Технологические процессы, происходящие в цехе сорбции

Промышленное обруднение в кварцевых жилах. Химический состав руд месторождения "Аксу". Распределение золота по классам крупности руды. Механизм растворения золота и серебра в цианистых растворах. Процесс сорбционного выщелачивания сгущенного продукта.

Рубрика Производство и технологии
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 16.09.2011
Размер файла 799,2 K

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

В мире установилась тенденция широкого использования активных углей в качестве осадителей металлов. В настоящее время практическую значимость имеет только сорбция из цианистых растворов, этому процессу отдается предпочтение. За рубежом ионообменные смолы не получили промышленного применения в качестве осадителей благородных металлов из цианистых пульп, это связано с лучшими сорбционными и кинетическими свойствами активных углей и их более высокой селективностью по отношению к золотоцианистому комплексу, а такие же их низкой стоимостью (в 7-12 раз ниже цены ионообменных смол).

Различают два вида активных углей: пылевидные (-0.1 мм) и гранулированные (0.2 мм). Сорбция золота активными углями сопровождается окислительно-восстановительными процессами. Находящиеся в растворе дицианоаурат-ионы на поверхности угля преобразуются в цианокарбонилы и затем восстанавливаются до металлического золота.

Преимущества пылевидных углей - в их низкой стоимости, высоких кинетических и емкостных характеристиках, возможности исключения регенерации. Для того, чтобы снизить потери золота с тонкодисперсными частицами угля и быстро его отделить от раствора декантацией, разработан способ коагуляции угля в присутствии сернокислого алюминия. Вместе с тем, аппаратура для извлечения благородных металлов из цианистых растворов дисперсным активным углем еще до конца не разработана. Использование пылевидных сорбентов для извлечения золота из пульп менее распространено, что обусловлено трудностью отделения сорбента от пульпы. Извлечение золота в концентрат в этом случае составляет 88-92%, при этом последний содержит до 60-80% шлама. Отделить шлам от дисперсного угля практически не удается.

Более перспективным в настоящее время является применение сферических активных углей, которые характеризуются хорошо развитой пористой структурой, равномерной во всем объеме гранул. Однако их потери за счет истирания в 2-2.5 раза выше, чем потери ионообменных смол. Вместе с тем, активные угли обладают значительно большей селективностью по отношению к золоту, чем указанные смолы. При достижении насыщения угля АУ-50 его сорбционная емкость распределяется только между золотом и серебром в соотношении 4:1, коэффициент селективности равен единице, а для анионита АМ-2Б в аналогичных с углем условиях - 0.19.

Сорбционное осаждение золота из цианистых растворов активным углем оказалось наиболее оптимальным методом при кучном выщелачивании золотосодержащих руд ряда месторождений Казахстана. Технологические схемы на каждом месторождении, естественно, имеют свои особенности.

Актуальность выбранной темы данной работы заключается в том, что при извлечении золота проходит несколько стадий обработки. Одна из них - сорбция. Проектирование цеха сорбции трудоемкий и ответственный процесс. Здесь задействовано мощное оборудование, а сам процесс требует наличия квалификационных специалистов.

Предметом исследования в дипломной работе являются технологические процессы, происходящие в цехе сорбции. Эти процессы будут изучены на примере Аксуской золотоизвлекательной фабрике, что определяет субъект исследования.

Цель работы - ознакомление с процессом сорбции. Для того чтобы изучить данный процесс необходимо решить ряд задач:

1. технологию процесса сорбции

2. выбор и расчет схемы сорбции

3. выбор и расчет основного оборудование цеха

4. выбор и расчет вспомогательного оборудования

Практическая значимость темы заключается в том, что цех сорбции требует постоянного усовершенствования оборудования с целью повышения производительности и качества получения концентрата.

Данная работа построена на основе материалов Аксуской золотоизвлекательной фабрики. Состоит из введения, общей и расчетной части, организации производства, труда и определение себестоимости I т концентрата, мероприятий по охране труда и окружающей среды, заключения.

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1 Сведения о предприятии

Рудник «Аксу» расположен в Акмолинской области (Республики Казахстан). В состав рудника «Аксу» входит подземный комплекс, состоящий из нескольких шахт и обогатительной фабрики с сорбционной схемой извлечения золота.

Район расположения характеризуется высокоразвитыми сетями железнодорожного и автомобильного транспорта. Через станцию Аксу проходит железнодорожный путь «Айсары - Ерементау» с выходом со станции Ерементау, практически на любое направление по железной дороге. Автомобильные дороги с асфальтовым покрытием связывают обогатительную фабрику в любом направлении; на Макинск (Кокшетау), на Ерементау, а также через Степногорск на Астану и Караганду.

Окружающая местность представляет собой типичный мелкосопочник, основными элементами рельефа, которого является открытые степные пространства с выделяющимися небольшими возвышенностями в виде невысоких холмов и гряд с пологими склонами. Относительное превышение их составляет несколько десятков метров, и редко достигает 50-70 м. Абсолютные отметки колеблются в пределах 270-325 м.

Гидравлическая сеть представлена небольшой речкой Аксу, протекающей в 2 км южнее фабрики в северо-восточном направлении.

В последние годы АЗИФ перерабатывает руды месторождений Аксуского рудного поля, а также целого ряда мелких месторождений, расположенных в пределах Аксу - Байлюстинского золотоносной зоны, и некоторых месторождений Центрального Казахстана.

Увеличение производительности Аксуской золотоизвлекательной фабрики по выпуску золотосодержащей продукции планируется за счет доизвлечения золота из «лежалых» хвостов переработки руды, полученных за период работы фабрики.

1.2 Характеристика поставляемого на Аксускую золотоизвлекательную фабрику рудного сырья

Сырьевую базу рудника «Аксу» в основе составляют два месторождения: месторождение «Аксу» и месторождение «Кварцитовые горки», расположенные в пределах единого рудного поля.

Увеличение производительности Аксуской ЗИФ по выпуску золотосодержащей продукции планируется за счет вовлечения в переработку руд добываемых подземным и открытым способами на месторождениях «Аксу» и «Кварцитовые горки», а также до извлечения золота из «лежалых» хвостов переработки руды, полученных за период работы фабрики.

Месторождение «Аксу»

Месторождение открыто с 30-х годов прошлого столетия и с этого времени разведывается и эксплуатируется.

Промышленное оруденение в кварцевых жилах рассредоточено в пределах 6-ти участков: Западном, Буденовском, Центральном, Старательском, первым и вторым Октябрьских. В настоящее время балансовые запасы учитываются по трем участкам : Буденовскому, первому и второму Октябрьскому.

