Автор работы: Пользователь скрыл имя, 21 Октября 2017 в 01:59, курсовая работа
Технология переработки руд, содержащих золото, достаточно сложна и разнообразна. Технологическая схема переработки руд включает десятки операций, которые относятся к сочетанию химико-металлургических и обогатительных процессов. Так же, схема переработки зависит от особенностей фазового, химического, минерального, гранулометрического состава, крупности частиц, чистоты поверхности золотин.
Современные технологии переработки золотосодержащих руд в технологической цепочке имеют развитые циклы рудоподготовительных операций, такие как рентгенорадиометрическая сепарация, само- и полусамоизмельчение, каскады гравитационных аппаратов, методы магнитно-электрической сепарации, флотация, кучное выщелачивание, сорбционное выщеачивание, электролиз, электролитическое рафинирование и др.
Хлоридвозгоночный обжиг
Сущность этого обжига сульфидных и окисленных золотосодержащих руд и концентратов заключается в селективном образовании и переводе в газовую фазу хлоридов цветных и благородных металлов. При этом железо и породные минералы остаются в огарке. Процесс хлоридвозгоночного обжига может проводиться в печах КС, трубчатых или шахтных.
Процесс хлоридовозгонки весьма универсален, его можно использовать для извлечения золота из концентратов практически любого состава. Важное достоинство этого процесса — возможность комплексной переработки концентратов с извлечением из них не только золота и серебра, но и сопутствующих цветных металлов. К недостаткам хлоридовозгонки следует отнести сложность аппаратурного оформления высокотемпературного обжига и улавливания возгонов. По данной причине хлоридовозгонку практически не применяют в золотодобывающей промышленности, за исключением завода Тобато (Япония).
Единственным растворителем пирита при нормальной температуре и атмосферном давлении является азотная кислота, разлагающая FeS2 по реакции:
FeS2+4HNO3=Fe (NO3)3+2S+NO (г) +2H2O
При ведении процесса с дополнительным окислителем и подогревом, процесс растворения пирита может протекать с частичным окислением сульфидной серы до сульфатов и серной кислоты:
2FeS2+10HNO3=Fe2 (SO4)3+H2SO4+10NO+4H2O
Аналогично происходит растворение в азотной кислоте и других сульфидов, образующих в данных условиях водорастворимые соли: нитраты, сульфаты и др.
Данные закономерности являются основой кислотно-кислородного выщелачивания, которое осуществлено в виде следующих технологий:
NITROX – процесс, особенностью которого является выщелачивание сульфидов азотной кислотой в присутствии воздуха при атмосферном давлении и нагревании пульпы до 80-90 °С в течении 1-2 ч. Данный вариант обеспечивает полное окисление железа, мышьяка, сульфидной серы и цветных металлов. Недостатком технологии является образование значительного количества элементарной серы, отрицательно сказывающейся на последующем выщелачивании золота из твердого остатка цианированием.
Arseno – процесс, предполагающий использование в качестве растворителя сульфидов не азотной, а азотистой кислоты – HNO2, которая по мнению авторов, обеспечивает более высокую кинетику выщелачивания, чем азотная. Химизм процесса:
2NO2 (г) + H2O⇄HNO2+HNO3
3HNO2⇄HNO3+2NO (г) +H2O
Еще одним отличием этой технологии от Nitrox, является использование кислорода при избыточном давлении (5 кПа), при этом температура сохраняется на уровне 80-90 °С. Как и в предыдущем варианте, проблемы с выделением элементарной серы сохраняются в полной мере.
Сущность метода заключается в том, что руда, уложенная в виде штабелей (кучи) на водонепроницаемом основании, орошается сверху цианистым раствором. Этот метод пригоден для переработки пористых руд и песков, структура которых доступна для просачивания растворов цианида по трещинам зернистого материала к свободным частицами золота. Крупность материала для выщелачивания золота: дробленой руды 5…20 мм, недробленой – до 100 мм. Глинистые вещества снижают проницаемость для растворов, замедляют скорость процесса и снижают извлечение золота. Для таких руд рекомендуют проводить предварительное окомкование с добавкой цемента, цианида и извести.
Кучное выщелачивание развивается в основном в связи с необходимостью переработки накопленных в большом количестве отвалов, глинистых забалансовых руд и хвостов флотации золотоизвлекательных предприятий. Окомкование и агломерация являются необходимыми операциями по подготовке материала для кучного выщелачивания. Агломерации подвергают или весь дробленый материал или только часть расклассифицированной тонкой шламистой фракции.
