Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

НАВОИЙСКИЙ ГОРНО-МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ КОМБИНАТ

НАВОИЙСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ ИНСТИТУТ

«Химико-металлургический» факультет

Кафедра «Металлургия»

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к выпускной квалификационной работе

на тему: Разработка гравитационно-сорбционной схемы переработки окисленных золотосодержащих руд

Выпускник: Тураев А.С.

Навоий - 2010

Оглавление

Введение

1. Литературный обзор

1.1 Геология и геохимия золота

1.1.1 Распространенность золота в природе в виде золотых месторождений

1.1.2 Основные тип месторождений

1.1.3 Минералы золота

1.2 Гравитационные процессы обогащения золота

1.2.1 Характеристика гравитационного обогащения

1.2.2 Обогащения на отсадочных машинах

1.2.3 Обогащения на концентрационных столах

1.3 Пробирный анализ золота

2. Экспериментальный часть

2.1 Характеристика проб

2.2 Сорбционное цианирование золотосодержащих руд

2.3 Гравитационно-сорбционная схема переработки руд

2.4 Карта контроля при осуществлении полупромышленной схемы извлечения золота

3. Основные технико-экономические показатели проекта

4. Техника безопасности выполнения работ

Заключение

Литература

Введение

Площадь Республики Узбекистан состоит без малого 450 тыс. км². В основном (около 70%) это равнины междуречья Аму-Дарьи и Сыр-Дарьи (пустыня Кызылкум), Зарафшанская и Ферганская долины, плато Устюрт. Треть территории занимают предгорные и горные части отрогов Тянь-Шаня и Гиссаро-Алтайского хребта.

Правительство Республики Узбекистан определило промышленное освоение природных богатств одним из приоритетных направлений в программе развития и реформирования экономики страны. Значительная роль в ней, принадлежит Навоийскому Горно-металлургическому комбинату, специализирующемуся в основном на выпуске урана и золота. Сферой деятельности комбината является вся территория Центральных Кызылкумов, которая с незапамятных времен привлекала к себе внимание рудознатцев.

Месторождение Кокпатас, Даугызтау и Амантайтау ГМЗ-3, обеспечены запасами золота на перспективу: имеются резервы по оценке близлежащих площадей, проведенной как силами комбината, так и геологоразведочными организациями Госкомгеологии.

Таким образом, вполне очевидно, что золоторудная сырьевая база комбината, находящаяся в постоянном развитии, является надежной основой не только для действующих и строящихся горнорудных предприятий НГМК, но в значительной степени и для экономики Узбекистана.

Так как в Республике Узбекистан разработана национальная программа увеличения добычи золота, то естественно актуальной становится проблема обогащения руд.

ГМЗ-1 и ГМЗ-2 и ГМЗ-3 в основном работает по гравитационно-сорбционной схеме извлечение золота. Анализ состоянии технологии в комбинате, показывает что гравитационно-сорбционная технологии предпочитается рентабельным, если в процессе гравитации обогащается более 20% золота (от исходного количества).

В данной работе рассматривается возможности осуществления гравитационно-сорбционной технологии извлечения золота из окисленных руд.

1. Литературный обзор

1.1 Геохимия и минералогия золота

1.1.1 Распространенность золота в природе в виде золотых месторождений

В земной коре содержится золота в 20 раз меньше, чем серебра, и в 200 раз меньше, чем ртути. Неравномерное распределение золота в различных частях земной коры затрудняет изучение его геохимических особенностей. По данным различных исследователей содержание золота оценивается в основном в пределах (1-6)^.10^-7%.

По тем же данным содержание золота в метеоритах составляет (0,3-8740)^.10^-7%. Наибольшее содержание золота обнаружено в сидеритах (железные метеориты). Содержание золота в изверченных горных породах также сильно колеблется по данным различных исследований. Так, средние значения составляют для гранита 2,8 ^.10^-5%, габбро 5,4^.10^-5%, риолита 12^.10^-5%, базальта 3,2^.10^-5%. В осадочных породах содержится 0,3-4,1^.10^-5 % золота.

Содержание золота в отдельных бассейнах морей и океанов различно и составляет (0,1-4400)^. 10^-7%. На основании нейтронно-активационного анализа среднее содержание золота в морской воде составляет 5,4^.10^-7 %. В морях и океанах содержится около 10 млрд.т золота. Примерно столько же содержится золота в речных и подземных водах. Повышенное содержание золота обнаруживают в водах источников и рек, протекающих в золотоносных районах. Подсчитано, что Амур ежегодно выносит в море около 8,5 т золота.

В человеческих волосах содержится до 430^.10^-5 %, золота, в зубах (10-30) ^.10^-5%, в мускулах рыб 0,12^.10^-7 %. Найдено, что в организмах континентальных животных по сравнению с морскими животными содержится больше золота.

Попадая в подземные воды, золото мигрирует в почве и оттуда поглощается растениями, некоторые из которых, например хвощи и кукуруза, концентрируют его. Среднее содержание золота в золе растений составляет 7^.10^-5 %. Таким образом, оно значительно превышает среднее содержание золота в земной коре. В природе золото находится главным образом в самородном виде и представляет собой минерал, являющийся твердым раствором серебра в золоте, содержащим до 43 % Ag, с примесями меди, железа, свинца, реже висмута, ртути, платины, марганца и других элементов. Реже встречаются разновидности самородного золота: купроаурит (до 20% Cu), висмутаурит (до 4% Bi). Мало изучены и редко встречаются минералы, содержащие платиноиды: проперцит (8,2-11,61 % Pd), родит (11,6 % Rh), иридистое золото (30,4 % Ir, 2,1 % Pt, 2,4 % Ag, 0,6 % Fe), платинистое золото (10,5 Pt и Ir). Кроме того, золото встречается в виде природных амальгам, а также химических соединений - селенидов и теллуридов. Последние, калаверит (AuTe₂) и сильванит (AuAgTe₂) распространены в месторождениях «Крипл-Крик» (Колорадо, США) и «Калгурли» (Западная Австралия), но не имеют большого промышленного значения.