Руды малосульфидные, золото пространственно связано с пиритом и редко наблюдается в самородном виде.

Промышленное оруденение участка, представленное минерализованными и прожилково-вкрапленными зонами, залегающими преимущественно в конгломератовой толще на глубине 130 м от поверхности, является слепым.

В последние годы в пределах месторождения «Аксу», где длительное время отрабатовались кварц-сульфидные жилы с высоким содержанием золото, установлена высокая продуктивность приповерхностных минерализированных зон. В пределах этого участка выделяется ряд преспективных площадей, по которым оценены прогнозы ресурсов, а по зоне Карьерной, в результате горно-буровой разведки 2000-2003 годов, впервые подсчитаны запасы промышленных руд для открытой добычи, которые апробированы в ГКЗ (192-03-А от 17.01.2003 года) и учитываются государственным баллансом.

Подсчет запасов выполнен с использованием следующих кондиции:

бортовое содержание золота в пробе для окантирования по мощности -0,5г/т;

максимальная мощность рудного тела, включаемая в подсчет запасов -0,5м;

максимальная мощность пустых пород и некондиционных прослоек, включаемых в рудный контур -0,5 м.

Аксуские месторождения, относятся к золото-кварцевой рудной формации, главным образом жильные, штокверковые. Рудные жилы сложены жильным кварцем с подчиненым анкриатом, хлоритом, серицитом, пиритом, халькопиритом, небольшими количеством шеелита, магнитита, ильменита, рутила. Валовое содержание сульфидов в рудах не привышает 5%. Промышленные руды месторождения Аксу содержат в среднем золота 33 г/т, серебра 13 г/т, ртути 0.06 г/т, висмута 14 г/т, меди 700 г/т, цинка 110 г/т, молибдена 7 г/т, мышяка 240 г/т, вольфрама 5 г/т.

В таблицах 1и 2 приведены характеристики руд месторождения Аксу, на примере руды шахты 38, жила 8 и шахта 39, горизонт 130 м, жила «Евдокия».

Химический состав руд месторождения «Аксу»

Таблица 1

Компоненты

Массовая доля в %;

Шахта 38

содержание г/т

Шахта 39

SiO2

55,5

60,8

Al2О3

14,6

11,7

CaO

4,7

4,1

MgO

1,5

1,2

Cu

Нет

Нет

Zn

0,23

0,08

Pb

Нет

Нет

Fe

5,6

5,0

As

Нет

Нет

Sb

Нет

Нет

Sобщ

2,9

2,4

Au

9,7

11,4

Ag

1,2

6,2

Плотность руды ,г/м

2,717

2,724

Насыпной вес г/ м

1,455

1,428

Распределение золота по классам крупности руды

Таблица 2

Классы крупности мм

Выход %

Свободное золото

Общее золото

Содержа-ние г/т

Распреде-ление %

Содержа-ние г/т

Распреде-ление %

+ 0,21

0,11

372,7

4,8

461,3

3,3

-0,21+0,15

0,82

174,4

16,9

176,4

8,7

-0,15+0,1

6,59

11,8

9,4

13,0

11,7

-0,1+0,07

10,56

7,7

9,8

9,8

14,2

-0,07+0,04

38,77

18,8

33,9

20,8

51,2

-0,04

43,15

0,53

2,8

1,83

10,9

Итого

100,0

6,43

77,6

8,28

100,0

1.3 Технология процесса сорбции

1.3.1 Значение процесса цианирования для извлечения золота из руд

Процесс цианирования является основным методом извлечения золота и серебра из руд и концентратов. Сущность этого процесса заключается в том, что измельченный материал, содержащий благородные металлы, приводится в соприкосновение с разбавленными щелочными растворами цианистого натрия, под действием которого золота и серебро переходят в раствор.

Относительная селективность цианида натрия, как растворителя, удачное сочетание процессов растворения и осаждения благородных металлов, простота аппаратурного оформления и другие преимущества цианирования делают этот процесс весьма эффективным и производительным, обеспечивая возможность применения данной технологии не только к концентратами, но и рядовым золотым рудам и даже к хвостам обогащения, содержащим 1-2 г/т золота.

К достоинствам цианистого процесса выщелачивания золота, как это не парадоксально звучит на первый взгляд, следует отнести его экологичность. Хорошо известно, что щелочные цианиды калия и натрия относятся к категории СДЯВ, что предъявляет особо жесткие требования к условиям их использования, хранения и транспортировки. Смертельная доза цианида в случае одномоментного попадания его в организм человека определена величиной 100 мг. На цианистые соединения установлены жесткие нормы ПДК (предельно допустимые концентрации) в воде, составляющие для хозьяственно-питьевых водоемов 0,1, а для рыбохозяйственных водоемов -- 0,05 мг/л. Это определяет недопустимость проникновения цианидов в поверхностные и грунтовые воды и необходимость их глубокого обеззараживания перед сбросом в хвостохранилище.

Вместе с тем, отработанные и выводимые из технологического процесса цианистые растворы относительно легко поддаются разложению различными химическими окислителями (хлор, озон, перекись водорода и др.) с образованием в конечном итоге азотсодержащих соединений и углекислоты, которые не только не представляют опасности для окружающей среды, но наоборот, флоры и фауны.

Все сказанное в сочетании с относительно низкой концентрацией цианидов в рабочих растворах, не агрессивностью цианистых растворов по отношению к различным конструкционным материалам и реальной возможностью их химической очистки до требуемых норм ПДК делает использование цианида в технологии получения золота наиболее удобным по сравнению с кислотами, концентрированными щелочами или солеными растворами.

Таким образом, представленный выше краткий обзор убедительно свидетельствует о том, что освоенный промышленностью более 100 лет назад процесс цианирования золотых руд в настоящее время не только не утрачивает своего значения, но наоборот, имеет тенденцию к дальнейшему развитию и совершенствованию, занимая доминирующее положение среди остальных методов металлургической переработки золоторудного сырья.

1.3.2 Механизм растворения золота и серебра в цианистых растворах

О том что золото растворяется в водных растворах цианидов, стало известно еще в середине 19-го века. Впервые растворимость золота в щелочном растворе цианистого калия обнаружил в 1834 году русский ученый-химик П.Р.Багратион, брат героя Отечественной войны 1812 года русского полководца ПИ. Багратиона. Спустя 10 лет английские ученые Эльснер и Фарадей объяснили эту реакцию и дали классическое уравнение, которое легло в основу цианистого процесса переработки золотосодержащих руд и концентратов. Установлено что растворение золота в цианистых растворах протекает в присутствии кислорода по реакции:

2Au + 4NaCN + 1/2O2 + H2O = 2 Na[Au(CN)2] + 2NaOH (1)

Из реакции видно, что золото переходит в раствор в виде золотоцианистой соли натрия, которая диссоцирует в растворе на ионы:

Na[Au(CN)2] = Na+ + [Au(CN)2]- (2)

Таким образом, растворенное золото находится в составе сложного иона, представляющего собой комплексный цианистый анион с одним отрицательным зарядом.

