Әдеттегі кенді өңдеу процесі 3 технологиялық кезеңге бөлінеді:

• А) Кенді механикалық байыту (гравитациялық, флотация, радиометриялық немесе магниттік сепарация және т.б.), оның мақсаты бағалы компонент құрамында байытылған өнімдер – концентраттар мен қосымша өңдеуді қажет етпейтін қалдық қалдықтарын алу. Бұл мақсатқа, әдетте, минералдардың кристалдық торын бұзатын процестерді қолданбай-ақ қол жеткізіледі, соның арқасында өндірілген құнды компоненттер концентраттарда бастапқы кендегідей минералды түрде болады.
• B) Гидро (бағалы компоненттерді қышқылдардың, сілтілердің, тұздардың сулы ерітінділерімен шаймалау) және пирометаллургиялық (балқыту) операцияларын қолдану арқылы кен концентраттарын металлургиялық өңдеу, оның нәтижесі шикі металдарды алу болып табылады.
• C) Шикі металдарды бөгде қоспалардан тазарту және нарық жағдайына сәйкес келетін түпкілікті тауарлық өнім алу мақсатында оларды тазарту (рафинирлеу).

Дүниежүзілік алтын өндіру өнеркәсібінің тәжірибесі көрсеткендей, бұл материалдардың құрамында (және айтарлықтай мөлшерде) мыс, қорғасын, сурьма және балқыту кезінде бағалы металдардың «ішкі» коллекторы рөлін атқара алатын басқа металдар болса ғана, бұл материалдарды балқыту экономикалық тұрғыдан негізделген. сонымен қатар олардың өздері белгілі бір өнеркәсіптік құндылықты білдіреді. Бұл тенденцияның көрінісі мыс және басқа концентраттарды металлургиялық өңдеудің қазіргі тәжірибесі болып табылады, онда алтын ілеспе бағалы компонент ретінде болады және алынған түсті металдарды тазарту сатысында концентраттардан тәуелсіз тауарлық өнімге дейін алынады.

Негізінде балқыту әдісін құрамында басқа түсті металдар жоқ нақты алтын рудалары мен концентраттарының жекелеген санаттарынан алтын алу үшін де қолдануға болады. Оларға, ең алдымен, бай гравитациялық концентраттар немесе шлактар ​​кіруі мүмкін, олар үшін пирометаллургиялық өңдеудің классикалық әдістерімен қатар, щеткасыз балқытудың тікелей өңделмеген алтынға немесе алтын-күміс қорытпасына айналдыру нұсқасы қызығушылық тудырады. Егер алтын өндіру кәсіпорны жұмыс істеп тұрған пирометаллургиялық зауыттардың жанында орналасса, мыс өндірісінде құрамында темірі бар флюс ретінде алтын рудаларын (концентраттарды) пайдалану да жеткілікті тиімді болып көрінеді, егер бұл кендер (концентраттар) өз құрамындағы флюстерге қойылатын техникалық шарттарды қанағаттандырса.

Әлемдік алтын өндіру өнеркәсібінде металдық алтынның реакцияға сәйкес сілтілі цианидтердің әлсіз ерітінділерінде еру қабілетіне негізделген цианидтеу процесі ерекше орын алады:

2Au + 4NaCN + 1/2O2 + H2O = 2NaAu(CN)2 + 2NaOH

Еріткіштің (цианидтің) салыстырмалы селективтілігі, цианид ерітінділерінен асыл металдарды еріту және тұндыру процестерінің сәтті үйлесуі (мырыш шаңымен цементтеу, ион алмастырғыш шайырлар мен белсендірілген көмірлерде сорбциялау және т.б.), жабдықтың қарапайымдылығы. және цианидтеудің басқа да артықшылықтары оны өте тиімді және өнімді етеді, бұл технологияны механикалық концентраттарға ғана емес, сонымен қатар қарапайым алтын рудаларына, тіпті құрамында 1-2 г/т және одан төмен алтыны бар байыту қалдықтарына да қолдану мүмкіндігін береді.

Қазіргі уақытта цианидтеу әлемдегі алтын кендерінің 85%-ын өңдеуде қолданылады.

Цианидті алтынды шаймалау процесінің артықшылығы оның экологиялық тазалығын қамтиды.

Қолданыстағы кәсіпорындардың көпшілігінің қызметін қамтитын алтын кендерін (концентраттарын) цианидтеу технологиясы мен технологиясының қазіргі жағдайын талдау әлемдік алтын өндіру өнеркәсібінде технологиялық схемалар мен пайдаланудың көптеген нұсқалары бар екенін көрсетті. цианидті процесс (2.2-сурет), олар бірге кенді өңдеудің толық циклін, тіпті технологиялық төзімді рудалар үшін де жеткілікті жоғары алтын алумен қамтамасыз етеді.

Алтын кендерін цианидтеудің классикалық технологиясы (толық шламды процесс) келесі технологиялық операцияларды қамтиды:

а) Кенді алтын алудың қажетті толықтығын қамтамасыз ететін мөлшерге дейін ұнтақтау;

б) механикалық, пневмомеханикалық және пневматикалық түрдегі араластырғыш аппараттарда ұсақталған кенді сілтілі цианид ерітінділерімен араластыру;

в) қоюлату және сүзу әдістерімен целлюлозаның қатты бөлігінен (үйіндіге ағызылатын) құрамында алтыны бар ерітінділерді бөлу;

г) Мырыш шаңында цементтеу арқылы ерітінділерден алтынды тұндыру;

д) мұнай өңдеу зауыттарына жөнелтілетін, өңделмеген металл алтынды алу үшін құрамында алтыны бар шөгінділерді өңдеу (қышқылдармен шаймалау, күйдіру, балқыту);

f) Ағынды суларды және гидрометаллургиялық технологиялық қалдықтарды улы цианидті қосылыстардан химиялық тазарту.

Жоғарыда аталған операциялардың барлығы өз алдына тауарлық алтыны бар өнімдерді қамтамасыз етпейтінін және, әдетте, металл алудың цианид технологиясын толықтыратын және күшейтетін кенді өңдеу схемаларында көмекші рөл атқаратынын тағы бір рет атап өткен жөн.

Цианидтеу кезінде алтынға айтарлықтай депрессиялық әсерді минералдар мен мыстың химиялық қосылыстары көрсетеді, олардың еруі бастапқы рудадағы 1 кг мыс үшін 2,3-тен 3,4 кг-ға дейін NaCN жұмсайды (1.1-кесте). Сонымен қатар құрамында мыс бар минералдардың көпшілігі цианидтеу кезінде тотықсыздандырғыш қасиет көрсетпейді. Сонымен қатар, ерітінділердегі Cu концентрациясының жоғарылауы алтын бөлшектерінің бетінде екінші реттік химиялық қабықшалардың пайда болуын тудыруы мүмкін, алтынның кейінгі еріту процесін тежейтіні анықталды. Бұл қабықшалардың құрамы AuCu(CN) 2 және қарапайым мыс цианиді CuCN сияқты күрделі қосылыстармен ұсынылған деп болжанады.

1.1-кесте – Натрий цианидінің сулы ерітінділеріндегі мыс минералдарының еру реакциялары

	Химиялық формула	Цианид ерітінділеріндегі еру реакциясы	Минералды құрамына кіретін мыстың 1 массалық бөлігін еріту үшін қажет NaCN массалық бөліктерінің саны
Туған мыс Мелаконит Халькантит Халькозин	CuCO 3 Cu(OH) 2 2CuCO 3 Cu(OH) 2	2Cu+6NaCN+1/2O 2 +H 2 O= 2Na 2 Cu(CN) 3 +NaOH Cu 2 O+6NaCN+H 2 O= 2Na 2 Cu(CN) 3 +NaOH 2CuO+8NaCN+2H2O= 2Na 2 Cu(CN) 3 +(CN) 2 +4NaOH 2CuSO 4 +8NaCN= 2Na 2 Cu(CN) 3 +2Na 2 SO 4 +(CN) 2 2CuCO 3 +8NaCN= 2Na 2 Cu(CN) 3 +2Na 2 CO 3 +(CN) 2 2Cu(OH) 2 +8NaCN= 2Na 2 Cu(CN) 3 +4NaOH+(CN) 2 2Cu 2 S+14NaCN+2H 2 O+O 2 = 2Na 3 Cu(CNS)(CN) 3+ 2Na 2 Cu(CN) 3 +4NaOH

Қолданылуы: пайдалы қазбаларды өңдеу. Өнертабыстың техникалық нәтижесі – алтын алуды арттыру, флотациялық қалдықтардан алтынның жоғалуын азайту, сонымен қатар реагенттер шығынын азайту арқылы алтын алу процесінің экономикалық тиімділігін арттыру. Әдіс негізгі, тазартқыш және бақылау флотациясын қамтиды, бастапқы кезеңде негізгі флотацияның жалпы уақытының 25% дейінгі уақыт ішінде алынған негізгі флотацияның көбік өнімін флотациядан флотациялық концентратқа шығаруды қарастырады, сондай-ақ бірінші тазалау флотация уақытының 50 %-ға дейінгі уақыт ішінде алынған бірінші тазартқыш флотацияның көбік өнімі. 1 жалақы файлдар, 1 ауру, 1 кесте.

Өнертабыс бағалы металдарды алу әдістеріне, дәлірек айтсақ құрамында алтыны бар кендерді көбікпен флотациялау әдістеріне қатысты және тау-кен металлургия өнеркәсібінде бастапқы отқа төзімді кендерден алтын алу үшін қолданылуы мүмкін.

Құрамында алтыны бар концентратты пенопласт түріндегі және камералық өнім түріндегі қалдықтарды шығарумен негізгі, тазартқыш және бақылау флотацияларынан тұратын бағалы металл кендерін флотациялық байытудың белгілі әдістері бар. [РФ патенті № 2085299. Құрамында бағалы металдар бар минералды шикізатты өңдеуге арналған өндірістік желі. «Игіредмет» АҚ 16.11.1994 ж., жарияланды. 27.07.1997]. Өндірістік желіге целлюлозаны флотациялық реагенттермен араластыруға арналған технологиялық процестің бойымен орнатылған сериялы қосылған құрылғылар, екі флотациялық машина – біреуі қаныққан агломераттарды көбік өніміне бірінші рет бөлуге арналған, екіншісі оларды қайталама бөлуге арналған. Айрықша ерекшелігі – біріншілік айырудың қаныққан агломератының бақылау тазартудың камералық өнімімен бірігіп, флокулянтпен байланысқаннан кейін біріншілік флотацияға түсуі.

Белгілі өндірістік желінің кемшілігі біріншілік флотациялық айырудың жеңіл қалқымалы қаныққан агломератының тазартуды бақылау операциясының камералық өнімімен сұйылтуы болып табылады, бұл алтынның алынуын азайтуға және байыту процесінің тиімділігін төмендетуге көмектеседі.

Өнертабыстың прототипі бастапқы алтын кендерін байыту әдісі болып табылады [Кузина З.П., Анциферова С.А., Самойлов В.Г. Боголюбовское кен орнының отқа төзімді алтын кендерін кенді дайындау және флотациялаудың оңтайлы схемасы. Түсті металдар, 2005, No3, 15-17 б.]. Белгілі әдіс бойынша технологиялық байыту процесі екі негізгі флотация операциясын, екі бақылау операциясын және бақылау операциясының көбік өнімімен және бірінші флотацияның қалдықтарымен жабық циклде жұмыс істейтін негізгі флотацияның көбік өнімін екі қайта тазалауды қамтиды. қайта тазалау. Отқа төзімді алтын-мышьяк кенін флотациялық байыту нәтижесінде гидрометаллургиялық өңдеуге жіберілетін сульфидті алтыны бар концентрат және қалдық қалдықтары алынады. Құрамында алтыны бар концентраттағы алтынның алынуы 84,2% концентрат шығымы 7,4% және құрамы 50,0 г/т.

Алғашқы алтын рудаларын байытудың белгілі әдісінің кемшілігі – алтынның концентратқа айналуының жеткіліксіз жоғарылығы, сонымен қатар флотациялық қалдықтармен бірге алтынның жоғары жоғалуы (0,75 г/т). Сонымен қатар, прототиптің кемшілігі реагенттерді тұтынудың жоғарылауы болып табылады, бұл процестің экономикалық тиімділігін төмендетеді.

Өнертабыстың мақсаты – алтынның алынуын арттыру, флотациялық қалдықтардан алтынның жоғалуын азайту, сондай-ақ реагенттерді тұтынуды азайту арқылы алтын алу процесінің экономикалық тиімділігін арттыру.

Мәселе алтын рудаларын байыту әдісінде, оның ішінде негізгі, тазартқыш және бақылау флотациясының өнертабысқа сәйкес көбік өнімдерінен құрамында алтыны бар флотациялық концентратты және бақылау флотациясының камералық өнімінен қалдық қалдықтарын алуымен шешіледі. , негізгі флотацияның жалпы уақытынан 25%-ға дейінгі уақыт ішінде бастапқы кезеңде алынған негізгі флотацияның көбік өнімі, сондай-ақ 50-ге дейінгі уақыт ішінде алынған бірінші тазартқыш флотацияның көбік өнімі Бірінші тазартқыш флотация уақытының %, флотациядан шығарылады, флотациялық концентратқа біріктіріледі және металлургиялық операцияларға жіберіледі. Негізгі флотацияның қалған уақытында алынған көбік өнімі таза флотацияға жіберіледі. Соңғы тазарту флотациясының көбік өнімі флотациялық концентратпен біріктіріледі. Бақылау флотациясының көбік өнімі негізгі флотацияға қайтарылады. Флотациялық концентрат қоюлатуға, содан кейін металлургиялық операцияларға жіберіледі.

Өнертабыстың техникалық нәтижесі жалпы көлемнің 25% дейін созылатын флотацияның бастапқы сатысында флотациялық концентратқа жоғары флотация жылдамдығы бар көбік өнімі түріндегі процесстен құрамында алтыны бар сульфидтерді жою арқылы қол жеткізіледі. негізгі флотация уақыты. Таңдалған флотациялық концентрат құрамындағы алтынның және оған байланысты элементтердің (күкірт сульфидінің, мышьяктың, темірдің) мөлшері бойынша алтын алу процесінің талаптарына сәйкес келеді және флотациялық концентраттан алтынның жоғалуына ықпал ететін тазарту флотациясын қажет етпейді. . Бастапқы кезеңде көбік өнімін негізгі флотация процесінен шығару өнертабыс мәселесін шешуге көмектеседі – біріншіден, прототиппен салыстырғанда құрамында алтын мөлшері жоғары флотациялық концентратқа алтынның алынуын 1,6%-ға арттыру ( 50 г/т), екіншіден, таза және негізгі флотацияда флотациялық концентраттан алтынның жоғалуын азайту және үшіншіден, реагенттерді тұтынуды азайту.

Техникалық нәтиже, сондай-ақ дайын флотациялық концентратқа бірінші тазалаудың жалпы уақытының 50% дейін бірінші тазалау операциясының бастапқы кезеңінде көбік өнімін алу арқылы қол жеткізіледі. Таңдалған флотациялық концентрат сапаны жақсарту үшін одан әрі нақтылауды қажет етпейді, бұл контур ішінде металдың жиналуына және флотациялық құйрықтармен қосымша шығындарға ықпал етеді. Осылайша, таза флотацияның бастапқы кезеңінде көбік өнімін процестен шығару алтынның алынуын арттыруға көмектеседі.

Ұсынылған әдістің мәні аппараттың технологиялық схемасын көрсететін және флотациялық өнімдердің қозғалысын көрсететін сызбамен суреттелген. Технологиялық сызбада келесі құрылғылар бар: 1 - контактілі резервуар, 2 - негізгі флотациялық машина, 3, 4 - тазартқыш флотациялық машиналар, 5 - бақылау флотациялық машина, 6 - қоюландырғыш.

Әдіс келесідей жүзеге асырылады. Белгілі әдістердің бірі бойынша флотацияға дайындық операцияларынан өткен, құрамындағы 85-89% класты – 0,074 мм кен флотациялық реагенттермен өңдеу үшін 1-контактқа түседі. Контактілі резервуардан целлюлоза негізгі флотацияға арналған флотациялық машинаға 2 беріледі. Флотациялық концентрат түрінде 2,5 минут ішінде алынған флотациялық машинаның 2 бірінші камерасының көбік өнімі келесі металлургиялық операцияларға, мысалы, қоюландырғышқа 6 қоюға жіберіледі. Негізгі флотациялық флотация машинасының 2 қалған камераларында 9,5 минут ішінде алынған көбік өнімі бірінші тазалау флотациясына 3 флотациялық машинаға жіберіледі. Флотациялық машинаның 3 бірінші камерасының көбік өнімі, бірінші тазартқыш флотациядан кейін 3 минут ішінде алынған, флотациялық концентрат түрінде қоюлатқышқа 6. Бірінші камераның қалған камераларының көбік өнімі. Қалған уақытта – 3 минутта алынған флотациялық машинадан 3 тазартқыш флотация екінші тазалау флотациясына 4 флотациялық машинаға жіберіледі. Флотация машинасынан 4 екінші тазалау флотациясының көбік өнімі флотациялық концентрат түрінде қоюландырғышқа 6 жіберіледі. Флотация машинасынан 2 негізгі флотацияның камералық өнімі флотацияны басқару үшін 5 флотация машинасына жіберіледі. Бақылау флотациясының көбік өнімі негізгі флотацияның флотациялық машинасының 2 екінші камерасына қайтарылады. Бірінші тазалау операциясының камералық өнімі негізгі флотацияның флотациялық машинасының 2 екінші камерасына қайтарылады. Флотация машинасынан 4 екінші тазалау флотациясының камералық өнімі бірінші тазалау операциясының флотациялық машинасының 3 бірінші камерасының қабылдау қалтасына қайтарылады. Флотациялық машина 5-тен бақылау флотациясының камералық өнімі алтын мөлшері ≤0,5 г/т флотациялық құйрықтар түрінде шығарылады.