По размеру частиц самородное золото делится на тонкодисперсное (1-5 мкм), пылевидное (5-10 мкм), мелкое (0,05-2 мм) и крупное (более 2 мм). Частицы массой более 5 г относятся к самородкам. Крупнейшие самородки - «Плита Холтермана» (285 кг) и « Желанный Незнакомец» (71 кг) найдены в Австралии. Находки самородков известны во многих районах Урала, Сибири, Якутии и Колымы. В 1842 г. в Миасском районе был найден самородок «Большой треугольник» массой 36,022 кг. Крупные самородки найдены в россыпях Горного Алтая. В частности, в 1904 г. там был обнаружен самородок массой 24,9 кг. В Ленском золотоносном районе мелкие самородки являются рядовым сырьем золотодобывающих предприятий. Изредка здесь встречаются и крупные самородки (16 кг, ключ Радостный). Зафиксированы находки самородков на Дальнем Востоке и Северном Кавказе.

Самородное золото концентрируется в гидротермальных месторождениях. Месторождения золота делятся на коренные и россыпные. Месторождения золота формировались в разные геологические эпохи на разных глубинах - от десятков метров до 4-5 км от поверхности земли. Мировые ресурсы золота по принадлежности месторождения к различным эпохам распределяются, %, следующим образом : 61 - докембрийской эпохи, 6- каледонийской эпохи, 4 - варисской эпохи, 11 - мезозойской эпохи, 13 - кайнозойской эпохи.

На территории зарубежных стран основные запасы золота образовались в докембрийскую эпоху, а в СНГ - в более поздние геологические эпохи.

Коренные месторождения представлены жилами, системами жил, залежами и зонами прожилково-вкрапленных руд протяженностью от десятков до тысяч метров. В течение длительного периода истории земли горы разрушались и вода уносила все, что не растворялось в реках. Одновременно отделялись тяжелые минералы от легких и скапливались в местах, где скорость течения мала. Так образовались россыпные месторождения с концентрацией относительно крупного золота. Как правило, промышленные россыпи образуются относительно недалеко от коренных месторождений. Определенная часть микроскопических частиц золота остается в россыпях, однако вследствие невозможности его извлечения оно практического значения не имеет. Часть микроскопических и коллоидных частиц золота уносится водными истоками в моря, океаны и озера, где оно рассеяно в виде тончайших суспензий или находится в илистых осадках. Таким образом в результате действия эрозионных процессов большая часть золота безвозвратно утрачивается.

Особый тип месторождений золота - метаморфированные россыпи (золотоносные конгломераты). К этому типу относится крупнейшее в мире месторождение «Витватереранд» (ЮАР), из которого в настоящее время извлекается порядка 2/3 добычи золота в зарубежных странах. Рудоносная площадь тянется на 350 км при ширине 25-100 км. С начала разработки в 1884 г. из него получено более 25 тыс.т золота и запасы его оценивают десятками тысяч тонн. Среднее содержание золота в 1 т руде составляет 11,2 г. Рудные тела состоят из пачек конгломератов, разделенных слоями безрудного кварца. Конгломераты образует рифы толщиной от 2-3 см до 3 м протяженностью в десятки километров до глубины 3-4 км. Разработку на этих рудниках ведут в шахтах, глубина которых достигает 3700 м, при температуре воздуха 50-52 ⁰ С.

В качестве побочного продукта при добыче никеля, меди, свинца, цинка золото извлекают из сульфидных руд. Содержание золота в них редко превышает 1-2 г/т. Самостоятельными обьектами добычи золота являются некоторые полиметаллические и медноколчеданные месторождения.

1.1.2 Основные типы месторождений

Месторождения золота бывают трех типов, различающихся по условиям образования. 1. Месторождения коренные (эндогенные), возникновения которых связано с глубинными процессами. 2. Месторождения экзогенные, представленные в основном золотоносными россыпями и возникающие при разрушении коренных месторождений золота. 3. Метаморфизованные экзогенные месторождения - золотоносные конгломераты и песчаники, представляющие собой продукт преобразования древних россыпей.

Эндогенные месторождения золота наиболее разнообразны по составу. В многочисленных классификациях этих месторождений учитываются глубина образования месторождений, влияние руд сульфидов и другие признаки. Упомянем лишь главные типы золоторудных месторождений.

Кварц - золоторудные и кварц-сульфидно-золоторудные месторождения, формирующиеся на больших и умеренных глубинах в обстановке высоких и средних температур, представлены жилообразными или линзовидными рудными телами, единичными протяженными жилами, системами жил и прожилков, зонами прожилковой и вкрапленной минерализации.

В кварц - золоторудных месторождениях рудные тела сложены агрегатами сливного и грубозернистого кварца с небольшим (1-5 %) количеством сульфидов (пирит, арсенопирит). Золото, обычно свободное, характеризуется неравномерным распределением с образованием столбообразных и гнездовидных обогащенных участков. В СНГ месторождения этого типа встречаются в рудном поясе Енисейского пряжа, в Верхнеколымском районе, Южном Верхоянье и Узбекистане. За рубежом типичными представителями малосульфидных кварцзолоторудных месторождений являются золоторудное поле Колар (Индия), разрабатываемое на глубине более 3,3 км, месторождения Канады (Иеллоунайф), США (Мазер-Лод), Австралии (Грейт- Боулдер, Бендиго, Балларат).

Минеральный состав кварц-сульфидно-золоторудных месторождений значительно разнообразнее, чем кварц-золоторудных. Сульфиды составляет 15-30 % жильного выполнения. Кроме пирита, арсенопирита, сульфидов свинца, меди, цинка, распространены сульфидами серебра, сурьмы, минералы висмута, теллуриды. Золото находится как в свободном, так и в дисперсном, распыленном в сульфидах состоянии. Распределение золото в рудных телах в значительной мере зависит от размещения сульфидной минерализации. Иногда сульфиды развиты в большем количестве, чем кварц (Дарасунское месторождения в Забайкалье). Кварц-сульфидно-золоторудные месторождения известны на Урале (Березовское, Кочкарское и др.), в Алтае -Саянском рудном поясе, Якутии, Казахстане. За рубежом месторождения этого типа развиты в США (Хомстейк), Канаде (Поркьюйайн), Бразилии (Морро-Велло). Промышленное значение кварц-золоторыдных и кварц-сульфидно-золоторудных месторождений чрезвычайно велико. Они являются также основным источником россыпных месторождений золота.

