Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

КУРСОВАЯ РАБОТА

на тему:

Сорбционное цианирование глинистых руд

Общая часть

Характеристика золотосодержащего сырья

Золото - весьма редкий элемент, его кларк (среднее содержание в земной коре) составляет 510^-7 %, т.е. 5 мг/т, что в 20 раз меньше кларка серебра и в 200 раз меньше кларка ртути. На основании косвенных данных полагают, что содержание золота в ядре земного шара значительно выше. Большие абсолютные количества золота содержатся в морской воде, однако из-за малой концентрации (10^-3-10¹ мг/м³) извлечение золота из морской воды пока нерентабельно.

Месторождения золота делятся на коренные (рудные) и россыпные. В зависимости от условия образования и состава гидротермальных растворов образуются коренные месторождения золото - кварцевых руд, где золото ассоциировано с кварцем, или золото - кварцево - сульфидных руд, в которых оно ассоциировано как с кварцем, так и с сульфидами. Возможна также преимущественная ассоциация золота с сульфидами. Наконец, встречаются сплошные сульфидные руды золота, часто одновременно являющиеся рудами цветных металлов.

После формирования коренного месторождения отдельные его участки, расположенные в поверхностной зоне земной коры или выходящие на дневную поверхность, подвергаются выветриванию. Разрушающее действие оказывает ветер, а также процессы, связанные с деятельностью микроорганизмов и почвообразованием. Выветривание сопровождается механическим и химическим преобразованием минералов, входящих в состав руды. Обломки породы, зерна кварца, гранатов и других устойчивых минералов, в том числе и золота, сносятся атмосферными водами и водными потоками в пониженные участки рельефа. При этом происходит сортировка материала по крупности и форме зерен, по прочности, но преимущественно по их плотности. Наиболее тяжелые минералы, в том числе и золото, переносятся значительно медленнее и концентрируются вблизи материнского месторождения, постепенно передвигаясь по склонам гор или долине реки. Так образуются россыпные месторождения (россыпи).

Извлечение золота из россыпных руд значительно проще и дешевле, чем из коренных. Россыпи, как правило, залегают на небольших глубинах. Это позволяет разрабатывать их наиболее дешевым открытым способом. Золотины в россыпных рудах находятся в свободном состоянии, что делает ненужным энергоемкие и дорогие операции дробления и измельчения и позволяет извлекать металл простым и высокопроизводительным способом промывки песков в воде. В итоге добыча и обработка песков россыпных месторождений обходится в десятки раз дешевле, чем коренных руд. Поэтому россыпные месторождения разрабатывают даже при очень низком содержании в них золота, вплоть до 0,1 г/т.

Для коренных руд при существующем уровне технологии минимальное промышленное содержание золота, обеспечивающее рентабельную разработку месторождения, обычно лежит в пределах от 1 до 4 г/т в зависимости от запасов и типа руд, географического положения. Горнотехнических условий разработки и других факторов.

Помимо собственно золотых руд, в которых золото представляет собой единственный или основной ценный компонент, важным сырьевым источником являются также сульфидные руды цветных металлов: медные, медно-никелевые, медно-молибденовые, свинцово-цинковые. При переработке этих руд золото извлекают попутно.

Из минералов, являющихся химическими соединениями, известны теллуриды золота (калаверит AuTe₂, сильванит AuAgTe₄, креннерит AuAgTe₂, петцит Ag₃AuTe₂ , и др.), а также ауростибит AuSb₂.

Из всех известных минеральных форм золота (свыше 20) основное промышленное значение имеет самородное золото. Остальные минералы встречаются редко.

В рудах самородное золото находится в виде разнообразных, обычно неправильных по форме выделений: крючковатых, прожилковых, губчатых, чешуйчатых, дендритных, зернообразных и.т.д. Крупность частиц самородного золота изменяется в широком диапазоне - от мельчайших частиц невидимыхх даже под микроскопом, до гигантских самородков массой 10-100 кг. Последние встречаются исключительно редко. Подавляющая масса золота присутствует в рудах в виде мелких частиц, обычно мельче 0,5-1,0 мм.