Флотациялық концентраттар қоюландырғыш 6-ға біріктіріліп, металлургиялық операцияларға жіберіледі, мысалы, биототығу және цианидтеу немесе пирометаллургиялық операцияларға жіберіледі. Ұсынылған әдіспен алынған флотациялық байытудың технологиялық көрсеткіштері кестеде келтірілген.

1. Көбік өнімдерінен құрамында алтыны бар флотациялық концентратты және бақылау флотациясының камералық өнімінен қалдық қалдықтарын өндіру арқылы негізгі, тазартқыш және бақылау флотациясын қоса алғанда, алтын рудаларын байыту әдісі, негізгі флотацияның көбік өнімі алынатындығымен сипатталады. бастапқы кезеңде негізгі флотацияның жалпы уақытының 25 %-ына дейінгі уақыт кезеңіне, сондай-ақ бірінші тазартқыштың 50 %-ға дейінгі уақыт ішінде алынған бірінші тазартқыш флотацияның көбік өнімі флотация, флотациядан шығарылады, флотациялық концентратқа біріктіріледі және металлургиялық операцияларға жіберіледі.

2. 1-бапқа сәйкес әдіс, негізгі флотацияның қалған уақытында алынған көбік өнімі тазартқыш флотацияға жіберілуімен, соңғы тазартқыш флотацияның көбік өнімі флотациялық концентратпен және көбік өнімімен біріктірілуімен сипатталады. бақылау флотациясы негізгі флотацияға қайтарылады.

Ұқсас патенттер:

КІРІСПЕ

1. ЖАЛПЫ БӨЛІМ

1.1 АЛТЫН ШИКІЗАТЫНЫҢ СИПАТТАМАСЫ ЖӘНЕ ОНЫ ӨҢДЕУ ӘДІСТЕРІ

1.2 ШИКІЗАТТЫ ӨҢДЕУДІҢ ТЕХНОЛОГИЯЛЫҚ сызбасы

ШИКІЗАТТЫ ӨҢДЕУДІҢ НЕГІЗГІ КЕЗЕҢДЕРІНІҢ ҚЫСҚА СИПАТТАМАСЫ

АЛТЫН ЖӘНЕ КҮМІСТІ АЛУҒА КЕНДЕРДІ ДАЙЫНДАУ

АЛТЫН КЕНДЕРІН ҰСТАУ ЖӘНЕ ҰНТАУ

ТҰРҒЫНДАРДЫ БАЙЫТУ ҮШІН ГРАВИТЕТТІК ӘДІСТЕР

АЛТЫНДЫ АЛТЫН АЛУ

ҚАЛАНДЫРУ

АЛТЫН КЕНДЕРІН ЦИАНДАНДАУ

ПУЛПТАРДАН СОРБЦИЯ (СОРПЦИЯЛЫҚ СІМІЛУ)

АЛТЫН ЖӘНЕ КҮМІСТІ ЭЛЮЦИЯЛАНУ ЖӘНЕ ҚАНЫҚҚАН АНИОН АЛМАСЫНЫҢ РЕГЕНЕРАЦИЯСЫ

1.3 ТЕХНОЛОГИЯЛЫҚ СҰЛБАДАҒЫ АЛТЫНДЫ ТИМОРЕА ЭЛЮТТЕРІНЕН БӨЛУ ПРОЦЕСІНІҢ РӨЛІ

2. ТИОМУРЕЯ ЭЛЮТТЕРІНЕН АЛТЫНДЫ ОЛАҚТАУДЫҢ ТЕХНОЛОГИЯЛЫҚ ПРОЦЕСІНЕ ШОЛУ.

2.1 ПРОЦЕСТІҢ СИПАТТАМАСЫ ЖӘНЕ ХИМИЯСЫ

ТИОМУРЕА ЕРІТІМДЕРІНЕН АЛТЫНДЫҢ ТҰНАУЫ

3. МЕТАЛЛУРГИЯЛЫҚ ЕСЕПТЕР

КІРІСПЕ

Алтын - сары металл. Оның бетке бағытталған текше торы бар және ерекше икемділігімен және иілгіштігімен ерекшеленеді. Алтыннан диаметрі 0,001 мм сым тартуға болады. Металдың жылу және электр өткізгіштігі өте жоғары: алтын мыс пен күмістен кейін екінші орында.

Алтынның физикалық-химиялық қасиеттері:

Ау 1-топта,

Атомдық массасы 197,

Тығыздығы 20°C 19,32 г/см 3

Тәндік тотығу дәрежелері +1 және +3,

Қалыпты электродтық потенциалдар +1,88 және +1,5 В,

Балқу температурасы 1064,4 °C,

Қайнау температурасы 2877°C,

Жылу сыйымдылығы 25°C 25,5 Дж/(моль К),

Булану жылуы 368 кДж/моль.

Алтынның айрықша ерекшелігі – оның кешен түзуге бейімділігі және оның қосылыстарының көпшілігін металға дейін қалпына келтірудің қарапайымдылығы.

Алтын – асыл металл. Төмен химиялық белсенділік - бұл металдың маңызды және тән қасиеті. Ауада, тіпті ылғал болған жағдайда да, алтын іс жүзінде өзгеріссіз қалады. Тіпті жоғары температурада алтын сутегімен, оттегімен, азотпен, күкіртпен және көміртегімен әрекеттеспейді.

Алтын галогендермен біріктіріледі, ал броммен процесс бөлме температурасында, ал фтор, хлор және йодпен - қыздырылған кезде жүреді.

Алтынның сулы ерітінділердегі электродтық потенциалы өте жоғары:

Au®Au + + , j o ​​= +1,68 В;

Au®Au +3 +3, j o ​​= +1,58 В;

Сондықтан алтын сілтілерде де, күкірт, азот, тұз, фторлы, органикалық сияқты қышқылдарда да ерімейді.

Бірақ күшті тотықтырғыштар болған кезде алтын кейбір минералды қышқылдарда еруі мүмкін. Сондықтан ол концентрлі күкірт қышқылында периодты H 5 IO 6, азот қышқылы, марганец диоксиді, сондай-ақ өте күшті тотықтырғыш болып табылатын ыстық сусыз селен қышқылы H 2 SeO 4 қатысуымен ериді.

Алтын акварегияда, хлорлы тұз қышқылында, сілтілі және сілтілі жер металдарының судағы ерітінділерінде оттегінің қатысуымен оңай ериді. Алтын үшін жақсы еріткіш - тотықтырғыш ретінде құрамында темір хлориді немесе сульфат (+3) бар тиокарбамидтің сулы ерітіндісі.

Басқа алтын еріткіштерге хлор және бром суы, йодтың калий йодидіндегі ерітіндісі немесе йодты қышқыл жатады. Барлық жағдайларда алтынның еруі күрделі қосылыстардың түзілуімен байланысты.

Оның химиялық қосылыстарында алтынның тотығу дәрежесі +1 және +3 болуы мүмкін. Барлық алтын қосылыстары салыстырмалы түрде әлсіз және қарапайым күйдірудің өзінде металлға оңай қалпына келтіріледі.

Курстық жұмыстың мақсаты – тиокарбамид элюаттарының ерітінділерінен алтын алу технологияларын қарастыру, олардың әрқайсысының артықшылықтары мен кемшіліктерін көрсету, сонымен қатар тиокарбамид элюаттарынан алтынды электролиттік тұндыру технологиясын егжей-тегжейлі қарастыру.

1. ЖАЛПЫ БӨЛІМ

1.1 АЛТЫН ШИКІЗАТЫНЫҢ СИПАТТАМАСЫ ЖӘНЕ ОНЫ ӨҢДЕУ ӘДІСТЕРІ

Соңғы екі-үш онжылдықта технологиялық қарапайым алтын рудаларынан алынатын алтынның үлесі тұрақты түрде төмендеп келеді. Сонымен қатар, мұндай кендерден алынатын алтынның үлесі артып келеді, оны тиімді өңдеу үшін гравитациялық байыту, флотация, күйдіру, балқыту, сілтілеу және т.б. операцияларды қоса алғанда, әлдеқайда күрделі және әзірленген схемалар қажет. Алтын рудалары мен концентраттары, кәдімгі цианидті технологиялық жағдайларда (ірі алтынды алу үшін гравитациялық және амальгациялық әдістермен үйлесімде) өңдеу алтынның жеткілікті жоғары алынуын қамтамасыз етпейтін немесе жекелеген технологиялық операцияларға (ұсақтау, цианидтеу, сусыздандыру, тұндыру) ұлғаюымен қатар жүретін ерітінділерден алынған алтын және т.б.), тұрақты деп аталады.

ТАҢДА АЛТЫНЫ бар кендер ЖӘНЕ ОЛАРДЫ ӨҢДЕУ ӘДІСТЕРІ

Тау жыныстарын құрайтын минералдардағы алтынның жұқа таралуы алтын кендерінің сақталуының ең көп тараған себебі болып табылады.

Бұл түрдегі кендер екі негізгі категорияға бөлінеді: алтын кварцпен байланысқан кендер; алтын сульфидтермен байланысқан кендер.

Бірінші санаттағы кендерден алтынды алу үшін алтынның жеткілікті экспозициясын қамтамасыз ететін ұсақ немесе өте ұсақ ұнтақтау қолданылады. Осы мақсатта өңдеудің II және III сатыларына дейін үш сатылы ұнтақтау және материалды алдын ала жіктеу схемалары қолданылады. Осы сұлба бойынша кенді ұнтақтау 90-95% класты бөлшектердің мөлшері - 0,04 өнім алуды қамтамасыз етеді. мм.

Мұндай ұсақ ұнтақталған материалды цианидтеу, әдетте, құрамында алтыны аз қалдықтарды алуға мүмкіндік береді. Алайда, ұсақ ұнтақтау құнының жоғары болуына байланысты, қарапайым рудаларды өңдеумен салыстырғанда, ұсақ таралған алтын рудаларын өңдеу айтарлықтай қымбатқа түседі. Сонымен қатар, ұсақ ұнтақтау кезінде түзілетін цианидті целлюлозадағы екінші реттік шөгінділердің көбеюіне байланысты қоюландыру және сүзу циклінің өнімділігі айтарлықтай төмендейді, бұл мұндай кендерден алтын алу құнын одан әрі арттырады. Осының нәтижесінде ұсақ шашылған алтынмен кендерді өңдеу кезінде ұнтақтау мен сусыздандыруға жұмсалатын үлестік шығындар кенді өңдеудің жалпы құнының 60%-ына жетуі мүмкін, ал қарапайым кендерді өңдеу кезінде олар 30-40%-дан аспайды. Ұнтақтаудың өзіндік құнын төмендету мақсатында соңғы жылдары алтын кендерін шарсыз ұнтақтаудың (автогенді ұнтақтау) прогрессивті әдісін енгізу бойынша көп жұмыстар жүргізілді.

Екінші санаттағы кендерде сульфидтердегі майда және эмульсияланған диссеминация түріндегі алтын, негізінен пирит пен арсенопирит бар. Мұндай кендерден алтын алудың ең кең тараған әдісі – құрамында алтыны бар сульфидтер мен бос алтынды концентратқа бөліп алуға мүмкіндік беретін флотация. Содан кейін концентрат одан алтын алу үшін әртүрлі әдістерді қолдана отырып өңделуі мүмкін.

Егер алтын бөлшектерінің түйіршік мөлшері тым аз болмаса және алтынды ұсақ ұнтақтау арқылы экспозицияға мүмкіндік берсе, флотациялық концентрат одан әрі ұсақталып, цианидтеледі.

Бұл жағдайда флотацияны қолдану бастапқы кеннің бүкіл массасын ұсақ ұнтақтаудағы қымбат операцияны жоюға және шығымы әдетте 2-5 флотациялық концентраттың салыстырмалы түрде аз мөлшерін қосымша ұнтақтаумен шектелуге мүмкіндік береді. бастапқы кен массасының %.

Көбінесе, алтынның сульфидтердегі таралуы соншалықты аз, сондықтан материалды жұқа және тіпті өте ұсақ ұнтақтау қажетті әсер дәрежесіне жетуге мүмкіндік бермейді. Бұл жағдайда майда бөлінген алтын тотықтырғыш күйдіру арқылы экспозицияланады. Флотациялық концентраттарды тотықтырғыш күйдіру кезінде сульфидтер тотығады және цианид ерітінділерін өте жақсы өткізетін оксидтердің кеуекті массасына айналады. Шлактарды кейіннен шаймалау алтынды цианид ерітіндісіне айналдыруға мүмкіндік береді.

Пириттің тотығуы 450-500° С температурада басталады. Процесс аралық өнім ретінде пирротит FeS 2 + O 2 = FeS + SO 2 түзілуімен жүреді, ол магнетит 3FeS + 5O 2 = Fe 3 дейін тотығады. O 4 + 3SO 2 және одан әрі гематитке 2Fe 3 O 4 + ½ О 2 = ЗFe 2 О 3 .

600 °С-тан жоғары температурада пириттің тотығуының алдында оның пирротит 2FeS 2 = 2FeS + S 2 түзілуімен диссоциациялануы жүреді, содан кейін ол гематитке дейін тотығады.

Тотықтырғыш күйдірудің өнімділігі бірқатар параметрлерге байланысты, олардың ішінде температура ең маңызды болып табылады. Егер күйдіру температурасы жеткілікті жоғары болмаса (500°С-тан төмен), тотығу реакцияларының жылдамдығы төмен және шлакта толық тотылмаған пирит бөлшектерінің айтарлықтай мөлшері болуы мүмкін. Мұндай шлакты цианидтеу оның толық ашылмауына байланысты алтынның айтарлықтай жоғалуымен қатар жүреді. Күйдіру температурасының жоғарылауымен пириттің тотығуы тезірек және толық жүреді. Дегенмен, 900-950 ° C жоғары температурада шлактың ішінара балқуы пиротит пен магнетиттен тұратын салыстырмалы түрде төмен балқитын эвтектикалық қоспалардың түзілуіне байланысты мүмкін болады. Балқыманың пайда болуы материалдың агломерациялануына және цианидке қиын тығыз, аз кеуекті шлактардың пайда болуына әкеледі.

Газ фазасындағы оттегі концентрациясы күйдіру өнімділігіне айтарлықтай әсер етеді. Оттегінің төмен концентрациясында пириттің тотығу жылдамдығы төмендейді, бұл алтынның жеткіліксіз алынуына әкелуі мүмкін. Сонымен қатар, оттегінің шамадан тыс жоғары концентрациясы кезінде процестің жылдамдығы соншалықты жоғары болуы мүмкін, егер жылу алмасу жағдайлары жеткіліксіз болса, экзотермиялық реакциялардың жылуы қоршаған ортада және температурада таралып үлгермейді. күйдірілген дәндер қауіпті шектен асып кетеді (900-950 ° C). Нәтижесінде шлак ериді және оның құрылымы жеткілікті кеуекті болмайды. Пирит концентраттары үшін оңтайлы күйдіру температурасы олардың материалды құрамына байланысты және 500-700 ° C аралығында болатыны іс жүзінде анықталған. Есептеулер мен эксперименттік зерттеулер шлактың «қызып кетуіне» байланысты оның температурасы қышқылдағы температурадан асып кетуі мүмкін екенін көрсетеді. пеш 300-400 бұршақПириттің тотығу жылдамдығы мен оның дәндерінің температурасы арасындағы байланыс кеуекті шлак алу үшін күйдіру кезінде бөлшектердің температурасы 900-950°С аспайтындай тотығу реакцияларының жылдамдығы реттелуі керек екенін көрсетеді. Бұған қол жеткізу үшін пешке берілетін ауаның мөлшерін азайту немесе газ фазасындағы оттегі концентрациясын азайту қажет. Сонымен қатар, материал мен қоршаған орта арасындағы жылу алмасу жағдайларын жақсарту арқылы күйдірілген бөлшектердің «қызуын» азайтуға болады. Бұл әдіс неғұрлым ұтымды, өйткені ол күйдіру жылдамдығын тиісті түрде төмендетпей, пештегі материалдың оңтайлы температурасын сақтауға мүмкіндік береді. Материалды пеште қарқынды араластыру арқылы күйдірілген концентрат пен қоршаған орта арасындағы жылу алмасу жағдайлары жақсарады. Сондықтан материалды салыстырмалы түрде әлсіз араластыру жағдайында пеште күйдіру процесін жүргізу шлактың «қызып кетуі» және оның ішінара балқу қаупін тудырады. Процесті интенсивті араластыруға байланысты жылу алмасу жағдайлары өте қолайлы болатын сұйық қабаты бар пештерде жүргізу шлактың еруіне жол бермей, күйдіру температурасын әлдеқайда дәл ұстауға мүмкіндік береді.