Реакция растворения серебра в цианистом растворе протекает аналогично золоту по уравнению:

4Ag + 8NaCN + 2O2 + 2H2O = 4 Na[Au(CN)2] + 4NaOH (3)

Рассмотрим подробно механизм растворения золота в цианистом растворе: почему и как золото переходит в раствор, какие для этого нужно создать условия.

Согласно современным представлениям процесс растворения золота в цианистых растворах является по своей природе электрохимическим и подчиняется общим законам электрохимии.

Известно, что для растворения, какого либо металла необходимо создать, как минимум два условия:

первое -- иметь в наличии раствор электролита, в котором растворенное вещество диссоцировано на ионы и проводит электрический ток;

второе-- обеспечить разность потенциалов в форме электрической пары двух металлов находящихся в растворе в твердом состоянии.

В нашем случае раствор цианистого натрия является электролитом, в нем имеет место реакции диссоциации ионов:

NаСN = Nа+ + CN- (4)

Мы уже знаем, что золото в природе в чистом виде никогда не встречается. Обычно оно находится в виде природного сплава с другими металлами, а в руде оно рассеяно в виде частиц. Трудно допустить, что в процессе тонкого измельчения руды мы полностью обнажаем и изолируем золотые частицы от окружающей породы, поэтому большая часть золотин остается в контакте с сопровождающей горной породой и ее спутникам, каковыми являются кварц, пирит, медный колчедан, галенит и другие минералы.

Наличие контакта между двумя металлами или между золотиной и минералом способствует возникновению разности потенциалов. Золото в этом случае электроположительно к серебру и минералам. Это означает, что при опускании в цианистый раствор золота, находящегося в природном сплаве с серебром или в контакте с пиритом, в растворе цианистого электролита протекает ток электронов от поверхности золота к поверхности пирита.

Под влиянием электрического тока катионы Nа+ направляются к катоду - пириту, а анионы СN- движется к аноду -- золоту. Катионы Nа+, достигнув катода, отдают свой заряд, и натрий тотчас реагирует с водой по реакции:

2 Nа+ + 2Н2О -2е = 2 NаОН + Н2^ с выделением водорода.

Анионы СN- точно также, соединившись с анодом, разряжаются и соединяются с золотом по уравнению:

Au+ + СN- = AuCN (5)

При этом образуется цианистое золото, но оно пока не переходит в раствор. Только взаимодействуя дальше с избытком цианида, образуется двойная цианистая соль золота, которая способна переходить в раствор:

AuCN + NaCN = Na [Au(CN)2] (6)

Водород, получивший по реакции натрия с водой, собирается на поверхности катода и образует с ним гальваническую пару, электродвижущая сила которой направлена в сторону, противоположную направлению первичного тока. И если при этом не принять мер по удалению водорода, то растворение золота прекратится.

Таким образом, чтобы золото продолжало растворяться, необходимо постоянно удалять с поверхности катода выделяющийся водород. Эту функцию связывания и удаления с поверхности пирита водорода выполняет кислород, растворенный в воде.

Роль кислорода при растворении золота в цианистом растворе показывает, что при замыкании электрической цепи в начальный момент появляется ток значительной величины, что соответствует началу растворения золота.

Но как только поверхности пирита скапливается образовавшийся водород, растворение золота прекращается, о чем свидетельствует возвращение стрелки прибора на 4-е деление. С подачей чистого кислорода к катоду-пириту появляется прежней силы ток и снова начинается интенсивное растворение золота.

Опыт демонстрирует полное соответствие теории растворения золота в цианистом растворе. Он показывает, что водород, выделяющийся на катоде, является причиной уменьшения тока, что его удаление с поверхности катода при помощи кислорода тут же интенсифицирует процесс растворения золота. Из этого опыта можно сделать и второе заключение, а именно кислород в процессе растворения золота непосредственного участия не принимает.

Механизм растворения серебра в цианистых растворах примерно такой же, если серебро находится в руде в самородном виде или в составе самородного золота. Если серебро связано в химические соединения и присутствует в руде в виде минералов, его растворение протекает, как химическая реакция взаимодействия веществ с образованием растворимых солей серебра.

Приведем две реакции растворения минералов серебра в цианистом растворе:

аргентит:Аg2S+4NaCN = 2 Na [Ag(CN)2] + Na2S (7)

кераргит: AgCI + 2NaCN = Na [Ag(CN)2] + NaCI (8)

Химические реакции растворения серебра в цианистом растворе достаточно просты и не требуют присутствие кислорода.

1.3.3 Кинетика процесса цианирования

Под кинетикой понимается скорость протекания технологического процесса и установление факторов, влияющих на продолжительность протекания процесса, в нашем случае -- процесса цианирования золотосодержащих руд и концентратов.

Взаимодействие золота и серебра с цианистым раствором протекает на границе раздела двух фаз -- твердой и жидкой, поэтому для непрерывного протекания реакции растворения необходим непрерывный подвод реагирующих веществ к этой границе и отвод продуктов реакции. Очевидно, что протекающие при растворении явления не так просты и состоят, как правило, из нескольких последовательных стадий, включающих, помимо собственно химической реакции, также стадии диффузии исходных веществ и получаемых продуктов.

Известно, что скорость наиболее медленно протекающей стадии определяет скорость всего процесса в целом. Если самая медленная стадия процесса растворения -- химическая реакция, то скорость всего процесса определяется исключительно скоростью этой реакции. В данном случае принято говорить, что процесс протекает в кинетической области. Если же скорость диффузии реагирующих веществ значительно меньше скорости химической реакции, то определяющим этапом будет диффузия и тогда, как принято говорить, процесс протекает в диффузионной области.

Рассмотрим процесс растворения золота в цианистом растворе с кинетической точки зрения. Вокруг частиц золота, находящихся в растворе цианида, находится слой раствора, в котором концентрация цианида ниже, чем во всем объеме раствора, так как именно в этом слое цианид интенсивно расходуется на взаимодействие с золотом. Возникающая разница концентрация реагента вблизи поверхности твердой частицы и в объеме раствора приводит к необходимости диффузии ионов СN- и кислорода из объема раствора к поверхности золотин. Образующиеся при растворении золота продукты реакции диффундируют в объем раствора.

