Переработка золотосодержащего сырья
Переработка золотосодержащего сырья
ВВЕДЕНИЕ.
1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ
1.1
ХАРАКТЕРИСТИКА ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ И МЕТОДЫ ЕГО ПЕРЕРАБОТКИ
1.2 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА
ПЕРЕРАБОТКИ СЫРЬЯ
КРАТКОЕ ОПИСАНИЕ ОСНОВНЫХ ЭТАПОВ ПЕРЕРАБОТКИ СЫРЬЯ
-ПОДГОТОВКА
РУД К ИЗВЛЕЧЕНИЮ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА
-ДРОБЛЕНИЕ И
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
-ГРАВИТАЦИОННЫЕ
МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ КОРЕННЫХ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ
РУД
-ИЗВЛЕЧЕНИЕ
ЗОЛОТА АМАЛЬГАМАЦИЕЙ
-СГУЩЕНИЕ
-ЦИАНИРОВАНИЕ
ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
-СОРБЦИЯ ИЗ ПУЛЬП (СОРБЦИОННОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ)
-ЭЛЮИРОВАНИЕ ЗОЛОТА И СЕРЕБРА И РЕГЕНЕРАЦИЯ
НАСЫЩЕННЫХ АНИОНИТОВ
1.3 РОЛЬ ПРОЦЕССА
ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИНННЫХ ЭЛЮАТОВ В ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ
2.ОБЗОР ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО
ПРОЦЕССА ВЫДЕЛЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИННЫХ ЭЛЮАТОВ
2.1 ХАРАКТЕРИСТИКА И
ХИМИЗМ ПРОЦЕССА
ОСАЖДЕНИЕ ЗОЛОТА ИЗ ТИОМОЧЕВИННЫХ РАСТВОРОВ
3.МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЕ
РАСЧЕТЫ
ВВЕДЕНИЕ.
Золото – металл
желтого цвета. Имеет гранецентрированную кубическую решетку, отличается
исключительной ковкостью и тягучестью. Из золота можно вытянуть проволоку
диаметром в 0,001 мм. Тепло- и электропроводность металла весьма высоки: золото
уступает лишь меди и серебру.
Физико-химические свойства золота:
-Au находится в 1-ой группе,
-атомная масса
197,
-плотность при 20°С 19,32 г/см3,
-характерные
степени окисления +1 и +3,
-нормальные
электродные потенциалы +1,88 и +1,5 В,
-температура
плавления 1064,4 °С,
-температура
кипения 2877°С,
-теплоемкость при
25°С
25,5 Дж/(моль К),
-теплота
испарения 368 кДж/моль.
Отличительной
особенностью золота является склонность к комплексообразованию и легкость к
восстановлению большинства его соединений до металла.
Золото –
благородный металл. Низкая химическая активность является важным и характерным
свойством этого металла. На воздухе, даже в присутсвии влаги золото практически
не изменяется. Даже при высоких температурах золото не взаимодействует с
водородом, кислородом, азотом, серой и углеродом.
Золото
соединяется с галогенами, причем с бромом процесс идет уже при комнатной
температуре, а с фтором, хлором и йодом – при нагревании.
Электродный
потенциал золота в водных растворах весьма высок:
Au®Au++, jо= +1,68 В;
Au®Au+3+3, jо= +1,58 В;
Поэтому золото не
растворяется ни в щелочах, ни в таких кислотах, как серная, азотная, соляная,
плавиковая, а также органических.
Вместе с тем, в
присутствие сильных окислителей золото способно растворяться в некоторых
минеральных кислотах. Так оно растворяется в концентрированной серной кислоте в
присутствии йодной кислоты H5IO6, азотной кислоты,
диоксида марганца, а также в горячей безводной селеновой кислоте H2SeO4,
являющейся весьма сильным окислителем.
Золото легко
растворяется в царской водке насыщенной хлором соляной кислоте в водных
растворах щелочных и щелочноземельных металлов в присутствие кислорода. Хорошим
растворителем золота является водный раствор тиомочевины, содержащий в качестве
окислителя хлорид или сульфат железа (+3).
Из других
растворителей золото можно отметить хлорную и бромную воду, раствор йода в
йодистом калии или в йодистоводородной кислоте. Во всех случаях растворение
золота связано с образованием комплексных соединений.
В своих
химических соединениях золото может иметь степень окисления +1 и +3. Все
соединения золота относительно непрочны и легко восстанавливаются до металла
даже простым прокаливанием.
Цель курсовой
работы сделать обзор технологий извлечения золота из растворов тиомочевинных
элюатов, показать достоинства и недостатки каждой из них, а также подробно
рассмотреть технологию электролитического осаждения золота из тиомочевинных
элюатов.