Тотығу күйдіру кезіндегі арсенопириттің әрекеті көп жағынан пириттің мінез-құлқына ұқсас. Арсенопириттің қарқынды тотығуы шамамен 450 ° C температурада басталып, аралық өнім ретінде пиротит пен магнетиттің түзілуімен жалғасады:

2FeAsS + 1,5O 2 = 2FeS + As 2 O 3 (газ),

3FeS + 5O 2 = Fe 3 O 4 + 3SO 2,

2Fe 3 O 4 + 0,5O 2 = 3 Fe 2 O 3.

600°С жоғары температурада арсенопириттің тотығуы алдында оның диссоциациялануы жүреді: 4FeAsS = 4 FeS + As 4 (газ).

Газ тәріздес мышьяк 4 +3O 2 = 2Аs 2 О 3 сияқты триоксидке, ал пирротит гематитке дейін тотығады.

Алынған мышьяк триоксиді өте ұшқыш. 465°С температурада бу қысымы As 2 O 3 1 болады ам.Демек, мышьяк, As 2 O 3 дейін тотыққан , газға айналады

фазасы. Алайда оттегінің артық мөлшерімен мышьяк триоксиді пентоксидке дейін тотыға алады: 2 O 3 + O 2 == 2 O 5 ретінде.

Күйдіру жағдайларына және күйдірілетін материалдың материалдық құрамына байланысты мышьяк пентоксиді шлакта өзгеріссіз қалуы немесе темір оксидтерімен әрекеттесіп, екі және үш валентті темір арсенаттарын Fe 3 (AsO 4)) 2 және FeAsO 4 түзеді. Мышьяк пентоксиді мен темір арсенаттары іс жүзінде ұшпайтын болғандықтан, мышьяк бес валентті күйге дейін тотыққан, шлакта толығымен қалады. Соңғы жағдай өте жағымсыз, өйткені шлакты кейінгі жоспарлау кезінде мышьяк ерітіндіге түседі және кейбір жағдайларда мырыш шаңымен алтынның тұнбасын толығымен бұзады. Алтынсыз цианид ерітінділерін қайта өңдеу іс жүзінде мүмкін емес. Сонымен қатар, шлакта бес валентті мышьяк қосылыстарының болуы алтын бөлшектерінің бетінде қабықшалардың пайда болуына әкеледі, бұл оларды цианид ерітіндісінде ерітуді қиындатады.

Осыған байланысты құрамында арсенопирит бар концентраттарды қуыру кезінде мышьяк газ фазасына өтуі керек. Осы мақсатта мышьяк концентраттарын күйдіруді әлсіз тотықтырғыш атмосферада жүргізу керек, бұл ұшқыш триоксидтің түзілуіне ықпал етеді және мышьяктың бес валентті күйге дейін тотығуын барынша азайтады.

Дегенмен, мышьякты кетіруге қолайлы әлсіз тотықтырғыш атмосфера сульфидті күкірттің максималды тотығу шарттарына сәйкес келмейді, бұл жою үшін әлдеқайда тотықтырғыш атмосфераны қажет етеді. Осыған байланысты алтын-мышьяк концентраттарын тотықтырудың ең ұтымды тәсілі екі сатылы күйдіру болып табылады. Шектеулі ауаға қолжетімділік жағдайында жүзеге асырылатын атудың бірінші кезеңі As 2 O 3 түріндегі мышьякты газ фазасына көшіруге бағытталған. Алынған шлак екінші кезеңге өтеді, онда оттегінің айтарлықтай көп болуымен күкірт күкіртінің тотығуы жүреді. Бұл екі сатылы күйдіру сульфидті күкірт пен мышьяк аз мөлшерде цианидтеу үшін қолайлы кеуекті шлак алуға мүмкіндік береді. Өзінің артықшылықтарына байланысты екі сатылы күйдіру алтын-мышьяк концентраттарын өңдейтін алтын өндіруші фабрикаларда қолданылады.

Шамамен ұқсас әсерге бір сатылы күйдіру кезінде қол жеткізуге болады, егер сіз қарсы ағым принципін қолдансаңыз, яғни материалдың жану газдарына қарай қозғалысы. Бұл жағдайда бастапқы сульфид концентраты бірінші күйдіру кезеңінде ішінара пайдаланылған газдармен байланыста болады, сондықтан олардың оттегі концентрациясы төмен. Бұл жағдай мышьяктың бірінші күйдіру кезеңінде жойылуына ықпал етеді. Материал пеште әрі қарай жылжыған сайын газбен жанасады,

барған сайын оттегімен байытылған, нәтижесінде пештен шыққан кезде шлак тек мышьяктан ғана емес, күкірттен де бос болады. Қарама-қарсы ағым принципі құрамында алтыны бар сульфидті концентраттарды ошақта күйдіргенде кеңінен қолданылады.

1946 жылға дейін концентраттар палубалық пештерден басқа барлық зауыттарда күйдірілді. Бұл ату түрі күні бүгінге дейін маңызын жойған жоқ. Тек Австралияда ошақтарға концентраттарды қуыратын бірнеше ондаған қондырғылар бар. Бар пештердің барлық түрлерінің ішінде Эдвардс пештері құрамында алтыны бар концентраттарды күйдіру үшін ең қолайлы болып табылады. Эдвардс пеші – көлденең қимасы тік бұрышты механикаландырылған реверберациялық пеш. Ол отқа төзімді кірпішпен қапталған металл қаптамадан тұрады. Концентраттағы күкірттің жоғары мөлшерімен (26%-дан жоғары) күйдіру автогенді түрде жүруі мүмкін, яғни сульфидтердің тотығуы кезінде бөлінетін жылу есебінен ғана. Күкірт жетіспесе, пешті көмірмен, мазутпен, газбен немесе ағашпен қыздырады. Осы мақсатта пештің бір шетінде бір немесе екі оттық қораптар орналасқан. Пештің екінші шетінде төбеде арнайы тесік бар, ол арқылы күйдірілген концентрат тиеледі. Күйдіру кезінде материалды араластыру және жылжыту үшін пештің ұзындығы бойынша бір немесе екі қатар айналмалы қалақшалар орнатылады, олар пештің үстінде орналасқан жалпы білікпен қозғалады. Қалақшалардың айналуы күйдірілген материалдың пештің бір қабырғасынан екіншісіне қайта-қайта жылжуы мен оның пеш бойымен бір мезгілде ілгерілеуін қамтамасыз етеді. Нәтижесінде материалдың пеште тұруының жеткілікті ұзақтығына қол жеткізіледі (3-6 з)және оның араласуына жағдай жасалады.

Кейбір жағдайларда Эдвардс пештерінде пештің көлбеу бұрышын өзгертуге арналған арнайы құрылғылар бар, бұл күйдірілген концентраттың материалдық құрамы өзгерген кезде пеш арқылы өтетін материалдың жылдамдығын реттеуге мүмкіндік береді. Шағын өнімділігі бар кәсіпорындарда (7-10 дейін Ттәулігіне концентрат) бір қатар жүріспен пештерді қолдану; жоғары өнімділік кезінде (10-50 т/тәулік)екі қатарлы пештерді орнату.

Edwards пештерін кеңінен қолдануға келесі артықшылықтар ықпал етеді:

1) тиелген материал массасының 0,5-1,0%-нан аспайтын концентраттарды күйдіру кезінде шаңды ең аз тазарту. Шаңның төмен түсуі күрделі шаң жинау жүйелерінсіз жұмыс істеуге мүмкіндік береді. Күйдіруді қолданатын алтын өндіруші зауыттардың көпшілігінде газдар циклондарда немесе шаң камераларында шаңнан тазартылады;

2) салыстырмалы арзандығы, конструкциясының қарапайымдылығы және техникалық қызмет көрсетудің қарапайымдылығы. Пешті жөндеу жұмыстары, мысалы, тырма мен тырма ұстағыштарды ауыстыру сияқты пештің сыртынан оны түсірмей немесе салқындатпай орындалады. Әрбір пешке бір оператор қызмет көрсетеді;

3) температураның кең диапазонында жұмыс істеу қабілеті және әртүрлі гранулометриялық сипаттамалары және әртүрлі химиялық құрамы бар қуырылған концентраттар.

Дегенмен, Эдвардс пешінің артықшылықтарымен қатар, барлық пештік пештер сияқты, олардың елеулі кемшіліктері бар, олардың негізгілері мыналар:

1) шамамен 0,25 салыстырмалы төмен үлес өнімділігі м/(м 2 - тәулік);

2) күйдірілген материалдың массасы бойынша температураның біркелкі таралуы;

3) температура мен оттегі жағдайын реттеудің қиындығы.

Ошақты күйдірудің бұл кемшіліктері әлдеқайда прогрессивті күйдіру әдісінің - құйылған қабатпен күйдірудің дамуына түрткі болды. Қазіргі уақытта сұйық күйдірілген күйдіру Канада, АҚШ және басқа елдердің алтын өндіруші кәсіпорындарында қолданылады. Суретте. Dickenson Mines (Канада) кенішіндегі флотациялық концентратқа арналған құйылған қабаттағы қуыру қондырғысының диаграммасы көрсетілген. Сұйық қабаты бар пеш диаметрі 2,5 болатын тік болат цилиндр болып табылады мжәне биіктігі 5,5 м,отқа төзімді кірпішпен қапталған. Подина fауданы 3,14 болатын пештер м 2отқа төзімді бетоннан жасалған. Ошақта 116 саптама бар, олар арқылы ауа турбокомпрессордан беріледі. Концентрат үздіксіз пешке және сорғы көмегімен целлюлоза түрінде беріледі. Пешке кіре отырып, концентрат бөлшектері үздіксіз жоғары қозғалыста орнатылады.

ауа ағындары. Сұйық қабаттың биіктігі шамамен 1,2 м.Пештегі температура 700" С. Шлакты тиеуге қарама-қарсы жағында құйылған қабат деңгейінде орналасқан арнайы түсіру құбыры арқылы үздіксіз түсіреді. Пештен шыққаннан кейін шлак су ваннасына түседі, мұнда ол салқындатылады.Қуырылған газдар қатарынан орналасқан үш циклондарда шаңнан тазартылады, содан кейін ол дымоходы арқылы атмосфераға шығарылады.Циклондардан шыққан шаң су толтырылған ванналарға түседі.Шлак пен шаңнан тұратын целлюлоза, шоғырландырып, жоспарлауға жіберіледі.

Алтын-мышьяк концентраттарын сұйық қабатта күйдіру технологиясын одан әрі жетілдіру оны екі кезеңде жүзеге асыру болып табылады. Екі сатылы күйдіруді екі қосылған пеш камераларында немесе бөлек пештерде жүргізуге болады.

Бірінші кезеңде ауаның шектеулі мөлшерімен мышьяк концентраттан As 2 O 3 түрінде тазартылады. Артық ауамен жүргізілетін екінші кезең күкіртті сульфидті тотықтыруға қызмет етеді. Суретте. Кэмпбелл шахтасындағы (Канада) екі сатылы сұйық төсемді қуыру зауытының диаграммасын көрсетеді. Күйдірудің бірінші сатысына қатты құрамы 70-80"% целлюлоза түріндегі флотациялық концентрат жіберіледі. Бірінші сатыдағы шлактар ​​түсіру құбыры арқылы екінші сатыға жіберіледі. Материалдың жақсы өтуі үшін, түсіру құбырына сығылған ауаны беруге арналған саптама орнатылады.Бірінші сатыдағы пештен газ аралық циклонға, содан кейін екінші сатыдағы пештің қабатының үстіңгі кеңістігіне беріледі.Циклон шаңы шлакпен бірге , екінші кезеңге жіберіледі.Екінші кезеңнің пешінен шығатын газ циклондардың екі параллель ағынына (әрқайсысында үш циклон) енеді және мұржа арқылы атмосфераға шығарылады.II кезең циклондарының шлактары мен шаңдары сумен салқындатылады. арнайы ваннаға салып, цианидтеуге жібереді.

Автогенді күйдіруді жүргізу үшін күйдірілетін материалдағы күкірт мөлшері 16-20% кем болмауы керек. Жоғары мазмұнда артық қызуды кетіру қажет. Іс жүзінде бұл қосымша суды пештің берілісіне немесе тікелей сұйық қабатқа беру арқылы жүзеге асырылады.

Концентраттарды сұйылтылған қабатты пештерде күйдіру шаңның көп түсуімен (бастапқы материалдың 40-50%) жүреді. Сондықтан газдарды шаңнан мұқият тазарту орталық мәселелердің бірі болып табылады. Циклондарды пайдалану көбінесе газды тазартудың қажетті дәрежесін қамтамасыз етпейді. Бұл жағдайларда шаң жинау жүйесі электр сүзгілерімен толықтырылады. Кейбір кәсіпорындар газдардан мышьяк триоксидін алуды тәжірибеден өткізеді. Осы мақсатта пештен шығатын газдар шаңнан мұқият тазаланады және салқындатылады;

Ұсақ ұнтақ түріндегі конденсацияланған мышьяк триоксиді қап сүзгілеріне жиналады. Қажет болған жағдайда күкірт қышқылын алу үшін сұйық қабаттағы пештердің газдарын пайдалануға болады.

Ошақ пештерімен салыстырғанда құйылған төсемді пештер құрамында алтыны бар концентраттарды күйдіру үшін өте тиімді құрылғылар болып табылады. Олардың негізгі артықшылықтары келесідей:

1) 5-ке жуық құрайтын жоғары меншікті өнімділік т/(м 2 -күн),бұл палубалық пештердің өнімділігінен шамамен 20 есе жоғары;

2) температура мен оттегінің күйдіру жағдайларын дәл бақылау мүмкіндігіне байланысты алынған шлактардың жоғары сапасы.

Дегенмен, артықшылықтармен қатар, сұйық қабатта қуыру кейбір кемшіліктерге ие, олардың негізгісі - үлкен шаңды кетіру. Бұл жағдай күрделі шаң жинау жүйелерін салуды талап етеді.

Құрамында сульфидті алтыны бар концентраттарды тотықтырғыш күйдіру, содан кейін шлакты жоспарлау арқылы өңдеудің қарастырылған схемасы өте кең таралған, бірақ мұндай өнімдерді өңдеудің жалғыз мүмкін схемасы емес.

Кейбір жағдайларда алтын өндіруші кәсіпорындарда алынған флотациялық концентраттар мыс балқыту зауыттарына жіберіледі, онда олар мыс концентраттарымен бірге балқытылады. Бұл жағдайда алтын күңгіртке айналады және ақырында анодтық шөгіндіде шоғырланады, ол жерден арнайы әдістермен алынады (282-бетті қараңыз). Бұл әдіс мышьяк мөлшері жоғары флотациялық концентраттарды өңдеуге жарамайды, өйткені мышьяк таза мыс өндіруді қиындатады. Сондықтан алтын-мышьяк концентраттарын мыс балқыту зауытына жібермес бұрын мышьяктан тазарту үшін тотықтыру керек.

Тотықтырғыш күйдіруді күкірт қышқылын алу үшін мышьяксыз пирит концентраттарын өңдеуде де қолдануға болады.

Мыс балқыту зауыттарында шикі немесе қуырылған концентраттарды өңдеу әдісі үлкен шығындарды қажет етпейді және тіпті мұндай отқа төзімді материалдардан алтын алуға мүмкіндік береді, олар үшін тотықтырғыш күйдіру, содан кейін шлактарды цианидтеу оң нәтиже бермейді. Бұл әдістің кемшіліктері тасымалдау шығындарының жоғарылауы және концентратты тасымалдау және балқыту кезінде алтынның жоғалуы болып табылады.

Флотациялық концентраттарды тотықтырып күйдіру, содан кейін шлактарды циандау арқылы өңдеу әдісінің белгілі кемшіліктері бар. Ең бастысы – цианидтеу қалдықтарынан алтын жоғалтуының артуы. Барлық қабылданған шараларға қарамастан, тотықтырғыш күйдіру сөзсіз материалдың ішінара күйдірілуімен және алтынның бетінде төмен балқитын қосылыстардың қабықшаларының пайда болуымен жүреді. Нәтижесінде алтынның белгілі бір мөлшері цианид ерітінділерінің әсерінен қол жетімсіз болып, цианидтеу құйрықтарымен жоғалады.

Сульфидті флотациялық концентраттардан алтын алуды арттыруға ұмтылу басқа да бірқатар әдістердің дамуына әкелді: тотықтырғыш-хлорлау күйдіру; хлоридті сублимациялау; автоклавпен шаймалау.

Тотықтырғыш-хлорлау күйдіру майда дисперсті алтынды кейінгі цианидтеу үшін ашу мақсатында жүргізіледі. Бұл күйдіру түрінің мәні өңделетін материалды 5-20% натрий хлоридімен араластырып, тотықтырғыш атмосферада 500-600 ° C температурада күйдіреді. Процестің механизмі күкіртке дейін қайнатылады. оттегінің қатысуымен күйдіру кезінде пайда болған диоксид пен күкірт буы натрий хлоридімен әрекеттесіп, бос хлорды бөледі:

2NaCl + SO 2 + O 2 = Na 2 SO 4 + Cl 2

2NaCl + S + 2O 2 = Na 2 SO 4 + Cl 2

Жоғары химиялық белсенділікке ие хлор темір сульфидтерімен және оксидтерімен әрекеттесіп, FeCl 2 және FeCl 3 хлоридтерін түзеді. Соңғылары атмосфералық оттегінің әсерінен ыдырайды:

2 FeCl 3 + 1,5 O 2 = Fe 2 O 3 + 3 Cl 2.

Шығарылған бос хлор қайтадан әрекеттеседі және т.б. Газ тәріздес өнімдердің минералды түйіршіктер массасы арқылы бірнеше рет диффузиялануымен байланысты бұл процестің механизмі кеуекті гематиттің Fe 2 O 3 түзілуіне себеп болып табылады, оның құрылымы оған қол жеткізуге қолайлы. цианид ерітінділері тіпті алтынның ең терең және ең жұқа қосындыларына дейін. Осыған байланысты тотықтырғыш-хлорлы күйдіру шлактарын цианидтеу кезінде қарапайым тотықтырғыш күйдіру шлактарын цианидтеумен салыстырғанда ерітіндідегі алтынның шығуы жоғары болады. Егер бастапқы материалда түсті металдар болса, онда тотықтырғыш-хлорлау күйдіру кезінде олар хлоридтерге айналады. Оларды экстракциялау үшін, сондай-ақ суда еритін натрий сульфатын, реакцияға түспеген натрий хлоридін және аз мөлшерде әрекеттеспеген темір хлоридтерін жуу үшін шлактарды цианидтеу алдында сумен немесе әлсіз қышқыл ерітіндісімен шайып алу керек.