Отдельную формацию золоторудных месторождений составляют малоглубинные месторождения золота, развитые преимущественно в областях интенсивной вулканической и субвулканической деятельности. Характерные минералогические признаки месторождений этой формации заключаются в преобладании тонкозернистого халцедоновидного или гребенчатого кварца, в среднем незначительном количестве сульфидов, существенной роли сульфосолей и сульфидов серебра, преимущественно низкопробном золоте (проба 750-550). Золото неоднородное по составу, чаще мелкое до тонкодисперсного, местами в сочетании с более крупным, в виде скелетных сростков, проволочек, дендритов. Типично наличие в рудных телах участков, очень богатых золотом («рудных столбов»). В зависимости от развития в рудах сульфидов, сульфосолей и теллуридов различного состава выделяются следующие геохимические типы малоглубинных месторождений золота: 1 - золото-серебряный, 2 - золото-серебряно-сурьмяный, 3 - золото-мышьяково-сурьмяный, 4 - золото-серебряно-свинцово-цинковый, 5 - золото-теллуровый и золото-селеновый.

В СНГ малоглубинные месторождения золота распространены на северо-востоке (Охотско-Чукотский вулканический пояс), в Приморье, Забайкалье, Армении. За рубежом они развиты в Восточных Карпатах (СОР, Трансильвания), США (Криппл-Крик, Комсток, Голдфилд и др.), японии, Индонезии. Высокая концентрация золота в рудных столбах определяет важное промышленное значение малоглубинных месторождений.

К числу эндогенных месторождений золота принадлежат также его проявления в формациях существенно сульфидных руд. Эти формации представлены колчеданными (медно-колчеданными, цинково-колчеданными, колчеданно-полиметаллическими), медно-никелевыми, медно-молибденовыми, иногда свинцово-цинковыми месторождениями. Золото в рудах этих месторождений диспергировано в виде мельчайших вкраплений в сульфиды железа, меди, свинца, цинка и извлекается при переработке руд попутно.

Экзогенные месторождения золота. Различают золотоносные зоны окисления рудных месторождений и золотоносные россыпи. Золотоносные окисленные руды развиваются в рудных телах сульфидного состава в результате выщелачивания сульфидов атмосферными агентами. В большинстве известных рудных полей эти руды почти отработаны. Значительно большее промышленное значение имеют золотоносные россыпи.

Золотоносные россыпи широко распространены во всех золотоносных провинциях мира. Образование россыпей обусловлено воздействием на эндогенные золоторудные месторождения процессов физического и химического выветривания, деятельности рек, морей, ледниковые, золовые. Наиболее распространены аллювиальные (речные) россыпи. Золото при перемещения от коренных источников в россыпи подвергается окатыванию, истиранию, коррозии, но все же сохраняет ряд особенностей морфологии и состава, присущих первичному золоту. В большинстве россыпей главная масса золота представлена частицами величиной 0,5 - 4 мм, причем наиболее крупное золото располагается близ коренных месторождений. Совместно с золотом в россыпях концентрируются такие тяжелые минералы, как магнетит, ильменит, минералы олова, вольфрама, а в комплексных золотоплатиновых россыпях минералы платиноидов.

Многие наиболее богатые россыпи были выработаны в XIX, начале XX в. В СНГ золотоносные россыпи известны на Урале, в Западной Сибири, в Забайкалье, в Ленском и других районах. За рубежом крупнейшие россыпи разрабатывались на Аляске, в Калифорнии и в других западных штатах США, в Австралии, Новой Зеландии, Канаде, Центральной и Южной Африке. В настоящее время роль золотоносных россыпей в общей добыче золота резко снизилась, но и для ряда стран она остается ведущей.

Метаморфизованные экзогенные месторождения золота представлены уран-золотосодержащими конгломератами. Характерными представителями этого типа являются месторождения Витватерсранд (ЮАР), Жанобина (Бразилия), Блайнд-Ривер (Канада). Месторождение Витватерсранд является крупнейшим в мире по запасам и добыче золота. Золотосодержащие слои - рифы- в этом месторождении прослеживаются на десятки километров при мощности 0,3 -3 м. Они сложены гальками молочного-белого кварца, прочно сцементированными мелкозернистым кварцем, пиритом и другими минералами. Золото находится в цементе, где оно образует тонкие (1-100 мкм) пленочные выделения в сульфидах. Помимо золота и урана, в рудах содержатся также платиновые металлы. Глубина разработки месторождения достигает в настоящее время 4000 м. Подобного типа золотых месторождений в СНГ не обнаружено.

1.1.3 Минералы золота

Всего известно более 20 достоверно установленных минералов золота, представленных самородным золотом, его интерметаллическими соединениями с Ag, Cu, Hg, Bi, теллуридами золота, золота и серебра и меди, золота, свинца и меди, сульфидами и селенидами золота и серебра. Наибольшее число минеральных видов составляют теллуриды и интерметаллические соединения золота.

Главным и наиболее распространенным минералом золота является самородное золото. Оно служит основным источником добычи золота в рудных месторождениях. К числу минералов золота, часто встречающихся в различных типах золоторудных месторождений, принадлежат сплав золота с серебром - электрум и теллуриды золота: калаверит - AuTe₂, креннирит - (Au,Ag)Te₂, сильванит - AuAgTe₄, петцит - (Ag, Au)₂Te.