Сооружение штабелей является решающей операцией, определяющей конечный результат КВ. Штабели могут сооружаться в один или несколько слоев (этажей). Высота штабеля зависит от прочности основания, изоляции, профиля местности, физических и химических свойств перерабатываемого материала. Откосы защищают с помощью грунтовою слоя, пленочных покрытий. Перед пленкой предварительно укладывают слой рубероида, стеклоткани и резинотканевого материала.
Система орошения кучи включает оросительные устройства в штабеле, схемы орошения и оросители различных видов. При использовании растворов цианидов при выщелачивании открытых штабелей высотой более 4 м применяют закрытую укладку оросителей. Коллекторы изолируют инертным материалом (носок, грунт, руда), водонепроницаемой пленкой. Орошение может быть постоянным, цикличным, точечным, разбрызгиванием через форсунки; применяют прудовое орошение через канавы, траншеи и прудки.
Дренажная система состоит из серии элементов сбора раствора, прошедшею через штабель и транспортирования в карту (емкость) продуктивных растворов. Дренажная система в пределах штабеля состоит из коллекторной части, фильтрующего материала и сборных трубок. Дренажная система внутри штабеля определяется уклоном площадки, проницаемостью руды, объемом раствора. Рудная масса при хорошей проницаемости сама может служить дренажом. Дренажная система снаружи штабеля должна пропускать растворы выщелачивания и потоки во время ливней. Применяют следующие системы дренажа продуктивных растворов: через песчано-гравийный слой; через дренажные трубы; через фильтры; через дренажные колодцы и траншеи.
Прудки (карты) продуктивных растворов должны иметь необходимый объем. Продуктивные растворы КВ перерабатывают с извлечением из них золота, применяя различные способы осаждения:
Выщелачивание с использованием микроорганизмов практиковалось за много столетий до открытия бактерий. Процесс осуществлялся в Китае за 100 - 200 лет до н.э, в Европе, начиная со второго столетия н.э. Выщелачивание медной руды проводилось с 1687 г. на месторождении Falun Mine (Швеция), а обожженной медной руды с 1752 г. на руднике Rio Tinto (Испания). В настоящее время бактериальные методы применяются в промышленных масштабах примерно в двадцати странах, работает около сорока предприятий, на которых осуществляются подземное, кучное и чановое выщелачивание меди, золота и урана из бедных и забалансовых руд, из концентратов и продуктов, а также из отвалов обогатительной и горнодобывающей отраслей.
Бактериальное окисление
Считают, что участие тионовых железобактерий в окислении сульфидов может быть прямым и косвенным. В первом случае, бактерии, закрепляясь на поверхности сульфида, принимают непосредственное участие в окислительном процессе, выполняя функцию переносчика электронов от сульфида к кислороду. Химизм протекающих при этом процессов описывается реакциями:
2FeS2 + 7О2 + 2Н2О = 2FeSO4 + 2H2SO4;
11 2FeAsS + 6,5О2 + ЗН2О = 2FeSO4 + 2H3AsО4.
В качестве промежуточного продукта окисления образуется элементарная сера. В присутствии бактерий она окисляется затем кислородом до серной кислоты. Во втором случае роль бактерий состоит в ускорении процесса окисления сульфата закиси железа до сульфата оксида:
2FeSО4 + 0,5О2 + H2SO4 = Fe2(SO4)3 + Н2О.
При обычных температурах и давлениях кислорода этот процесс в отсутствии бактерий протекает очень медленно. Образующийся сульфат оксида вступает в химическое (без участия бактерий) взаимодействие с сульфидами, окисляя их до сульфатов. Скорость этих реакций достаточно высока. Таким образом, косвенное участие бактерий в окислении сульфидов состоит в регенерации сульфата оксида железа.
Процесс биоокисления для переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов был промышленно внедрен в 1986 году, на золотом руднике Fairview в Южной Африке. Процесс показал высокую надежность, и в настоящее время в мире существует 19 подобных фабрик.
