).
Схеми дроблення і подрібнення варіюють залежно від речовинного складу руд і їх фізичних властивостей. Як правило. руду спочатку піддають великому і середньому дробленню в щокових і конусних дробарках з повірочним грохоченням. Іноді застосовують третю стадію дрібного дроблення, здійснювану в короткоконусних дрооілках. Після двухстадіального дроблення зазвичай отримують матеріал - 20 мм, після трехстадіального крупність матеріалу іноді знижується до -6 мм. Дроблений матеріал надходить на мокре подрібнення, яке частіше здійснюють у кульових і стрижневих млинах. Руди зазвичай подрібнюють у дві стадії, пpічeм для першої стадії вважають за краще використовувати стрижневі дробарки. [1]
ГРАВІТАЦІЙНІ МЕТОДИ ЗБАГАЧЕННЯ КОРІННИХ золотовмісних руд
При добуванні золота з корінних руд гравітаційне збагачення в даний час має суттєве значення.
У переважній більшості золотовмісних руд є та або інша кількість великого золота (+0,246 мм і більше), яке погано витягується не тільки флотаційним збагаченням, але і при гідрометалургійної переробці. Тому попереднє виділення його гравітаційним збагаченням на початку технологічного процесу може позбавити від зайвих втрат золота. Крім того витяг вільного золота на початку процесу обробки золотих руд дозволяє швидше реалізувати цю частину металу і знизити втрати недорастворенного і неотмитого золота.
Найбільшого поширення в якості первинного гравітаційного приладу, вловлює золото на сливі млинів, отримали відсадочні машини. [1]
ВИТЯГ ЗОЛОТА амальгамування
Процес амальгамування заснований на здатності ртуті змочувати частки благородних металів, проникати в них і утворювати в надлишку ртуті сполуки цих металів з ртуттю. У процесі амальгамування благородних металів ртуть по суті є колектором, що збирають дрібні частки благородних металів у укрупнений агрегат-амальгаму, яка осідає і затримується в певних частинах приладів або на похилій поверхні спеціальних приладів-шлюзів і звідси періодично знімається. Перехід благородних металів у амальгаму створює умови для швидкого і повного уловлювання їх з рудної пульпи, що зменшує можливість винесення найдрібніших частинок благородних металів з циклу і втрати їх з хвостами. [1]
Застосування амальгамування в схемах золотоізвлекательних фабрик
У світовій практиці процес амальгамування широко застосовували для добування золота з руд. В даний час його використовують рідко, викликано це, по-перше, постійною зміною якості золотовмісних руд, внаслідок чого підвищується вміст золота, пов'язаного з сульфідами, що має покривні освіти, а також низько-пробного золота, тобто таких форм, які не витягуються амальгамування, по-друге, амальгамування-трудомісткий процес, завжди супроводжується втратами золота у вигляді амальгами, яка в наступних ланках технологічного процесу не витягується, по-третє, внаслідок сильної токсичності парів ртуті використання великих її обсягів створює небезпеку ртутного отруєння людей і навколишнього середовища .
Тим не менш, амальгамування зберегла своє значення для вилучення вільного золота з гравітаційних концентратів, одержуваних при переробці корінних і розсипних руд. У цьому випадку доводиться обробляти невелика кількість багатого матеріалу, і амальгамаціонний процес зберігає свою основну перевагу - дешеву і швидку реалізацію золота у вигляді металу. Цим методом, зокрема, переробляють основну масу гравітаційних концентратів в ПАР. [3]
ЗГУЩЕННЯ
Згущення - наступний після подрібнення етап обробки пульпи. Воно полягає в частковому зневодненні пульпи відстоюванням - осіданням твердих частинок на дно чана-згущувача і зливом освітленого розчину. У більшості випадків у осілому матеріалі залишається близько 50% (за масою) води. що відповідає відношенню ж: т = 1: 1. Межа згущення залежить від крупності, щільності та фізико-хімічних властивостей подрібнених частинок оброблюваної руди.
Вміщені в пульпі частинки звичайно сильно розрізняються за розмірами. Поряд з порівняно великими зернистими частками (понад 0,1 мм) в пульпі зазвичай міститься значна кількість часток розміром у кілька мікронів і навіть дрібніші (менше 0,001 мм). Більші частинки осідають швидше, а дрібні утримуються в підвішеному стані протягом довгого часу. [1]
Цианирование золотовмісних руд
Розглянуті вище методи гравітаційного збагачення і амальгамування дозволяють витягувати з руд тільки відносно велике золото. Однак переважна більшість золотовмісних руд поряд з великим золотом містить значну, а іноді і переважаюча кількість дрібного золота, практично невитягуваними цими методами, внаслідок чого хвости гравітаційного збагачення і амальгамування, як правило, містять значну кількість золота, представленого дрібними золотин. Основним методом витягу дрібного золота є процес ціанування.
Сутність цього процесу полягає у вилуговуванні благородних металів за допомогою розбавлених розчинів ціаністих солей лужних або лужноземельних металів [KCN, NaCN, Са (CN) 2]. Отримані золотовмісні розчини відокремлюють від твердої фази (відвальних хвостів) згущенням або фільтрацією і направляють на осадження благородних металів металевим цинком. Осад благородних металів після відповідної обробки відправляють на афінаж для отримання чистих золота і срібла. [1]
Сорбція з пульпи (Сорбційні вилуговування)
Особливістю процесу сорбції з пульп є дещо менша швидкість процесу внаслідок підвищеної в'язкості пульп (при ж: т = 1 ... 2: 1) і осадження шламових покривів на поверхні частинок іоніту, що ускладнюють дифузію іонів. Крім того, слід враховувати неминучість підвищених втрат іоніти внаслідок руйнування його зерен при абразивному впливі рудних частинок. Тому сорбцію з пульп у виробничих умовах слід проводити при крупності рудних часток не більше 0,15 мм. Кінетика сорбції золота та срібла з цианистой пульпи свідчить про те, що більша частина золота переходить у фазу іоніту за перші 2 год перемішування пульпи. Збільшення тривалості контакту дає малий ефект внаслідок наближення системи смола-пульпа до рівноваги: через 8 год сорбція золота склала тільки 68,4%. Значно зменшується витяг у фазу смоли срібла: 2% за 2 години і 28% через 8 год контакту смоли з пульпою. Повна сорбція благородних металів відбувається при значному збільшенні кількості завантаженої смоли.