Самородное золото. Постоянно содержит в виде примеси серебро. Не считая разновидностей, концентрация серебра в самородном золоте (С_Ag) колеблется от долей процента до десятков процентов. Содержание Au в самородном золоте (C_Au), отнесенное к сумме содержаний золота и серебра С_Au / (C_Au+C_Ag), получило название пробы золота. Известны также медистое, палладистое и висмутистое золото. Сингония кубическая. Размер элементарной ячейки a₀ = 4,078 Е. Цвет самородного золота золотисто-желтый (у богатых серебром разновидностей бледно-желтый, при повышенном содержании меди появляется розоватый оттенок). Твердость 2,5- 3*, плотность (156^.10² - 183^.10²)** (для чистого золота 193^.10²). Хорошо ограненные кристаллы золота встречаются редко. Наблюдались октаэдрические, кубооктаэдрические и ромбододекаэдрические формы кристаллов. Большая часть добываемого золота представлена зернами неправильной формы, включенными в кварцевую или рудную массу. Крупные золотники - «видимое золота» - встречаются относительно редко, часто золото образует мельчайшие зерна, иногда трудно различимые даже в полированных шлифах под микроскопом. Следует отметить многообразие форм выделения самородного золота в рудных месторождениях. Помимо кристаллов и их сростков, наблюдаются дендриты с разнообразными рисунками ветвей и стволов, иглы, изогнутые проволочки, пленки, чешуйки, жилки. Большой интерес представляют самородки - крупные обособления золота. Самородки встречаются чаще в россыпях, чем встречаются чаще в россыпях чем в коренных месторождениях, на которые приходится не более 10 % общего количества известных находок. Масса наиболее крупных уникальных самородков крупных уникальных самородков золота достигает десятков килограмм. На Урале в 1842 г. был найден самородок «Большой треугольник» массой 36 кг. Самые крупные самородки золота обнаружены в Австралии : «Плита Холтернана» - 93 кг, «Желанный незнакомец» - 70,9 кг и др.

Электрум - Au - Ag. Относится к изоморфному ряду Au - Ag, содержит 35-45 % Ag, сингония кубическая, цвет от светло-желтого до серебряно-белого, твердость 2-3, плотность 12^.10³ - 15^.10³. Встречается значительно реже, чем самородное золото в ассоциации с серебросодержащими сульфидами.

Калаверит - AuTe₂. Химический состав: Au - 43,6 %, Te - 56,4 %, сингония моноклинная С_2/m, a = 0,719, b = 0,441, c = 0,508 нм, в = 90⁰±30. Цвет от латунно-желтого до серебряно-белого, твердость 2,5-3, плотность (91^.10²- 94^.10²). Встречается в виде кристаллов, зернистых агрегатов, единичных мелких зерен в ассоциации с самородным золотом, электрумом, а также другими теллуридами. На месторождениях Криппл-Крик (США) и Калгурли (Зап.Австралия) находится в ассоциации с креннеритом и сильванитом и является главным минералом золота.

Креннерит - (Au, Ag) Te₂. Химический состав : Au : Ag = 2,7 ; при отношении 2,5 - Au 32,99 %, Ag 7,22 %, Te 59,79 %, ромбическая P_ma2, a =1,654, b = 0,882, c = 0,446 нм; цвет серебряно-белый, твердость 2,5, плотность 8620. В золото - серебряных месторождениях представлен агрегатами мелких зерен, иногда кристаллами в ассоциации с самородным золотом, теллуридами золота и серебра и сульфидами цветных металлов.

Сильванит - Au₅AgTe₄. Химический состав : Au 24,19 %, Ag 13,22 %, Te 62,59 % (при Au : Ag = 1 : 1); сингония моноклинная P_2/c, a =0,896 b = 0,449, c = 1,462 нм, в = 145⁰ 26^I, цвет в свежим изломе серебряно - белый, твердость 2, плотность 8070-9240. Образует разнообразные по форме, часто сдвойникованные кристаллы, дендритообразные выделения, зернистые агрегаты. Встречается совместно с другими теллуридами.

Петцит - Ag₃AuTe. Химический состав : Ag 42 %, Au 25,5 %, Te 32,5 % сингония кубическая, 14,32, а = 1Б038 нм ; цвет от свинцово - серого до стального серого, твердость 2,5 - 3, плотность 91^.10². В виде зернистых агрегатов встречается в золото - серебрянных месторождениях в срастании с гесситом и другими теллуридами.

К числу редких и очень редких минералов золота относятся : амальгама золота - Au₂Ag₃, купроаурид - AuCu₃, аурикуприд - Au₂Cu₃, аргентокупроаурид - Au_2,9 Cu_1,2 Ag, мальдонит - Au₂Bi, ауростибит - Au₂Sb₂,ютенбогардтит - Ag₃AuS₂, фишессерит - Ag₃AuS₂, мутманнит - (Ag, Au)Te, костовит - CuAuTe₄, монтбрейит - Au₂Te₃, наглагит - Pb₅Au (Te, Sb)₄ S₅ - 8, билибинскит - Au₃Cu₂PbTe₂, богдановит - Au₅(Cu, Fe)₃ (Te, Pb)₂, бессмертновит - Au₂Cu (Te, Pb).

1.2 Гравитационные процессы обогащения

1.2.1 Характеристика гравитационного обогащения

Гравитационное обогащение основано в использовании различия в удельных весах минералов и разной скорости их движения в среде. В качестве среды служат вода и воздух. Реже для этой цели применяются жидкости тяжелее воды и суспензии (взвеси твердых частиц в воде).

Основными процессами гравитационного обогащения являются: отсадка, концентрация на столах, концентрация на шлюзах и желобах, обогащение в тяжелых средах.

Гравитационные процессы применяются при обогащении самых разнообразных полезных ископаемых с достаточной разницей в удельных весах разделяемых минералов. Возможность применения этих процессов в значительной степени зависит от размера вкрапленности минералов. Гравитационными процессами обогащают уголь, марганцевые и железные руды, руды цветных, редких и благородных металлов и другие полезные ископаемые.

Гравитационное обогащение известно с давних времен, но особенно широкого развития оно достигло в конце ХIХ и в начале ХХ веков, когда флотация еще не применялась и гравитация была основным методом обогащения, которым пользовались при обработке многих полезных ископаемых. В настоящее время, несмотря на большое и все продолжающееся развитие флотации, гравитационное обогащение занимает важное место среди других процессов и широко применяется и самостоятельно и в комбинации с другими видами обогащения.

Теория гравитационных методов обогащения начала развиваться во второй половине ХIХ века. Основы ее были разработаны немецким ученым П. Риттингером, который применил уравнение движения падающего в воде тела для объяснения явления разделения минеральных частиц по удельному весу в восходящей струе воды.