Принципиальные преимущества кучного биовыщелачивания заключаются в быстром запуске и вводе объекта в эксплуатацию, низких затратах, отсутствии любых токсичных выбросов, а также минимизации или полном отсутствии сбросов воды, так как все растворы циркулируют в замкнутом цикле. Однако, технология BIOX ориентирована на культивирование бактерий под каждый вид сырья и применение в регионах с аридным климатом, становясь менее универсальным перед другими технологиями. Кроме того, бактериальное выщелачивание может оказаться неприемлемым ввиду длительности процесса. Обычно продолжительность в агитационном режиме составляет 4-6 суток. В случае пиритной минерализации 13 бактериальное выщелачивание может затянуться на 15-20 суток, что при переработке руды по фабричной технологии не допустимо.
2.1.6. Автоклавное выщелачивание.
Возможны варианты автоклавного вскрытия золота:
Процесс выщелачивания в автоклавах проводят при температуре 120...200 °С в атмосфере воздуха или кислорода при высоком давлении. Скорость и степень окисления пирита и других сульфидов определяют температура и парциальное давление кислорода.
Полное окисление пирита и переход его в оксид железа (Fe2O3) наблюдается при темпера туре 140 °С, давлении кислорода 2000 кПа и продолжительности 2 ч. При температуре более 120 °С сера пирита начинает оплавляться, обволакивая зерна сульфидов; при этом снижаются скорость и степень их окисления. Избыток серы при последующем цианировании приводит к перерасходу цианида, который расходуется на образование роданид-ионов. Во избежание этого избыток серы связывают, обрабатывая пульпу щелочами: известью и сернистым натрием.
Окисление пирита в автоклаве проходит в несколько стадий:
Арсенопирит окисляется по реакции
Значительная часть мышьяка переходит в раствор в виде мышьяковой кислоты, часть остается в осадке в виде гидроксида железа Fe2O3*nH2O, адсорбирующего весь растворенный мышьяк. Для удаления мышьяка перед цианированием проводят щелочную обработку.
Пирротин окисляется при температуре 110... 115 °С и давлении в несколько сот килопаскалей, по реакции: Вскрытое при окислении сульфидов золото может быть извлечено растворами цианидов или другими растворителями, в том числе тиокарбамидом с извлечением золота 93...95%.
При щелочном (NаОН и КОН) автоклавном выщелачивании сульфидов наблюдается очень высокий расход щелочи - около 330 кг на 1 г пирита, а при разложении арсенопирита и пирротина - значительно выше. При аммиачном выщелачивании простые сульфиды окисляются с выделением растворимых сульфатов или нерастворимых гидратов и оксидов. Мышьяк переходит в раствор в форме анионов AsO33- и AsO43-; последние образуют труднорасгворимыс аммиачные соединения. Эффективность растворения золота в этом процессе зависит от присутствия тиосульфатов и гидросульфидов:
Процесс ведут при температуре 100... 190 С. На фабриках «МакЛафлин» и «Гетчслл» (США) перерабатывают сульфидные руды, содержащие золото в количестве 4...6 г/т, по схеме: предварительная кислотная обработка - автоклавное вскрытие золота окислением сульфидов при температуре 160... 180 °С. давлении 2200 к Па: промывка пульпы противоточной декантацией, нейтрализация известью и цианирование по методу СIР. Извлечение золота 92...93%.
На фабрике «Меркнор» (США) руду, содержащую 2...3 г/т золота, до 1,7% серы, перерабатывают по схеме: автоклавное окисление сульфидов в щелочной среде - цианирование. Температура выщелачивания 220 °С. давление 3350 кПа; щелочная среда образуется за счет присутствия в руде 20% карбонатов: цианирование ведут по метолу СIР: извлечение золота 83...90%.
На фабрике «Кэннон» (США) сульфидную руду (пирит) с содержанием 8... К) г/т золота после измельчения до крупности 95% класса -0.074 мм обогащают флотацией. Флотационный концентрат цианируют в две стадии с автоклавным окислением между стадиями: золото из раствора осаждают цинковой пылью; извлечение золота 92%.
Фабрика «Портера» (Папуа - Новая Гвинея) перерабатывает сульфидную (пирит) руду с содержанием золота 36 т/т методом флотационного обогащения. Получаемый низкосортный ипритный концентрат содержит 9% серы при извлечении в нею 90...95% золота. Концентрат перерабатывают но схеме: окисление в автоклавах кислородом при температуре 190 °С и давлении 1800 кПа в течение 3 ч; обесшламливание кислого раствора в сгустителе; цианирование шлама осуществляют по стандартной угольно-сорбционной технологии с получением золотых слитков.
Информация о работе Технологии переработки золотосодержащих концентратов