1.ОБЩАЯ ЧАСТЬ
1.1 ХАРАКТЕРИСТИКА ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ И МЕТОДЫ ЕГО ПЕРЕРАБОТКИ
В течение
последних двух-трех десятилетий неуклонно уменьшается доля золота,
извлекаемого из простых в технологическом отношении золотых руд. Одновременно
возрастает доля золота, извлекаемого из таких руд, эффективная обработка
которых требует значительно более сложных и развитых схем, включающих операции
гравитационного обогащения, флотации, обжига, плавки, выщелачивания и т. д.
Золотосодержащие руды и концентраты, обработка которых в обычных условиях
цианистого процесса (в сочетании с гравитационными и амальгамационными методами
извлечения крупного золота) не обеспечивает достаточно высокого извлечения
золота или сопровождается повышенными затратами на отдельные технологические
операции (измельчение, цианирование, обезвоживание, осаждение золота из
растворов и т. д.), называют упорными.
РУДЫ С ТОНКОВКРАПЛЕННЫМ ЗОЛОТОМ И МЕТОДЫ ИХ ПЕРЕРАБОТКИ
Тонкая вкрапленность золота в породообразующие минералы — наиболее
распространенная причина упорности золотых руд.
Руды этого
типа делятся на две основные категории: руды, в которых золото ассоциировано с
кварцем; руды, в которых золото ассоциировано с сульфидами.
Для извлечения золота из руд первой категории применяют тонкое или
сверхтонкое измельчение, обеспечивающее достаточное вскрытие золота. С этой
целью используют схемы с трехстадиальным измельчением и предварительной
классификацией материала перед II и III стадиями обработки. Измельчение руды по
такой схеме обеспечивает получение продукта крупностью 90— 95% класса — 0,04 мм.
Цианирование такого тонкоизмельченного материала позволяет, как правило,
получать отвальные хвосты с невысоким содержанием золота. Однако вследствие
высокой стоимости тонкого измельчения обработка руд с тонковкрапленным золотом
обходится значительно дороже по сравнению с обработкой обычных руд. Кроме того,
из-за повышенного содержания в цианистой пульпе вторичных илов, образующихся
при тонком измельчении, заметно снижается
производительность цикла сгущения и фильтрации, что дополнительно увеличивает
стоимость извлечения золота из таких руд. В результате этого при переработке
руд с тонковкрапленным золотом удельные затраты на измельчение и обезвоживание
могут достигать 60% общей стоимости обработки руды, тогда как при переработке
обычных руд они не превосходят 30—40%. С целью сокращения стоимости измельчения
в последние годы ведутся большие работы по внедрению прогрессивного метода
бесшарового измельчения (самоизмельчения) золотых руд.[1]
Руды второй категории содержат золото в виде тонкой и эмульсионной
вкрапленности в сульфидах, главным образом в пирите и арсенопирите. Наиболее
распространенным методом извлечения золота из таких руд является флотационный,
который позволяет извлечь в концентрат золотосодержащие сульфиды и свободное
золото. Далее концентрат с целью извлечения из него золота можно перерабатывать
различными методами.
Если крупность золотин не чрезмерно мала и позволяет вскрыть золото тонким
измельчением, флотационный концентрат доизмельчают и цианируют.
Применение флотации в этом случае дает возможность устранить дорогую
операцию тонкого измельчения всей массы исходной руды и ограничиться
доизмельчением относительно небольшого количества флотационного концентрата,
выход которого составляет обычно 2—5% от массы исходной руды.
Часто, однако, вкрапленность золота в сульфидах настолько мелка, что
тонкое и даже сверхтонкое измельчение материала не позволяет добиться
необходимой степени вскрытия. В этом случае тонкодисперсное золото вскрывают с
помощью окислительного обжига. При окислительном обжиге флотационных концентратов
сульфиды окисляются и превращаются в пористую хорошо проницаемую для цианистых
растворов массу окислов. Последующее выщелачивание огарка позволяет перевести
золото в цианистый раствор.
Окисление пирита начинается при температуре 450—500° С. Процесс протекает
с образованием в качестве промежуточного продукта пирротина FeS2 + О2
= FeS + SO2, который окисляется до магнетита 3FeS + 5O2
= Fе3O4 + 3SO2 и далее до гематита 2Fе3О4
+ ½О2= ЗFе2О3.
При температурах выше 600 °С окислению пирита предшествует его
диссоциация с образованием пирротина 2FeS2= 2FeS + S2,
который затем окисляется также до гематита.