Изучением сопротивления и давления струи на шар занимался еще Ньютон, который впервые определил и экспериментально проверил закон динамического сопротивления движущегося в жидкости шара. Английский физик Стоке расширил представления о видах сопротивления движущегося в жидкости шара, базировавшиеся до этого на работах Ньютона; он нашел закон сопротивления, возникающего вследствие вязкости жидкости.

1.2.2 Обогащение на отсадочных машинах

Отсадка

Обогащение на отсадочных машинах (отсадка) основано на использовании разницы в скоростях падения минералов различного удельного веса в вертикальной струе. Отсадка может осуществляться в струе переменного направления (восходящей и нисходящей) или только восходящей струе. В качестве среды для разделения может служить вода и воздух. Наибольшее распространение получила отсадка в воде.

Указанный метод обогащения может применяться для частиц с широким диапазоном крупности: для углей он составляет 100-- 0,5 мм, а для полезных ископаемых большего удельного веса (руды черных и цветных металлов) 50--0,25 мм. При более мелком материале процесс идет недостаточно эффективно.

Отсадка -- наиболее распространенный способ гравитационного обогащения, служащий для обогащения углей, железных и марганцевых руд, оловянных, вольфрамовых и золотосодержащих руд и россыпей, а также некоторых неметаллических полезных ископаемых. Она может применяться как самостоятельный процесс или в комбинации с другими видами гравитационного обогащения, а также с флотацией, магнитным обогащением и т. д.

Сущность этого процесса состоит в том, что полезное ископаемое разделяется на слои, содержащие минералы различного удельного веса. Легкие минералы концентрируются в верхнем слое, тяжелые -- в нижнем.

Для того чтобы расслаивание произошло наиболее четко, обогащаемый материал необходимо подготовить таким образом, чтобы в нем не было равнопадающих частиц. Поэтому материал должен состоять из близких по крупности зерен. В крайнем случае предварительным грохочением его следует разделить на классы, в которых отношение размеров зерен наибольшего к наименьшему не превосходило бы коэффициента равнопадаемости.

Наглядное представление об этом дают упрощенные диаграммы Чечотта, приведенные на рис. 1.1 диаграммы построены для скоростей падения в воде двух минералов: легкого с удельным и тяжелого с удельным весом д₁ и тяжелого с удельным весом д_2. Для построения диаграмм использовано уравнение (34):

Рис. 1.1 Диаграммы отсадки: а - классифицированного материала; б - неклассифицированного материала

для данного минерала величину принимаем постоянной и, обозначив , получим уравнение прямой, проходящей через начало координат v = Аx, выражающее зависимость между скоростью падения частиц и их размерами. На оси абсцисс которая на чертеже для наглядности перевернута (начало координат находится вверху), откладывают скорость v₀, а на оси ординат - величины .

Угол наклона прямых к оси абсцисс будет определяться величиной . Чем больше удельный вес минерала, тем больше этот угол. Прямая ОВ выражает скорость падения легкого минерала с удельным весом д₁; прямая ОА -- тяжелого с удельным весом д₂.

Из диаграммы на рис. 1.1, а видим, что зерна наибольшего диаметра d₁ двух минералов удельного веса и д₁ и д₂ будут иметь разные скорости падения: скорость зерна легкого минерала v₂ будет меньше скорости зерна тяжелого минерала v₂. Зерно размером d₂ тяжелого минерала имеет ту же скорость падения v₂, что и зерно легкого минерала размером d₁. Это равнопадающие зерна. Зерна тяжелого минерала, размер которых меньше d₂, будут иметь скорости падения меньшие, чем v₂, поэтому они выпадут позднее зерен легкого минерала, имеющего размер d₁ . В результате мы не получим нужного расслоения. Следовательно, необходимо подготовить полезное ископаемое перед отсадкой так, чтобы в нем не было зерен тяжелого минерала, меньших чем d₂. Если предварительно расклассифицировать грохочением минеральную смесь таким образом, чтобы выделить из нее все зерна, размер которых будет меньше d₂, причем , где е - коэффициент равнопадаемости, то среди частиц с размерами d₁ - d₂ все зерна минерала с удельным весом д₁ будут иметь скорости падения, меньшие, чем зерна минерала с удельным весом для легкого минерала скорость падения наибольшего зерна d₁ будет v₂, для наименьшего зерна d₂ она будет v₃. Для тяжелого минерала скорость падения наибольшего зерна d₁ будет v₂, наименьшее верно d₂ будет падать со скоростью v_2.

Отсадочные машины подразделяются на машины с неподвижным и с подвижным решетом. В машинах первого типа восходящая и нисходящая струи получаются от движения самой воды. В машинах второго типа решето движется попеременно вверх и вниз, благодаря чему материал соответственно перемещается относительно воды.

По характеру движения воды отсадочные машины с неподвижным решетом можно разделить на два типа: 1) машины с попеременным действием восходящего и нисходящего потока; 2) пульсаторы с прерывистым восходящим потоком.

В машинах с неподвижным решетом поток переменного направления может создаваться возвратно - поступательным движением поршня в вертикальном направлении (поршневые машины). Вместо поршня можно применить диафрагму, колебания которой создают восходящую и нисходящую струю (диафрагмовые машины). Наконец, восходящий и нисходящий потоки могут создаваться действием сжатого воздуха, попеременно впускаемого в воздушную камеру и выпускаемого из нее (беспоршневые машины воздушного действия). Прерывистый восходящий поток создают в так называемых пульсаторах.

Наконец, отсадочные машины могут отличаться числом выдаваемых продуктов. В одних машинах получают только два продукт -- концентрат и хвосты; в других -- концентрат, хвосты и промпродукты.

На рис. 1.2 показаны схемы отсадочных машин с неподвижным решетом: поршневая (рис. 1.2, а) и диафрагмовая (рис. 1.2 ,б). В поршневой машине камера разделена перегородкой, не доходящей до дна, на два сообщающихся между собой отделения -- концентрационное и поршневое. В концентрационном отделении укреплено сито З, на котором происходит расслоение минеральных зерен.

В поршневом отделении имеется поршень 2, которому от кривошипного механизма 1 сообщается возвратно-поступательное движение в вертикальном направлении.

Во время работы машины камера заполняется водой. Под действием поршня в машине создаются восходящие и нисходящие потоки воды, действующие на находящийся на сите обогащаемый материал 4.