Показана можливість повної сорбції з пульп розчиненого золота аніонітами та розроблено метод застосування даного процесу для визначення вмісту розчиненого неотмитого золота в кеках фільтрів
(При ж: т = 2: 1), в лабораторних умовах вже за перші 4 год витяг золота склало 85,5%, а за 8 год воно збільшилося до 96,8% (рис.8). В умовах звичайного ціанування за 4 год перейшло в розчин тільки 61,2% золота, а 96,0% - за 24 год ціанування. Таким чином, при суміщенні процесів вилуговування та сорбції розчиненого золота швидкість процесу ціанування зросла в 3 рази (8 год замість 24 г), при цьому втрати золота з хвостами знизилися з 1-1,2 до 0,8 г / т. У цьому випадку також швидкість процесу при сорбційно вилуговуванні збільшилася в 3 рази, так як максимальне вилучення золота 94,9% досягнуто при цьому за 3,5 год; при звичайному ціанування таке вилучення отримано за 10,3 ч. Прискорення процесу при сорбційно вилуговуванні пояснюється зрушенням рівноваги реакції розчинення золота у бік утворення аніону [Ag (CN) 2] - при зниженні концентрації його в розчині внаслідок сорбції аніонітів: 2Аu + 4CN-+ ЅO 2 + Н 2 0 = 2 [Au (CN) 2] - + 2OН -. Аналіз кінетики процесу показує, що збільшення градієнта концентрації аніону [Au (CN) 2] - прискорює дифузійний відвід його із зони реакції і процес розчинення в цілому. На підвищення швидкості розчинення золота і срібла впливає також і видалення іонів супутніх неблагородних металів в результаті сорбції їх з розчину смолою. [2]
Елюювання ЗОЛОТА І СРІБЛА І регенерації насичених Аніоніти
У процесі сорбції благородних металів з ціаністих розчинів і пульп отримують насичені аніоніти, що містять сорбовані комплексні ціанисті аніони золота, срібла і неблагородних металів і неметалічні аніони - SCN -, CN -, ОН - та ін Насичені аніоніти піддаються процесу регенерації з метою десорбції сорбованих аніонів і відновлення їх сорбційної активності для оборотного використання в процесі сорбції. Десорбція зі смоли сорбованих з'єднань здійснюється елюювання (вимиванням) розчинами відповідних реагентів, причому доцільно селективне вилучення золота і срібла на концентрований розчин з наступним одержанням їх у вигляді товарного продукту. Слід можливо повніше використовувати також інші десорбувався компоненти: мідь, ціанід і ін Десорбція [Au (CN) 2] -. Випробування для десорбції золота ряду звичайних елюірующіх розчинів - хлористого натрію, хлористого амонію, соляної та сірчаної кислот, гідроксилу натрію і амонію, карбонату натрію, ціаністого натрію і ін - виявилося неефективним: золото витягується лише частково і неселективно. Англійськими дослідниками встановлено можливість успішного елюювання аніону [Au (CN) 2] - поруч органічних розчинників у суміші з мінеральними кислотами, такими як метиловий або етиловий спирт + 5-10% НС1 + 5% Н 2 О, ацетон + 5% НСl, етилацетат + 10% HNO 3 + 5% Н 2 О та ін Кращі результати отримані при використанні сумішей: ацетон + 5% Н 2 О або ацетон + 5% HNO 3 + 5% Н 2 О. При застосуванні суміші ацетону з НСl досягається повне витіснення золота і міді, в той час як залізо, цинк і срібло елюіруются в меншій кількості. Застосування суміші ацетону з HNO 3 дaeт повне, майже селективне, витяг золота; залізо і мідь елюіруются цим розчином значно гірше. Елюювання ціаністого золота даним методом пояснюється утворенням золотовмісної комплексу з органічним розчинником у присутності мінеральної кислоти, ковалентного комплексу, не утримуваного аніоніти. Метод із застосуванням органічних розчинників випробуваний на укрупненої дослідній установці в Родезії, але не знайшов промислового застосування. Основними недоліками його є дорожнеча, вогненебезпечність органічних реагентів і великий обсяг елюірующего розчину. У багатьох вітчизняних і зарубіжних досліджень встановлено, що ефективне елюювання аніону [Au (CN) 2] - з аніонітів досягається розчинами роданистого солей - KSCN, NaSCN, переважно NH 4 SCN, який містить більше груп SCN на одиницю маси. Для більш повної і швидкої десорбції золота рекомендується використовувати лужні концентровані розчини NH 4 SCN - 3-5 н. (228-380 г / л) з вмістом NaOH від 10 до 25 г / л. Процес десорбції золота протікає по реакції аніонного обміну:
RAu (CN) 2 + SCN - = RSCN + [Au (CN) 2] -
Смола при цьому переходить в роданистого форму. Крива елюювання золота з смоли АМ5 н. розчином NH 4 SCN показує, що для досить повного вилучення золота потрібно 14 об'ємів розчину на 1 об'єм смоли, але більшу частину золота можна отримати в перших 6-8 обсягах більш концентрованого розчину. Крім золота роданистого лугу десорбується комплексні ціаніди срібла, міді, нікелю, кобальту та заліза, іони вільного ціаніду і гідроксил-іона. Роданиду НЕ десорбується ціанисті сполуки цинку, але останні витягуються лугом, зазвичай присутня у роданистого розчині. Головним недоліком роданистого солей як елюірующіх реагентів є перехід смоли в роданистого форму. Використання смоли в цій формі при сорбції недоцільно як в технологічному (зниження ємності смоли по благородних металів), так і в економічному відношенні (втрати з хвостами дорогого реагенту). Внаслідок цього виникає необхідність десорбції роданід-іона з смоли і переведення її в іншу форму. Проте десорбція роданід-іона викликає значні труднощі: потрібно великий обсяг елюірующіх розчинів - на 1 обсяг смоли 15 і більше обсягів 1-2 н. розчину NaCI або NH 4 NO 3 В результаті виходить великий обсяг розчинів з низьким вмістом роданида, регенерація якого не розроблена. У зв'язку із зазначеними недоліками використання роданистого солей як десорбентов у виробничих умовах
RAu (CN) 2 +2 SC (NH 2) 2 +2 HCl = RCl + Au [SC (NH 2) 2] 2 Cl +2 HCN.
Аналогічна реакція має місце і в разі сірчанокислої середовища, використання якої в практиці переважно. Повнота елюювання золота зростає при підвищенні концентрації в розчині тіомочевіни (ТМ) аж до насиченою, складовою 9,1%. При зміні концентрації НС1 на кривій елюювання спостерігається максимум, відповідний концентрацій 1,9-2,3% НСl. При подальшому підвищенні концентрації НСl до 10% тіосечовина розкладається з виділенням елементарної сірки. У практиці для десорбції золота застосовуються розчини з концентрацією ТМ 90 г / л + 20-25 г / л сірчаної або соляної кислот. [2]
Процес елюювання розтягується до 10 об'ємів розчину на 1 об'єм смоли, але більша частина золота концентрується в перших 4-6 обсягах багатшого, в порівнянні з NH 4 SCN, розчину. Перші 1-2 об'єму розчину мають низький вміст золота, що пов'язано з поглинанням ТМ смолою в початковий період, що може досягати 10% від маси аніоніта. Ця обставина використано в практиці для вилучення ТМ з зайвих оборотних розчинів. Крім діціанауріат-іона слабокислі розчини ТМ десорбується срібло, мідь, нікель, значно гірше - цинк і залізо, кобальт майже не виймається. Кислі розчини ТМ значно повніше і швидше десорбується золото з підвищенням температури до 50-60 ° С. Застосування більш високої температури недоцільно внаслідок термічної нестійкості аніонітів. Срібло десорбується швидше золота і в основному переходить в перші фракції елюата. Селективне елюювання одного срібла можливо у випадку застосування більш слабкого розчину, що містить 8-10 г / л SC (NH) 2 і 2-3 г / л НСl або H 2 SO 4. Ціанисті сполуки міді також добре десорбуються розчинами ТМ. Однак при високому вмісті міді в смолі (більше 5 мг / г), внаслідок утворення в смолі при кислому середовищі осаду простого ціаніду міді CuCN, процес елюювання подовжується, і витяг золота може бути недостатньо повним. Нікель, що міститься в насиченому аніоніт зазвичай в невеликій кількості (не більше 2-3 мг / г), десорбується розчином ТМ достатньо повно. У зв'язку з цим, щоб уникнути ускладнень процесу і забруднення золото-і серебросодержащего елюата міддю і нікелем доцільно попередньо десорбувався їх з аніоніта.
Десорбція [Ag (CN) 2] -. Як зазначено вище, найбільш ефективним десорбентом ціаністих сполук срібла є слабокислий розчин ТМ, що містить 8-10 г / л ТМ + 2-2,5 г / л НС1 або H 2 SO 4. При взаємодії з сріблом ТМ утворює катіон ний комплекс складу Ag [SC (NH2) 2l3> He утримуваний аніонітів і переходить у елюірующій розчин по реакції:
RAg (CN) 2 +3 SC (NH 2) 2 +2 HCl = RCl + Ag [SC (NH 2) 2] 3 Cl +2 HCN.