Показатели окислительного обжига зависят от целого ряда параметров, из
которых наиболее важна температура. При недостаточно высокой температуре
обжига (ниже 500° С) скорость окислительных реакций невелика, и в огарке может
присутствовать заметное количество не полностью окисленных частиц пирита.
Цианирование такого огарка будет сопровождаться значительными потерями золота
вследствие его недостаточно полного вскрытия. С повышением температуры обжига
окисление пирита протекает быстрее и полнее. Однако при температурах, превышающих
900—950° С, возможно частичное оплавление огарка вследствие образования
относительно легкоплавких эвтектических смесей, состоящих из пирротина и
магнетита. Появление расплава ведет к спеканию материала и получению плотных
малопористых огарков, плохо поддающихся цианированию.
Существенно на показатели обжига влияет концентрация кислорода в газовой
фазе. При низкой концентрации кислорода скорость окисления пирита снижается,
что может привести к недостаточно полному вскрытию золота. В то же время при
чрезмерно высокой концентрации кислорода скорость процесса может стать
настолько высокой, что при недостаточно хороших условиях теплообмена тепло
экзотермических реакций не будет успевать рассеиваться в окружающей среде и
температура обжигаемых зерен превысит опасный предел (900—950° С). В результате
этого огарок оплавляется и структура его будет недостаточно пористой.
Практически установлено, что оптимальная температура обжига пиритных
концентратов зависит от их вещественного состава и колеблется в пределах
500—700° С. Расчеты и экспериментальные исследования показывают, что
вследствие «перегрева» огарка температура его может превышать температуру в
печи на 300— 400 град. Взаимосвязь между скоростью окисления пирита и температурой
его зерен указывает на то, что для получения пористого огарка скорость
окислительных реакций необходимо регулировать таким образом, чтобы температура
частиц при обжиге не превышала 900—950° С. Чтобы достигнуть этого, надо уменьшить
количество воздуха, подаваемого в печь, или снизить концентрацию кислорода в
газовой фазе. Вместе с тем уменьшить «перегрев» обжигаемых частиц можно путем
улучшения условий теплообмена между материалом и окружающей средой. Этот путь
более рационален, так как позволяет поддерживать оптимальную температуру
материала в печи без соответствующего уменьшения скорости обжига. Условия
теплообмена между обжигаемым концентратом и окружающей средой улучшаются при
интенсивном перемешивании материала в печи. Поэтому осуществление процесса
обжига на поду в условиях относительно слабого перемешивания материала создает
значительную опасность «перегрева» огарка и его частичного оплавления.
Проведение же процесса в печах кипящего слоя, где вследствие интенсивного
перемешивания условия теплообмена исключительно благоприятны, позволяет
значительно точнее выдерживать температурный режим обжига, не допуская
оплавления огарка.
Поведение арсенопирита при окислительном обжиге во многом аналогично
поведению пирита. Интенсивное окисление арсенопирита начинается при температуре
примерно 450° С и протекает с образованием в качестве промежуточных продуктов
пирротина и магнетита:
2FeAsS + 1,5O2= 2FeS + As2O3 (газ),
3FeS + 5O2
= Fе3O4 + 3SO2,
2Fе3O4 + 0,5O2= ЗFе2О3.
При температурах выше 600° С окислению арсенопирита предшествует его
диссоциация: 4FeAsS = 4 FeS + As4 (газ).
Газообразный мышьяк окисляется до трехокиси As4 + 3O2=
2Аs2О3, а пирротин —до гематита.
Образующаяся трехокись мышьяка обладает высокой летучестью. При
температуре 465° С упругость пара Аs2О3 равна 1 am. Поэтому
мышьяк, окисленный до Аs2О3, переходит в газовую
фазу. Однако при избытке кислорода трехокись мышьяка может окислиться до
пятиокиси: Аs2О3 + О2 == As2O5.
В зависимости от условий обжига и вещественного состава обжигаемого
материала пятиокись мышьяка может оставаться В огарке в неизменном состоянии
или вступать во взаимодействие с окислами железа, образуя арсенаты двух- и
трехвалентного железа Fe3(AsO4))2 и
FeAsO4. Так как пятиокись мышьяка и арсенаты железа практически нелетучи,
мышьяк, окисленный до пятивалентного состояния, полностью остается в огарке. Последнее
обстоятельство крайне нежелательно, так как при последующем планировании
огарка мышьяк переходит в раствор и в ряде случаев полностью расстраивает
осаждение золота цинковой пылью. Оборотное использование обеззолоченных цианистых
растворов становится при этом практически невозможным. Кроме того, присутствие
в огарке соединений пятивалентного мышьяка приводит к образованию пленок на
поверхности золотых частиц, что затрудняет их растворение в цианистом
растворе.[1]
В связи с этим при обжиге концентратов, содержащих арсенопирит, мышьяк
необходимо переводить в газовую фазу. С этой целью обжиг мышьяковистых
концентратов следует проводить в слабоокислительной атмосфере, что способствует
образованию летучей трехокиси и сводит к минимуму окисление мышьяка до
пятивалентного состояния.
