Автор работы: Пользователь скрыл имя, 13 Декабря 2012 в 18:03, курсовая работа
Проблема извлечения благородных металлов из технологически упорных руд, не поддающихся обработке простыми (общепринятыми в промышленной практике) методами, является одной из наиболее важных в цветной металлургии. Особое значение она приобретает для России и стран СНГ, где ежегодно перерабатываются миллионы тонн упорных золотосодержащих руд и производятся многие тысячи тонн флотационных концентратов, реализация которых связана со значительными трудностями.
Введение…………………………………………………………………………..3
1 Общая характеристика золотосодержащих руд………………………………4
2 Методы переработки золотосодержащих руд………………………………...7
2.1 Роль цианистого процесса в технологии обогащения золотых руд……7
2.2 Извлечение золота из руд, содержащих цианисиды и другие химически активные примеси………………………………………………………………..11
2.3 Термическая пассивация химических депрессоров золота перед цианированием……………………………………………………………………13
2.4 Особенности флотационного обогащения медистых руд………………13
2.5 Применение методов гидрометаллургической селекции при переработке медьсодержащих золотых руд………………………………………………...…14
3 Технологическая часть…………………………………………….…………..19
3.1 Металлургические расчеты………………………………………………..19
3.1.1 Расчёт расхода цианистого натрия и извести……………………....19
3.1.2 Определим массу и состав растворов, выходящих из аппаратов цианирования……………………………………………………………………..19
3.1.3 Определим остаточное содержание золота в руде после цианирования……………………………………………………………………...22
3.1.4 Составим материальный баланс операции цианирования 1 т руды.23
3.1.5 Произведем пересчет расхода NaCN и защитной щелочи…….……23
3.2 Выбор типа и расчет необходимого количества аппаратов для выщелачивания……………………………………………………………………24
3.2.1 Исходные данные……………………………………….……………..24
3.2.2 Определение часовой производительности передела……………….24
3.2.3 Определение общего рабочего объёма аппаратуры для выщелачивания……………………………………………………………………24
3.2.4 Выбор типа агитатора…………………………………………………24
3.2.5 Определение числа агитаторов……………………………………….24
4 Экология…………………………………………………………………………25
Список использованных источников…………………..………………………..26
Термин «цианисидность» имеет тот же смысл, что и «кислотоёмкость» руды (в кислых схемах гидрометаллургической переработки минерального сырья) или «хлороёмкостью» - при гидрохлорировании золотосодержащих руд, концентратов и огарков или при хлорном обезвоживании хвостов цианистого процесса.
Цианирование при низких концентрациях NaCN (с периодическим подкреплением растворов свежим цианидом) требует большей продолжительности выщелачивания, но с другой стороны – обеспечивает достижение высоких показателей извлечения благородных металлов при меньшем суммарном расходе растворителя. Этим нередко пользуются в промышленной практике при переработке руд и рудных продуктов, обладающих преимущественно цианисидными свойствами, такими как у окисленных медных руд, поскольку известно, что скорость растворения Au в слабых (0,5 г/л и ниже) цианистых растворах заметно превосходит скорость взаимодействия медьсодержащих компонентов с NaCN [1].
Одним из возможных методов металлургической переработки золотых руд и концентратов, отнесённых к технологическому типу «В», является их цианирование после предварительной термической переработки (обжига), в результате которой осуществляется перевод химических депрессоров золота в менее активную форму, не оказывающую существенного влияния на показатели последующего цианирования.
Теоретические основы ферритизирующего обжига медистых золотосодержащих руд и концентратов (BCu) разработаны В.Я.Мостовичем, которым впервые изучены условия образования метаферрита меди из элементов (CuO + Fe2O3) и показано влияние ферритообразования на процесс последующего растворения меди в щелочных цианистых растворах [11].
В монографии В.И.Смирнова и А.И. Тихонова [12] отмечается возможность образования феррита меди в качестве одного из продуктов прямого окисления халькопирита при повышенных температурах обжига и высокой концентрации окислителя в газовой фазе.
Халькопирит, подвергнутый высокотемпературному окислительному обжигу, обладает гораздо меньшей депрессирующей способностью по отношению к золоту в цианистом процессе в сравнении, например, с исходным CuFeS2 и тем более – с простыми сульфидами и оксидами меди.
Важно подчеркнуть, что именно для халькопирита условия ферритообразования являются наиболее благоприятными вследствие наличия тесного контакта присутствующих в данном минерале сульфидов железа и меди, окисление которых протекает с образованием Fe2O3 и CuO.
Из выше сказанного можно сделать вывод что ферритизирующий обжиг медьсодержащих золотых руд и концентратов вряд ли может быть рекомендован к широкому промышленному использованию.
Более предпочтительным в
этом плане является процесс окислительно-
Наиболее эффективным
процессом обогащения медистых золотых
руд является флотация, дополненная
в ряде случаев операцией
Применяя флотацию, можно добиться высокой степени извлечения в концентраты так халькозин, борнит, ковеллин, самородная медь, проявляющих повышенную активность в цианистом процессе. В принципе довольно легко решается проблема флотационного обогащения и некоторых карбонатов (малахит, азурит), если эти минералы присутствуют в свободном состоянии и не образуют большого количества шламов при измельчении.
Одной из важных проблем
современной цветной
Данная задача может быть решена, в частности, на основе применения сульфидизирующих агентов (Na2S и др.), переводящих оксидные минералы в легкофлотируемые формы.