За принципом іонного обміну ціанисті аніони срібла добре десорбуються розчинами 75-225 г / л NH ^ SCN + 10-20 г / л NaOH по реакції:
RAg (CN) 2 + SCN-= RSCN + [Ag (CN) 2] -.
За тим же принципом ціаніди срібла досить повно десорбуються розчинами:
а) 250 г / л NH ^ NO ^; б) 100 г / л NaCN; в) у меншій мірі - розчином 150-200 г / л NaCl. Срібло майже не десорбується розчинами NaOH.
Десорбція [Cu (CN) n] n-1. Ціанисті аніони міді ефективно десорбуються слабокислими розчинами ТМ тієї ж концентрації, що і для золота, а також лужним розчином роданистого амонію з концентрацією 50-75 г / л NH 4 SCN + 10-20 г / л NaOH. Добре десорбуються аніони міді розчином ціаністого натрію з концентрацією 40-80 г / л NaCN + 0,1 г / л NaOH при температурі 50-60 ° С по реакції обміну:
2R 2 Cu (CH) 3 +2 SC-= 2RCN + [Cu (CN) 3] 2 -
Катіонні групи аніоніта при цьому нейтралізуються іонами ціану. Витяг міді в розчин при витраті його до 10 об'ємів на 1 об'єм смоли становить 70-90%. При обробці смоли, яка містить комплексні ціаніди міді, розчинами мінеральних кислот (2%-ної сірчаної або соляною кислотою) відбувається розкладання комплексів по реакціях:
· * 2RCu (CN) 2 + H 2 SO 4 =* R 2 SO 4 +2 CuCN +2 HCN;
· * R 2 Cu (CN) 3 + H 2 SO 4 =* R 2 SO 4 + CuCN +2 HCN;
· * 2R 3 Сu (СN) 4 + 3H 2 SO 4 = * 3R 2 SO 4 + 2CuCN + 6HCN.
У результаті розкладання комплексів утворюється осад простого ціаніду міді CuCN, який залишається в смолі, і, отже, мідь не десорбується. Разом з тим відбувається часткова регенерація ціаніду, що виділяється у вигляді синильної кислоти HCN. Регенерується ціанід з іонів: [Cu (CN) 2] - - 50%; [Сu (СN) 3] 2 - - 66,6%; [Cu (CN) 4] 3 - - 75,0%. Для елюювання міді необхідно окислити осад ціаніду міді з перекладом одновалентної міді у форму катіона Сu 2 +, не утримуваного аніонітів і минаючого з розчином. При використанні як окислювача Fe 2 (SO 4) 3 (l, 3%) у розчині H 2 SO 4 елюювання проходить за реакцією
При цьому ціанід регенерується повністю. У разі застосування НСl як окислювач слід використовувати FeCl 3.
Таким чином, застосування розчину сірчаної або соляної кислот з окислювачем дозволяє елюіровать мідь з одночасною повною регенерацією ціаніду, що відповідає даним І. Н. Плаксіна і М.А Кожуховою, отриманим при регенерації ціаністих розчинів. Осад CuCN можна витягти зі смоли також міцним (40-50 г / л) розчином NaCN.Кроме згаданих реагентів, десорбція ціаністих аніонів міді може проводитися розчинами NaCl з концентрацією 150-175 г / л по реакції обміну. Процес протікає ефективніше при підвищенні температури до 50-60 ° С.
Десорбція [Zn (CN) 4] 2 -. Цинк добре елюіруется зі смоли розведеними розчинами H 2 SO 4 c концентрацією 20-25 г / л. При цьому ціаністий комплекс цинку розкладається, цинк переходить у форму катіона Zn 2 +, не утримуваного аніонітів, ціанід повністю регенерується. У разі застосування НСl необхідно використовувати розбавлені розчини з концентрацією 0,1 н. (3-5 г / л) НСl, так як при концентрації 0,5 н. НСl і вище ціаністий комплекс переходить в хлористий комплекс ZnCI 4 2 -, який затримується аніонітів:
R 2 Zn (CN) 4 +4 HCl = R 2 ZnCl 4 +4 HCN.
У цьому випадку цинк виводиться зі смоли при подальшій промивці її водою внаслідок розкладання аніону ZnCI 2 з утворенням розчинної солі ZnCI 2, в якій цинк знаходиться у вигляді катіона Zn 2 +, не задерживаемого аніоніти.
У разі присутності в смолі іонів ферроцианида [Fe (CN) 6] 4 - катіони цинку в кислому середовищі утворюють з ними опади Zn 2 Fe (CN) 6 і H 2 ZnFe (CN) 6 які залишаються в смолі. З цієї причини ступінь кислотної десорбції цинку уменьшается.Ціаністие сполуки цинку ефективно елюіруются розчинами NaOH з концентрацією 40-50 г / л. При цьому протікають реакції:
· * R 2 Zn (CN) 4 +6 NaOH =* 2ROH + Na 2 Zn (OH) 4 +4 NaCN;
· Zn 2 Fe (CN) 6 +4 NaOH = 2Zn (OH) 2 + Na 4 Fe (CN) 6;
· Zn (OH) 2 +2 NaOH = Na 2 Zn (OH) 4;
· * 4ROH + Na 4 Fe (CN) 6 =* R 4 Fe (CN) 6 +4 NaOH.
Утворений цінкат-іон [Zn (OH) 4] 2 - сильно гідратованих і переходить у водну фазу. Іон ферроцианида [Fe (CN) 6] 4 - частково може сорбувати аніоніти. Комплексний ціанід цинку слабо елюіруется розчинами роданистого амонію і хлористого натрію, але додаток до цих розчинів NaOH в кількості 20 г / л різко підвищує витяг цинку зі смоли. Тетраціаноцінкат-іон успішно десорбується також розчином 250-400 г / л NH 4 NO 3 + 10 г / л NH 4 OH. Ціанисті розчини не десорбується сполуки цинку. Десорбція [Ni (CN) 4] 2 -. Аніони [Ni (CN) 4] 2 -, як і аніони міді, активно десорбуються слабокислим розчином ТМ, а також лужним розчином NH 4 SCN. В останньому випадку десорбція протікає по реакції обміну:
* R 2 Ni (CN) 4 +2 SCH-=* 2RSCN + [Ni (CN) 4] 2 -
Ефективно елюіруется нікель розведеними розчинами сірчаної (20-25 г / л) або соляної (10-20 г / л) кислоти по реакції:
* R 2 Ni (CN) 4 +2 H 2 SO 4 =* R 2 SO 4 + NiSO 4 + HCN.
Процес протікає з утворенням катіона Ni 2 + не задерживаемого аніонітів, і повною регенерацією ціаніду. Розчин NH 4 NO 3 c концентрацією 250 г / л десорбується нікель частково (близько 40%). Розчини NaCN, NaOH, NaCl практично не десорбується ціаністий нікель.
Десорбція ферроцианид-іона [Fe (CN) 6] 4 -. Ферроцианид-іон ефективно десорбується з аніоніта розчинами NaCN з концентрацією 50-100 г / л, краще при температурі до 50-60 ° С. Процес протікає по реакції іонного обміну:
* R 4 Fe (CN) 6 +4 NaCN =* 4RCN + Na 4 Fe (CN) 6.