Таким образом, процесс растворения золота в цианистом растворе можно представить в виде 4-х элементарных стадий:

1. Абсорбция -- растворение кислорода в цианистом растворе;

2. Перенос цианид-ионов и молекул кислорода из объема раствора к поверхности золотин;

З. Химическая реакция на поверхности частиц золота;

4. Перенос ионов -- растворимых продуктов реакции -- с поверхности металла в объем раствора

Каждая из этих стадий характеризуется своей собственной скоростью; любая из них в общем случае может оказаться самой медленной, которая и будет определять общую скорость всего процесс в целом.

Рассмотрим подробно, что происходит на каждой стадии растворения золота:

Первая стадия состоит в поглощении раствором молекул газообразного кислорода. Растворение кислорода происходит в тонкой приграничной пленке жидкости, непосредственно соприкасающейся с газом, и скорость его растворения тем больше, чем меньше «время жизни» этой пленки и чем больше ее поверхность. Здесь речь идет о пленке, которая образуется при возникновении воздушных пузырьков. Поэтому для ускорения процесса абсорбции кислорода необходимо увеличение поверхности соприкосновения газа с жидкостью и непрерывное приведение в контакт воздухом новых слоев раствора. На практике для этого применяют специальные аэрирующие устройства, интенсивно насыщающие раствор и обычно не лимитирует скорость всего процесса растворения золота.

Вторая стадия-перенос реагентов к поверхности золотин -- происходит вследствие конвективной диффузии, скорость которой зависит от величины поверхности раздела фаз, разницы концентрацией в прилегающем слое и в объеме раствора, а также от коэффициента диффузии реагирующих веществ.

Скорость протекания третьей стадии -- химической реакции - зависит от величины поверхности, на которой совершается реакция, и концентрации реагентов в слое жидкости, непосредственно прилегающем к поверхности твердого тела.

Четвертая стадия - перенос продуктов реакции с поверхности твердого тела в объем раствора -- также носит диффузионный характер и подчиняется тем же закономерностям диффузии ионов и молекул в растворе.

Многочисленные исследования, проведенные по цианированию золотосодержащих руд, анализ работы действующих ЗИФ показывает, что в реальных условиях процесс растворения благородных металлов в большинстве случаев носит диффузионный характер. При высоких концентрациях цианида в растворе, когда скорость диффузии ионов СN- относительно велика, самой медленной стадией растворения золота является диффузии молекул растворенного кислорода в зоне реакции. При низких концентрациях ионов СN- диффузия их протекает со скоростью меньшей, чем диффузия молекул растворенного кислорода, и скорость процесса цианирования в этом случае ограничивается скоростью подвода этих ионов к поверхности частиц золота.

В связи с этим, все факторы, ускоряющие диффузию, следует рассматривать как возможные пути интенсификации процесса цианирования. Несомненно, что с увеличением скорости перемешивания скорость диффузии возрастает. Поэтому, используя интенсивное перемешивание цианистой пульпы, можно достичь значительного ускорения растворения золота независимо от того, лимитируется процесс диффузией цианид-ионов или диффузией молекул растворенного кислорода. Это важный вывод широко используют в практике цианистого выщелачивания золотосодержащих руд, применяя различные аппараты с высокой интенсивностью перемешивания пульпы.

1.3.4 Факторы, определяющие скорость и полноту процесса цианирования золота в производственных условиях

Знание основных факторов, влияющих на ускорение или замедление скорости цианистого выщелачивания золота, позволяет квалифицированно управлять технологическим процессом. Основным из них являются: концентрация цианистого натрия, температур, крупность и форма частиц золота, вязкость пульпы, интенсивность перемешивания и некоторые другие.

1.3.5 Концентрация цианида в растворе

Это один из основных факторов, определяющих скорость цианирования и полноту извлечения золота в раствор. Наиболее успешное растворение золота происходит в слабых растворах цианистого натрия с концентрацией 0,03-0,25% по NaCN, что доказано опытами и повседневной практикой золотоизвлекательных фабрик. Увеличивая концентрацию цианида от 0,05% до 0,25 можно достичь максимальную растворению золота. Дальнейшее увеличение концентрации цианида в растворе не приводит к увеличению скорости растворения, а наоборот, даже несколько понижается. Та же закономерность наблюдается и для серебра.

Эта закономерность объясняется причинами физико-химического порядка и в основном явлениями диффузии в процесс растворения золота. При растворении золота цианид и кислород расходуется в первую очередь из приграничного слоя раствора, непосредственно прилегающего к золотинам. Очевидно, что в этом слое концентрация данных веществ понижается, следствием чего является понижение или даже прекращение процесса растворения. Дальнейшее успешное растворение золота возможно при пополнении пограничного слоя цианидом кислородом из объема раствора путем диффузии, и чем больше будет их скорость диффузии ионов, тем выше будет скорость растворения.

С этой точки зрения повышение концентрации цианистых растворов увеличивается скорость растворения золота лишь в том случае, если количество притекающего к частицам золота кислорода достаточно для интенсивного протекания реакции. Поскольку растворимость кислорода в цианистых растворах в обычных условиях величина ограниченная и составляет 7-8 мг. То очевидно, что при известной предельной концентрации цианида в растворе весь кислород, притекающий к растворяющейся частице золота, будет целиком расходоваться на связывание водорода, и дальнейшее повышение концентрации раствора по цианиду оказывается бесполезным. Другими словами, на повышение концентрации цианида накладывается ограничение растворимости кислорода.

Увеличение концентрации цианида в растворе приводит к увеличению количества ионов СN-, но одновременно с этим повышается вязкость среды, что отражается на скорости передвижения ионов и вследствие этого замедляется скорость растворения золота.

Применение слабых цианистых растворов для выщелачивания золота связано еще и с тем, что при небольших концентрациях цианида резко уменьшается скорость растворения неблагородных металлов, почти всегда присутствующих в золотосодержащих рудах в виде различных минералов.

Примесные металлы быстрее растворяются в крепких цианистых растворах, нежели золото, поэтому во избежание лишней траты цианистого натрия и уменьшения загрязнения золотосодержащего раствора привесными металлами процесс цианирования стараются вести в слабых растворах цианида.

На практике золотосодержащие руды обрабатываются цианистыми растворами с концентрацией NaCN в пределах 0,05-0,15%, и очень редко применяются более крепкие растворы -- до 0,35%.

Серебро растворяется медленнее золота и в рудах оно встречается в более значительных количествах, чем золото. Поэтому при переработке серебряных руд концентрацию цианида поднимают до 0,5%. При этом расход цианида резко увеличивается, и его стоимость становится соизмеримой со стоимостью извлекаемого серебра. В этом случае процесс цианирования ведут при меньших концентрациях цианида с целью максимального извлечения в раствор только золота, серебро при этом извлекается только как попутная продукция.