Недостатками использования Na2S являются: депрессирующее действие этого реагента на флотацию сульфидных минералов, возможность химического взаимодействия S2- с ксантаном, а также быстрое окисление S2- до S0 и политианатов. Это вызывает необходимость осуществления строгого контроля за дозировкой сернистого натрия и ксантатов и поддержания потенциала пульпы в довольно узких пределах.
По мнению большинства экспертов, флотация медных минералов с предварительной сульфитизацией применима лишь к частично окисленным рудам. На рудах с высокой степенью окисленности этот метод в его «классическом» исполнении не обеспечивает удовлетворительных показателей извлечения меди (и связанного с нею золота) в концентраты. Проработанные варианты усовершенствования данного процесса [13], например, сульфидизация оксидов меди в автоклавах элементарной серой (при 180̊ С в течении 2-3 ч), либо дороги, либо связаны со значительными потерями золота с хвостами флотации.
Отделение золота от сопутствующих им в рудах химических депрессоров (меди) может быть с достаточной полнотой осуществлено на основе гидрометаллургических процессов, широко используемых в соответствующих отраслях цветной металлургии. При этом возможны два варианта [1]:
Оба варианта предполагают комплексное извлечение цветных металлов в соответствующую товарную продукцию, а также возможность утилизации отработанных растворов гидрометаллургического цикла с полной или частичной регенерацией выщелачивающих агентов. Поэтому эффективность применения гидрометаллургической селекции к рудам, относящимся к технологическому типу «В», как правило, возрастает с повышением содержания в этих продуктах меди и других химических депрессоров золота. [14]
Возможности выщелачивания
меди из рудных продуктов иллюстрируются
данными, приведёнными в табл.1.2,
характеризующей поведение
Наиболее сильным и
универсальным растворителем
Как показывает табл.1.2, хорошими растворяющими свойствами по отношению к большинству медных минералов обладают растворы щелочных цианидов KCN, NaCN. Это обуславливает возможность переработки комплексных медь- и золотосодержащих рудных материалов по схемам с коллективным выщелачиванием меди, золота цианистыми растворами с последующим выделением металлов из растворов в соответствующую товарную продукцию.
Сернокислотное выщелачивание меди из руд, концентратов и огарков широко применяется во многих странах, располагающих соответствующей сырьевой базой. Сущность метода заключается в переводе меди из содержащих её минералов и химических соединений в форму водорастворимого сульфата CuSO4, последующая переработка которого на металлическую медь не составляет особых проблем [1].
Процесс извлечения меди в сернокислые растворы может быть реализован в виде вариантов подземного, кучного или чанового (перколяционное, агитационное) выщелачивания. В зависимости от содержания Cu в растворах, а так же общего солевого фона растворов, выделение растворённой меди осуществляется методами цементации (металлическим железом), сорбции на ионообменных смолах, экстракции или электролиза.
Опыт медной промышленности вполне может быть применим для гидрометаллургической селекции медистых руд и концентратов. Выбор оптимального технологического варианта в данном случае должен производится исходя из наличия в перерабатываемых продуктах конкретных минералов и химических депрессоров золота в цианистом процессе. При этом возможны следующие типичные случаи:
Наличие в рудах сульфатной меди является следствием воздействия кислорода воздуха на быстроокисляющиеся сульфиды (например, халькозин или ковеллин) при добыче, транспортировке и хранении медистых руд на открытых площадках. Если процесс «естественной» сульфатизации меди протекает достаточно полно, то последующее выщелачивание её не связано с использованием серной кислоты и ограничивается водной отмывкой присутствующего в руде сульфата CuSO4, причём эта операция может быть осуществлена уже в процессе измельчения руды.
Для медистых золотосодержащих руд и концентратов, медь в которых представлена, в основном, сульфидными минералами, наиболее эффективны технологические варианты, основанные на применении флотации (см.раздел 2.4), с отправкой получаемых концентратов на медеплавильные заводы. Переходящее при флотации в концентраты золото извлекается в медном металлургическом цикле, преимущественно пирометаллургическими методами, а хвосты медной флотации при наличии в них благородных металлов могут быть переработаны цианированием или тиокарбомидным выщелачиванием.
Таблица 1.2 - Действие растворителей на минералы меди.
Примечание: «+» - растворяет; «-» - не растворяет; «±» - частично растворяет.
Если по каким-либо причинам реализация концентратов по приведённой выше схеме затруднена или неэкономична (например из-за высоких транспортных расходов на перевозку концентратов от золотоизвлекательной фабрики до медеплавильного завода), то предпочтение отдаётся комбинированным пиро-гидрометаллургическим технологиям переработки концентратов на месте с использованием процесса окислительно-сульфитизирующего обжига, позволяющего перевести сульфиды меди в водо- и кислоторастворимые соединения, в виде которых медь может быть выщелочена и извлечена до цианирования в соответствующий товарный продукт.
Процесс окислительно-
CuS + 2O2 = CuSO4,
2CuS2 + 5O2 = 2CuO + CuSO4,
4Cu5FeS4 + 35O2 = 12 CuSO4 + 8CuO + 2 Fe2O3 + 4SO2,
CuFeS2 + 4O2 = CuSO4 + FeSO4.
При этом протекает ряд вторичных химических преобразований, многие из которых имеют обратимый характер. Поэтому получаемые при обжиге медьсодержащие огарки характеризуются, как правило, сложным вещественным составом.
Основными факторами, способствующими
максимальной сульфатизации меди в
процессе обжига, являются: пониженная
температура (исключающая возможность
термической диссоциации