Рис. 1.2 Схема отсадочной машины

При движении поршня вниз в концентрационном отделении создается восходящий поток воды, который приподнимает и разрыхляет слой зерен на решете.

В начале хода поршня вниз скорость восходящей струи мала, поэтому вода проходит в промежутках слоя минеральных зерен, вынося вверх лишь наиболее мелкие и легкие частицы. С увеличением скорости потока поднимаются вверх все остальные зерна. При этом скорость частиц будет зависеть от их крупности и удельного веса. Зерна меньшего удельного веса и более мелкие поднимутся большую высоту, чем тяжелые и крупные.

При подходе поршня к крайнему нижнему положению скорость его движения уменьшается, и восходящий поток замедляется. В это время крупные зерна тяжелых минералов осаждаются вниз, а часть более мелких и легких частиц остается взвешенной в воде. Самые легкие зерна продолжают движение вверх с замедлением.

При последующем движении поршня вверх в концентрационном отделении создается нисходящий поток. Вода, устремляясь вниз, уплотняет слой минеральных зерен на решете; при этом зерна тяжелых минералов продвигаются вниз быстрее, чем легкие.

В результате многократного повторения цикла движения поршня материал на решете расслаивается: зерна тяжелых минералов оказываются в нижнем слое, а зерна легких в верхнем. Образовавшиеся на решете слои зерен различными устройствами удаляются раздельно.

Принцип действия диафрагмовой машины (рис. 1.2, 6) аналогичен поршневой. Машина разделена на два отделения: диафрагмовое и концентрационное. Восходящий и нисходящий потоки создаются при вращении эксцентрика 1 диском овальной формы, связанным с корпусом машины резиновым кольцом 2. В концентрационном отделении установлено решето З.

Поршневая отсадочная машина. На рис. 1.3 показана поршневая отсадочная машина с неподвижным решетом, в которой корыто разделено поперечными перегородками на несколько отделений.

Рис. 1.3 Поршневая отсадочная машина

В верхней части ящика имеется продольная перегородка, разделяющая его па две части; в одной из них совершает возвратно-поступательное движение поршень 1, а в другой находится решето 2. Решета из металлических листов с круглыми или прямоугольными отверстиями укреплены на деревянных обрешетинах. Решето каждого последующего отделения устанавливается ниже предыдущего примерно на 100 мм. Они отделяются одно с другого небольшим порогом, который называется сливным. Корпус 3 машины изготовляют из дерева или листовой стали. По трубопроводу 4 под поршень подается добавочная вода. Поршень шарнирно связан с тягой 5 эксцентрика б, сидящего на приводном валу 7. Привод машины осуществляется через плоскую или клиноременную передачу от трансмиссии или от индивидуального электромотора.

Руда поступает в первое решетное отделение из загрузочного желоба 8. Легкий материал постепенно перемещается водой из одного отделения в другое, и каждый раз подвергается отсадке. Хвосты из последнего отделения удаляются через сливной порог в желоб 10.

При отсадке крупного материала (более 3--5 мм) концентрат из отсадочной машины разгружается сбоку (рис. 1.3) через разгрузочную щель в боковой стенке корпуса машины, величина которой регулируется выдвижной заслонкой 9. Нижний слой, состоящий из зерен тяжелого минерала, выдавливается через щель (рис. 1.4) между щитом 1 и решетом 2 и через разгрузочное окно 3 удаляется в желоб. Выпускную щель регулируют установкой щита 1 и планкой 4. Скорость удаления концентрата дополнительно регулируют заслонкой 5.

При отсадке мелкого неклассифицированного материала работа обычно производится с искусственной постелью. Постель состоит из измельченной классифицированной магнетитовой или гематитовой руды или других минералов, иногда из металлических шариков. Удельный вес материала постели должен быть меньше удельного веса тяжелых минералов, но больше удельного веса легких минералов.



Рис. 1.4 Устройство для разгрузки концентрата

Зерна тяжелых минералов собираются в верхнем слое и постепенно проходят вниз через промежутки между зернами постели, проваливаются через отверстия решета, собираются в нижней части корпуса и разгружаются.

В отсадочную машину вода частью поступает вместе с рудой, частью же добавляется под решето. Расход ее в четыре-пять раз больше веса руды.

Ширина решетных отделений колеблется от 0,6 до 0,9 м, а длина их больше ширины в полтора-два раза. Величина хода поршня колеблется от 0,5 до 8 см и зависит от крупности обрабатываемого материала: чем крупнее материал, тем больше длина хода. Продолжительность цикла отсадки составляет от 0,2 до 0,6 сек. (от 100 до 300 ходов в минуту). Требуемая мощность от 2 до 1,5 л. с. на 1 м2 площади сита. Производительность описанной машины 10--40 т/м2 в сутки. Более высокие цифры относятся к обработке крупного материала.

Беспоршневая машина воздушного действия находит применение при обогащении угля. Восходящая и нисходящие струи в концентрационном отделении этой машины создаются действием сжатого воздуха, попеременно впускаемого в воздушную камеру и выпускаемого из нее.

Машина (рис. 1.5) состоит из камеры, разделенной продольной перегородкой на два отделения: воздушное и рабочее, а поперечной перегородкой -- на породную и промпродуктовую камеры. Каждое отделение в свою очередь разделено на несколько отсеков для подвода сжатого воздуха.

Рис. 1.5 Беспоршневая машина воздушного действия

Порода в машине движется в направлении, противоположном общему потоку воды и угля, загружаемым в желоб 1. Она разгружается через щель между задвижкой З и решетом 2 в разгрузочный рукав 4. Концентрат и промпродукт уносятся водой во вторую камеру (ступень), откуда концентрат смывается водой через порог 5, а промпродукт разгружается в отверстие между шибером б и решетом 7 в разгрузочный рукав 8. Решета уложены в породном отделении под углом 4°30' в сторону выгрузки породы и под углом 2°41' в сторону выгрузки промпродукта. Высота порога 9 между камерами (ступенями) регулируется в зависимости от требований процесса обогащения.