При переработке золотосодержащих концентратов применяются более крепкие цианистые растворы крепостью по NaCN от 0,25 до 0,4%.

При выборе оптимальной концентрации цианида при цианировании руд и концентратов необходимо учитывать, что она должна соответствовать оптимальному значению как в отношении извлечения золота, так и в отношении других технико-экономических показателей процесса. Как уже отмечалось, увеличение концентрации цианида до известного предел повышает скорость растворения и извлечения золота, но в большинстве случаев значительно увеличивает расход цианида.

1.3.6 Растворимость кислорода в цианистых растворах

Выше говорилось, что необходимым условием растворения золота и серебра в цианистых растворах является присутствие кислорода. Слабые цианистые растворы, применяемые для обработки золотосодержащих руд, растворяют воздух, а следовательно и кислород. Из физики известно, что растворимость газа в жидкости при постоянной температуре пропорционально давлению, а в смеси газов растворимость каждого газа пропорциональна его парциальному давлению. Установлено, что растворимость кислорода в воде при 760 мм рт.ст. составляет 9,15 мг/л. Распространяя это на слабые цианистые растворы, можно считать, что в 1л раствора при тех же температурах и давлении содержится кислорода 9,15 мг.

Растворение кислорода в цианистых растворах протекает даже при состоянии их на воздухе в покое, но скорость насыщения их кислородом в этом случае невелика в виду слабой диффузии газа через спокойную поверхность раствора. В производственных условиях насыщению растворов в аппаратуре, перекачивание их насосами, при протекании по желобам и трубопроводам. Средняя концентрация кислорода в производственных растворах составляет 5-6 мг/л, при этой концентрации кислорода растворение золота проходит удовлетворительно.

В крепких растворах с высокой концентрацией цианида (более 5%), которые дозируются в процесс цианирования пульпы, растворимость кислорода падает до минимума. В жидкой фазе пульпы цианирования из-за высокой вязкости растворимость кислорода также невелика. Поэтому для обеспечения необходимого количества кислорода при проведении процесса цианирования пульпу необходимо аэрировать, т.е. искусственно вводить в пульпу кислород с воздухом.

В большинстве случаев концентрация цианида в рабочих растворах несколько превышает оптимальную, и процесс растворении контролируется диффузией кислорода. Поэтому снижение концентрации кислорода в результате протекания побочных реакций окисления неизбежно приводит к уменьшению скорости растворения золота. Учитывая это, вопросу интенсивной аэрации цианистой пульпы всегда нужно уделять большое внимание, стараясь поддерживать концентрацию кислорода в растворе возможно более близкой к равновесной. В современных аппаратах для осуществления цианистого процесса пульпа интенсивно перемешивается с помощью сжатого воздуха, что является достаточным для снабжения кислородом реакции растворения золота.

Растворимость кислорода в цианистых растворах заметно падает при повышении температуры, поэтому цианистые растворы используют при температуре не выше комнатной.

Заметное замедление скорости насыщения кислородом цианистой пульпы может вызвать присутствие в руде минералов, таких как сероводородов, сернистые щелочи, растворимые щелочные сульфиды и других. В этих случаях пульпу необходимо интенсивно аэрировать в течение продолжительного времени ил вводить в пульпу дополнительные окислители, например, перекись водорода. Применение окислителей в процессе цианирования позволяет обходить без кислорода, так как окислители, взаимодействуя с компонентами руды, выделяют свой кислород, который использует для деполяризации образующегося водорода. Применение различных химических окисляющих веществ КМn04, Nа202, Н202, РЬО2 большого успеха не имеет вследствие их высокой стоимости, а также потому, что они окисляют цианид до солей циановой кислоты (NаСNО).

Из всех перечисленных окислителей распространение получила только “марганцовка”, которая применяется для прекращения растворения золота при наборе сменных проб пульпы из цианистого процесса.

1.3.7 Температура

С повышением температуры цианистых растворов растворимость золота несколько увеличивается. Но при этом имеет место ускорение протекание побочных реакций с неблагородными металлами, что ведет к загрязнению раствора примесями, что нежелательно для дальнейшего процесса сорбции.

Увеличение температуры раствора, кроме всего прочего, ведет к уменьшению растворимости кислорода, что также крайне нежелательно, и вызывает разложение самого цианида, приводящее к излишним потерям реагента.

В силу этих причин, а также значительного расхода энергии на нагрев больших объемов фабричный аппаратуры увеличение температуры при проведении процесса цианирования обычно не практикуется.

1.3.8 Крупность и состояние поверхности частиц золота

Крупность частиц золота является одним из основных факторов, определяющих скорость цианирования. Мелкие частицы золота растворяются значительно быстрее, чем крупные) поскольку их удельная поверхность значительно больше. Хотя в большинстве случаев основная масса золота в руде представлена в виде мелких частиц размером от 1 до 50 мк, все же часть золота находится в руде в виде крупных золотин, поэтому на растворение крупного золота затрачивается в несколько раз больше времени, чем обычно. Как правило, на золотоизвлекательных фабрик крупное золото извлекают в голове процесса -- гравитационными аппаратами в цикле измельчения руды, а остальную часть руды с тонким и мелким золотом либо полностью подвергают цианированию, либо обогащают с получением концентратов.

Сложную задачу представляет извлечение тонкодисперсного золота крупностью менее 1-5 микрон. Такое золото не всегда удается вскрыть даже при сверхтонком измельчении. Руды, содержащие тонкодисперсное золото, относятся к труднообрабатываемым (их еще называют “упорными” и для их переработки применяют специальные методы.

Тонковкрапленное золото в рудах делят на две основные категории:

- золото, распределенное в кварце;

- золото, распределенное в сульфидных минералах.

В рудах первой категории крупность золота обычно такова, что тонкие и сверхтонкое измельчение обеспечивает достаточную степень вскрытия золотин. для их переработки используют схемы с трехстадиальным измельчением, дающие весьма тонкий помол (90-95% класса -0,074 мм). Цианирование такого тонкоизмельченного материала позволяет, как правило, получать отвальные хвосты с невысоким содержанием золота.

Для руд второй категории характерна значительно более тонкая вкрапленность золота, главным образом, в пирите и арсенопирите. Такие руды, как правило, подвергают флотационному обогащению, извлекая в концентрат золотосодержащие сульфиды с тонким золотом.

Если крупность золота такова, что позволяет вскрыть золото тонким измельчением, флотоконцентрат доизмельчают и цианируют. В случае, если в сульфидах золото тонкодисперсное и сверхтонкое измельчение не позволяет достичь необходимой степени вскрытия золота, такой концентрат подвергают окислительному обжигу, после чего его можно цианировать.