Жоғарыда көрсетілген реакциялардан көрініп тұрғандай, тотығу-хлорлауды сәтті күйдіру үшін қажетті шарт күйдірілетін материалда күкірт күкіртінің болуы болып табылады. Сонымен қатар бастапқы материалдағы күкірттің жоғары болуы натрий хлоридінің тұтынуының артуына әкеледі және сол арқылы процестің экономикалық тиімділігін төмендетеді. Сондықтан тотықтырғыш-хлорлаушы күйдіру алдында күкірті жоғары материалдарды қарапайым тотықтырғыш күйдіруге түсіріп, құрамында 3-5% күкірт бар шлактарды алған жөн.

Б.Н.Лебедев ұсынған хлорлы сублимация, сондай-ақ тотықтырғыш-хлорлайтын күйдіру, құрамында алтыны бар концентратты натрий хлоридімен араластырып, тотықтырғыш атмосферада күйдіруден тұрады. Алайда жоспарлауға дайындық операциясы ғана болып табылатын тотықтырғыш-хлорлаушы күйдіруден айырмашылығы, хлоридті сублимациялау металдық алтынды ұшқыш хлоридке толық айналдыруды және кейін оны өте металл концентрлі өнім түріндегі газдардан алуды қамтиды. Бұл әсер тек жоғары температурада, шамамен 900-1000 ° C. Алтынмен бір мезгілде күміс, мыс, қорғасын және басқа металдардың хлоридтері де сублимацияланады. Хлоридті сублимациялау механизмі негізінен тотығу-хлорлау күйдіру механизміне ұқсас.

Сульфидті концентраттардың жоғары температурада агломерациялануын болдырмау үшін күкірт мөлшері 2-5% болатын алдын ала күйдірілген материалдар хлоридті сублимацияға ұшырауы керек. Алтынның алынуының төмендеуіне байланысты күкірт мөлшерінің төмендеуі де қажет емес. NaCl оңтайлы шығыны бастапқы материалдың салмағы бойынша 10-15% құрайды. NaCI жетіспесе, алтын және оның ілеспе элементтері толығымен хлорланбайды және шлакпен ішінара жоғалады; NaCI артық болуы шлак бөлшектерінің балқуына және ұлғаюына әкеледі, бұл да металдардың алынуын нашарлатады. Бұл шарттар орындалса 99% Au, 98% Ag, 96% Cu, 90% Zn сублиматтарға ауысады. Шлактардағы алтынның мөлшері 2-ден аспайды г/т.

Сублиматтарды өңдеу оларды сумен шаймалау және мышьяк, темір, мыс, қорғасын, мырыш, сондай-ақ натрий сульфаты мен хлоридтің хлоридті тұздарын ерітіндіге айналдыруды қамтиды. Бұл жағдайда алтын металға дейін тотықсызданады және күміс хлоридімен бірге ерімейтін қалдық күйінде қалады. Сумен сілтілеуден кейінгі қалдықтағы асыл металдардың жалпы мөлшері бірнеше пайызды құрайды, бұл оны тікелей шикі металға балқытуға мүмкіндік береді. Хлорид ерітіндісін түсті металдарды алу үшін пайдалануға болады.

Хлоридті сублимациялау процесі өте жан-жақты, оны кез келген құрамдағы концентраттардан алтын алу үшін қолдануға болады. Бұл процестің маңызды артықшылығы концентраттарды олардан тек алтын мен күмісті ғана емес, сонымен қатар ілеспе түсті металдарды да алу арқылы кешенді өңдеу мүмкіндігі болып табылады. Хлоридті сублимациялаудың кемшіліктері жоғары температурада күйдіру және сублиматты ұстау үшін жабдықтың күрделілігін қамтиды. Осы себепті хлоридті сублимация алтын өндіру өнеркәсібінде әлі қолданыла қойған жоқ.

Құрамында алтыны бар концентраттарды сульфидті минералдарда ұсақ диссеминацияланған алтынмен автоклавпен шаймалау оларды жоғары температурада (100-200°С) және оттегі қысымында (I-20) гидрометаллургиялық өңдеуден тұрады. ам).Ұсақ таралған алтынды алудың автоклав технологиясын екі жолмен жүзеге асыруға болады.

Бірінші нұсқа жұқа алтынды цианидтеу арқылы кейіннен алу мақсатында ашуды қамтиды. И.Н.Масленицкий, И.Н.Плаксин, С.В.Хрящев және басқалардың зерттеулері көрсеткендей, сульфидтермен байланысты алтынның бөлінуіне концентраттарды судағы, күкірт қышқылының немесе күйдіргіш натрийдің ерітінділеріндегі автоклавпен шаймалау арқылы қол жеткізуге болады.

Суда және күкірт қышқылының сұйылтылған ерітінділерінде пирит пен арсенопирит концентраттарын автоклавта тотықтыру кезінде келесі химиялық реакциялар жүреді:

2FeS 2 + 7,5O 2 + 4H 2 O = Fe 2 O 3 + 4H 2 SO 4

FeAsS + 3,5 O 2 + H 2 O – FeAsO 4 + H 2 SO 4

Сульфидтердің ыдырауына және темір оксиді мен темір арсенатының кеуекті массасына айналуына байланысты, цианид ерітінділерін оңай өткізетіндіктен, автоклавты шаймалаудан кейінгі қатты қалдықтар алтынды цианидтеу арқылы алу үшін қолайлы өнім болып табылады.

Күйдіргіш натрий ерітіндісінде пирит пен арсенопирит концентраттарын шаймалау кезінде жүретін химиялық реакциялардың табиғаты әртүрлі болады:

2FeS 2 + 8NaOH + 7,5 O 2 = = Fe 2 O 3 + 4Na 2 SO 4 + 4H 2 O

2FeAsS + 10NaOH + 7O 2 = 2Na 3 AsO 4 + 2Na 2 SO 4 + = Fe 2 O 3 + 5H 2 O

Бұл жағдайда ерітіндіге сульфидті күкірт қана емес, мышьяк те өтеді. Бұл қалдықтардың кейінгі цианидтенуін және алтынның мырыш шаңымен тұндырылуын жеңілдетеді. Каустикалық соданы автоклавты сілтісіздендіру ерітінділерінен әкпен өңдеу арқылы қалпына келтіруге болады:

2Na 3 AsO 4 + 3Ca(OH) 2 =Ca 3 (AsO 4) 2 + 6NaOH

Жол бойында алынған ерімейтін кальций арсенатын химия және ағаш өңдеу өнеркәсібінде қолдануға болады.

С.И.Соболь, И.Н.Плаксин және басқа зерттеушілер зерттеген екінші нұсқа бойынша құрамында алтыны бар концентраттарды автоклавты сілтісіздендіру майда дисперсті алтынның ашылуымен бір мезгілде оның еруі жүретіндей жүргізіледі. Бұл жағдайда аммиак ерітінділері құрамында алтыны бар концентраттарды шаймалау үшін қолданылады. Бұл жағдайда болатын реакциялардың химиясы өте күрделі. Жеңілдетілген түрде ол аммиак ерітінділеріндегі сульфидтердің автоклавты тотығуы кезінде бірқатар еритін күкірт қосылыстары, соның ішінде S 2 O 3 2- тиосульфат ионы түзілетініне дейін қайнайды.

Жоғарыда көрсетілгендей, S 2 O 3 2- ионы алтынмен күшті комплекс түзеді, нәтижесінде алтынның потенциалы теріс жаққа ауысады және оның оттегімен тотығуы мүмкін болады. Сондықтан сульфидті концентраттарды аммиакпен сілтілеу кезінде алтын тек қана экспозицияға ұшырамайды, сонымен қатар Au(S 2 O 3) 3-2 анион түрінде ерітіндіге түседі. Бұл әдіспен балқитын алтыны бар концентраттарды өңдеудің негізгі, әлі толық шешілмеген мәселесі күрделі құрамы бар аммиак ерітінділерінен алтын алудың қиындығы болып табылады. Осыған байланысты ең перспективалы ион алмастырғыш шайырлар мен белсендірілген көмірді пайдалану болып табылады.

Зерттеу жұмыстары көрсеткендей, кейбір жағдайларда құрамында алтыны бар концентраттарды өңдеуге арналған автоклавтық технология тотықтырғыш күйдіру әдісімен салыстырғанда алтынның жоғарырақ алынуына қол жеткізуге мүмкіндік береді. Сонымен қатар, автоклав технологиясын пайдалану шаң арқылы алтынның жоғалуын болдырмайды, шаңды жинаудың күрделі жүйелерін салу қажеттілігін болдырмайды және жұмыс істейтін персоналдың жұмыс жағдайын айтарлықтай жақсартуға мүмкіндік береді. Қазіргі уақытта автоклавты шаймалау әдісі алтын өндіру өнеркәсібінде әлі қолданыс тапқан жоқ. Мұның басты себебі - жоғары қысымды жабдықтың салыстырмалы түрде жоғары құны.

1.2 ШИКІЗАТТЫ ӨҢДЕУДІҢ ТЕХНОЛОГИЯЛЫҚ сызбасы

АЛТЫН ЖӘНЕ КҮМІСТІ АЛУҒА КЕНДЕРДІ ДАЙЫНДАУ

Қазіргі уақытта алтын мен күміс бастапқы рудалардан не гидрометаллургиялық процестерді қолдана отырып, не аралас сызбаларды пайдалана отырып алынады, оларда әртүрлі әдістермен байыту әдістері үлкен рөл атқарады. Осылайша, өндірілген кен 500 мм-ге дейін, кейде одан да үлкен кесектерге бөлінеді, содан кейін ол алдымен ұсақталып, ұсақталады.

АЛТЫН КЕНДЕРІН ҰСТАУ ЖӘНЕ ҰНТАУ

Бұл операциялардың мақсаты – құрамында алтыны бар минералдардың түйіршіктерін, негізінен табиғи алтынның бөлшектерін толық немесе ішінара ашу және кенді кейінгі байыту және гидрометаллургиялық процестердің сәтті аяқталуын қамтамасыз ететін күйге келтіру. Ұсақтау және әсіресе ұсақ ұнтақтау жұмыстары энергияны көп қажет етеді және олардың шығындары айтарлықтай үлесті (40-тан 60%-ға дейін) алады. Сондықтан ұнтақтауды әрқашан асыл металдар соңғы экстракцияға немесе олардың аралық концентрациясына жеткілікті түрде әсер ету кезеңінде аяқтау керек екенін есте ұстаған жөн. Көптеген кендер үшін алтын мен күмісті алудың негізгі әдісі гидрометаллургиялық операциялар болғандықтан, ұнтақтаудың қажетті дәрежесі ерітінділердің алтын және күміс минералдарының ашық түйіршіктерімен жанасу мүмкіндігін қамтамасыз етуі керек. Берілген кен үшін бұл минералдардың экспозициясының жеткіліктілігі, әдетте, асыл металдарды алудың алдын ала зертханалық технологиялық сынақтарымен анықталады. Ол үшін алтын мен ілеспе күмістің алынуын бір мезгілде анықтай отырып, әртүрлі дәрежедегі ұнтақтаудан кейін кен үлгілері технологиялық өңдеуден өтеді. Алтын қосылған сайын ұнтақтауды тереңірек жүргізу керек екені түсінікті. Ірі алтын рудалары үшін әдетте ірі ұнтақтау (90% -0,4) жеткілікті. мм).Алайда, кендердің көпшілігінде ірі алтынмен қатар ұсақ алтын да бар болғандықтан, БұлКөбінесе кендер майдалап ұсақталады (бұрын-0,074 мм).Кейбір жағдайларда оны одан да ұсақ ұнтақтау қажет (-0,043 мм).

Дегенмен, ұнтақтаудың экономикалық қолайлы дәрежесі бірқатар факторлардың жиынтығымен анықталады:

1, кеннен металды алу дәрежесі;

2, интенсивті ұнтақтау кезінде реагенттерді тұтынудың жоғарылауы;

3, кенді берілген мөлшерге жеткізу кезіндегі қосымша ұнтақтау құны;

4, ұсақ ұнтақтау кезінде шламның ұлғаюы және соған байланысты сусыздандыру операцияларына (қоюлау, сүзу) қосымша шығындар.

Ұсақтау және ұнтақтау схемалары рудалардың материалдық құрамына және олардың физикалық қасиеттеріне байланысты өзгереді. Ереже бойынша. Кен алдымен сынамалы сүзгіден өткізілетін жақ және конустық уатқыштарда ірі және орташа ұсақтауға ұшырайды. Кейде қысқа конусты ұнтақтағыштарда жүзеге асырылатын ұсақ ұсақтаудың үшінші сатысы қолданылады. Екі сатылы ұсақтаудан кейін әдетте алынған материал 20 мм,үш сатылы процестен кейін материалдың өлшемі кейде -6-ға дейін азаяды мм.Ұсақталған материал дымқыл ұнтақтауға беріледі, ол көбінесе шарлы және штангалы диірмендерде жүргізіледі. Кендер әдетте екі сатыда ұсақталады, бірінші кезеңде өзекшелерді ұсатқыштарға артықшылық беріледі.

ҮЛКЕН АЛТЫН КЕНДЕРІН БАЙЫТУДАҒЫ Гравитивті ӘДІСТЕР

Негізгі тау жыныстарынан алтын алу кезінде гравитациялық байыту қазіргі уақытта маңызды мәнге ие.

Құрамында алтыны бар кендердің басым көпшілігінде дөрекі алтынның кейбір мөлшері (+0,246 мм және одан да көп) бар, ол тек флотациялық концентрацияда ғана емес, гидрометаллургиялық өңдеу кезінде де нашар алынады. Сондықтан оны технологиялық процестің басында гравитациялық байыту арқылы алдын ала бөлу алтынның қажетсіз шығынын жоя алады. Сонымен қатар, алтын кенін өңдеу процесінің басында бос алтынды алу металдың осы бөлігін жылдам өткізуге және ерімеген және жуылмаған алтынның жоғалуын азайтуға мүмкіндік береді.

Дөңгелек станоктар – диірмендердің ағызу кезінде алтынды ұстайтын ең көп қолданылатын негізгі гравитациялық құрылғы.

АЛТЫНДЫ АЛТЫН АЛУ

Алтын өндіру фабрикаларының схемаларында біріктіруді қолдану

Дүниежүзілік тәжірибеде кендерден алтын алу үшін амальгация процесі кеңінен қолданылады. Қазіргі уақытта ол сирек қолданылады, бұл біріншіден, құрамында алтыны бар кендердің сапасының тұрақты өзгеруіне байланысты, соның нәтижесінде сульфидтермен байланысты, жабындық түзілімдері бар алтын, сондай-ақ төмен сұрыпты алтын. , яғни біріктіру арқылы алынбаған формалар; екіншіден, амальгама – технологиялық процестің кейінгі кезеңдерінде қалпына келмейтін амальгама түріндегі алтынның жоғалуымен бірге жүретін еңбекті көп қажет ететін процесс; үшіншіден, сынап буының күшті уыттылығына байланысты үлкен көлемде пайдалану адамдардың және қоршаған ортаның сынаппен улану қаупін тудырады.

Дегенмен, біріктіру негізгі тау жыныстары мен плассер кендерін өңдеуден алынған гравитациялық концентраттардан бос алтынды алу үшін өзінің маңыздылығын сақтап қалды. Бұл жағдайда аз мөлшерде бай материалды өңдеуге тура келеді, ал амальгация процесі өзінің негізгі артықшылығын сақтайды - алтынды металл түріндегі арзан және тез сату. Бұл әдіс, атап айтқанда, Оңтүстік Африкадағы гравитациялық концентраттардың негізгі бөлігін өңдеу үшін қолданылады.

ҚАЛАНДЫРУ

Қоюлау – ұнтақтаудан кейінгі целлюлозаны өңдеудің келесі кезеңі. Ол тұндыру арқылы целлюлозаны ішінара сусыздандырудан тұрады - қатты бөлшектерді қоюландырғыш ыдыстың түбіне шөгу және тазартылған ерітіндіні төгу. Көп жағдайда тұндырылған материалда шамамен 50% (салмақ бойынша) су қалады. ол w: t қатынасына сәйкес келеді = 1: 1. Шоғырлану шегі өңделетін кеннің ұсақталған бөлшектерінің мөлшеріне, тығыздығына және физика-химиялық қасиеттеріне байланысты.