Аніон [Fe (CN) 6] 4 - добре десорбується також розчинами 2-3 н. NaCl (120-180 г / л) з вмістом 0,25-0,5 н. NaOH (10-20 г / л), краще при температурі 50-60 ° С, по реакції обміну з іоном С1 -. Досить повно аніон [Fe (CN) 6] 4 - елюіруется розчинами NH 4 SCN з концентрацією 75-225 г / л з переходом смоли в роданід-форму RSCN. Після сірчано-кислотної обробки смоли для десорбції цинку, нікелю та ціанід-іона і десорбції золота, срібла і міді слабокислим розчином ТМ можна елюіровать залізо і залишки міді розчином складу: 160 г / л NH 4 NO 3 +50 г / л NH 4 OH + 40 г / л NaOH при температурі 25 ° С. Витрата елюірующего розчину - 7 обсягів на 1 обсяг смоли. Після обробки залізо в смолі знаходиться у формі сорбованого ферроцианид-іона R 2 Fe (CN) 6 і у вигляді опадів солей Ni 2 Fe (CN) 6, Zn 2 Fe (CN) 6 та інші, не розчинних у кислому середовищі, мідь - у вигляді осаду простого ціаніду CuCN.В лужному середовищі солі ферроцианида з важкими металами розкладаються з утворенням осаду гідроксидів Zn (ОН) 2 та Ni (ОН) 2 і ферроцианид-іона [Fe (CN) 6] 4 -. Ціанід міді і гідрати оксидів металів розчиняються в аміачному розчині по реакціях:
· CuCN + NH 4 NO 3 +2 NH 4 OH = Cu (NH 3) 2 NO 3 + NH 4 CN +2 H 2 O;
· Zn (OH) 2 +2 NH 4 NO 3 +2 NH 4 OH = Zn (NH 3) 4 (NO 3) 2 +4 H 2 O;
· Ni (OH) 2 +2 NH 4 NO 3 +3 NH 4 OH = Ni (NH 3) 5 (NO 3) 2 +5 H 2 O;
Утворені комплексні катіони міді, цинку і нікелю переходять в елюат. Ферроцианид-іон десорбується зі смоли іоном N0 3 - по реакції обміну:
* R 4 Fe (CN) 6 +4 NO 3 - =* 4RNO 3 + [Fe (CN) 6] 4 -.
Аніон [Fe (CN) 6] 4 - частково (до 40%) елюіруется розчинами 2-4 н. HNO, і мало елюіруется розчинами Н 2 SO 4 і NaOH. [2]
Десорбція [Co (CN) 4] 2 -. Ціаністий аніон кобальту міститься в насиченому аніоніт зазвичай у малій кількості (не більше 1 мг / г), але десорбція його утруднена. Найбільш ефективно [Co (CN) 4] 2 - елюіруется розчином 150-375 г / л NH 4 SCN, частково (до 30-60%) - розчинами 225-250 г / л NH 4 NO 3, 180 г / л NaCI + 20 г / л NaOH, 50-100 г / л NaCN. Десорбція кобальту зростає з підвищенням температури до 50-60 ° С. Десорбція ціанід-іона CN -. Ціанід-іон регенерується розчинами сірчаної або соляної кислот з концентрацією 10-20 г / л по реакції:
* 2RCN + H 2 SO 4 =* R 2 SO 4 +2 HCN.
Ціанистоводнева кислота HCN відганяється із золота, поглинається розчином NaOH або Са (ОН) 2 та у вигляді цианистой лугу NaCN або Ca (CN) 2 повертається в процес ціанування.
Ціанід-іон CN - десорбується також розчинами NH 4 SCN, NH 4 NO 3, NaCI, NaOH та ін, аніони яких заміняють його в смолі.
Десорбція домішкових аніонів S 2 O 3 2 -, SO 3 2 -, SiO 3 2 - та ін успішно здійснюється розчинами NaOH з концентрацією 40-50 г / л. У процесі регенерації аніонітів необхідно домагатися найбільш повної десорбції як благородних металів, так і домішок. Залишаються на смолі домішки при повторному її використанні в процесі сорбції погіршують кінетику процесу, зменшують ємність смоли по благородних металів і збільшують втрати розчиненого золота в рідкій фазі хвостів. Вплив неповної регенерації тим значніше, чим більше домішок залишається в аніонів. Як показує практика, вміст залишкових компонентів у аніоніт після регенерації може складати: золота - не більше 0,1-0,3 мг / г, домішок - не більше 3-5 мг / г повітряно-сухого сорбенту. При величині залишкових домішок більше 10-12 мг / г спостерігається значне збільшення концентрації золота в розчині після сорбції, тобто збільшуються втрати розчиненого золота з хвостами. [2]
На рис. 1. приведена технологічна схема переробки золотовмісної сировини
Рис.1 ТЕХНОЛОГІЧНА СХЕМА ПЕРЕРОБКИ золотовмісних СИРОВИНИ
1.3 РОЛЬ ПРОЦЕСУ ВИДІЛЕННЯ ЗОЛОТА З ТІОМОЧЕВІНННИХ ЕЛЮАТОВ У ТЕХНОЛОГІЧНОЇ СХЕМІ
Витяг золота з кислого тіосечовиною елюата є завершальною операцією переробки практично будь-якого типу руд, якщо в технологічній схемі була використана операція тіокарбамідного вилуговування золота. Найбільш підготовленим до промислового використання при переробці золотих руд технологічного типу В є тіокабамід.
Про ефективність даного розчинника, зокрема, можна судити за результатами експериментів, наведених у табл. 1. Вилуговування золота вироблялося з рудних сумішей, складених з золотовмісної кварцу (2 проби руди із вмістом Аu відповідно рівним 12,9 і 2.3 г / т) та вводяться в нього різних мінеральних добавок. В якості останніх використані: борніт-халькозіновий концентрат (вміст Сu 70, S 20%), штуфной антимоніт (98% Sb 2 S 3), суміш реальгару і аурипігменту. містить 53% Аs і 32% S, а також активоване вугілля марки ОУ. Частка добавок, що вводяться становила 1% від маси кварцовою основи. З наведеної таблиці видно, що процес тіокарбамідного вилуговування, забезпечуючи приблизно однакові з ціануванням показники добування золота з простих кварцових руд. . Менш чутливий до домішок (мідь, сурма, миш'як), що дозволяє розглядати його в якості одного з можливих варіантів гідрометалургійної переробки руд, що відносяться до технологічного типу "В".
Таблиця 1
Результати порівняльних дослідів по витяганню золота з мінеральних сумішей ціанистими і тіокарбаміднимі розчинами
| Вихідний матеріал для вилуговування | Витяг Аu в розчини,% | |
| Ціанування | Тіокарбамідное вилуговування | |
| Руда (1) з вихідним вмістом Au 12, 9 г / т | 93-97 | 87-96 |
| Руда (2) з вихідним вмістом Au 2,3 г / т | 80-85 | 75-78 |
| Руда (1) з добавкою борніт-халькозінового концентрату | 50-60 | 87-91 |
| концентрація Сu в розчинах, мг / л 740 27 | ||
| Руда (2) з добавкою борніт-халькозінового концентрату | 17-22 | 65-74 |
| Руда (1) з добавкою антимонита | 0 | 75-79 |
| Руда (2) з добавкою реальгар-аурипігменту | 22-43 | 65-70 |
| Руда (1) з добавкою активованого вугілля | 0 | 0 |
У період 1964-1984 рр.. фахівцями Іргіредмета проведено комплекс теоретичних і експериментальних досліджень з вивчення загальних закономірностей процесу розчинення золота та його хімічних сполученні в кислих розчинах тіокарбаміда з наступною розробкою технології вилучення металів з руд на основі тіокарбамідного вилуговування, включаючи операції осадження золота і срібла з розчинів і нейтралізації стічних вод технологічного процесу. Однак дана операція досить складна, так як процес маловивчений і трудноосуществім так як руди досить бідні і економічно невигідно застосовувати дану операцію.