Величина площади поверхности частиц золота определяется не только их размером, но и формой. Поэтому форма золотин также влияет на скорость цианирования. При равной массе золотин скорость растворения шарообразных частиц, имеющих минимальную поверхность, меньше, чем кубических, а кубических меньше, чем пластинчатых.

В процессе цианистого выщелачивания поверхность золотин по мере растворения уменьшается и соответственно снижается количество золота, переходящее в раствор в единицу времени. Вот почему скорость растворения на заключительных стадиях цианирования сильно замедляется и в последнем аппарате часто оказывается равной нулю.

Иногда поверхность частиц золота в руде покрыта пленками различных металлов или их окисей. Эти пленки затрудняют доступ цианида к золоту. В этом случае говорят, что золото находится в рубашке. Такое золото плохо извлекается не только цианированием, но и методами амальгамации и флотации. Для уменьшения влияния пленок руду или концентрат подвергают дополнительному измельчению или используют химические методы разрушения пленок.

1.3.9 Вязкость пульпы

Коэффициент диффузии, следовательно, и скорость цианирования, в большой степени зависят от вязкости пульпы. Вязкость пульпы определяется соотношением в руде кристаллических и коллоидных частиц и степенью разжижения пульпы, выражением которой является отношение Т:Ж. Говоря о коллоидных частицах) называемых илами, имеются ввиду частицы высокой дисперсности, размеры и свойства которых приближаются к коллоидным. На практике под илами обычно понимают наиболее мелкие дисперсные частицы руды, чаще всего аморфные, которые чрезвычайно медленно оседают из пульпы при ее отстаивании.

Илы подразделяют на первичные и вторичные. Первичные илы образуются самом месторождении и представляют одну из составных частей руды. В чисто кварцевых рудах количество илов ничтожно мало, но в некоторых рудах их содержание достигает 30-35%. Обычно это глинистые и охристые руды.

Вторичные илы образуются в результате истирающего действия дробильноизмельчительных машин и состоят из весьма мелких частиц кварца, силикатов и других переизмельченных пород.

В отличие от кварцевых, глинистые и охристые руды при пониженных степенях разжижения образуют пульпы с повышенной вязкостью, возрастающей при длительном перемешивании вследствие набухивания коллоидных частиц. Высокая вязкость обусловливает резкое снижение скорости растворения золота в таких пульпах. Поэтому их цианирование возможно только при повышенных отношениях Т:Ж., те. более разжиженных.

Однако увеличение соотношения Т:Ж в пульпе требует увеличение объема аппаратуры, необходимой для цианирования, и соответственно увеличения расхода реагентов. Кроме того, присутствие в пульпе большого количества илов сильно затрудняет последующие операции сгущения, фильтрации и промывки. Поэтому руды с высоким содержанием природных илов обычно к категории упорных.

1.3.10 Гидролиз цианистых растворов. Защитная щелочь

При приготовлении технологических цианистых растворов и проведении процесса цианирования пульпы часто наблюдается выделение в воздух паров синильной кислоты НСN. Это происходит в результате гидролиза цианистого натрия (гидролиз -- это разложение веществ под действием воды) по реакции:

NaCN + H2O = ^HCN + NaCN (9)

В результате этой реакции образуется летучая синильная кислота и щелочь. Обычно гидролизу подвержены химические соединения, состоящие из кислотного остатка слабых кислот и щелочных металлов сильных оснований. Цианид натрия относится как раз к таким веществам. Гидролиз цианистых растворов приводит к существенным потерям цианида и заражению атмосферы цеха парами цианистого водорода, который оказывает вредное воздействие на человеческий организм. Чтобы защитить цианистые растворы от разложения в них вводят так называемую «защитную щелочь. Установлено, что присутствие в растворе 001% NаОН полностью подавляет гидролиз цианида. Однако при цианировании руды в результате образования кислот и различных реакций взаимодействия с рудными компонентами расход щелочи увеличивается, и указанной концентрации может не хватить для полного обеспечения защитного действия. Поэтому в процессе цианирования поддерживают такую концентрацию щелочи, чтобы в растворе всегда был некоторый ее избыток.

Защитное действие щелочи объясняется тем, что при добавлении ее в раствор реакция гидролиза цианида смещается в обратном направлении:

NaCN + H2O = ^HCN + NaCN (10)

В результате чего вновь образуется NaCN и гидролиз прекращается.

В качестве защитной щелочи на большинстве золотоизвлекательных фабрик используют обычную негашеную известь. Но в последнее время стоимость извести резко возросла и поэтому все чаще в качестве защитной щелочи при цианировании применяется каустическая сода NаОН

Ряд условий проведения цианистого процесса не позволяет повышать концентрацию щелочи сверх необходимого минимума. К таким условиям относятся следующие:

· цианистых растворах с повышенной концентрацией щелочи понижается скорость растворения золота вследствие образования на поверхности золотин пленок;

· взаимодействия цианида с некоторыми минералами, например, сурьмянистыми, значительно усиливается в присутствии щелочи.

Поэтому для каждого конкретного сырья подбирается оптимальный режим защитной щелочи при проведении процесса цианирования.

1.3.11 Цианирование перемешиванием

Цианирование перемешиванием -- значительно более эффективный процесс по сравнению с цианированием просачиванием. Это объясняется хорошим вскрытием выщелачиваемого золота (вследствие тонкого измельчения руды), благоприятными условиями диффузионного подвода ионов CN- и молекул растворенного кислорода к поверхности золотин (вследствие интенсивного перемешивания), и энергичным и а кислороживанием пульпы в процессе выщелачивания. Поэтому по скорости выщелачивания и полноте извлечения золота цианирование перемешиванием значительно превосходит цианирование просачиванием и кучное выщелачивание.

Необходимая степень измельчения руды зависит от крупности золота. В некоторых случаях (при тонковкрапленном золоте) руду подвергают весьма тонкому измельчению до --0,074 и даже --0,043 мм. Но если характер вкрапленности золота не требует такого измельчения, то цианируют пульпу с грубо измельченным материалом, например, до --0,3 мм.

После измельчения получаемая пульпа (слив классификатора) сильно разжижена (Ж:Т=5: 1 и выше), поэтому для сокращения потребного объема гидрометаллургической аппаратуры ее предварительно сгущают. Сгущенный продукт подвергают цианированию перемешиванием при Ж : Т= 2 : 1. Золотосодержащий раствор отделяют декантацией или фильтрованием и направляют на осаждение золота. Хвосты после промывки идут в отвал.