Целлюлозаның құрамындағы бөлшектердің мөлшері әдетте әр түрлі болады. Салыстырмалы түрде үлкен түйіршікті бөлшектермен қатар (0,1 мм)целлюлоза әдетте өлшемі бірнеше микрон және одан да кіші (0,001-ден аз) бөлшектердің айтарлықтай мөлшерін қамтиды. мм).Үлкен бөлшектер тезірек орналасады, ал кішігірім бөлшектер ұзақ уақыт ілініп қалады.

АЛТЫН КЕНДЕРІН ЦИАНДАНДАУ

Жоғарыда қарастырылған гравитациялық байыту және біріктіру әдістері кендерден салыстырмалы түрде ірі алтынды ғана алуға мүмкіндік береді. Дегенмен, құрамында алтыны бар кендердің басым көпшілігі ірі алтынмен қатар, сыналған алтынның айтарлықтай, кейде басым мөлшерінен тұрады, бұл әдістермен іс жүзінде алынбайды, соның нәтижесінде гравитациялық байыту және біріктіру қалдықтары, ережеде, ұсақ алтын бөлшектерімен ұсынылған алтынның айтарлықтай мөлшері бар. Ұсақ алтынды алудың негізгі әдісі - циандау процесі.

Бұл процестің мәні сілтілі немесе сілтілі жер металдарының цианидті тұздарының сұйылтылған ерітінділерін пайдалана отырып, асыл металдарды шаймалау болып табылады. Алынған құрамында алтыны бар ерітінділер қоюландыру немесе сүзу арқылы қатты фазадан (қалдық қалдықтардан) бөлініп, асыл металдарды мырыш металымен тұндыру үшін жіберіледі. Асыл металдардың тұнбасы тиісті өңдеуден кейін таза алтын мен күміс алу үшін аффинажға жіберіледі.

ПУЛПТАРДАН СОРБЦИЯ (СОРПЦИЯЛЫҚ СІМІЛУ)

Целлюлозалардан сорбциялау процесінің ерекшелігі пульпалардың тұтқырлығының жоғарылауы (l: t = 1...2: 1 кезінде) және ионалмастырғыш бөлшектерінің бетінде шлам қаптамаларының тұндыруымен байланысты процесс жылдамдығының сәл төмен болуы болып табылады. иондардың диффузиясын тежейтін. Сонымен қатар, кен бөлшектерінің абразивті әсерінен оның түйіршіктерінің бұзылуына байланысты ионалмастырғыштың жоғалуының жоғарылауының сөзсіздігін ескеру қажет. Сондықтан өндіріс жағдайында қойыртпақтардан сорбциялау кен бөлшектерінің мөлшері 0,15 мм-ден аспайтын кезде жүргізілуі керек. Цианидті целлюлозадан алтын мен күмісті сорбциялау кинетикасы алтынның көп бөлігі пульпаны араластырудың алғашқы 2 сағатында ион алмастырғыш фазаға өтетінін көрсетеді. Байланыс ұзақтығын ұлғайту шайыр-пульпа жүйесінің тепе-теңдікке жақындауына байланысты аз әсер етеді: 8 сағаттан кейін алтынның сорбциясы тек 68,4% құрады. Күмістің шайырлы фазаға алынуы айтарлықтай төмендейді: шайырдың пульпамен жанасуынан 2 сағаттан кейін 2% және 8 сағаттан кейін 28%. Асыл металдардың толық сорбциясы жүктелген шайыр мөлшерінің едәуір артуымен жүреді.

Целлюлозалардан ерітілген алтынды анион алмастырғыштар арқылы толық сорбциялау мүмкіндігі көрсетілді және сүзгі торттарындағы немесе диірменнің қалдық целлюлозасындағы еріген жуылмаған алтынның құрамын анықтау үшін осы процесті қолдану әдісі әзірленді (И.Д. Фридман). Сорбциялық әдісті қолдану үлгілерден алтынның көп мөлшерін алуға мүмкіндік береді, сондықтан әдетте қолданылатын декантациялық жуу әдісімен салыстырғанда талдаудың жоғары дәлдігін алуға мүмкіндік береді. Целлюлозадан алтынды сорбциялау тек диірмен қалдықтарын талдау үшін ғана емес, кендер мен концентраттарды цианидтеу технологиялық процесінде тікелей қолданылады. Соңғы жағдайда пульпадан сорбция әдетте кендерден алтын мен күмісті шаймалау процесімен біріктіріледі және бұл процесс «сорбциялық шаймалау» деп аталады. Біздің елімізде алтын кендерін сорбциялық сілтісіздендіру бойынша алғашқы зерттеулерді И.Н.Плаксин және оның әріптестері жүргізді. Бұл процесті зерттеу Б.Н.Ласкорин мен оның қызметкерлерінің еңбектерінде одан әрі дамыды, олар алтын рудаларын сорбциялық сілтісіздендірудің қарсы ағымдық схемасын жасап, өндіріске енгізді. Жүргізілген ғылыми-өндірістік жұмыстардың нәтижесінде сорбциялық шаймалау алтынды еріту процесінің едәуір жеделдеуіне және цианидтеу ұзақтығының 2-3 есе қысқаруына әкелетіні анықталды. Сонымен қатар, кейбір жағдайларда алтын алу дәрежесі жоғарылайды, ал цианидтеу қалдықтарынан ерімеген алтынның жоғалуы айтарлықтай төмендейді. Сорбциялық сілтісіздендіру кезінде 95,4% класы -0,044 мм дейін ұсақталған кварц рудасы.

(l: t = 2: 1 кезінде), зертханалық жағдайда алғашқы 4 сағатта алтын алу 85,5% құрады, ал 8 сағатта ол 96,8% дейін өсті (8-сурет). Кәдімгі цианидтеу жағдайында 4 сағатта алтынның тек 61,2%, ал 24 сағатта 96,0% ерітіндіге өтті. Осылайша, ерітілген алтынды сілтілеу және сорбциялау процестерін біріктіру кезінде цианидтеу процесінің жылдамдығы 3 есе (24 сағаттың орнына 8 сағат) өсті, бұл ретте алтынның қалдық қалдықтарынан жоғалуы 1-1,2-ден 0,8 г/т-ға дейін төмендеді. Бұл жағдайда сорбциялық сілтісіздендіру кезінде процестің жылдамдығы 3 есе өсті, өйткені 94,9% ең жоғары алтын алу 3,5 сағатта қол жеткізілді; кәдімгі цианидтеу кезінде мұндай экстракция 10,3 сағатта алынды.Сорбциялық сілтілеу кезінде процестің үдеуі алтынның еру реакциясының тепе-теңдігінің анион түзілуіне қарай ығысуымен түсіндіріледі – ерітіндідегі оның концентрациясының төмендеуіне байланысты анионалмастырғышпен сорбциялау үшін: 2Аu + 4CN- + ½O 2 + H 2 0= 2 - + 2OH - . Процестің кинетикасын талдау анионның концентрация градиентінің жоғарылауы оның реакция аймағынан диффузиялық жойылуын және жалпы еру процесін жеделдететінін көрсетеді. Алтын мен күмістің еру жылдамдығының артуына олардың ерітіндіден шайырмен сорбциялануы нәтижесінде ілеспе негізгі металдардың иондарының жойылуы да әсер етеді.

АЛТЫН ЖӘНЕ КҮМІСТІ ЭЛЮЦИЯЛАНУ ЖӘНЕ ҚАНЫҚҚАН АНИОН АЛМАСЫНЫҢ РЕГЕНЕРАЦИЯСЫ

Асыл металдарды цианид ерітінділері мен пульпалардан сорбциялау процесінде құрамында алтынның, күмістің және қымбат емес металдардың сорбцияланған күрделі цианидті аниондары мен металл емес аниондары - SCN -, CN -, OH - және т.б. қаныққан анион алмастырғыштар алынады. алмастырғыштар сорбцияланған аниондарды десорбциялау және сорбция процесінде қайта өңдеу үшін олардың сорбциялық белсенділігін қалпына келтіру мақсатында регенерация процесінен өтеді. Сорбцияланған қосылыстарды шайырдан десорбциялау тиісті реагенттердің ерітінділерімен элюция (шаю) арқылы жүзеге асырылады, ал алтын мен күмісті кейіннен тауарлық өнім түрінде өндіре отырып, концентрлі ерітіндіге іріктеп экстракциялаған жөн. Басқа десорбцияланған компоненттер де мүмкіндігінше толық пайдаланылуы керек: мыс, цианид және т.б. Десорбция - .Бірқатар кәдімгі элюционды ерітінділерді – натрий хлориді, аммоний хлориді, тұз және күкірт қышқылдары, натрий және аммоний гидроксиді, натрий карбонаты, натрий цианиді және т.б. – алтынды десорбциялауға сынау тиімсіз болып шықты: алтын ішінара ғана алынады және алынбайды. - таңдаулы түрде. Ағылшын зерттеушілері метил немесе этил спирті + 5-10% HC1 + 5% H 2 O, ацетон + 5% HCl сияқты минералды қышқылдармен қоспада бірқатар органикалық еріткіштермен анионды сәтті элюциялау мүмкіндігін анықтады. , этилацетат + 10% HNO 3 + 5 % H 2 O және т.б. Ең жақсы нәтижелер қоспаларды қолдану арқылы алынды: ацетон + 5% H 2 O немесе ацетон + 5% HNO 3 + 5% H 2 O. Қоспаны қолданғанда ацетонның HCl-мен алмасуы алтын мен мыстың толық ығысуына қол жеткізіледі, ал темір, мырыш және күміс аз мөлшерде элюталанады. Ацетонның HNO 3 қоспасын қолдану алтынның толық, дерлік селективті экстракциясын береді; темір мен мыс бұл ерітіндімен әлдеқайда аз элюцияланады. Алтын цианидінің бұл әдіспен элюциясы минералды қышқылдың қатысуымен органикалық еріткішпен құрамында алтыны бар комплекстің, анионалмастырғышта ұсталмайтын ковалентті комплекстің түзілуімен түсіндіріледі. Органикалық еріткіштерді қолданатын әдіс Родезиядағы ірі тәжірибелік зауытта сыналған, бірақ өнеркәсіптік қолдануды таппаған. Оның негізгі кемшіліктері оның жоғары құны, органикалық реагенттердің жанғыштығы және элюция ерітіндісінің үлкен көлемі болып табылады. Бірқатар отандық және шетелдік зерттеулерде анионды анионалмастырғыштардан тиімді элюцияға тиоцианат тұздарының ерітінділері – KSCN, NaSCN, жақсырақ NH 4 SCN, оның құрамында масса бірлігінде SCN топтары көбірек болатыны анықталды. Алтынды неғұрлым толық және тезірек десорбциялау үшін NH 4 SCN - 3-5 Н концентрлі сілтілі ерітінділерін қолданған жөн. (228-380 г/л) NaOH мөлшері 10-нан 25 г/л-ге дейін. Алтынның десорбциясы анион алмасу реакциясы арқылы жүреді:

RAu(CN) 2 +SCN - =RSCN+ -

Содан кейін шайыр родан пішініне айналады. AM5 шайырынан алынған алтынның элюция қисығы n. NH 4 SCN ерітіндісі алтынды жеткілікті толық алу үшін шайырдың 1 көлеміне 14 көлем ерітінді қажет екенін көрсетеді, бірақ алтынның көп бөлігін неғұрлым концентрлі ерітіндінің алғашқы 6-8 көлемінде алуға болады. Алтыннан басқа, тиоцианатты сілтілер күміс, мыс, никель, кобальт және темірдің күрделі цианидтерін, бос цианид иондары мен гидроксил иондарын десорбциялайды. Родан қосылыстары мырыш цианидті қосылыстарды десорбцияламайды, бірақ соңғылары әдетте роданид ерітіндісінде болатын сілтімен экстракцияланады. Элюент реагенттері ретіндегі тиоцианатты тұздардың негізгі кемшілігі шайырдың тиоцианатты түрге ауысуы болып табылады. Сорбция кезінде шайырды бұл формада пайдалану технологиялық (асыл металдар үшін шайырдың сыйымдылығын төмендету) және экономикалық (қымбат реагенттің құйрықтарымен жоғалту) жағынан да тиімді емес. Нәтижесінде шайырдан тиоцианат ионын десорбциялау және оны басқа түрге айналдыру қажеттілігі туындайды. Дегенмен, тиоцианат ионының десорбциясы айтарлықтай қиындықтар туғызады: элюционды ерітінділердің үлкен көлемі қажет – шайырдың 1 көлеміне 1-2 Н 15 немесе одан да көп көлемде. NaCI немесе NH 4 NO 3 ерітіндісі Нәтижесінде регенерациясы дамымаған тиоцианаттың аз мөлшері бар ерітінділердің үлкен көлемі. Көрсетілген кемшіліктерге байланысты тиоцианат тұздарын өндірістік жағдайларда десорбенттер ретінде пайдалану айтарлықтай қиындықтарға тап болады. Дицианаурат ионының ең тиімді десорбенті тиокарбамидтің әлсіз қышқыл ерітінділері болып табылады. Тиомочевинаның элюциялық қабілеті оның жоғары поляризациялануымен және комплекстілігімен түсіндіріледі. -мен әрекеттескен кезде қышқыл ортада ол цианид ионын ығыстырып шығарады және алтынды күкірттің бос электрондары арқылы катиондық комплекске (Рейнольдс бойынша) Au 2 қосады, оны оң әсер ететін анион алмастырғыш ұстай алмайды. зарядталған ионогендік топтар. Содан кейін шайыр хлорға немесе сульфатқа айналады, ал босатылған CN иондары HCN-мен байланысады. Алтынды сұйылту процесі реакцияға сәйкес жүреді:

RAu(CN) 2 +2SC(NH 2) 2 +2HCl=RCl+Au 2 Cl+2HCN.

Ұқсас реакция күкірт қышқылы жағдайында орын алады, оны практикада қолданған дұрыс. Алтынды элюцияның толықтығы ерітіндідегі тиокарбамид концентрациясының жоғарылауымен 9,1% қаныққан концентрацияға дейін артады. HCl концентрациясы өзгерген кезде элюция қисығында 1,9-2,3% HCl концентрацияларына сәйкес максимум байқалады. HCl концентрациясының одан әрі 10%-ға дейін артуы кезінде тиокарбамид элементтік күкірт бөлінуімен ыдырайды. Тәжірибеде алтынды десорбциялау үшін HM концентрациясы 90 г/л + 20-25 г/л күкірт немесе тұз қышқылы ерітінділері қолданылады.

Элюция процесі шайырдың 1 көлеміне ерітіндінің 10 көлеміне дейін созылады, бірақ алтынның көп бөлігі NH 4 SCN-ден бай ерітіндінің алғашқы 4-6 томында шоғырланған. Ерітіндінің алғашқы 1-2 көлеміндегі алтын мөлшері төмен, бұл бастапқы кезеңде шайырдың ГМ сіңіруімен байланысты, ол анионалмастырғыш массасының 10% жетуі мүмкін. Бұл жағдай тәжірибеде айналымдағы артық ерітінділерден ауыр металдарды алу үшін қолданылды. Дицианаурат ионынан басқа, әлсіз қышқыл HM ерітінділері күмісті, мысты, никельді десорбциялайды, ал одан да нашар - мырыш пен темір; кобальт дерлік алынбайды. ГМ-ның қышқылдық ерітінділері температураның 50-60 °С-қа дейін көтерілуімен алтынды әлдеқайда толық және тез десорбциялайды. Анионалмастырғыштардың термиялық тұрақсыздығына байланысты жоғары температураларды қолдану практикалық емес. Күміс алтынға қарағанда тезірек десорбцияланады және негізінен элюаттың бірінші фракцияларына түседі. Құрамында 8-10 г/л SC(NH) 2 және 2-3 г/л HCl немесе H 2 SO 4 бар әлсізірек ерітінді пайдаланылса, бір күмістің селективті элюциясы мүмкін болады. Мыс цианидінің қосылыстары да HM ерітінділерімен жақсы десорбцияланады. Бірақ шайырдағы мыс мөлшері жоғары (5 мг/г астам), қышқыл ортада шайырда қарапайым мыс цианидінің CuCN тұнбасының түзілуіне байланысты элюция процесі ұзарады, ал алтынды алу. жеткілікті толық болмауы мүмкін. Әдетте аз мөлшерде (2-3 мг/г артық емес) қаныққан анионалмастырғышта болатын никель толықтай HM ерітіндісімен десорбцияланады. Осыған байланысты процестің асқынуын және құрамында алтын және күміс бар элюаттың мыс және никельмен ластануын болдырмау үшін алдымен оларды анион алмастырғыштан десорбциялаған жөн.

Десорбция - .Жоғарыда атап өтілгендей, күміс цианидті қосылыстардың ең тиімді десорбенті құрамында 8-10 г/л HM + 2-2,5 г/л НС1 немесе H 2 SO 4 бар HM әлсіз қышқылды ерітіндісі болып табылады. ТМ күміспен әрекеттескенде Ag 3 Cl + 2HCN құрамы бар катиондық кешен түзеді.

Ион алмасу принципі бойынша күміс цианидті аниондары реакцияға сәйкес 75-225 г/л NH^SCN + 10-20 г/л NaOH ерітінділерімен жақсы десорбцияланады:
RAg(CN) 2 +SCN-=RSCN+ - .

Сол принцип бойынша күміс цианидтері ерітінділермен толығымен десорбцияланады:

а) 250 г/л NH^NO^; б) 100 г/л NaCN; в) аз дәрежеде – 150-200 г/л NaCl ерітіндісімен. Күміс NaOH ерітінділерімен дерлік десорбцияланбайды.