Крупность золота - одно из важнейших его технологических свойств. Исходя из поведения золота в последующих технологических операциях, принято различать крупное (+70 мкм), мелкое (-70+1 мкм), и тонкодисперсное (-1 мкм) золото. Последнее обычно характерно для сульфидных руд.

Крупное золото при измельчение руды освобождается от связи с минералами, образующиеся свободные золотины легко улавливаются при гравитационном обогащении, но плохо флотируются и медленно растворяются при цианировании. Мелкое золото в измельченной руде частично находится в свободном состоянии, а частично - в сростках с другими минералами. Мелкое свободное золото хорошо флотируется, быстро извлекается при цианировании, но с трудом извлекается гравитационными методами обогащения. Мелкое золото в сростках также успешно переходит в раствор при цианировании, но почти не извлекается при гравитационном обогащении. Флотационная активность такого золота определяется флотационной активностью связанного с ним минерала. Тонкодисперсное золото, ассоциированное в большинстве случаев с сульфидами, при измельчении руды вскрывается незначительно, основная его масса остается в минералах-носителях, чаще всего в пирите и арсенопирите. При цианировании такое золото не растворяется, в процессах гравитационного и флотационного обогащения извлекается вместе с минералами-носителями. Руды, содержащие тонкодисперсное золото, относятся к категории упорных и перерабатываются специальными методами.

Из сказанного следует, что крупность золота является одним из основных факторов, определяющих технологическую схему переработки золотосодержащей руды.

Довольно часто частицы золота покрыты пленками из оксидов железа или марганца, аргентита (Ag₂S), ковеллина (CuS), галленита (PbS), и некоторых других минералов. Пленки на золотинах могут образовываться также в результате наклепа минеральных частиц в процессе измельчения руды. Поведение такого золота в технологических операциях зависит от характера пленок. Сплошные и плотные пленки препятствуют растворению при цианировании. Если покрытия пористы или занимают только часть поверхности, то цианирование возможно, но протекает с меньшей скоростью. При гравитационном обогащении крупное, покрытое пленками золото, попадает в концентрат, однако, дальнейшее извлечение его из концентрата требует применения специальных методов. При флотационном обогащении золотины с покровными образованиями, как правило, флотируются хуже, чем с чистой поверхностью. Наличие пленок на золотине необходимо учитывать при выборе технологической схемы переработки руды.

сорбционное цианирование глинистая руда

Технологическая схема переработки глинистых руд

Технологические схемы переработки золотых руд отличаются большим разнообразием. Выбор той или иной схемы зависит от многих факторов, из которых главными являются характер золота в руде, прежде всего его крупность; вещественный состав руды; характер минералов, с которыми ассоциированно золото (обычно кварц или сульфиды); присутствие в руде других ценных компонентов; присутствие компонентов, осложняющих технологию обработки.

В технологический процесс извлечения золота из рудного сырья входят подготовительные (дробление, измельчение), обогатительные (гравитационное обогащение, флотация и т.д.) и металлургические (амальгамация, цианирование, плавка, обжиг и т.д.) операции. Выбранная технологическая схема должна обеспечивать высокое извлечение золота, комплексное использование сырья (т.е. попутное извлечение из руды других ценных компонентов), минимальные удельные затраты материальных, энергетических и трудовых ресурсов, минимальное загрязнение окружающей среды отходами производства.

Конечной продукцией золотоизвлекательных предприятий является черновое золото или богатые золотосодержащие осадки. Дальнейшая переработка этих продуктов осущесталяется на специализированных аффинажных заводах с получением золота высокой чистоты.

Специфической особенностью золотых руд является крайне низкое содержание в них основного ценного компонента. Степень концентрирования золота в процессе обработки руд и получения чистого металла характеризуется величиной порядка 10⁵-10⁶. Поэтому если начальные стадии технологического процесса весьма громоздки и связанны с переработкой больших объемов рудного сырья, то на заключительных операциях имеют дело с несоизмеримо меньшими количествами перерабатываемых материалов.