2. ПЕРЕГЛЯД ТЕХНОЛОГІЧНОГО ПРОЦЕСУ ВИДІЛЕННЯ ЗОЛОТА З тіомочевіни ЕЛЮАТОВ
2.1 ХАРАКТЕРИСТИКА І хімізм процесу
З розчину ТМ золото і срібло можуть бути обложені поруч методів. [2]
Для розчинів з проміжним вмістом золота і срібла досить перспективним, як показали проведені дослідження, видається використання методу цементації Au і Ag електронегативними металами (цинк, алюміній, свинець, залізо).
Більш кращий у цьому плані металевий свинець, що дозволяє за 10 хв використовуватимемо в цементний осад 99,5% Au і 99,9% Ag. Однак відносно високий витрата цементаторов (7 частин на 1 частину суми Au і Ag) і пов'язане з цим низький вміст благородних металів в осаді (менше 12%) вимагають ретельної оцінки ефективності процесу цементації, стосовно до конкретного сировини.
1. Цементація свинцем золота здійснюється з солянокислих ТМ елюатов з наступним купелірованіем осаду. При завантаженні в розчин свинцевої стружки або пилу протікає наступна реакція цементації золота:
2Au [SC (NH 2) 2] Cl + Pb = 2Au + Pb [SC (NH 2) 2] 4 Cl 2.
Витрата свинцевої пилу складає 20-30 г на 1 г золота. Недоліками методу є забруднення розчину свинцем, що утрудняє використання його в обороті, і непридатність для сірчанокислих ТМ елюатов.
2 Цементація цинком. Содово-цинковий спосіб осадження золота і срібла розроблений і впроваджений у виробництво на Лебединської дослідної іонообмінної установці. Розчин попередньо нейтралізується содою до рН 6-7, потім завантажується цинковий пил в кількості 3-4 г на 1 г золота і перемішується з розчином протягом 2-3 ч. Золото осідає по реакції:
{Au [SC (NH 2) 2] 2} 2 SO 4 + Zn = 2Au + Zn [SC (NH 2) 2] 4 SO 4.
Після осадження золота і срібла в розчин додають соду до рН 9-10 для часткового осадження з розчину цинку як Zn (OH) 2. Відфільтрований цинковий осад містить 6-10% золота і піддається переробці сірчаної або соляної кислотою з наступною плавкою осаду на чорнове золото. Розчин направляється в оборот - на десорбцію. До недоліків методу відносяться: невисока якість осаду, високий витрати реагентів (сода, цинковий пил, кислоти) та забруднення оборотного елюірующего розчину цинком і солями натрію, які знижують якість отрегенерірованной смоли.
3. Цементація алюмінієм. Використовується алюмінієвий пил з розміром часток 95% класу -0,074 мм. Осадження проходить по реакції:
3 [Au (TM) 2] 2 SO 4 +2 Al = 6Au +12 TM + Al 2 (SO 4) 3.
Витрата алюмінію становить 3 г на 1 г золота, тривалість контакту 4 год при температурі 20 ° С. Вміст золота в осаді становить до 25%, залишкове вміст золота в розчині 2-5 мг / л. Осад обробляють 5%-ним розчином NaOH протягом 3 год для видалення алюмінію, після чого вміст золота в осаді підвищується до 85%. Цей осад плавлять для отримання чорнового золота. Недоліки методу ті ж, що і при осадженні цинком.
4. Лужне осадження золота. За цим методом елюат попередньо протягом 4-6 год продувають повітрям для видалення HCN щоб уникнути утворення NaCN при введенні лугу, розчинення і неповного осадження золота. У розчин при температурі 40-50 ° С додається 40%-ний розчин NaOH до рН 10-12. При цьому осідає гідроксид золота по реакції:
Au [SC (NH 2) 2] 2 Cl + NaOH = Au (OH) +2 SC (NH 2) 2 + NaCl.
Тривалість осадження становить 2-4 год Має велике значення підтримання вказаного значення рН розчину, тому що при недостатній кількості лугу можливо неповне осадження золота, а при надлишку її - розчинення гідрату золота. Разом із золотом осідають гідроксиди металів-домішок, завдяки чому розчин звільняється від домішок, що утруднюють процес регенерації смоли. Гідратів опади з вмістом золота 10-15% фільтрують на фільтр-пресі, промивають гарячою водою, продувають повітрям і обпалюють при температурі 300 ° С для видалення сірки. Недогарки потім піддають сернокислотной обробці для розчинення домішок і при утриманні золота 30-45% вони надходять на афінаж. Недоліками методу є: погана фільтрівність гідратних опадів, додаткову витрату кислоти і порівняно невисоку якість опадів.
5. Осадження золота активованим вугіллям. Витяг золота і срібла з кислих тіокарбамідних розчинів з відносно невисокою концентрацією благородних металів (Au до 50мг / л) може бути здійснено методом сорбції на активованих вугіллях (СКТ, ОУ, КАД та ін.)
Про можливості даного технологічного прийому можна судити за результатами сорбції золота порошкоподібною активованим вугіллям марки СКТ з розчинів від вилуговування флотоконцентрата Артемівської ЗІФ. Містять, крім золота, деяка кількість міді (до 0.2 г / л), заліза (до 1,2 г / л) та інших компонентів-домішок. У залежності від вихідної концентрації золота в розчинах (1-20 мг / л), робоча ємність вугілля по золоту склала 2-12%, при вмісті домішок (%): заліза 0.12, міді до 2,7; кальцію. магнію, алюмінію, цинку, нікелю - в межах від 0,01-0,1. Після озоления вугілля містив Au 40-50; Fе 5-10: Сu 10-15; SiO 2 5-8%, уявляючи, таким чином. досить концентрований по золоту продукт, придатний для відправки на афінажні заводи.
Отримано результати дослідженні з вивчення механізму адсорбції золота з кислих тіокарбамідних розчинів активованим вугіллям. Встановлено, що сорбція підпорядковується рівнянням Фрейндліха і Ленгмюра і є ендотермічною процесом. Енергія активації, складова 3,5 ккал / моль, свідчить про те, що
лімітуючою стадією в кінетиці адсорбції є дифузія в пористій структурі активованого вугілля.
Запропоновано сорбційно-флотаційний варіант вилучення золота з нефільтрованим тіокарбамідних пульп активованим вугіллям. Але цим варіантом пульпа обробляється порошкоподібною вугіллям (50-60% часток з діаметром менше 40 мкм), після чого піддається флотації. В якості флотаційного реагента використовується олеат натрію. Тривалість 5 хв. За цей період з пульпи (рН = 1,5), що містить 20 мг / л золота, 400 мг / л тіокарбаміда, 0,5 г / л вугільного порошку, при витраті олеат натрію 100-120 мг / л, досягається витяг золота в концентрат на рівні 90%. Збільшення витрати олеат до 200 мг / л підвищує витяг золота до 95%.
Кращі результати при випробуванні різних марок вугілля отримані при добуванні золота вугіллям СКТ. Сорбція золота вугіллям досить вибіркова, велика частина домішок залишається в розчині. У протівоточном процесі за 4-5 ступенів золото повністю витягується з розчинів і виходять вугільні опади з вмістом золота 15-20%. Їх необхідно спалювати і золу плавити на чорновий метал. Недоліки способу: затруднительность процесу спалювання вугілля і великі втрати ТМ (10-15%), яка повністю втрачається при переробці вугільного осаду.