К каждому отсеку 14, куда подается сжатый воздух, установлен золотник 10. Тяги 11 эксцентриков 12, насаженные на вал 13, передают движения поршням золотников в которые поступает сжатый воздух. Подача воздуха регулируется вентилем 15.

Беспоршневые машины воздушного действия выпускаются для обогащения крупного (100-13 мм) и мелкого (13-0,5 мм) угля. Необходимое давление воздуха 1100-1300 мм вод. ст.; расход его колеблется от 3 до 7,5 м3/мин. Число ходов золотникового поршня 56-70 в минуту. Величина хода золотникового поршня 70 мм. Производительность 6-14 т/час на 1 м2 площади сита.

Отсадочные машины с подвижным решетом обычно применяются для обогащения неклассифицированного материала крупностью не более 10 мм. Эти машины особенно пригодны для отсадки бедных руд с получением первичных концентратов, требующих повторного обогащения. Хвосты при этом получаются достаточно чистыми.

1.2.3 Концентрационные столы

В практике обогащения применяются концентрационные столы нескольких типов, отличающихся формой деки, характером нарифлений и устройством приводного механизма. На рис. 1.6. показана наиболее распространенная конструкция.

Дека б стола изготовляется из сосновых досок и укрепляется па раме З. Поверхность деки покрыта линолеумом, поверх которого прибиты нарифления из деревянных планок. В поперечном направлении дека наклоняется с помощью двух винтов, вращаемых через конические шестерни штурвалом 4.

Дека стола соединена тягой 1 с приводным механизмом 2, который с пружиной 5, расположенной под декой стола, сообщает ей возвратно-поступательное движение. Ход деки вперед осуществляется с помощью пружины, обратно тягой приводного механизма.



Рис. 1.6 Концетрационный стол

Эксцентриковый вал приводного механизма получает вращение от электродвигателя 7 при помощи шкива и клиноременной. Электродвигатель установлен на плите, укрепленной на раме стола.

Для питание стола над декой установлены лотки 8 (для руды) и 9 (для воды). Лотки имеют планки для регулирования количества поступающей руды и воды.

Длина хода деки стола изменяется от 12 до 30 мм. При крупном материале берут наибольшую длину хода и наименьшее числе качаний, при мелком материале -- меньший ход и большее число качаний.

Производительность стола зависит от многих условий, из которых наиболее значительным является крупность обогащаемого материала.

Производительность стола длиной 4500 и шириной 1800 мм на материале крупностью 0,5 мм колеблется от 2,5 до 5,0 т/час.

Концентрационнь1е столы бывают пековые и шламовые. Первые применяются для обогащения сравнительно крупного пекового материала, а вторые -- для мелких шламов. Для обработки шламов нарифления делаются более низкими и размещаются на большем расстоянии одно от другого, чем на песковых столах.

Па рис. 1.7. показан онцентрационный стол с ромбической декой, применяемый для обогащения угля. Дека 1 опирается на раму 3, соединенную с качательным механизмом 4, сообщающим деке поступательно-возвратное качание в диагональном направлении. На поверхности деки имеются нарифления 2, расположенные по диагонали. Они разделены на группы, состоящие из четырех- пяти низких нарифлений и одного высокого.

Рис. 1.7 Диагональный концентрационный стол

Ромбическая форма деки позволяет полнее использовать ее площадь, а диагональное направление нарифлений удлиняет путь продвижения тяжелых фракций, что способствует более полному отделению сростков от породы.

Высокие нарифления дают возможность лучше отделить сростки от породы, особенно в более крупных классах. Они способствуют также улавливанию плоских породных частиц, препятствуя сносу их водой вместе с угольными частицами поверх нарифлений.

Уголь загружается в угловой загрузочный желоб 5, а смывающая вода подается в желоб б. Количество подаваемой воды в разные точки поверхности стола регулируется при помощи поворачивающихся направляющих деревянных планок 7.

1.3 Пробирный анализ золота

В настоящее время пробирный анализ - один из основных методов определения многих благородных металлов.

Отличительная особенность пробирного анализа состоит в том, что благородные металлы в этом случае определяют без предварительного отделения и от других компонентов, входящих в состав анализируемого материала.

Для извлечения благородных металлов в пробирном анализе пользуются свойством расплавленного металлического свинца или меди, хорошо растворяет металлические золото и серебро, и другие благородные металлы с получением легкоплавких сплавов.

Для последущего отделения золота и серебра от свинца - способностью быстро окисляться кислородом воздуха при высоких температурах. Этот процесс называется купелированием.

В общем виде пробирный метод анализа материалов золото и серебро можно представить в виде следующей схемы:

1. шихтование

2. плавка на свинцовый сплав

3. шерберование сплава

4. купелирование

5. взвешивание суммы благородных металлов

6. разваривание королька

7. промывка, сушка, прокаливание

8. взвешивание золотой корточки

В состав золотосодержащих руд входят обычно следующие химические соединения: кремнезем, углекислый кальций, окись алюминия, окись магния, барит, различные окислы тяжелых и легких металлов, а также сульфидные минералы ( пирит, халькопирит, свинцовый блеск, цинковая обманка и др).

В качестве коллектора для извлечения благородных металлов чаще всего используют свинцовые соединения, в том числе окись свинца - глет (PbO), реже сурик (Pb₂ O₃ ), реже сурик, уксуснокислый свинец, которые в процессе плавки восстанавливаются до металлического свинца.

Руда обычно состоит из двух частей: металлосодержащей ( ценной части) и пустой породы.

Реактивы, употребляемые при пробирном анализе можно классифицировать следующим образом:

· флюсы или растворяющие реактивы ( кальцинированная сода, глет, кварц, бура)

· окислители - вещества, легко отдающие свой кислород другому веществу

· восстановители - вещества, способствующие восстановлению металлов из химических соединений (мука, винный камен- KHC₄ H₄O₆, крахмал, растительный или животный угол и т. д)

· осадители или десульфуризаторы - вещества, которые энергично соединяются с серой и способные выделять её из некоторых соединений с металлами

· коллекторы, собирающие или концентрирующие вещества (свинец);

· реактивы, предохраняющие пробу от доступа воздуха и применяемые в виде так называемых покрышек.