Глинистые руды относят к упорным рудам. Причина упорности глинистых руд - присутствие в них значительных количеств тончайших минеральных зерен (шламов). Технологические трудности руд этого типа заключается в пониженном извлечении золота в раствор, значительных потерях не отмытого металла, плохой сгущаемости и фильтруемости пульп.

Тонкодисперсные частицы глинистых минералов, имея большую удельную поверхность, обладают заметной адсорбционной способностью по отношению к растворенному золоту и свободному цианиду. Это приводит к снижению извлечения золота в раствор и увеличению расхода цианида.



Рисунок 1. Принципиальная схема сорбционного извлечения золота и серебра из рудного сырья.

Роль и место процесса сорбционного цианирования глинистых руд

Непосредственной гидрометаллургической переработке следует подвергать глинистые руды, характеризующиеся слабой или умеренно выраженной сорбционной активностью, при условии, если механическое обогащение этих руд не обеспечивает необходимой полноты концентрирования химических депрессоров 2-го рода и получения продуктов с отвальным содержанием металла.

Основой технологии из такого рода материалов является сорбционное цианирование (с предварительным измельчением руды в растворах NaCN), дополнительным в случае необходимости короткой, но интенсивной агитацией цианистой пульпы перед сорбцией. Технология сорбционного цианирования предполагает использование в пульповом процессе гранулированных ионообменных смол (RIL) или активированных углей (CIL). Извлечение золота и серебра из насыщенных смол и углей, а также регенерация сорбентов осуществляется по общепринятым в золотодобывающей промышленности методам.

Извлечение золота и серебра из глинистых руд может быть эффективно осуществлено по одному из методов:

Сорбционное цианирование руды с ионообменными смолами или активированными углями.

Обесшламливание руды с выведением шламов в отвал или переработкой их по схемам RIL- и CIL- процесса. Цианирование обесшламленной руды в обычном режиме.

Флотация руды в специальном режиме с выделением отвальных по содержанию золота хвостов и переработкой концентратов .

Сущность метода сорбционного цианирования заключается в том, что в одном аппарате происходит одновременно выщелачивание Au цианистыми растворами и извлечение Au из раствора сорбцией на смолах и углях. В этом же аппарате происходит отделение обеззолоченного раствора, руды, насыщенного по Au сорбента.

Разделение происходит на дренажных сетках с размером ячейки 0,4 мм. Здесь руда имеет крупность 0,074мм. А сорбент 0,53,0 мм.

Преимущества этого метода: позволяет увеличить извлечение Au, сократить продолжительность цианирования и исключить фильтрацию.

Существует 2 типа сорбентов:

-смолы (иониты) применяются в основном в России,

-активированный уголь применяется за рубежом.

Смолами или ионитами называют твердые высокомолекулярные соединения, которые благодаря наличию в них ионогенных групп способны обмениваться с растворами электролитов положительно или отрицательно заряженными ионами в эквивалентных количествах.

Иониты получают путем полимеризации стирола и дивинилбензола. Смола тем прочнее, чем меньше она растягивается при погружении в раствор.

Для компенсации зарядов в матрицу смолы вводят противоионы в эквивалентном количестве (OH^-, Сl^-). При погружении смолы в раствор противоионы теряют связь и переходят в раствор.

ROH или RCl - анионит

HR или NaR - катионит.

Au в цианистом растворе находится в виде комплекса Au(CN)₂^-. Здесь используют анионит.

ROH+Au(CN)₂^- RAu(CN)₂+OH^-



Рисунок 3. Принципиальная схема раздельного цианирования глинистых руд с извлечением золота ионообменными смолами

Описание технологии сорбционного цианирования

Химизм процесса

При сорбционном выщелачивании протекают 2 процесса:

1. Цианирование.

2. Сорбция растворения Au и примесей на смоле.