6. Екстракція золота. Дослідження вчених показали принципову можливість вилучення золота з солянокислих ТМ розчинів екстракцією трибутилфосфатом. При контакті органічної і водної фаз протягом 5-10 хв і щодо обсягів фаз В: В = 2: 1 досягається практично повне вилучення золота з водного розчину. Необхідні подальші дослідження з екстракції з сірчанокислих елюатов, реекстракціі і переробці реекстрактов.
7. Електролітичне осадження золота і срібла. Це найбільш ефективний метод переробки кислих ТМ елюатов, тому що дозволяє отримати металеве золото високої чистоти без витрат реагентів та проведення додаткових операцій. Як анодів при електролітичному осадженні золота і срібла використовують графітові або платинові пластини, в якості катодів - титанові пластини або графітований ватин.
Таким чином, при електролізі золота має місце наступна електрохімічна система: Au з домішками (катод) | [Au (ТМ) 2] 2 SO 4, ТМ, H 2 SO 4, H 2 O домішки | Ti (анод)
На катоді протікають такі основні реакції відновлення:
Au [SC (NH 2) 2] 2 + + e = Au +2 SC (NH 2) 2
2H + +2 e = H 2
Можливо також відновлення міді, свинцю та інших домішок. На аноді має місце електролітична реакція утворення іонів Н +:
2H 2 O-4e = O 2 +4 H +
Крім того, на аноді можливі процеси окислення і розкладання ТМ з виділенням сірки по реакції:
SC (NH 2) 2-2e = CNNH 2 + S +2 H +
З плином часу ціанамід приєднує воду і переходить в сечовину.
CNNH 2 + H 2 O = CO (NH 2) 2
Сумарний процес анодного окислення ТМ проходить за реакцією
SC (NH 2) 2 + H 2 O-2е = CO (NH 2) 2 + S +2 H +
Окислення ТМ особливо посилюється при підвищенні щільності струму> 15 А/м2. Анодне розкладання ТМ збільшує витрату цього дорогого реагенту, а продукти розкладання його надають шкідливий вплив на електролітичне виділення металів з розчину і якість осаду. Щоб уникнути цього доцільно проводити процес електролізу з поділом анодного і катодного просторів діафрагмою з іонітових мембраною, тобто з поділом електролізної ванни на анодні і катодні камери. Золотовмісний ТМ розчин поміщається в катодне простір, аноліта служить 0,5-1,0%-ний розчин H 2 SO 4 Як діафрагм використовуються аніонітових або катіонітових мембрани, через які молекули ТМ не проходять у аноліт. Комплексні ТМ катіони переходять в аноліт в малій кількості: 3-4%. При наявності діафрагм витрата ТМ при електролізі різко скорочується. Процес електролізу проводиться при катодній густини струму J к = 8 ... 10 А/м2, напрузі на ванні 3,0 В, температурі електроліту 50-60 ° С, значенні потенціалу 0,3-0,4 У відносно нормального хлор-срібного електрода. Основна маса золота осідає за 2-3 год електролізу. Після концентрації 100-120 мг / л для одержання залишкового вмісту золота в розчині 10-20 мг / л тривалість осадження збільшується до 6-12 год Вміст золота в катодному осаді становить 70-85%, срібла 10-25%, міді 0, 5-5%, цинку 0,1-0,2%, заліза 0,1-0,4%. Основна маса домішок неблагородних металів залишається в електроліті і повертається в процес десорбції золота. Вихід по струму по золоту і сріблу складає близько 30%. Збільшення щільності струму більше 15-20 А/м2 недоцільно, тому що при цьому збільшується осадження домішок, зокрема міді, зменшується вихід по струму, збільшується винесення електроліту з бульбашками виділяється водню, змінюється структура осаду. [2]
8. Електроелюірованіе. Метод електроелюірованія, або електродесорбціі представляє собою суміщений процес десорбції золота і електроосадження його з розчину. Досліджено електроелюірованіе золота із застосуванням десорбції розчину NH 4 SCN. З цією метою 1,5 л насиченого ані-ВНІТ Деацідіт Н з 24% сильноосновними груп після попереднього елюювання з нього нікелю та міді розчином NaCN перемішували в електролізної ванні з 10 л 5 н. (380,65 г / л) розчину NH 4 SCN (6,67 об'єму розчину на 1 об'єм смоли). Як анода використовувалася вугільна пластина, в якості катода - свинцева фольга. Катодна щільність струму становила 154 А/м2, напруга 1,5 В. Золото зі смоли витягується практично повністю за 24 год (до змісту 0,066 г / л) і досить повно осідає на свинцевому катоді (до вмісту в розчині 15 мг / л). При напрузі на електродах 1,5-1,6 У роданистий амоній не руйнується і може бути використаний для електроелюірованія багаторазово. Руйнування NH 4 SCN відбувалося при вбрані на електродах 1,8-1,86 В. У випадку
неселективного електроелюірованія 5 н. розчином NH 4 SCN при катодній густини струму 300 А/м2 і напрузі на електродах 1,6 В золото і мідь вимивалися з смоли і осідали на катоді майже на 100%, нікель практично не елюіровался, але деяке його кількість (до 9%) облягають на катоді. Тривалість процесу 60 ч. Перевага методу - малий обсяг елюірующего розчину і прискорення процесу десорбції, але недоліки, властиві роданистого елюатам, зберігаються. Метод електроелюірованія із застосуванням слабокислих ТМ розчинів розроблений М. С. Гірдасовим. Схема установки для електроелюірованія показана на рис.
У герметично закривається електролізер завантажують насичений аніоніт і електроліт в кількості 2-10 м3 на 1 м3 смоли. Електролітом служить соляно-або сірчанокислий розчин ТМ з концентрацією 55-65 г / л ТМ і 18-20 г / л НС1 або 25 г / л H 2 SO 4. Як анодів використовується платинована титан, в якості катодів - титан (марка ВТ-1). Смола в підвішеному стані підтримується повітряним перемішуванням. Виділяється HCN відводиться зі струмом повітря в поглинальні судини, заповнені розчином лугу (NaOH чи СаО). Щоб уникнути окислення ТМ і забруднення осаду металу елементарною сіркою аноди слід поміщати в камери з діафрагмами з катіонітових або аніонітових мембран. У анодні камери як аноліта заливають 1-2%-ний розчин H 2 SO 4. Осаждающиеся на катоді метали захищені від перемішуваної смоли екраном з поліетиленової сітки.