Тонкое измельчение руды и фильтрование иловой пульпы-- энергоемкие операции. Поэтому цианирование перемешиванием требует значительно более высокого расхода энергии по сравнению с цианированием просачиванием и кучным выщелачиванием.

Процесс выщелачивания осуществляют в периодическом или непрерывном режиме.

При цианировании в периодическом режиме пульпу периодически отдельными порциями закачивают в параллельно работающие аппараты для выщелачивания. После перемешивания в течение определенного времени, необходимого для перевода золота в раствор, пульпу выпускают или перекачивают в чан-сборник, а в выщелачивательные аппараты закачивают новую порцию пульпы. В чане-сборнике выщелоченная пульпа накапливается и поддерживается во взвешенном состоянии до поступления в последующую стадию обработки (фильтрование).

При непрерывном выщелачивании пульпа поступает в цепочку (каскад) из последовательно соединенных аппаратов, где она перемешивается.

Средняя продолжительность пребывания пульпы в каскаде определяется уравнением, ч

т = V/Q, (11)

где V -- суммарный объем всех аппаратов в каскаде, м3;

Q -- поток пульпы, м3/ч.

т = V/Q= 4004/211=19 ч

Очевидно, что значение т должно быть достаточным для перевода в раствор всего золота. Число аппаратов в каскаде обычно выбирают не менее 4--6 (лучше 8--12). При меньшем числе аппаратов весьма велика дисперсия (разброс) времени пребывания отдельных частиц относительно среднего значения т, определяемого уравнением (1). Другими словами, при малом числе аппаратов значительная доля частиц выщелачиваемой руды «проскакивает» все аппараты за время, недостаточное для перевода всего золота в раствор, а значительная доля задерживается в каскаде излишне долго, т. е. дольше, чем необходимо для полного выщелачивания золота. И то, и другое нежелательно, так как снижает извлечение золота и ухудшает эффективность использования объема аппаратуры. Непрерывно действующая система выщелачивания обычно соединяется с непрерывной системой отделения золотосодержащего раствора.

По принципу действия чаны для цианирования перемешиванием подразделяют на следующие типы:

1) с механическим перемешиванием;

2) с пневматическим перемешиванием;

3) с пневмомеханическим перемешиванием.

К первому типу относятся чаны-сборники (мутилки) и чаны с импеллерной мешалкой.

Основным достоинством чанов с импеллерной мешалкой является весьма высокая интенсивность аэрации и перемешивания пульпы. Однако вследствие высокого расхода электроэнергии применение этих аппаратов в золотоизвлекательной промышленности ограничено.

Основным типом чанов с пневматическим перемешиванием является весьма распространенный аппарат с центральным аэролифтом -- пачук. Пачук представляет собой высокий цилиндрический чан с коническим дни- щем. Высота чана обычно в 3--4 раза превышает диаметр. В центре чана расположен аэролифт (циркулятор) 2. Последний представляет собой широкую открытую с обоих концов трубу, в нижней части которой предусмотрена воздушная рубашка 4. По трубе 3 в рубашку подают сжатый воздух, который через прорези 5 поступает в виде отдельных пузырьков в трубу 2. Находящаяся здесь пульпа смешивается с воздухом, образуя воздушно-пульповую смесь, плотность которой меньше, чем плотность пульпы. Поэтому смесь поднимается кверху и выливается через верхний край трубы 2. Более плотная, не содержащая пузырьков воздуха пульпа поступает в трубу снизу. Таким образом в аппарате устанавливается непрерывная циркуляция пульпы. При нарушении режима перемешивания (например, в случае прекращения подачи воздуха) нижняя часть аппарата может забиться осевшими твердыми частицами. Для их взмучивания служит диспергатор 6, с помощью которого в нижнюю часть конического днища при необходимости можно подать сжатый воздух.

Расход воздуха в пачуках лежит в пределах от 1 до 3 м3/мин на 100 м3 рабочего объема аппарата. Давление воздуха зависит от высоты аппарата и плотности пульпы; обычно оно составляет 200--400 кПа.

Преимущества аппаратов этого типа состоят в возможности перемешивания весьма густых пульп (с содержанием твердого до 50--60 %), простоте устройства (отсутствуют движущиеся части) и интенсивной аэрации пульпы. Последнее обусловлено поступлением в аппарат воздуха при давлении выше атмосферного, что существенно увеличивает концентрацию кислорода в жидкой фазе пульпы.

? аппаратам с певмомеханическим перемешиванием относится часто применяемый чан с центральным аэролифтом и гребковой мешалкой. Основное достоинство этих аппаратов -- их небольшая высота и хорошая аэрация пульпы. ? недостаткам этих чанов относится постепенное накопление в них крупных тяжелых частиц, что заставляет периодически прибегать к очистке аппарата.

Перспективными аппаратами для цианирования являются пульсаци-онные колонны. Пульсационная колонна (рис.1) имеет высокий цилиндрический корпус 1 с коническим днищем 6 и находящуюся внутри тарельчатую насадку. Последняя представляет собой набор дисков (тарелок) 2 со множеством прямоугольных отверстий. Короткие стороны отверстий имеют отогнутые вверх и вниз лопатки, при этом на соседних дисках лопатки направлены в противоположные стороны. Цианируемая пульпа подается в колонну сверху и стекает по иасадке вниз. Пульсация создается с помощью пневматического пульсатора 3. Вырабатываемые им импульсы сжатого воздуха поступают в пульсационную камеру 5, где передаются находящейся в колонне пульпе. Вследствие наложения пульсаций на движущуюся вниз пульпу последняя протекает через отверстия насадки в виде множества микровихрей н приобретает вращательное движение, направление которого зависит от расположения лопаток и направления импульса. Так как направление лопаток на дисках чередуется, то вращение пульпы в соседних межтарельчатых пространствах происходит в противоположных направлениях. Результирующим является спиралевидное движение пульпы по высоте колонны.

Пульпа

Воздух

Рнс. 1. Пульсационная колонна:

1 -- корпус; 2 --тарелка; 3-- пневматический пульсатор; 4 -- распределительное устройство для подачи воздуха; 5 -- пульсацноиная камера; 5 -- днище; 7--аэролифт; 8 -- регулятор уровня

Аэрация пульпы создается воздухом, подаваемым через распределительное устройство 4. Разгрузка пульпы производится из нижней части колонны с помощью аэролифта 7. Постоянство уровня пульпы в аппарате поддерживается регулятором 8, управляющим подачей сжатого воздуха в аэролифт.

Достоинством пульсационных колонн является высокая интенсивность перемешивания и упорядоченный гидродинамический режим, близкий к режиму идеального вытеснения. Последнее позволяет выдерживать пульпу в реакционном объеме в течение требуемого интервала времени (т. е. свести к минимуму явления проскока и передержки пульпы), что наряду с высокой интенсивностью перемешивания значительно сокращает необходимое число и объем аппаратов и в ряде случаев повышает извлечение золота.