Au+NaCN+O₂+H₂O=NaAu(CN)₂+H₂O₂+NaOH

B растворе также находятся соединения: Ag, Cu, Fe, Zn, Ni.

В виде комплексов:[Ag(CN)₂]; [Cu(CN)₃]^2-; [Fe(CN)₆]^2-; [Zn(CN)₄]^2-; [Ni(CN)₄]^2-; CN^-, CNS^-, SO₃^2-, SO₄^2-, OH^-, S^2- и т. д.

При наличии смолы происходит сорбция:

RCl+[Au(CN)₂]^- R[Au(CN)₂]+Cl^-;

Аналогично другие Ме: R_n[Me(CN)_m].

Смола поглотит до 130 мг/г, из них только 5-12 мг/г Au.

После сорбционного выщелачивания выходит:

1. обеззолоченная пульпа: - твердая фаза 0,1-0,2 (0,3) г/т,

- жидкая фаза 0,01-0,02 м²/л (г/м³).

2.насыщенная смола: 5-15 (20) мг_Au/г_смолы.

3.60-80% мг_{примесей}/г_смолы.

Обеззолоченная пульпа поступает на распульповку для улавливания проскоченной смолы, далее на обезвреживание и в отвал.

Насыщенная смола поступает на регенерацию.

Цель регенерации заключается в том, чтобы выделить со смолы Au в богатый раствор, чтобы удалить из смолы примеси, востанавливающие её сорбционные свойства.

В регенерированной смоле C_Au<0,1-0,3 мг/г, С_{примесей,}<1-3 мг/г.

Десорбция смолы ведется методом элюирования т.е. вымыванием ионов Au и примесей из смолы различными пеакциями. Для сорбции Au используют раствор тиомочевины в H₂SO₄ (или HCl). С_thio=60-80 г/л, С_H2SO4=30 г/л.

При этом протекают следущие реакции:

R[Au(CN)₂]+Thio +H₂SO₄=[Au(Thio)₂]₂SO₄+2HCN+R₂SO₄

Термодинамика процесса сорбционного цианирования

Термодинамическая равновесная величина описывется изотермой сорбции

Чем больше вогнутость изотермы, тем селективнее смола.

Из изотермы видно, что содержание Au в смоле находится в зависимости от содержания Au в растворе.

Влияние примесей на емкость смолы:



На практике сорбционное цианирование ведут при минимально возможной концентрации CN^- и защитной щелочи.

С_CN-=0.01-0,02% ; C_CaO=0,001-0,01% .

Для смолы АМ-25 характерна избирательность смолы к Au.

Ряд избирательности:

[Au(CN)₂]^->[Zn(CN)₄]^2->[Ni(CN)₄]^2->[Ag(CN)₂]^->[Cu(CN)₃]^2->[Fe(CN)₆]^4->CNS^->CN^-.

Кинетические особенности процесса

Кинетика сорбции золота и серебра из цианистой пульпы свидетельствует о том, что большая часть золота переходит в фазу ионита за первые 2 часа перемешивания пульпы. Увеличение продолжительности контакта дает малый эффект вследствиие приближения системы смола-пульпа к равновесию: через 8 часов сорбция золота составила только 68,4%. Значительно уменьшается извлечение в фазу смолы серебра: 2% через 2 часа и 28% через 8 часов контакта смолы с пульпой. Полная сорбция благородных металлов происходит при значительном увеличении количества загружаемой смолы.



Продолжительность контакта, ч

Рисунок 4. Сорбция благородных металлов из цианистых пульп анионитом АН-18: 1-золото, 2-серебро.

Сорбционное выщелачивание ведет к значительному ускорению процесса растворения золота и сокращению продолжительности цианирования в 2-3 раза. Кроме того, в ряде случаев повышается степень извлечения золота, и заметно уменьшаются потери нерастворенного золота с хвостами цианирования. При сорбционном цианировании кварцевой руды, измельченной до 95,4% класса -0,044мм (при ж:т=2:1), в лабораторных условиях уже за первые 4 ч извлечение Au составило 8505%, а за 8 ч оно увеличилось до 96,8%. В условиях обычного цианирования за 4 ч перешло в раствор только 61,2% золота, 96,0% -за 24 часа цианирования. Таким образом, при совмещении процессов выщелачивания и сорбции растворенного золота скорость процесса цианирования возросла в 3 раза, при этом потери Au с хвостами снизилось с 1-1,2 до 0,8 г/т.