Процес електроелюірованія без анодних діафрагм (за М. С. Гірдасову) проводиться при щільності струму 10-20 А/м2, напрузі на електродах 1-1,5 У протягом 24-30 год і дозволяє отримати залишковий вміст золота в смолі 0,2 -0,4 мг / м. Застосування анодних іонітових мембран дає можливість підвищити щільність струму до 100-300 А / м 2, у результаті чого різко збільшується швидкість і зменшується тривалість процесу електродесорбціі. При цьому знижується концентрація ТМ у елюірующем розчині з 80-90 г / л у динамічному процесі до 55-65 г / л при електроелюірованіі, що значно зменшує втрати цього реагенту і обсяг апаратури. Ці переваги компенсують деяке збільшення витрати електроенергії при підвищенні щільності струму. Так, при електроелюірованіі аніоніта, попередньо очищеного від домішок неблагородних металів, з використанням катионитовой анодної мембрани при щільності струму 100-150 А / м 2, напрузі на електродах 3 В, концентрації ТМ - 55 г / л і НСl - 19 г / л залишкове вміст золота в смолі 0,2 - 0,4 мг / г отримано при тривалості процесу 6 ч. Ступінь електродесорбціі золота склала 95-97%, при осадженні на катоді 87,0 - 92,0%. Вміст золота в катодному осаді становить 80-85%. У порівнянні з динамічним елюювання при електродесорбціі золота процес прискорюється в 3-4 рази при відсутності анодних діафрагм і щільності струму 10-20 А/м2 і в 20-25 разів за наявності діафрагм і підвищення щільності струму до 100-150 А/м2. Підвищення швидкості електроелюірованія пояснюється зсувом рівноваги реакції десорбції золота і збільшенням швидкості дифузії іонів тіомочевіни комплексів золота із зерен іоніти внаслідок зменшення концентрації цих іонів у розчині при електроосадженні металу. Процес електродесорбціі домішок - міді, цинку і заліза - лужним розчином NaCI розроблений А. С. Строгановим. Рекомендовані умови: анодна діафрагма - катіонітових мембрана, щільність струму 150-200 А/м2; елюірующій розчин: 75-85 г / л NaOH + 60-75 г / л NaCI; кількість розчину 2 обсягу на 1 обсяг смоли, тривалість процесу 6 - 10 ч. Залишковий сумарний вміст домішок в смолі становить 1,5-3,5 мг / м. Головною перешкодою до промислового впровадження розроблених методів електроелюірованія є відсутність задовільною конструкції електролізера, яка могла б забезпечити стабільне проведення процесу у виробничих умовах. [2]
В якості можливих варіантів вилучення золота з тіокарбамідних розчинів можуть бути також застосовані: іонна флотація, екстракція з TOA, гідратної (NaOH) осадження з подальшою переробкою одержуваних золотовмісних опадів методом ціанування, відновлення газоподібним воднем і інші способи.
2Au [SC (NH 2) 2] Cl + Pb = 2Au + Pb [SC (NH 2) 2] 4 Cl 2.
Витрата свинцевої пилу складає 20-30 г на 1 г золота. Недоліками методу є забруднення розчину свинцем, що утрудняє використання його в обороті, і непридатність для сірчанокислих ТМ елюатов.
2 Цементація цинком. Содово-цинковий спосіб осадження золота і срібла розроблений і впроваджений у виробництво на Лебединської дослідної іонообмінної установці. Розчин попередньо нейтралізується содою до рН 6-7, потім завантажується цинковий пил в кількості 3-4 г на 1 г золота і перемішується з розчином протягом 2-3 ч. Золото осідає по реакції:
{Au [SC (NH 2) 2] 2} 2 SO 4 + Zn = 2Au + Zn [SC (NH 2) 2] 4 SO 4.
Після осадження золота і срібла в розчин додають соду до рН 9-10 для часткового осадження з розчину цинку як Zn (OH) 2. Відфільтрований цинковий осад містить 6-10% золота і піддається переробці сірчаної або соляної кислотою з наступною плавкою осаду на чорнове золото. Розчин направляється в оборот - на десорбцію. До недоліків методу відносяться: невисока якість осаду, високий витрати реагентів (сода, цинковий пил, кислоти) та забруднення оборотного елюірующего розчину цинком і солями натрію, які знижують якість отрегенерірованной смоли.
3. Цементація алюмінієм. Використовується алюмінієвий пил з розміром часток 95% класу -0,074 мм. Осадження проходить по реакції:
3 [Au (TM) 2] 2 SO 4 +2 Al = 6Au +12 TM + Al 2 (SO 4) 3.
Витрата алюмінію становить 3 г на 1 г золота, тривалість контакту 4 год при температурі 20 ° С. Вміст золота в осаді становить до 25%, залишкове вміст золота в розчині 2-5 мг / л. Осад обробляють 5%-ним розчином NaOH протягом 3 год для видалення алюмінію, після чого вміст золота в осаді підвищується до 85%. Цей осад плавлять для отримання чорнового золота. Недоліки методу ті ж, що і при осадженні цинком.
4. Лужне осадження золота. За цим методом елюат попередньо протягом 4-6 год продувають повітрям для видалення HCN щоб уникнути утворення NaCN при введенні лугу, розчинення і неповного осадження золота. У розчин при температурі 40-50 ° С додається 40%-ний розчин NaOH до рН 10-12. При цьому осідає гідроксид золота по реакції:
Au [SC (NH 2) 2] 2 Cl + NaOH = Au (OH) +2 SC (NH 2) 2 + NaCl.
Тривалість осадження становить 2-4 год Має велике значення підтримання вказаного значення рН розчину, тому що при недостатній кількості лугу можливо неповне осадження золота, а при надлишку її - розчинення гідрату золота. Разом із золотом осідають гідроксиди металів-домішок, завдяки чому розчин звільняється від домішок, що утруднюють процес регенерації смоли. Гідратів опади з вмістом золота 10-15% фільтрують на фільтр-пресі, промивають гарячою водою, продувають повітрям і обпалюють при температурі 300 ° С для видалення сірки. Недогарки потім піддають сернокислотной обробці для розчинення домішок і при утриманні золота 30-45% вони надходять на афінаж. Недоліками методу є: погана фільтрівність гідратних опадів, додаткову витрату кислоти і порівняно невисоку якість опадів.
5. Осадження золота активованим вугіллям. Витяг золота і срібла з кислих тіокарбамідних розчинів з відносно невисокою концентрацією благородних металів (Au до 50мг / л) може бути здійснено методом сорбції на активованих вугіллях (СКТ, ОУ, КАД та ін.)
Про можливості даного технологічного прийому можна судити за результатами сорбції золота порошкоподібною активованим вугіллям марки СКТ з розчинів від вилуговування флотоконцентрата Артемівської ЗІФ. Містять, крім золота, деяка кількість міді (до 0.2 г / л), заліза (до 1,2 г / л) та інших компонентів-домішок. У залежності від вихідної концентрації золота в розчинах (1-20 мг / л), робоча ємність вугілля по золоту склала 2-12%, при вмісті домішок (%): заліза 0.12, міді до 2,7; кальцію. магнію, алюмінію, цинку, нікелю - в межах від 0,01-0,1. Після озоления вугілля містив Au 40-50; Fе 5-10: Сu 10-15; SiO 2 5-8%, уявляючи, таким чином. досить концентрований по золоту продукт, придатний для відправки на афінажні заводи.
Отримано результати дослідженні з вивчення механізму адсорбції золота з кислих тіокарбамідних розчинів активованим вугіллям. Встановлено, що сорбція підпорядковується рівнянням Фрейндліха і Ленгмюра і є ендотермічною процесом. Енергія активації, складова 3,5 ккал / моль, свідчить про те, що
лімітуючою стадією в кінетиці адсорбції є дифузія в пористій структурі активованого вугілля.
Запропоновано сорбційно-флотаційний варіант вилучення золота з нефільтрованим тіокарбамідних пульп активованим вугіллям. Але цим варіантом пульпа обробляється порошкоподібною вугіллям (50-60% часток з діаметром менше 40 мкм), після чого піддається флотації. В якості флотаційного реагента використовується олеат натрію. Тривалість 5 хв. За цей період з пульпи (рН = 1,5), що містить 20 мг / л золота, 400 мг / л тіокарбаміда, 0,5 г / л вугільного порошку, при витраті олеат натрію 100-120 мг / л, досягається витяг золота в концентрат на рівні 90%. Збільшення витрати олеат до 200 мг / л підвищує витяг золота до 95%.
Кращі результати при випробуванні різних марок вугілля отримані при добуванні золота вугіллям СКТ. Сорбція золота вугіллям досить вибіркова, велика частина домішок залишається в розчині. У протівоточном процесі за 4-5 ступенів золото повністю витягується з розчинів і виходять вугільні опади з вмістом золота 15-20%. Їх необхідно спалювати і золу плавити на чорновий метал. Недоліки способу: затруднительность процесу спалювання вугілля і великі втрати ТМ (10-15%), яка повністю втрачається при переробці вугільного осаду.