Десорбция n-1.Мыс цианидінің аниондары алтынмен бірдей концентрациядағы әлсіз қышқылдық HM ерітінділерімен, сондай-ақ концентрациясы 50-75 г/л NH 4 SCN + 10-20 г/л NaOH аммоний тиоцианатының сілтілі ерітіндісімен тиімді десорбцияланады. . Мыс аниондары алмасу реакциясы бойынша 50-60 °С температурада концентрациясы 40-80 г/л NaCN + 0,1 г/л NaOH натрий цианидінің ерітіндісімен жақсы десорбцияланады:

2R 2 Cu(CH) 3 +2SC-=2RCN+ 2 -

Анионалмастырғыштың катиондық топтары цианид иондарымен бейтараптандырылады. Шайырдың 1 көлеміне 10 көлемге дейін шығында ерітіндіге мысты алу 70-90% құрайды. Құрамында күрделі мыс цианидтері бар шайырды минералды қышқылдар ерітінділерімен (2% күкірт немесе тұз қышқылы) өңдеу кезінде комплекстер келесі реакцияларға сәйкес ыдырайды:

· *2RCu(CN) 2 +H 2 SO 4 =*R 2 SO 4 +2CuCN+2HCN;

· *R 2 Cu(CN) 3 +H 2 SO 4 =*R 2 SO 4 +CuCN+2HCN;

· *2R 3 Cu(CN) 4 + 3H 2 SO 4 = *3R 2 SO 4 + 2CuCN + 6HCN.

Кешендердің ыдырауы нәтижесінде қарапайым мыс цианидінің CuCN тұнбасы түзіледі, ол шайырда қалады, демек, мыс десорбцияланбайды. Бұл кезде цианидтің ішінара регенерациясы жүреді, циан қышқылы HCN түрінде бөлінеді. Цианид иондардан регенерацияланады: - - 50%; [Cu(CN) 3 ] 2- - 66,6%; 3- - 75,0%. Мысты элюциялау үшін бір валентті мысты Cu 2+ катионына айналдырып, мыс цианидінің тұнбасын тотықтыру керек, оны анион алмастырғыш ұстамайды және ерітіндімен бірге қалдырады. H 2 SO 4 ерітіндісінде тотықтырғыш ретінде Fe 2 (SO 4) 3 (l.3%) пайдаланғанда реакцияға сәйкес элюция жүреді.

Бұл жағдайда цианид толығымен регенерацияланады. Егер HCl пайдаланылса, FeCl 3 тотықтырғыш ретінде қолданылуы керек.

Осылайша, күкірт немесе тұз қышқылдарының ерітіндісін тотықтырғышпен қолдану цианидті толық регенерациялаумен бір мезгілде мысты элюциялауға мүмкіндік береді, бұл цианид ерітінділерін регенерациялау кезінде алынған И.Н.Плаксин мен М.А.Кожухованың мәліметтеріне сәйкес келеді. CuCN тұнбасын шайырдан күшті (40-50 г/л) NaCN ерітіндісімен де алуға болады.Аталған реагенттерден басқа мыс цианидінің аниондарын десорбциялауды концентрациясы 150-175 болатын NaCl ерітінділерімен жүргізуге болады. г/л алмасу реакциясы арқылы. Температура 50-60 ° C дейін көтерілгенде процесс тиімдірек жүреді.

Десорбция 2- .Мырыш шайырдан 20-25 г/л концентрациясы бар H 2 SO 4 сұйылтылған ерітінділерімен жақсы элюталанады. Бұл жағдайда мырыш цианидті комплекс ыдырайды, мырыш анионалмастырғышта ұсталмайтын Zn 2+ катионының түріне өтіп, цианид толық регенерацияланады. HCl қолданғанда 0,1 Н концентрациясы бар сұйылтылған ерітінділерді қолдану қажет. (3-5 г/л) HCl, өйткені 0,5 н концентрацияда. HCl және одан жоғары цианидтер кешені анион алмастырғышта ұсталатын ZnCI 4 2- хлоридті комплекске айналады:

R 2 Zn(CN) 4 +4HCl=R 2 ZnCl 4 +4HCN.

Бұл жағдайда мырыш шайырдан сумен жуылғаннан кейін ерігіш ZnCI 2 анионының ыдырауына байланысты жойылады, онда мырыш Zn 2+ катионы түрінде болады. анион алмастырғышта ұсталмайды.

Егер шайырда ферроцианид 4- иондары болса, қышқыл ортадағы мырыш катиондары олармен шайырда қалатын Zn 2 Fe(CN) 6 және H 2 ZnFe(CN) 6 тұнбаларын түзеді. Осы себепті мырыштың қышқылдық десорбциялану дәрежесі төмендейді.Цианидті мырыш қосылыстары концентрациясы 40-50 г/л болатын NaOH ерітінділерімен тиімді элюталанады. Бұл жағдайда келесі реакциялар пайда болады:

· *R 2 Zn(CN) 4 +6NaOH=*2ROH+Na 2 Zn(OH) 4 +4NaCN;

· Zn 2 Fe(CN) 6 +4NaOH=2Zn(OH) 2 +Na 4 Fe(CN) 6;

· Zn(OH) 2 +2NaOH=Na 2 Zn(OH) 4 ;

· *4ROH+Na 4 Fe(CN) 6 =*R 4 Fe(CN) 6 +4NaOH.

Алынған цинкат ионы 2- жоғары гидратталған және сулы фазаға өтеді. Ферроцианид ионы 4- анион алмастырғышпен ішінара сорбциялануы мүмкін. Күрделі мырыш цианиді аммоний тиоцианаты мен натрий хлоридінің ерітінділерімен әлсіз элюцияланады, бірақ бұл ерітінділерге 20 г/л мөлшерінде NaOH қосу шайырдан мырыштың алынуын күрт арттырады. Тетрацианозинкат ионы 250-400 г/л NH 4 NO 3 + 10 г/л NH 4 OH ерітіндісімен де сәтті десорбцияланады. Цианид ерітінділері мырыш қосылыстарын десорбцияламайды. Десорбция 2- .Аниондар 2-, мыс аниондары сияқты, ТМ әлсіз қышқыл ерітіндісімен, сондай-ақ NH 4 SCN сілтілі ерітіндісімен белсенді түрде десорбцияланады. Соңғы жағдайда десорбция алмасу реакциясы арқылы жүреді:

*R 2 Ni(CN) 4 +2SCH-=*2RSCN+ 2-
Никель реакцияға сәйкес күкірт (20-25 г/л) немесе тұз (10-20 г/л) қышқылының сұйылтылған ерітінділерімен тиімді элюталанады:

*R 2 Ni(CN) 4 +2H 2 SO 4 =*R 2 SO 4 +NiSO 4 +HCN.

Процесс анион алмастырғышта ұсталмайтын Ni 2+ катионының түзілуімен және цианидтің толық регенерациясымен жүреді. 250 г/л концентрациясы бар NH 4 NO 3 ерітіндісі никельді ішінара (шамамен 40%) десорбциялайды. NaCN, NaOH, NaCl ерітінділері іс жүзінде никель цианидін десорбцияламайды.

Ферроцианид ионының десорбциясы 4-.Ферроцианид ионы 50-100 г/л концентрациясы бар NaCN ерітінділерімен анионалмастырғыштан тиімді десорбцияланады, жақсырақ 50-60 °С температурада. Процесс ион алмасу реакциясы арқылы жүреді:

*R 4 Fe(CN) 6 +4NaCN=*4RCN+Na 4 Fe(CN) 6.

Анион 4- 2-3 Н ерітінділерімен де жақсы десорбцияланады. NaCl (120-180 г/л) құрамында 0,25-0,5 Н. NaOH (10-20 г/л), жақсырақ 50-60 ° C температурада С1 - ионымен алмасу реакциясы арқылы. 4-анион 75-225 г/л концентрациясы бар NH 4 SCN ерітінділерімен шайырдың RSCN тиоцианатты түріне ауысуымен толығымен элюцияланады. Мырыш, никель және цианид ионын десорбциялау үшін шайырды күкірт қышқылымен өңдегеннен кейін және алтын, күміс және мысты әлсіз қышқылды ТМ ерітіндісімен десорбциялау үшін темір және мыс қалдықтарын мына құрамның ерітіндісімен элюталауға болады: 160 г/л. NH 4 NO 3 +50 г/л NH 4 OH + 40 г/л NaOH 25 °C. Элюция ерітіндісінің шығыны шайырдың 1 көлеміне 7 көлемді құрайды. Өңдеуден кейін шайырдағы темір сорбцияланған ферроцианид ионы R 2 Fe(CN) 6 түрінде және ерімейтін Ni 2 Fe(CN) 6, Zn 2 Fe(CN) 6 және т.б. тұздардың тұнбасы түрінде болады. қышқыл ортада, мыс – жай цианид CuCN тұнбасы түрінде.Сілтілік ортада ауыр металдармен ферроцианид тұздары ыдырап, Zn(OH) 2 және Ni(OH) 2 гидроксидтерінің және 4 ферроцианид ионының тұнбасын түзеді. -.Мыс цианиді мен металл оксиді гидраттары аммиак ерітіндісінде реакцияларға сәйкес ериді:

· CuCN+NH 4 NO 3 +2NH 4 OH=Cu(NH 3) 2 NO 3 +NH 4 CN+2H 2 O;

· Zn(OH) 2 +2NH 4 NO 3 +2NH 4 OH=Zn(NH 3) 4 (NO 3) 2 +4H 2 O;

· Ni(OH) 2 +2NH 4 NO 3 +3NH 4 OH=Ni(NH 3) 5 (NO 3) 2 +5H 2 O;

Алынған мыс, мырыш және никельдің күрделі катиондары элюатқа өтеді. Ферроцианид ионы алмасу реакциясы бойынша шайырдан NO 3 - ионымен десорбцияланады:

*R 4 Fe(CN) 6 +4NO 3 - =*4RNO 3 + 4- .

Анион 4- 2-4 Н ерітінділерімен жартылай (40%-ға дейін) элюцияланады. HNO, және H 2 SO 4 және NaOH ерітінділерімен нашар элюцияланады.

Десорбция 2-. Кобальт цианидті анион әдетте аз мөлшерде (1 мг/г артық емес) қаныққан анионалмастырғышта болады, бірақ оның десорбциясы қиын. 2- 150-375 г/л NH 4 SCN ерітіндісімен, ішінара (30-60%-ға дейін) - 225-250 г/л NH 4 NO 3, 180 г/л NaCI + ерітінділерімен ең тиімді элюцияланады. 20 г/л NaOH, 50 -100 г/л NaCN. Кобальттың десорбциясы температураның 50-60 °С жоғарылауымен артады. Цианид ионының десорбциясы CN - . Цианид ионы реакцияға сәйкес концентрациясы 10-20 г/л күкірт немесе тұз қышқылдарының ерітінділерімен регенерацияланады:

*2RCN+H 2 SO 4 =*R 2 SO 4 +2HCN.

Гидроциан қышқылы HCN алтыннан тазартылады, NaOH немесе Ca(OH) 2 ерітіндісімен сіңіріледі және цианидтеу процесіне сілтілі цианид NaCN немесе Ca(CN) 2 түрінде қайтарылады.

Цианид ионы CN - сонымен қатар NH 4 SCN, NH 4 NO 3, NaCI, NaOH және т.б. ерітінділермен десорбцияланады, олардың аниондары шайырда оны алмастырады.

Қоспа аниондарының S 2 O 3 2-, SO 3 2-, SiO 3 2- және т.б. десорбциясы концентрациясы 40-50 г/л болатын NaOH ерітінділерімен сәтті жүзеге асырылады. Анионалмастырғыштарды регенерациялау процесінде асыл металдарды да, қоспаларды да барынша толық десорбциялауға қол жеткізу қажет. Сорбциялық процесс кезінде шайырды қайта пайдаланған кезде қалған қоспалар процестің кинетикасын нашарлатады, шайырдың бағалы металдар үшін сыйымдылығын төмендетеді және қалдық қоймасының сұйық фазасында еріген алтынның жоғалуын арттырады. Анионалмастырғышта неғұрлым көп қоспалар қалса, толық емес регенерацияның әсері соғұрлым маңызды болады. Тәжірибе көрсеткендей, регенерациядан кейін анионалмастырғыштағы қалдық компоненттердің мөлшері болуы мүмкін: алтын – 0,1-0,3 мг/г, қоспалар – 3-5 мг/г ауа-құрғақ сорбент. Қалдық қоспалардың шамасы 10-12 мг/г артық болғанда, сорбциядан кейін ерітіндідегі алтын концентрациясының айтарлықтай жоғарылауы байқалады, яғни. ерітілген алтынның қалдықтармен бірге жоғалуы артады.

Суретте. 1. Құрамында алтыны бар шикізатты өңдеудің технологиялық схемасы көрсетілген.

1-сурет АЛТЫН ШИКІЗАТЫН ӨҢДЕУДІҢ ТЕХНОЛОГИЯЛЫҚ ДИАГРАММАСЫ

1.3 ТЕХНОЛОГИЯЛЫҚ СҰЛБАДАҒЫ АЛТЫНДЫ ТИМОРЕА ЭЛЮТТЕРІНЕН БӨЛУ ПРОЦЕСІНІҢ РӨЛІ

Қышқылды тиокарбамид элюатынан алтын алу, егер технологиялық схемада алтынды тиокарбамидті сілтісіздендіру операциясы қолданылса, кеннің кез келген түрін дерлік соңғы өңдеу операциясы болып табылады. Тиокабамид технологиялық В типті алтын кендерін өңдеуде өнеркәсіптік қолдану үшін ең дайын болып табылады.

Бұл еріткіштің тиімділігін, атап айтқанда, кестеде келтірілген эксперимент нәтижелері бойынша бағалауға болады. 1. Алтынды сілтілеу құрамында алтыны бар кварцтан (Au мөлшері тиісінше 12,9 және 2,3 г/т кеннің 2 үлгісі) және оған енгізілген әртүрлі минералды қоспалардан тұратын кен қоспаларынан жүргізілді. Соңғылары пайдаланылды: борнит-халькоцит концентраты (Cu мөлшері 70, S 20%), рудалық стибнит (98% Sb 2 S 3), реалгар мен орпимент қоспасы. құрамында 53% As және 32% S, сондай-ақ OU маркалы белсендірілген көмір бар. Енгізілген қоспалардың үлесі кварц негізінің салмағы бойынша 1% құрады. Жоғарыдағы кестеден тиокарбамидті сілтілеу процесі қарапайым кварц кендерінен цианидтеу сияқты шамамен бірдей алтын алу жылдамдығын қамтамасыз ететінін көруге болады. .қоспаларға (мыс, сурьма, мышьяк) сезімталдығы төмен, бұл оны «В» технологиялық түріне жататын кендерді гидрометаллургиялық өңдеудің ықтимал нұсқаларының бірі ретінде қарастыруға мүмкіндік береді.

1-кесте

Цианид және тиокарбамид ерітінділерімен минералды қоспалардан алтын алу бойынша салыстырмалы тәжірибелердің нәтижелері

Шаймалау үшін азық материалы
	Цианидтеу	Тиокарбамидті шаймалау
Бастапқы Au мөлшері 12,9 г/т болатын кен (1).
Бастапқы Au мөлшері 2,3 г/т болатын кен (2).
Борнит-халькоцит концентраты қосылған кен (1).
	Ерітінділердегі Cu концентрациясы, мг/л
Борнит-халькоцит концентраты қосылған кен (2).
Стибнит қосылған кен (1).
Реалгар орпимент қосылған кен (2).
Белсендірілген көмір қосылған кен (1).

Ескерту: сілтісіздендірудің жалпы шарттары: температура 20-25 °С, ұзақтығы 6 сағат; F:T=2:1: NaCN және ерітінділердің бастапқы концентрациясы 2,5 г/л; Тиомочевина ерітінділерін жинап (г/л): ThiO - 20; Fe 2 (SO 4) 3 (тотықтырғыш) - 3,0; H 2 SO 4 (қоршаған ортаны реттегіш) - 5,0.

1964-1984 жылдар аралығында. Иргиредмет мамандары тиокарбамидті сілтілеу негізінде кендерден металдарды алу технологиясын, оның ішінде операцияларды қоса отырып, тиокарбамидтің қышқыл ерітінділерінде алтынды және оның химиялық қосылыстарын еріту процесінің жалпы заңдылықтарын зерделеу мақсатында бірқатар теориялық және эксперименттік зерттеулер жүргізді. ерітінділерден алтын мен күмісті тұндыру және технологиялық процестің ағынды суларын бейтараптандыру. Дегенмен, бұл операция өте күрделі, өйткені бұл процесс нашар түсінілген және оны жүзеге асыру қиын, өйткені кендер өте нашар және бұл операцияны пайдалану экономикалық тұрғыдан тиімсіз.

2. THIOUREA ELUTES АЛТЫНДЫ ОКШАЙТУ ТЕХНОЛОГИЯЛЫҚ ПРОЦЕСІН ШОЛУ

2.1 ПРОЦЕСТІҢ СИПАТТАМАСЫ ЖӘНЕ ХИМИЯСЫ

Алтын мен күмісті HM ерітіндісінен бірнеше әдістермен тұндыруға болады.

Құрамында аралық алтын және күміс бар ерітінділер үшін, зерттеулер көрсеткендей, Au және Ag-ті электртеріс металдармен (мырыш, алюминий, қорғасын, темір) цементтеу әдісін қолдану айтарлықтай перспективалы болып көрінеді.