Ускорение процесса объясняется сдвигом равновесия золота в сторону образования аниона [Au(CN)₂]^- при понижении концентрации его в растворе вследствие сорбции анионом:

2Au+4CN^-+0.5O₂+H₂O=2[Au(CN)₂]^-+2OH^-

Анализ кинетики процесса показывает, что увеличение градиента концентрации аниона [Au(CN)₂]^- ускоряет диффузионный отвод его из зоны реакции и процесс растворения в целом. На повышение скорости растворения Au влияет также и удаление ионов сопутствующих неблагородных металлов в результате сорбции их из раствора смолой.

Исследованиями установлено, что процесс сорбции лимитируется либо пленочной диффузией, т.е диффузией CN^- ,через пленку раствора прилегающей к зерну смолы, либо гелевой диффузией , т.е диффузией CN^-, внутри зерна смолы.

Поэтому для увеличения скорости процесса сорбции желательно применение макропористых ионов и меньших размеров зерен.

Технологические параметры и показатели

Одним из наиболее важных вопросов в технологии сорбционного выщелачивания является установление необходимого числа ступеней в сорбционном каскаде. В общем случае это число может быть принято равным числу теоретических ступеней изменения концентраций в фазах при сорбции, определяемому графическим путем по изотерме сорбции и рабочей линиии. Количество аппаратов зависит от типа аппаратов и степени приближения процесса в нем к теоретическому. Так при использовании сорбционных пачуков каждый аппарат соответствует _т=0,305 теоретической ступени, а при использовании пульсационных колонн с насадкой КРИМЗ _т=0,708 теоретической ступени.

Число аппаратов типа сорбционных пачуко в каскаде определяется:

N=lg(C_н/C_к)lg m

Где С_н-концентрация золота в растворе, поступающем на сорбцию, мг/л; С_к-концентрация золота в растворе, выходящего из последнего аппарата, мг/л; m-коэффициент снижения содержания золота в растворе при прохождении пульпы через один аппарат сорбции (m=1,5…2,0).

Одним из основных параметров процесса является величина потока смолы в каскаде аппаратов. Величина этого потока определяется из уравнения материального баланса по металлу:

W(C-C)-QKA=P(A-A); P=

Продолжительность сорбционного выщелачивания т.е. время нахождения пульпы в аппаратах равно 6-20 часов. Время нахождения смолы в аппаратах:

_сорбц=100-300ч.

На практике время нахождения пульпы в пачуке колеблется от 0,5 до 2ч. Такие короткие периоды выгодны в кинетическом отношении так как соответствуют начальному наиболее круто поднимающемуся участку кинетической кривой сорбции

Таблица. Концентрация золота в руде растворе и анионите по аппаратам каскада сорбционного выщелачивания.

Показатель	Пачуки каскада
	1	3	5	7	9
Концентрация золота в растворе,г/м3	1,55	0,36	0,06	0,05	0,03
Содержание золота в Руде, г/т	1,0	0,75	0,45	0,35	0,3
Емкость смолы по золоту, г/кг	7,35	2,84	1,55	0,9	0,7

Схема цепи аппаратов

Сорбционное цианирование осуществляется по системе полного илового процесса при тонком измельчении руды до состояния илов крупностью 0,15 или 0,074мм. При более крупном помоле возникает опасность повышения потерь ионита вследствие разрушения зерен его песковой частью пульпы. В процессе используется крупнозернистый анионит с размерами зерен 0,6-1,5 мм, значительно превышающими размер рудных частиц. Это дает возможность отделять смолу от пульпы в процессе сорбции путем простой реакции разделения на сите с размером отверстий 0,4-0,45 мм. При этом более крупные зерна смолы задерживаются на сите, а мелкие частицы пуды и раствор проходят через сито и направляются в следущие аппараты.