6. Екстракція золота. Дослідження вчених показали принципову можливість вилучення золота з солянокислих ТМ розчинів екстракцією трибутилфосфатом. При контакті органічної і водної фаз протягом 5-10 хв і щодо обсягів фаз В: В = 2: 1 досягається практично повне вилучення золота з водного розчину. Необхідні подальші дослідження з екстракції з сірчанокислих елюатов, реекстракціі і переробці реекстрактов.
7. Електролітичне осадження золота і срібла. Це найбільш ефективний метод переробки кислих ТМ елюатов, тому що дозволяє отримати металеве золото високої чистоти без витрат реагентів та проведення додаткових операцій. Як анодів при електролітичному осадженні золота і срібла використовують графітові або платинові пластини, в якості катодів - титанові пластини або графітований ватин.
Таким чином, при електролізі золота має місце наступна електрохімічна система: Au з домішками (катод) | [Au (ТМ) 2] 2 SO 4, ТМ, H 2 SO 4, H 2 O домішки | Ti (анод)
На катоді протікають такі основні реакції відновлення:
Au [SC (NH 2) 2] 2 + + e = Au +2 SC (NH 2) 2
2H + +2 e = H 2
Можливо також відновлення міді, свинцю та інших домішок. На аноді має місце електролітична реакція утворення іонів Н +:
2H 2 O-4e = O 2 +4 H +
Крім того, на аноді можливі процеси окислення і розкладання ТМ з виділенням сірки по реакції:
SC (NH 2) 2-2e = CNNH 2 + S +2 H +
З плином часу ціанамід приєднує воду і переходить в сечовину.
CNNH 2 + H 2 O = CO (NH 2) 2
Сумарний процес анодного окислення ТМ проходить за реакцією
SC (NH 2) 2 + H 2 O-2е = CO (NH 2) 2 + S +2 H +
Окислення ТМ особливо посилюється при підвищенні щільності струму> 15 А/м2. Анодне розкладання ТМ збільшує витрату цього дорогого реагенту, а продукти розкладання його надають шкідливий вплив на електролітичне виділення металів з розчину і якість осаду. Щоб уникнути цього доцільно проводити процес електролізу з поділом анодного і катодного просторів діафрагмою з іонітових мембраною, тобто з поділом електролізної ванни на анодні і катодні камери. Золотовмісний ТМ розчин поміщається в катодне простір, аноліта служить 0,5-1,0%-ний розчин H 2 SO 4 Як діафрагм використовуються аніонітових або катіонітових мембрани, через які молекули ТМ не проходять у аноліт. Комплексні ТМ катіони переходять в аноліт в малій кількості: 3-4%. При наявності діафрагм витрата ТМ при електролізі різко скорочується. Процес електролізу проводиться при катодній густини струму J к = 8 ... 10 А/м2, напрузі на ванні 3,0 В, температурі електроліту 50-60 ° С, значенні потенціалу 0,3-0,4 У відносно нормального хлор-срібного електрода. Основна маса золота осідає за 2-3 год електролізу. Після концентрації 100-120 мг / л для одержання залишкового вмісту золота в розчині 10-20 мг / л тривалість осадження збільшується до 6-12 год Вміст золота в катодному осаді становить 70-85%, срібла 10-25%, міді 0, 5-5%, цинку 0,1-0,2%, заліза 0,1-0,4%. Основна маса домішок неблагородних металів залишається в електроліті і повертається в процес десорбції золота. Вихід по струму по золоту і сріблу складає близько 30%. Збільшення щільності струму більше 15-20 А/м2 недоцільно, тому що при цьому збільшується осадження домішок, зокрема міді, зменшується вихід по струму, збільшується винесення електроліту з бульбашками виділяється водню, змінюється структура осаду. [2]
8. Електроелюірованіе. Метод електроелюірованія, або електродесорбціі представляє собою суміщений процес десорбції золота і електроосадження його з розчину. Досліджено електроелюірованіе золота із застосуванням десорбції розчину NH 4 SCN. З цією метою 1,5 л насиченого ані-ВНІТ Деацідіт Н з 24% сильноосновними груп після попереднього елюювання з нього нікелю та міді розчином NaCN перемішували в електролізної ванні з 10 л 5 н. (380,65 г / л) розчину NH 4 SCN (6,67 об'єму розчину на 1 об'єм смоли). Як анода використовувалася вугільна пластина, в якості катода - свинцева фольга. Катодна щільність струму становила 154 А/м2, напруга 1,5 В. Золото зі смоли витягується практично повністю за 24 год (до змісту 0,066 г / л) і досить повно осідає на свинцевому катоді (до вмісту в розчині 15 мг / л). При напрузі на електродах 1,5-1,6 У роданистий амоній не руйнується і може бути використаний для електроелюірованія багаторазово. Руйнування NH 4 SCN відбувалося при вбрані на електродах 1,8-1,86 В. У випадку
Процес електроелюірованія без анодних діафрагм (за М. С. Гірдасову) проводиться при щільності струму 10-20 А/м2, напрузі на електродах 1-1,5 У протягом 24-30 год і дозволяє отримати залишковий вміст золота в смолі 0,2 -0,4 мг / м. Застосування анодних іонітових мембран дає можливість підвищити щільність струму до 100-300 А / м 2, у результаті чого різко збільшується швидкість і зменшується тривалість процесу електродесорбціі. При цьому знижується концентрація ТМ у елюірующем розчині з 80-90 г / л у динамічному процесі до 55-65 г / л при електроелюірованіі, що значно зменшує втрати цього реагенту і обсяг апаратури. Ці переваги компенсують деяке збільшення витрати електроенергії при підвищенні щільності струму. Так, при електроелюірованіі аніоніта, попередньо очищеного від домішок неблагородних металів, з використанням катионитовой анодної мембрани при щільності струму 100-150 А / м 2, напрузі на електродах 3 В, концентрації ТМ - 55 г / л і НСl - 19 г / л залишкове вміст золота в смолі 0,2 - 0,4 мг / г отримано при тривалості процесу 6 ч. Ступінь електродесорбціі золота склала 95-97%, при осадженні на катоді 87,0 - 92,0%. Вміст золота в катодному осаді становить 80-85%. У порівнянні з динамічним елюювання при електродесорбціі золота процес прискорюється в 3-4 рази при відсутності анодних діафрагм і щільності струму 10-20 А/м2 і в 20-25 разів за наявності діафрагм і підвищення щільності струму до 100-150 А/м2. Підвищення швидкості електроелюірованія пояснюється зсувом рівноваги реакції десорбції золота і збільшенням швидкості дифузії іонів тіомочевіни комплексів золота із зерен іоніти внаслідок зменшення концентрації цих іонів у розчині при електроосадженні металу. Процес електродесорбціі домішок - міді, цинку і заліза - лужним розчином NaCI розроблений А. С. Строгановим. Рекомендовані умови: анодна діафрагма - катіонітових мембрана, щільність струму 150-200 А/м2; елюірующій розчин: 75-85 г / л NaOH + 60-75 г / л NaCI; кількість розчину 2 обсягу на 1 обсяг смоли, тривалість процесу 6 - 10 ч. Залишковий сумарний вміст домішок в смолі становить 1,5-3,5 мг / м. Головною перешкодою до промислового впровадження розроблених методів електроелюірованія є відсутність задовільною конструкції електролізера, яка могла б забезпечити стабільне проведення процесу у виробничих умовах. [2]
В якості можливих варіантів вилучення золота з тіокарбамідних розчинів можуть бути також застосовані: іонна флотація, екстракція з TOA, гідратної (NaOH) осадження з подальшою переробкою одержуваних золотовмісних опадів методом ціанування, відновлення газоподібним воднем і інші способи.