Однако слабоокислительная атмосфера, благоприятствующая удалению мышьяка,
не соответствует условиям максимального окисления сульфидной серы, для удаления
которой требуется значительно более окислительная атмосфера. В связи с этим
наиболее рациональным путем окисления золотомышьяковых концентратов является
двухстадиальный обжиг. Первая стадия обжига, проводимая в условиях
ограниченного доступа воздуха, имеет целью перевод мышьяка в виде Аs2О3
в газовую фазу. Полученный огарок поступает на вторую стадию, где при
значительном избытке кислорода происходит окисление сульфидной серы. Такой
двухстадиальный обжиг позволяет получить благоприятный для цианирования
пористый огарок с невысоким содержанием сульфидной серы и мышьяка. Благодаря
своим преимуществам двухстадиальный обжиг находит применение в практике
золотоизвлекательных фабрик, перерабатывающих золотомышьяковые концентраты.
Примерно аналогичного эффекта можно достигнуть и при одностадильном
обжиге, если при этом использовать принцип противотока, т. е. движение
материала навстречу обжиговым газам. В этом случае исходный сульфидный
концентрат в первый период обжига будет контактировать с уже частично использованными
газами, имеющими поэтому невысокую концентрацию кислорода. Это обстоятельство
способствует тому, что в первый период обжига будет удаляться мышьяк. По мере
дальнейшего движения материала в печи он будет приходить в контакт с газом,
все более обогащенным кислородом, в результате чего на выходе из печи
огарок будет свободен не только от мышьяка, но и серы. Принцип противотока
широко используется при осуществлении подового обжига золотосодержащих
сульфидных концентратов.
В настоящее время обжиг флотационных концентратов применяют на многих
золотоизвлекательных предприятиях Канады, Австралии, ЮАР, Ганы, США и других
стран.
До 1946 г. обжиг концентратов на всех без исключения фабриках
осуществлялся в подовых печах. Этот вид обжига не потерял своего значения и до
настоящего времени. Только в одной Австралии работает несколько десятков
установок, осуществляющих обжиг концентратов на поду. Из всех существующих
типов подовых печей наиболее пригодны для обжига золотосодержащих концентратов
печи Эдвардса. Печь Эдвардса—это механизированная отражательная печь
прямоугольного сечения. Она состоит из металлического кожуха, футерованного
огнеупорным кирпичом. При высоком содержании серы в концентрате (выше 26%)
обжиг может протекать автогенно, т. е. исключительно за счет тепла,
выделяющегося при окислении сульфидов. При недостатке серы печь отапливают
углем, мазутом, газом или дровами. С этой целью на одном конце печи
расположена одна или две топки. На другом конце печи имеется специальное
отверстие в своде, через которое загружают обжигаемый концентрат. Для
перемешивания и продвижения материала во время обжига по длине печи установлен
один или два ряда вращающихся гребков, приводимых в движение от общего вала,
расположенного над печью. Вращение гребков обеспечивает многократное перемещение
обжигаемого материала от одной стенки печи к другой и одновременное продвижение
его вдоль печи. В результате этого достигается достаточная продолжительность
пребывания материала в печи (3—6 ч) и создаются условия для его
перемешивания.
В некоторых случаях печи Эдвардса имеют специальные приспособления для
изменения угла наклона печи, что позволяет регулировать скорость прохождения
материала через печь при изменении вещественного состава обжигаемого
концентрата. На предприятиях небольшой производительности (до 7—10 т концентрата
в сутки) используют печи с одним рядом гребков; при более высокой
производительности (10—50 т/сутки) устанавливают печи с двумя рядами
гребков.
Широкому распространению печей Эдвардса способствуют следующие их
достоинства:
1)
минимальный пылеунос при обжиге концентратов, не превышающий 0,5—1,0% от массы
загружаемого материала. Низкий пылеунос позволяет работать без сложных
пылеулавливающих систем. На большинстве золотоизвлекательных фабрик, применяющих
подовый обжиг, газы очищают от пыли в циклонах или пылевых камерах;
2)
относительная дешевизна, простота по конструкции и легкость в обслуживании.
Обычные ремонтные операции в печи, такие как замена гребков и гребкодержателей,
осуществляются снаружи печи без ее разгрузки и охлаждения. Каждую печь
обслуживает один оператор;
Страницы: 1, 2, 3, 4
|