Сгущенная пульпа вначале подвергается предварительному цианированию, без загрузки смолы, в стандартных агитационных аппаратах, обычно пневматических агитаторах-пачуках, в условиях, определяемых эксперементально: отношение т/ж=1..2-1, продолжительность цианирования 3-6 ч, оптимальная концентрация NaCN и CaO (для кварцево-окисленных руд 0,03-0,05% NaCN и 0.01-0.02% СaO). В процессе предварительного цианирования в раствор переходит большая часть золота от 60 до 80%, извлекаемого цианированием, в зависимости от характера руды. Оставшаяся нерастворенная часть золота извлекается при последующем процессе сорбционного выщелачивания. Предварительное выщелачивание большой части золота создает более благоприятные условия для сорбционного процесса, т.к емкость анионита возрастает с повышением золота в растворе.

Сорбционное цианирование эффективно осуществляется непрерывным противоточным методом в системе нескольких (8-12) последовательно соединенных аппаратов с пневматическим перемешиванием, оборудованных сетчатым дренажем для отделения смолы от пульпы. Цианистая пульпа из агитаторов предварительного цианирования поступает в первый аппарат и проходит через всю систему этих аппаратов, контактируя с противотоком анионита. При этом одновременно с сорбцией золота и других компонентов анионитом происходит дорастворение золота, оставшегося после предварительного цианирования. Из последнего аппарата выходит пульпа с отвальным содержанием золота в твердой и жидкой фазах, которая, пройдя контрольный грохот для отделения смолы, уносимой из-за дефектов дренажных сит, обезвреживается от цианистых соединений и сбрасывается в хвостохранилище. Отрегенерированный анионит с добавкой свежего для компенсации его потерь загружают в последний аппарат. Насыщенный золотом сорбент выходит из первого аппарата и направляется на регенерацию.

Использование противоточного движения позволяет вести процесс с относительно небольшой единовременной загрузкой анионита и получать максимально насыщенную золотом смолу при минимальных потерях растворенного золота с отвальной пульпой.

В связи с расходом цианида и щелочи необходимо производить подкрепление растворов по концентрации свободного NaCN до 0,03-0,05% и защитной щелочи до 0,005-0,01% CaO для поддержания их растворяющей активности. Это производится на 3-й или 4-й ступени сорбционного выщелачивания или в других пунктах схемы в зависимости от хода процесса.

Аппаратура, эскиз, принцип работы, показатели

Для предварительного цианирования пульп используется пневматический перемешиватель типа «пачук».

Пачуки состоят из цилиндрического чана с коническим днищем и опрным кольцом, устанавливаемым на фундаменте. Образующая конической поверхности днища с горизонтальной плоскостью составляет угол в 60⁰. В конусном днище чана имеется люк для ремонтных работ и патрубок для аварийной разгрузке чана. Отношение диаметра чана к его высоте находится в пределах 1:35.

Для эффективного перемешивания пульпы в нижней части чана в центре по его оси устанавливается аэролифтная труба, диаметр которой составляет 0,1 диаметра чана. Длина циркулятора зависит от размера пачука и составляет от 1/2 до 2/3 его высоты, а в некоторых случаях увеличивается до уровня зеркала пульпы в чане, который на 0,8-1,0 м ниже верхней кромки чана. Циркулятор устанавливается в чане при помощи пластин.

Расстояние между днищем пачука и нижней кромкой циркулятора колеблется от 0,3 до 0,5 м и выбирается с таким расчетом, чтобы площадь кольцевого пространства между стенками пачука и циткулятора была равна или немного больше площади сечения циркулятора.