В основном следует готовить образцы, измельченные до150-200 меш. Вес образца для плавки, конечно, зависит от содержания благородных металлов. Современные аналитические методы позволяют позволяют опытному аналитику с достаточной точностью определять микрограммовые количества металлов. По этому для анализа многих концентратов и некоторых руд можно было использовать маленькие навески. Однако проблема надежной, представительной пробы заставляет брать для пробы примерно 20-40г.

Классическая тигельная плавка

В идеальном случае контакт должен достигаться уже на ранней стадии процесса плавки, чтобы обеспечить в момент выделения достаточно полное взаимодействие между рудой и флюсом и одновременно получение чистых свинцовых корольков при восстановлении глета. Для создания наиболее благоприятных условий плавки необходимо тщательно соблюдать состав флюса, температуру плавки степени от количества введенной буры и характера боратов и силикатов, которые образуются вблизи точки плавления или при плавлении.

Начало плавления содержимого тигля желательно контролировать. При температуре около 600⁰ глет восстанавливается углеродом и образующиеся капли свинца гомогенно смешиваются с шихтой. Одновременно происходит относительно медленное химическое взаимодействие между составными частями флюса и рудой. Выделяюшаяся двуокись углерода перемешивает реагирующие между собой основные и кислые составные части. Это очень важная фаза плавления, которая длится 15-20 мин; в зависимости от вязкости шлака ее продолжительность может несколько меняться.

После этой стадии температура повышается до температуры ярко-красного каления и при определении платиновых металлов достигает 1100-1200⁰. В этот период смесь становится менее вязкой и капли свинца, содержащие благородные металлы, опускаются на дно, образуя веркблей.

Некоторые пробиреры рекомендуют более высокую температуру (1200⁰), так как считают, что она позволяет благородным металлам, медленно растворяющимся в свинце, опуститься на дно тигля, где находится веркблей. Это, конечно, целесообразная мера, поскольку иридий или осмистый иридий с трудом взаимодействуют со свинцом; они имеют примерно такую же плотность, как золото, и должны легко опускаться на дно через расплавленный флюс.

Размер веркблея должен составлять 25-35г. Можно ожидать, что при высоком содержании благородных металлов избыточное количество свинца (выше 35г) может несколько улучшить коллектирование за счет осаждения из расплавов больших количеств свинца. При необходимости применяют большее количество свинца, что не должно сопровождаться увеличением расхода глета, добавляемого с флюсом.

Процесс шерберования может иногда заменить тигельную плавку. Он широко применяется в некоторых видах пробирной плавки серебра и золота. Руду смешивают со свинцом и засыпают сверху бурой.

В классическом методе прибирной плавки со свинцовым коллектором часто необходимо присутствие серебра. Веркблей наряду с благородными металлами должен содержать серебро в количестве, достаточном для коллектирования благородных металлов и проведения последующего разделия. Процесс получения серебряного королька носит название купелирования.

Пробирным анализом иногда называют метод плавки, основанный на процессе купелирования без серебра для получения смеси благородных металлов. В этом случае редко получается сферический королек; обычно образуется бесформенный остаток. Этот метод применяют при анализе наиболее распространенных благородных металлов и в том случае, когда не нужна большая точность. Последующий анализ состоит из провыше методов разделения, выбор которого зависит от состава остатка.

При определенной температуре под действием воздуха веркблей в капели окисляется с образованием глета, который при этой температуре находится в расплавленном состоянии. Отделяясь от благородных металлов,глет смачивает капель и поглощается ею, увлекая за собой такие неблагородные металлы, как медь и никель. Обычно хорошие капели могут поглотить около 98,5% образовавшегося глета; оставшиеся 1,5% испаряются. Процесс купелирования довольно интересен; при правильно выбранных условиях свинец быстро плавится и затем образует серую окалину глета на поверхности расплавленного металла. Плавление металла приходит быстро, и сплав быстро обнажается. Этот процесс известен как «обнажение» или «раскрытие». Если в начальной стадии плавления обнажения не происходит, то пробу считают «замерзшей». Иногда замерзший сплав можно снова «оживить», повысив температуру и поместив кусок древесного угля возле капели.

Неправильное или быстрое охлаждение серебряного королька, содержащего благородные металлы, может сопровождаться внезапным выделением кислорода, который довольно хорошо растворяется в серебре. В результате происходят выбросы из королька. Этот процесс называется «выбросом» или «разбрызгиванием». Для золото-серебряных корольков образование выбросов нежелательно, так как мешает связыванию золота во время процесса отделения. Внезапное разбрызгивание может вызвать механические потери платиновых металлов. При использовании различных методов разваривания королька после разделения всегда остается нерастворимный остаток, анализ которого при помощи мокрых методов не вызывает затруднений.

Следует особо отметить, что коллектирование в серебряном корольке и его последующая обработка, приведенная надлежащим образом, служат эффективным методом определения золота, палладия и платины, содержащих следы родия, иридия и рутения. Для осмия коллектирование совершенно неприменимо. При высоком содержании малорастворимых платиновых металлов и при определении осмия предпочтительна прямая мокрая обработка веркблея. К сожалению, мокрые методы анализа веркблея осложняются присутствием в растворе значительного количества солей свинца. Осаждение свинца в виде сульфата из азотнокислого раствора после разварки-малоэффективная аналитическая операция, так как из упаренного фильтрата выделяются еще значительные количества сульфата свинца в смеси с палладием, следами платины и, возможно, родия и т. п. Повторная обработка сульфата свинца ацетатом аммония для выделения следов платиновых металлов или шерберование затруднительны и не дают точных результатов. Анализ веркблея имеет преимущества перед сплавлением на серебряный королек, и можно надеяться, что в будущем появится такой метод, который позволит выделить свинец после растворения веркблея в кислоте. Для быстрого определения платиновых металлов лучше получать серебряный королек, а не свинцовый.

золото руда металл цианирование

2. Экспериментальный часть

2.1 Характеристика пробы

Руды месторождения представляют собой в общем малосульфидную формацию. Главное значение имеет пирит, составляющий примерно 60-80% от общего количества сульфидов. Последние образуют вкрапленность, реже послойные линзовидные обособления, секущие прерывисто-цепочечные скопления и нитевидные прожилки.