1.3.12 Сорбция активными углями

Способность активных углей адсорбировать благородные металлы из цианистых растворов известна уже давно.

Активные угли -- пористые углеродные адсорбенты. Их получают из различного органического сырья: древесины, бурых и каменных углей, антрацита, костей животных и т. д. Лучшие сорта угля, отличающиеся высокой механической прочностью, производят из скорлупы кокосовых орехов и косточек плодов. При производстве активных углей из этих материалов вначале удаляют летучие вещества (влагу и частично смолы), применяя нагрев без доступа воздуха. Получающийся уголь-сырец имеет крупнопористую структуру и поэтому обладает невысокими адсорбционными свойствами. Для получения микропористой структуры его активируют обработкой диоксидом углерода или водяным паром при 800--900°С. Часть угля (около 50%) при этом выгорает (С + С02 = 2СО; С+Н20 = СО + Н2), а оставшийся уголь приобретает ажурную микропористую структуру. Другой вид активации заключается в обработке угля некоторыми солями или кислотами (карбонатами, хлоридами, сульфатами, азотной кислотой и т. д.) при высокой температуре. Активация происходит вследствие выгорания части угля под действием выделяющихся газов-окислителей.

Получаемые таким образом активные угли имеют чрезвычайно высокоразвитую удельную поверхность (400-- 1000 м2/г), что обусловлено наличием у них микропор радиусом от 0,5 до 2 нм.

Адсорбция электролитов на активных углях является обменной и обусловлена характером взаимодействия угля с кислородом воздуха. Если уголь после активирования приводится в контакт с кислородом воздуха при комнатной температуре, то на нем образуются поверхностные соединения (оксиды), имеющие основной характер. Природа этих соединений точно не установлена, однако известно, что кислород в них связан относительно непрочно и при соприкосновении угля с водой или водным раствором переходит в раствор в виде ионов гидроксида, заряжая поверхность угля положительно (рис. 107, а). Такой «положительный» уголь функционирует как необратимый кислородный электрод и обменивает ионы ОН- внешней обкладки своего двойного слоя на анионы растворенного электролита, т. е. является своеобразным электрохимическим анионообменником.

Если уголь вступает в контакт с кислородом при повышенных температурах (400--500 °С), то образующиеся соединения отличаются повышенной прочностью. Значительная часть хемосорбированного в этих условиях кислорода (около 20 %) входит в состав соединений, имеющих кислотный характер, -- карбоксильных, фенольных и др. (рнс. 107,6). В отличие от обычных «положительных» активных углей, такой «отрицательный» уголь называют окисленным. В растворах электролитов окисленный уголь проявляет свойства полифункционального катионообменника. Часть катионообменной емкости окисленных углей обусловлена, по-видимому, ионами Н+, удерживаемыми вблизи отрицательно заряженной поверхности угля чисто электростатическими силами.

Следует отметить, что реальные «положительные» активные угли имеют на своей поверхности не только группы основного характера, но и некоторое количество кислотных групп. Поэтому наряду с анионообменными свойствами такие угли отчасти проявляют и катионообменные свойства. Аналогично этому «отрицательные» окисленные угли, имея на своей поверхности не только кислотные, но и некоторое количество основных групп, проявляют в растворах электролитов как катионообменные, так, отчасти, и анио-нообменные свойства. Для сорбции золота и серебра из цианистых растворов применяют «положительные» активные угли, у которых преобладают анионообменные свойства.


Подобные документы

  • Механизм растворения золота в цианистых растворах. Цианирование перемешиванием. Технологические параметры процесса сорбционного выщелачивания. Технологическая схема процесса сорбционного выщелачивания золота. Обоснование технологических параметров.

    курсовая работа [47,7 K], добавлен 06.06.2008

  • Проектирование цеха сорбционного выщелачивания золота из руд месторождения "Покровское" с использованием смолы АМ-2Б производительностью 1 млн. тонн в год. Разработка схемы автоматизации сорбционного цианирования золота. План размещения оборудования.

    дипломная работа [1,6 M], добавлен 14.12.2014

  • Понятие о металлах, особенности их атомного строения, физико-механические, химические и технологические свойства. Сплавы золота, серебра, титана, платины и палладия, нержавеющая сталь; их характеристики и применение в ортопедической стоматологии.

    презентация [433,4 K], добавлен 01.12.2013

  • Характеристика золотоизвлекательной фабрики "Мурунтау": расположение, методы переработки, технологический баланс. Особенности технологии извлечения золота из насыщенной смолы и гравиоконцентрата. Расчеты измельчения, выбор оборудования, денежные затраты.

    дипломная работа [2,0 M], добавлен 24.06.2012

  • Основные физические и химические свойства золота, его устойчивость к различным воздействиям. Применение золотых сплавов, понятие пробы и цвета золота. Золочение металлов. Специфика золотых сплавов, применяемых в ювелирной промышленности и стоматологии.

    презентация [2,5 M], добавлен 30.01.2012

  • Гидрогеологические и гидрологические условия района месторождения. Расчистка полигона от растительности и валунов. Строительство автотракторных дорог. Системы водоснабжения насосных станций. Проходка руслоотводного канала. Расчет емкости хвостохpанилищ.

    дипломная работа [1015,4 K], добавлен 24.05.2015

  • Пробирочный анализ свинцового сульфидного концентрата. Приближенный расчет минерального состава концентрата. Определение количества селитры в шихте. Восстанавливающая способность. Расчет непрерывной переработки по извлечению золота из кварцевых руд.

    курсовая работа [26,5 K], добавлен 19.02.2009

  • Выбор и обоснование схемы дробления и измельчения, дробильного, классифицирующего и измельчительного оборудования. Характеристика крупности исходной руды. Расчет стадий дробления, грохотов, мельниц, классификатора. Ситовые характеристики крупности.

    курсовая работа [1,7 M], добавлен 19.11.2013

  • Растворение как физико-химический процесс образования однородного раствора из твердой и жидкой фаз, его использование в пищевой промышленности. Обратимое и необратимое растворение. Характеристика основных способов растворения. Аппараты и их классификация.

    курсовая работа [1,0 M], добавлен 15.02.2012

  • Расчет реактора для выщелачивания. Размер перемешивающего устройства. Расчет производительности нитки реакторов и выбор мешалки разбавления. Производительность непрерывно действующей установки. Расчет площади осаждения. Температурные условия процесса.

    реферат [111,0 K], добавлен 08.05.2012

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.