К нижней части трубы циркулятора приваривается рубашка, к которой по трубе подводится сжатый воздух. Последний через щелевые прорези шириной 15-20 мм поступает в циркулятор, образуя пульпо-воздушную смесь, которая поднимается вверх по трубе, вызывая циркуляцию пульпы в чане. Скорость потока пульпы в аэролифте составляет 1,5-2,5 м/с. что соответствует 10-15 кратной циркуляции в час. В зависимости от интенсивности перемешивания пульпы расход воздуха составляет 0,02-0,03 м³/мин на 1 м³ пульпы, или от 0,2 до 0,4 м³/мин на 1 м² площади сечения пачука.

В нижней части находится диспергатор.

Пачук закрывается крышкой, в которой предусмотрены патрубки: для вентиляции, для подачи растворов и реагентов, для подачи сжатого воздуха в циркулятор, а так же люк для обслуживания верхней части аппарата.

Последовательно установленные пачуки устанавливаются на одном уровне и пульпа в последующие аппараты поступает самотеком. Пульпа входит в аппарат через патрубок. Пачуки аналогичной конструкции используются также для обезвреживания хвостов цианирования. Сорбционное цианирование осуществляется также в пневматических перемешивателях типа пачук, имеющих некоторые конструктивные особенности. Они отличаются наличием дренажных устройств для отделения смолы от пульпы и аэролифта для транспортировки пульпы и смолы. Дренажные устройства располагаются в надстройке, устанавливаемой на верхней части корпуса пачука.

Таблица. Техническая характеристика пачуков сорбционного выщелачивания.

Параметры пачука	Типоразмер пачука, м
	13	2,27	2,610	3,210	3,412	3,616	417	4,619	5,622
Емкость рабочая, м3	2	25	50	75	100	150	200	300	500
Размеры, мм: диаметр высота	1000 3000	2200 7000	2600 10000	3200 10000	3400 12000	3600 16000	4000 17000	4600 19000	5600 22000
Отношение высоты к диаметру	3,0	3,2	3,85	3,1	3,5	4,45	4,25	4,1	3,9

Отделение золотосодержащих растворов от хвостов. Экология

Декантация

В результате цианирования получают пульпу, состоящую из золотодержащего раствора и хвостов цианирования. Для отделения растворов от хвостов применяют декантацию и фильтрацию.

Периодическая декантация. Пульпу после перемещения переводят в декантационный чан, где твёрдые частицы осаждаются, а осветлённый раствор декантирует (сливается) через сифонное приспособление с поплавком, находящимся на поверхности жидкости. Осевший на дне чана материал содержит значительное количество золотодержащего раствора (обычно ж: т=1:1). Для отделения этого раствора сгущенный материал вновь переводят в агитатор, добавляют слабый цианистый раствор и подвергают перемешиванию - репульпации. Затем пульпу снова переводят в декантационный чан, декантируют осветлённый раствор и повторяют те же операции до тех пор, пока практически полностью не отмоют растворённое золото. Богатые золотодержащие растворы идут на осаждение золота. Бедные растворы, полученные при второй, третей и последующих промывках, используют как оборотные для промывки следующей порции хвостов цианирования. Таким образом, осуществляется принцип противотока, позволяющий получить хорошую степень отмывки растворённого золота при ограниченном объёме промывных растворов.

В настоящее время процесс периодической декантации иногда применяют цианирование небольших количеств богатых золотом концентратов. Непрерывная противоточная декантация в системе сгустителей находит применение в ряде случаев, когда обрабатываемые руды не содержат значительного количества глинистых веществ и легко сгущаются.

Фильтрация

В гидрометаллургической практике фильтрацией называют процессы отделения твёрдой фазы от раствора при помощи пористой перегородки. Эту операцию осуществляют на специальном аппарате, называемом фильтром, который в простейшем случае является сосудом, разделённым пористой фильтрованной перегородки. В раздельных частях сосуда создаётся разность давлений, под влиянием которой жидкость проходит через поры фильтрованной перегородки, а твёрдые частицы задерживаются этой перегородкой. Таким образом, суспензия (пульпа) разделяется на чистый фильтрат и влажный осадок.

Размещено на Allbest