Бұл жағдайда 10 минут ішінде цемент шламына 99,5% Au және 99,9% Ag алу мүмкіндігін беретін металл қорғасын қолайлырақ. Дегенмен, цементатордың салыстырмалы түрде жоғары шығыны (Au және Ag қосындысының 1 бөлігіне 7 бөлік) және соған байланысты шөгіндідегі асыл металдардың төмен мөлшері (12% -дан аз) цементтеу процесінің тиімділігін мұқият бағалауды талап етеді. нақты шикізатқа қатынасы.

1. Қорғасынды цементтеуалтын өндіру тұз қышқылының HM элюаттарынан шөгіндіні кейіннен купелляциялау арқылы жүзеге асырылады. Ерітіндіге қорғасын жоңқалары немесе шаң құйылған кезде келесі алтын цементтеу реакциясы жүреді:

2AuCl+Pb=2Au+Pb 4 Cl 2.
Қорғасын шаңының шығыны 1 г алтынға 20-30 г құрайды. Әдістің кемшіліктері - ерітіндінің қорғасынмен ластануы, бұл айналымда пайдалануды қиындатады және күкірт қышқылының HM элюаттарына жарамсыз.

2 Цинкті цементтеу.Алтын мен күмісті тұндырудың сода-мырыш әдісі Лебединск тәжірибелік ион алмастыру зауытында жасалып, өндіріске енгізілді. Ерітіндіні алдымен содамен рН 6-7 дейін бейтараптайды, содан кейін 1 г алтынға 3-4 г мөлшерде мырыш шаңын қосып, ерітіндімен 2-3 сағат араластырады.Алтынды реакцияға сәйкес тұндырады:

(Au 2 ) 2 SO 4 +Zn=2Au+Zn 4 SO 4 .
Алтын мен күмісті тұндырудан кейін ерітіндіге мырыштың Zn(OH) 2 түріндегі жартылай тұндыру үшін рН 9-10 дейін ерітіндіге сода қосады. Сүзілген мырыш тұнбасының құрамында 6-10% алтын бар және күкірт немесе тұз қышқылымен өңделеді, содан кейін тұнбаны балқытып, өңделмеген алтынға айналдырады. Ерітінді айналымға жіберіледі - десорбция үшін. Әдістің кемшіліктеріне мыналар жатады: тұнба сапасының төмендігі, реагенттердің көп жұмсалуы (сода, мырыш шаңы, қышқылдар) және айналымдағы элюция ерітіндісінің мырыш және натрий тұздарымен ластануы, регенерацияланған шайырдың сапасын төмендетеді.

3. Алюминий цементтеу.Бөлшектерінің мөлшері 95% класс -0,074 мм алюминий шаңы қолданылады. Тұндыру реакцияға сәйкес жүреді:

3 2 SO 4 +2Al=6Au+12TM+Al 2 (SO 4) 3.
Алюминий шығыны 1 г алтынға 3 г, 20 ° C температурада байланыс ұзақтығы 4 сағат. Шөгіндідегі алтын мөлшері 25%-ға дейін, ерітіндідегі қалдық алтын мөлшері 2-5 мг/л. Алюминийді алу үшін тұнбаны 3 сағат бойы 5% NaOH ерітіндісімен өңдейді, содан кейін шөгіндідегі алтын мөлшері 85% дейін артады. Бұл шөгінді балқытып, өңделмеген алтын алады. Әдістің кемшіліктері мырыштың тұндыруымен бірдей.

4. Алтынның сілтілі тұнбасы.Бұл әдіске сәйкес, сілтіні енгізгенде, еріген кезде және алтынның толық емес тұнбасында NaCN түзілмеуі үшін HCN жою үшін элюатты 4-6 сағат бойы ауамен алдын ала үрлейді. Ерітіндіге 40% NaOH ерітіндісі рН 10-12 дейін 40-50 °С температурада қосылады. Бұл жағдайда алтын гидроксиді реакцияға сәйкес тұндырылады:

Au 2 Cl + NaOH = Au (OH) + 2SC (NH 2) 2 + NaCl.

Тұндыру ұзақтығы 2-4 сағат.Ерітіндінің көрсетілген рН мәнін сақтаудың маңызы зор, өйткені сілтінің жетіспеушілігімен алтынның толық емес тұнбаға түсуі мүмкін, ал одан асып кетсе алтынның еруі мүмкін. гидрат. Алтынмен бірге қоспа металдардың гидроксидтері шөгеді, соның арқасында ерітінді шайырдың регенерация процесін қиындататын қоспалардан босатылады. Құрамында алтын мөлшері 10-15% гидратталған шөгінділерді фильтрлі престе сүзеді, ыстық сумен жуады, ауамен үрлеп, күкіртті тазарту үшін 300°С температурада күйдіреді. Содан кейін шлактарды қоспаларды еріту үшін күкірт қышқылымен өңдеуден өткізеді және алтынның мөлшері 30-45% болғанда оларды тазартуға жібереді. Әдістің кемшіліктері: гидратталған шөгінділердің нашар сүзгіштігі, қосымша қышқыл шығыны және шөгінділердің салыстырмалы түрде төмен сапасы.

5. Белсендірілген көмірмен алтынның тұнбасы. Асыл металдардың салыстырмалы түрде төмен концентрациясы бар (Au 50 мг/л дейін) қышқыл тиокарбамид ерітінділерінен алтын мен күмісті алуды белсендірілген көмірлерде (СКТ, ОУ, КАД және т.б.) сорбция әдісімен жүргізуге болады.

Бұл технологиялық әдістің мүмкіндіктерін флотациялық концентратты шаймалау ерітінділерінен SKT маркалы ұнтақ белсендірілген көмірмен алтынды сорбциялау нәтижелері бойынша бағалауға болады. Артемовская алтын өңдеу зауыты . құрамында алтыннан басқа белгілі бір мөлшерде мыс (0,2 г/л дейін), темір (1,2 г/л дейін) және басқа қоспа компоненттері бар. Ерітінділердегі алтынның бастапқы концентрациясына (1-20 мг/л) байланысты көмірдің алтынға жұмыс қабілеттілігі 2-12% құрады, қоспа мөлшерімен (%): темір 0,12, мыс 2,7 дейін; кальций. магний, алюминий, мырыш, никель – 0,01-0,1 аралығында. Күлденгеннен кейін көмірде Au 40-50 болды; Fe 5-10: Cu 10-15; SiO 2 5-8%, осылайша білдіреді. алтында жеткілікті концентрацияланған, мұнай өңдеу зауыттарына жөнелтуге жарамды өнім.

Активтендірілген көмір арқылы қышқыл тиокарбамид ерітінділерінен алтынның адсорбциялану механизмі бойынша зерттеу нәтижелері алынды. Сорбцияның Фрейндлих және Лангмюр теңдеулеріне бағынатыны және эндотермиялық процесс екені анықталды. 3,5 ккал/моль активтену энергиясы соны көрсетеді

Адсорбция кинетикасының шекті сатысы белсендірілген көмірдің кеуекті құрылымындағы диффузия болып табылады.

Белсендірілген көмірді пайдалана отырып, сүзгіден өтпеген тиокарбамид массаларынан алтын алудың сорбциялық-флотациялық нұсқасы ұсынылды. Бірақ бұл нұсқада целлюлоза ұнтақ көмірмен өңделеді (диаметрі 40 микроннан аз бөлшектердің 50-60%), содан кейін ол флотацияға ұшырайды. Натрий олеаты флотациялық реагент ретінде қолданылады. Ұзақтығы 5 мин. Осы кезеңде құрамында 20 мг/л алтын, 400 мг/л тиокарбамид, 0,5 г/л көмір ұнтағы бар целлюлозадан (рН = 1,5), натрий олеаты 100-120 мг/л шығында алтын экстракциясына қол жеткізіледі. 90% концентрацияда. Олеат тұтынуды 200 мг/л дейін арттыру алтынның алынуын 95%-ға дейін арттырады.

Көмірдің әртүрлі сорттарын сынау кезінде ең жақсы нәтиже алтынды СКТ көмірімен алу кезінде алынды. Алтынның көмірмен сорбциясы өте таңдамалы, қоспалардың көпшілігі ерітіндіде қалады. Қарсы ағымдық процесте 4-5 қадамда ерітінділерден алтын толығымен алынады және құрамында алтыны 15-20% көмір шөгінділері алынады. Оларды өртеп, күлді өрескел металға еріту керек. Әдістің кемшіліктері: көмірді жағудың қиындығы және көмір шламын өңдеу кезінде толығымен жоғалатын ауыр металдардың үлкен шығыны (10-15%).

6. Алтын өндіру.Ғалымдардың зерттеулері трибутилфосфатпен экстракциялау арқылы тұз қышқылының HM ерітінділерінен алтын алудың іргелі мүмкіндігін көрсетті. Органикалық және сулы фазалар 5-10 минут байланыста болғанда және фазалық көлемдік қатынасы O:B = 2:1 болғанда сулы ерітіндіден алтынның толықтай дерлік экстракциясына қол жеткізіледі. Күкірт қышқылы элюаттарынан экстракциялау, аршу және аршуларды өңдеу бойынша қосымша зерттеулер қажет.

7. Алтын мен күмістің электролиттік шөгіндісі.Бұл қышқыл HM элюаттарын өңдеудің ең тиімді әдісі, өйткені ол реагенттер мен қосымша операцияларды қажет етпестен жоғары тазалықтағы металл алтынды алуға мүмкіндік береді. Графит немесе платина пластиналары алтын мен күмістің электролиттік тұндыруында анод ретінде, ал катод ретінде титан пластиналары немесе графит пластиналары қолданылады.

Сонымен, алтынның электролизі кезінде келесі электрохимиялық жүйе орын алады: Au қоспалармен (катодпен) | 2 SO 4 ,TM,H 2 SO 4 ,H 2 O қоспалар | Ti (анод)

Катодта келесі негізгі тотықсыздану реакциялары жүреді:

Au 2 + +e=Au+2SC(NH 2) 2

Сондай-ақ мыс, қорғасын және басқа қоспаларды қалпына келтіруге болады. Анодта H+ иондарын түзу үшін электролиттік реакция жүреді:

2H 2 O-4e=O 2 +4H +

Сонымен қатар, анодта реакцияға сәйкес күкірттің бөлінуімен ауыр металдардың тотығу және ыдырау процестері мүмкін:

SC(NH 2) 2 -2e=CNNH 2 +S+2H +

Уақыт өте келе цианамид су қосып, несепнәрге айналады.

CNNH 2 +H 2 O=CO(NH 2) 2

Ауыр металдардың анодты тотығуының жалпы процесі реакцияға сәйкес жүреді

SC(NH 2) 2 + H 2 O -2е= CO(NH 2) 2 +S+2H +

Ауыр металдардың тотығуы әсіресе ток тығыздығы > 15 А/м2 артқанда артады. Ауыр металдардың анодтық ыдырауы бұл қымбат реагенттің шығынын арттырады, ал оның ыдырау өнімдері металдардың ерітіндіден электролиттік бөлінуіне және шөгіндінің сапасына зиянды әсер етеді. Бұған жол бермеу үшін анод пен катодтық кеңістіктерді ион алмасу мембранасы бар диафрагмамен бөлу арқылы электролиз процесін жүргізген жөн, яғни. электролиз ваннасын анодтық және катодтық камераларға бөлумен. Құрамында алтыны бар HM ерітіндісі катодтық кеңістікке орналастырылады, анолит 0,5-1,0% H 2 SO 4 ерітіндісі болып табылады. Диафрагма ретінде анион немесе катион алмасу мембраналары қолданылады, олар арқылы HM молекулалары анолитке өтпейді. Күрделі HM катиондары анолитке аз мөлшерде өтеді: 3-4%. Диафрагмалар болған кезде электролиз кезінде ауыр металдардың шығыны күрт төмендейді. Электролиз процесі катодты токтың тығыздығы Jc = 8...10 А/м2, ванна кернеуі 3,0 В, электролит температурасы 50-60 °С, қалыпты күміс хлор электродына қатысты потенциалдық мәні 0,3-0,4 В кезінде жүргізіледі. Алтынның негізгі бөлігі электролизден кейін 2-3 сағат ішінде шөгеді. 10-20 мг/л ерітіндідегі қалдық алтынды алу үшін 100-120 мг/л концентрациядан кейін тұндыру ұзақтығы 6-12 сағатқа дейін артады.Катодты шөгіндідегі алтын мөлшері 70-85%. , күміс 10-25%, мыс 0.5-5%, мырыш 0,1-0,2%, темір 0,1-0,4%. Негізгі металл қоспаларының негізгі бөлігі электролитте қалады және алтынды десорбциялау процесіне қайтарылады. Алтын мен күмістің қазіргі тиімділігі шамамен 30% құрайды. Ток тығыздығын 15-20 А/м2-ден жоғарылату мүмкін емес, өйткені бұл қоспалардың, атап айтқанда мыстың шөгуін арттырады, ток тиімділігі төмендейді, электролиттің бөлінген сутегі көпіршіктерімен енуі жоғарылайды, ал сутегінің құрылымы өзгереді. депозиттік өзгерістер.

8. Электролиция.Электроэлюция әдісі немесе электродесорбция - бұл алтынды десорбциялаудың және оның ерітіндіден электродроздануының аралас процесі. NH 4 SCN ерітіндісін десорбциялау арқылы алтынның электроэлюциясы зерттелді. Осы мақсатта 24% күшті негіздік топтары бар 1,5 л қаныққан анионит Deacidit N, одан никель мен мысты NaCN ерітіндісімен алдын ала элюциялаудан кейін 10 л 5 Н электролиз ваннасында араластырылды. (380,65 г/л) NH 4 SCN ерітіндісі (1 көлемдегі шайырға 6,67 көлем ерітінді). Анод ретінде көміртекті пластинаны, ал катод ретінде қорғасын фольгасын пайдаланды. Катодтық токтың тығыздығы 154 А/м2, кернеуі 1,5 В болды. Алтын шайырдан 24 сағат ішінде толықтай дерлік алынады (0,066 г/л-ге дейін) және қорғасын катодында (мазмұнға дейін) толығымен тұндырылады. 15 мг/л ерітіндіде). Электродтардағы 1,5-1,6 В кернеуінде аммоний тиоцианаты жойылмайды және оны бірнеше рет электроэлюцияға қолдануға болады. NH 4 SCN деструкциясы электродтардағы кернеу 1,8-1,86 В болған кезде орын алды. Селективті емес электроэлюция жағдайында 5 Н. NH 4 SCN ерітіндісімен катодтық токтың тығыздығы 300 А/м2 және электродтардағы кернеу 1,6 В, алтын мен мыс шайырдан жуылып, катодта 100% дерлік шөгінді, никель іс жүзінде элюцияланбады. , бірақ оның бір бөлігі (9%-ға дейін) катодта шөгінді. Процестің ұзақтығы 60 сағат.Әдістің артықшылығы – элюция ерітіндісінің аз көлемі және десорбция процесінің жылдамдауы, бірақ родан элюаттарына тән кемшіліктер сақталады. Әлсіз қышқылды ТМ ерітінділерін қолданатын электроэлюция әдісін М.С.Гирдасов жасаған. Электрлік ерітіндіні орнату диаграммасы 1-суретте көрсетілген.

Қаныққан анион алмастырғыш шайыр мен электролит герметикалық жабылған электролизерге 1 м3 шайырға 2-10 м3 мөлшерде жүктеледі. Электролит – 55-65 г/л HM және 18-20 г/л НС1 немесе 25 г/л H 2 SO 4 концентрациясы бар HM тұз немесе күкірт қышқылы ерітіндісі. Анод ретінде платинизацияланған титан, катод ретінде титан (VT-1 маркасы) қолданылады. Шайыр ауамен араластыру арқылы суспензияда сақталады. Шығарылған HCN ауа ағынымен сілті ерітіндісімен (NaOH немесе CaO) толтырылған абсорбциялық ыдыстарға шығарылады. Ауыр металдардың тотығуын және металл кен орнының элементтік күкіртпен ластануын болдырмау үшін анодтарды катионалмастырғыштан немесе анион алмастырғыш мембраналардан жасалған диафрагмалары бар камераларға орналастыру керек. Анодтық камераларға анолит ретінде 1-2% H 2 SO 4 ерітіндісі құйылады. Катодта тұндырылған металдар аралас шайырдан полиэтилен торынан жасалған экран арқылы қорғалған.

Анодтық диафрагмаларсыз электроэлюция процесі (М.С.Гирдасов бойынша) ток тығыздығы 10-20 А/м2, электродтардағы кернеу 1-1,5 В 24-30 сағатта жүргізіледі және қалдық алтын құрамын алуға мүмкіндік береді. шайырда 0,2 -0,4 мг/г. Анодтық ион алмасу мембраналарын қолдану ток тығыздығын 100-300 А/м 2 дейін арттыруға мүмкіндік береді, нәтижесінде электродесорбция процесінің жылдамдығы күрт артады және электродесорбция процесінің ұзақтығы қысқарады. Сонымен бірге элюция ерітіндісіндегі ауыр металдардың концентрациясы динамикалық процесте 80-90 г/л-ден электроэлюция кезінде 55-65 г/л дейін төмендейді, бұл осы реагенттің жоғалуын және жабдықтың көлемін айтарлықтай азайтады. Бұл артықшылықтар ток тығыздығы артқан сайын қуат тұтынудың кейбір ұлғаюын өтейді. Осылайша, тоқтың тығыздығы 100-150 А/м 2, электродтардағы кернеу 3 В, HM концентрациясы - 55 г/л және катионалмастырғыштың анодтық мембранасын пайдаланып, бұрын негізгі металдардың қоспаларынан тазартылған анион алмастырғышты электроэлюциялау кезінде және HCl - 19 г/л, шайырдағы алтынның қалдығы 0,2 - 0,4 мг/г процесс ұзақтығы 6 сағатта алынды.Алтынның электродесорбциялану дәрежесі 95-97%, катодта 87,0 - шөгу кезінде. 92,0%. Катодты кен орнындағы алтынның мөлшері 80-85% құрайды. Алтынды электродесорбциялау кезіндегі динамикалық элюциямен салыстырғанда процесс анодтық диафрагмалар болмағанда және ток тығыздығы 10-20 А/м2 болғанда 3-4 есе және диафрагмалар болған кезде және ток күшейген кезде 20-25 есе жылдамдайды. тығыздығы 100-150 А/м2 дейін. Электроэлюция жылдамдығының жоғарылауы алтынның десорбция реакциясы тепе-теңдігінің ығысуымен және осы иондар концентрациясының төмендеуіне байланысты ион алмастырғыш дәндерден алтынның тиокарбамид комплекстері иондарының диффузия жылдамдығының жоғарылауымен түсіндіріледі. металды электродтеу кезінде ерітіндіде. Қоспаларды – мыс, мырыш және темірді – NaCI сілтілі ерітіндісімен электродесорбциялау процесін А.С.Строганов жасаған. Ұсынылатын шарттар: анодты диафрагма – катион алмасу мембранасы, ток тығыздығы 150-200 А/м2; элюционды ерітінді: 75-85 г/л NaOH + 60-75 г/л NaCI; ерітіндінің мөлшері шайырдың 1 көлеміне 2 көлем, процестің ұзақтығы 6-10 сағат.Шайырдағы қоспалардың қалдық жалпы мөлшері 1,5-3,5 мг/г. Өндіріс жағдайында электролиздің әзірленген әдістерін өнеркәсіптік енгізудегі негізгі кедергі - қанағаттанарлық электролизер конструкциясының болмауы, ол өндіріс жағдайында процестің тұрақты орындалуын қамтамасыз етеді.

Тиокарбамид ерітінділерінен алтын алудың мүмкін болатын нұсқаларын да қолдануға болады: ионды флотация, ТОА-мен экстракция, пайда болған алтыны бар шөгінділерді цианидтеу арқылы кейіннен өңдей отырып гидрат (NaOH) тұндыру, сутегі газымен қалпына келтіру және басқа әдістер.

Оқулықта алтын кендерінің химиялық және минералогиялық сипаттамалары туралы мәліметтер берілген. кендер мен минералдардың генетикалық және технологиялық классификациясы, технологиялық қасиеттері. Асыл металдардың физикалық-химиялық қасиеттері және олардың минералды түзілімдері қарастырылады. Химиялық тұрақтылық сипаттамалары және алтынның еріту шарттары келтірілген. Кендерді байытуға дайындаудың негізгі әдістері анықталған.
«Металлургия» мамандығының «Минералды шикізаттар технологиясы» бейіні, «Пайдалы қазбаларды өңдеу» мамандығының студенттеріне арналған және құрамында алтыны бар шикізатты өңдеумен айналысатын мамандар мен зерттеушілерге пайдалы болуы мүмкін.

Кендердің генетикалық және технологиялық классификациясы.
Ресейде ұзақ уақыт бойы алтын өндірудің негізгі шикізат көздері плацента болды, бірақ қазір мемлекеттік саясат пен алтын өндірушілердің бастамасының арқасында алтын өндірудің негізгі ұлғаюына тек эндогендік өндірісті дамыту есебінен қол жеткізіледі деп күтілуде. кен кен орындары мен метаморфтық түзілімдер. Кен орындарының көптеген классификациялары бар (Ю.А.Билибин, К.И.Богданович, М.Б.Бородаевский, Г.П.Волярович, М.И.Новгородова, Н.В.Петровский, И.С.Рожков, В.И.Смирнов және т.б.). Олардың барлығының ортақ белгілері бар: плутоногендік кен орындары – негізінен гидротермиялық; терең - жоғары температура; вулканогендік - жер бетіне жақын немесе таяз және төмен температура.

Кендерді жүйелеуді қиындататын негізгі себептерге мыналар жатады. Біріншіден, алтын кен орындары көбінесе пайда болу уақытында өзгереді және түсті, сирек және басқа металдардың пайдалы қазбаларымен байланысты. Екіншіден, алтын рудасының көріністері 400...1300 °С кең температура диапазонында, 0,5...5 км әртүрлі тереңдікте түзіледі және генетикалық тұрғыдан негіздік, ультранегізді, сілтілі және қышқылды жыныстармен байланысты. Сонымен қатар, негізгі жыныстар жанартаулық және шөгінді болуы мүмкін. Үшіншіден, алтын түсті, сирек, темір, радиоактивті және басқа металдар кен орындарының кен орындарында әртүрлі формадағы қоспалар түрінде жеткілікті жоғары концентрацияда пайда болады. Төртіншіден, алтын кен орындары әдетте күрделі, құрамында алтыннан басқа түсті, сирек және басқа металдар бар, олардың құны көбінесе алтынның құнынан асып түседі.

МАЗМҰНЫ
Алғы сөз
1. Алтын кендерінің химиялық және минералогиялық сипаттамасы
1.1. Материалдық құрамы және кендердің жалпы сипаттамасы
1.2. Кендердің генетикалық және технологиялық классификациясы
2. Алтынның жалпы сипаттамасы және экономикада қолданылуы
3. Алтын және минералды түзілімдердің физика-химиялық қасиеттері
3.1. Кендердің минералогиялық құрамы
3.2. Кенді алтынның негізгі қасиеттері
4. Алтынның химиялық қасиеттері
4.1. Химиялық төзімділік және алтынның еруі
4.2. Алтынды цианидтеу
4.3. Тиокарбамид пен тиосульфатты шаймалау
4.4. Алтынды қышқылдарда еріту
4.5. Алтынды хлор, йод және бром ерітінділерінде еріту
4.6. Алтынды қалпына келтіру
4.7. Химиялық және технологиялық қасиеттері және алтынды байыту әдістерін таңдау
5. Минералды шикізатты байытуға дайындау
5.1. Ұнтақтау және ұнтақтау схемаларындағы алтынды, оның минералдық ассоциацияларын ашу
5.2. Кенді дайындау және бөлінген пайдалы қазбаларды кондициялау режимдері
6. Технологиялық процестердің жалпы сипаттамасы
6.1. Гравитациялық процестер
6.1.1. Айналдырғыш машиналарда байыту
6.1.2. Бұрандалы құрылғыларда байыту
6.1.3. Концентрациялық кестелер бойынша байыту
6.1.4. Қысқа конусты гидроциклондарда байыту
6.1.5. Ортадан тепкіш байыту фабрикаларында байыту
6.1.6. Байыту сұлбаларында гравитациялық құрылғылардың каскадын қолданудың технологиялық ерекшеліктері
6.1.7. Модульдік қондырғылардағы байыту
6.1.8. Гравитациялық концентраттарды өңдеу
6.2. Магниттік-электрлік әдістер
6.2.1. Магниттік бөлу
6.2.2. Электрлік бөлу
6.2.3. Радиометриялық бөлу
6.2.4. Магнитогидродинамикалық және магнитогидростатикалық бөлу
6.2.5. Магниттік флокуляцияны бөлу
6.2.6. Магниттік сұйықтықты бөлу
6.3. Флотациялық байыту
6.3.1. Процестердің жалпы сипаттамасы
6.3.2. Флотациялық реагенттерді қолданудың негізгі принциптері
7. Гравитациялық-флотациялық технологиялар
7.1. Кенді дайындау және целлюлозаны кондициялау
7.2. Гравитациялық-флотациялық алтынды алу тәжірибесі
7.3. Түсті металл кендерінен алтынды флотациялық алудың ерекшеліктері
7.4. Колчеданды (массивті) мыс-мырыш кендерін байыту кезіндегі алтынның таралуын зерттеу
7.5. Түсті металл рудаларынан алтын алудың гравитациялық әдістері
7.6. Тотыққан кендерден алтын алу технологиясы
8. Кендер мен концентраттарды өңдеудің гидрохимиялық процестері
8.1. Сілтілік цианид ерітінділерінде алтынды шаймалау
8.2. Тиокарбамидті, тиосульфатты және сульфитті шаймалау
8.3. Қышқылдарды қолданып шаймалау
8.4. Хлор, йод ерітінділерінде шаймалау
8.5. Перколяция арқылы шаймалау
8.6. Үйінді шаймалау
8.7. Араластыру арқылы шаймалау
8.8. Сорбтивтік шаймалау
8.9. Автоклавпен шаймалау
8.10. Биохимиялық шаймалау
8.11. Ерітінділерден алтын алу әдістері
8.12. Химиялық байыту технологиялары (В.В. Лодейщиков бойынша, «Игиредмет» ААҚ)
8.12.1. Құрамында пирит бар кендер мен өнімдерді өңдеу
8.12.2. Құрамында пирротит бар кендер мен өнімдерді өңдеу
8.12.3. Күкірт кендерін өңдеу
8.12.4. Сазды кендерді байыту
8.12.5. Қара металл кендерін байыту
9. Концентраттарды өңдеудің пирометаллургиялық процестері
9.1. Сульфидті материалдарды тотықтырғыш күйдіру
9.2. Хлорлау тотықтырғыш күйдіру
9.3. Сілтілік және басқа күйдіру түрлері
9.4. Магниттік-электрлік импульстік өңдеу
10. Отқа төзімді концентраттарды балқыту
10.1. Мыс концентраттарын балқыту
10.2. Мырыш концентраттарын балқыту
10.3. Қорғасын металдарын балқыту
10.4. Сурьма өнімдерін балқыту
10.5. Сульфидті концентраттарды балқыту
10.6. Металл доре қорытпасын пайдаланып концентраттарды балқыту
11. Құрамында алтыны бар материалдарды аффинаждық өңдеу
11.1. Алтынды хлорлау
11.2. Алтынды электролиттік тазарту
11.3. Күміс-алтын қорытпаларын электролиттік тазарту
12. Алтынды және түсті металдарды байыту ағынды суларын және шаймалау ерітінділерін бейтараптандыру
12.1. Қалдық цианидті суларды тазарту
12.2. Қалдық электролиттер мен сарқынды суларды тазарту
12.3. Техногендік өнімдер мен ерітінділерден асыл металдарды алу
13. Алтын өндіруші кәсіпорындарда сынамаларды іріктеу және бақылау
13.1. Сынамаларды алу
13.2. Технологиялық процестерді бақылау және басқару
Қорытынды
Библиографиялық тізім.

Электронды кітапты ыңғайлы форматта тегін жүктеп алыңыз, қараңыз және оқыңыз:
Құрамында алтыны бар шикізатты өңдеу технологиясы кітабын жүктеп алыңыз, Бочаров В.А., Игнаткина В.А., Абрютин Д.В., 2011 - fileskachat.com, жылдам және тегін жүктеп алыңыз.

Бочаров В.А., Абрютин Д.В.

Алтын рудаларының шикізат базасы туралы мәліметтер берілген; отқа төзімді кендердің әртүрлі түрлерінің материал құрамының технологиялық ерекшеліктері қарастырылады; минералды түзілімдердің қасиеттері мен алтынның ассоциациялары сипатталған. Кенді байыту процестері мен аппараттарының сипаттамасы, гравитациялық, магнитоэлектрлік, флотациялық, гидрохимиялық және химия-металлургиялық әдістерді қолдану арқылы алтын алудың негізгі технологиялық әдістері мен әдістері келтірілген. Отандық және шетелдік тәжірибелер мен алтынды байыту схемаларының ерекшеліктері атап өтілді; алтын кендері мен материалдарының гидрохимиялық технологиясының мысалдары келтірілген; пирит, пиротит, сурьма, теллурид, полиметалл, мыс-мырыш, сазды, көміртекті және басқа кендер мен материалдарды гидрометаллургиялық өңдеудің технологиялық ерекшеліктері көрсетілген. Отқа төзімді кендерден алтынды сілтілеудің физика-химиялық әдістері және оны ерітінділерден алу әдістері қарастырылады; құрамында алтыны бар концентраттар мен бұйымдарды балқыту технологиясы сипатталған; ресейлік және шетелдік кәсіпорындардың алтын өндіру зауыттарының технологиялық схемалары келтірілген.
Ғалымдар, алтын өндіруші кәсіпорындардың, өңдеу зауыттарының, құрамында алтыны бар шикізатты өңдейтін химия-металлургиялық цехтардың мамандары үшін бұл аспиранттар, студенттер, жоғары оқу орындарының оқытушылары, инженерлер, бакалаврлар, магистрлер үшін пайдалы болуы мүмкін.

ISBN: 978-5-87623-416-2
Беттер: 420
Байланыстыру: қатты
Баспагер: NUST MISIS
Тіл: орыс
Шыққан жылы:

Алғы сөз
1. Кендердің материалдық құрамының сипаттамасы
1.1. Минералды құрамы
1.2. Технологиялық классификация
1.3. Алтын алу технологиясының дамуы
1.4. Асыл металдарды қолдану
1.5. Шикізаттың сапасына қойылатын талаптар
2. Асыл металдардың физика-химиялық сипаттамалары
2.1. Кендердің материалдық құрамының ерекшеліктері
2.2. Алтынның физика-химиялық қасиеттері
2.3. Алтынды химиялық қосылыстардың ерітінділерінде еріту
2.3.1. Алтынның тұрақтылық критерийлері
2.3.2. Қышқылдарда еруі
2.3.3. Алтынды хлор, йод және бром ерітінділерінде еріту
2.3.4. Алтынның тиокарбамид және тиосульфатты ерітуі
2.3.5. Цианидтеу
2.3.6. Шаймалау ерітінділерінен алтынды алу (тұндыру).
2.3.7. Алтынды байыту әдістері мен құрылғыларын таңдауды анықтайтын технологиялық қасиеттер
3. Минералды шикізатты байытуға дайындау
3.1. Алтынды ашу
3.2. Кенді ұсақтау
3.3. Кенді ұнтақтау
3.4. Кенді дайындау және целлюлозаны кондициялау
3.5. Пайдалы қазбаларды бөлудің физика-химиялық әдістері
3.6. Алтынды байытудың негізгі технологиялық процестерінің сипаттамасы
3.6.1. Гравитациялық процестер
3.6.2. Магнитоэлектрлік әдістер
3.6.3. Алтынды флотациялау
4. Алтын алудың гравитациялық-флотациялық схемалары
4.1. Кенді дайындаудың негізгі процестері
4.2. Гравитациялық-флотациялық байыту схемаларының тәжірибесі

4.3. Гравитациялық-флотациялық алтынды алу сұлбаларының ерекшеліктері
5. Кендер мен өнімдерді өңдеудің гидрометаллургиялық процестері
5.1. Қышқылмен шаймалау
5.2. Хлор, йод, бром ерітінділерінде шаймалау
5.3. Тиокарбамидті, тиосульфатты және сульфитті шаймалау
5.4. Алтынның күкіртті сілтілі ерітінділерде еруі
5.5. Сілтілік цианид ерітінділерімен алтынды сілтілеу
5.6. Перколяция арқылы шаймалау
5.7. Үйінді шаймалау
5.8. Араластыру арқылы шаймалау
5.9. Сорбтивтік шаймалау
5.10. Автоклавпен шаймалау
5.11. Биохимиялық шаймалау
5.12. Ерітінділерден алтынды тұндыру әдістері
5.13. Химиялық байыту тәжірибесі
5.13.1. Құрамында пирит бар кендер мен өнімдерді өңдеу
5.13.2. Құрамында пирротит бар кендер мен өнімдерді өңдеу
5.13.3. Сурьма өнімдерін өңдеу
5.13.4. Күкірт кендерін өңдеу
5.13.5. Сазды кендерді байыту
5.13.6. Қара металл кендерін байыту
5.14. Магниттік-электрлік импульстік өңдеу
5.15. Электрохимиялық өңдеу
5.16. Магнит өрісінің жоғары кернеулігі бар жеделдетілген электронды энергиямен және электромагниттік импульстармен өңдеу
6. Концентраттарды өңдеудің пирометаллургиялық әдістері
6.1. Тотықтырғыш күйдіру
6.2. Хлорлау күйдіру
6.3. Сілтілік және сульфидтендіргіш күйдіру
6.4. Вакуумды күйдіру
6.5. Мыс концентраттарын балқыту
6.6. Мырыш концентраттарын балқыту

6.7. Қорғасын концентраттарын балқыту
6.8. Сурьма өнімдері мен сульфидті концентраттарды балқыту
6.9. Металл доре қорытпасын пайдаланып концентраттарды балқыту
6.10. Құрамында алтыны бар материалдарды аффинаждық өңдеудің негіздері
6.11. Алтын және күміс-алтын қорытпаларын хлорлау және электролиттік тазарту
7. Алтынды және түсті металдарды байыту ағынды суларын және шаймалау ерітінділерін бейтараптандыру
7.1. Қалдық цианидті суларды тазарту
7.2. Қалдық электролиттер мен сарқынды суларды тазарту
7.3. Алтын кендерін өңдейтін кәсіпорындарда сынамаларды алу және бақылау
Библиография