Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

В настоящее время в мире применяется множество различных технологий обогащения золотосодержащих пород, однако способ выщелачивания стоит на первом месте и лидирует с большим отрывом.

Само по себе выщелачивание может также проводиться с использованием различных реагентов и технологий, таких как цианирование (использование соединений азотистой кислоты), что по-прежнему, несмотря на более чем 100-летнюю историю, является самым широко распространённым методом, амальгамирование, бактериально-химическое извлечение золота и пр.

Общим для всех способов выщелачивания руд является его базовый принцип - перевод металлов (это может быть медь, серебро, золото, уран, кобальт, цинк, никель, платина, палладий и т.д.) из руды в растворимое состояние.

Глава 1. Оптимизация обогащения золотосодержащих пород

В настоящее время в мире применяется множество различных технологий обогащения золотосодержащих пород, однако способ выщелачивания стоит на первом месте и лидирует с большим отрывом.

Само по себе выщелачивание может также проводиться с использованием различных реагентов и технологий, таких как цианирование (использование соединений азотистой кислоты), что по-прежнему, несмотря на более чем 100-летнюю историю, является самым широко распространённым методом, амальгамирование, бактериально-химическое извлечение золота и пр.

Общим для всех способов выщелачивания руд является его базовый принцип - перевод металлов (это может быть медь, серебро, золото, уран, кобальт, цинк, никель, платина, палладий и т.д.) из руды в растворимое состояние.

Существуют месторождения, где драгоценные металлы - золото и серебро - находятся в достаточно низких концентрациях и в рудах которых атомы золота и серебра включены в кристаллическую решетку сульфидных минералов - пирита и арсенопирита. Около 75 % запасов золота и серебра в России и СНГ представлено именно такими золотоносными сульфидными рудами. Для извлечения золота из таких руд необходимо, прежде всего, окислить сульфиды железа и мышьяка, чтобы высвободить золото и уже после этого применять традиционные технологии добычи золота, например, цианирования. То же относится к отвалам, не используемым ранее.

В производстве благородных и редких металлов, несмотря на то, что главная часть затрат состоит в добыче руды, основной проблемой является извлечение металлов из породы, т.е., в случае с выщелачиванием, наиболее полное раскрытие руды. Именно этапом раскрытия руды определяется экономическая целесообразность и выгода всего процесса, т.к. здесь определяется степень извлечения благородного металла.

Для успешного проведения процессов выщелачивания необходима подготовка руды, что до сих пор являлось серьёзной проблемой.

В упрощённом виде технологическая цепочка рудоподготовки и извлечения металла выглядит следующим образом: добыча руды - последовательное измельчение на ряде дробилок - транспортировка к месту выщелачивания, площадке, где порода обрабатывается реагентом - разделение потоков золотосодержащего раствора и пустой породы - дальнейшие действия с золотосодержащим раствором.

Дробление породы на возможно более мелкие куски необходимо для более полного раскрытия руды, что достигается максимально глубоким проникновением выщелачивающего агента в породу. Чем мельче кусок, тем, соответственно, более глубока степень выщелачивания и процент извлечения металла.

На предприятии "Васильковское Золото" (Казахстан), которое использовано здесь в качестве примера, применяется ряд последовательно расположенных конусных дробилок (КСД, КМД и пр.). С одной стороны, применение дробилок совершенно необходимо для измельчения руды. С другой стороны, их использование довольно дорого, что снижает рентабельность всего процесса как за счёт больших энергозатрат, так и за счёт невозможности дробить руду на очень мелкие куски.

При дроблении руды происходит разделение её на неравномерные куски разного размера. Поскольку каждая дробилка настраивается на дробление на куски определённого размера, то поступление мелких кусков вместе с крупными в следующую дробилку снижает её эффективность из-за демпфирования мелкими частицами ударного эффекта дробилки (т.н. "заштыбовывание").

Для устранения этого отрицательного эффекта и повышения рентабельности применяется метод полузакрытого цикла, когда из очередной дробилки руда поступает не на следующую дробилку (или не на площадку, где проводится выщелачивание), а на вибрационный грохот. Применяются грохота типа ГИЛ и ГИС. Вибрационный грохот отделяет более мелкие куски руды от более крупных. Последние возвращаются в ту же самую дробилку, из которой они попали на грохот, а первые либо подаются в следующую дробилку, настроенную на более тонкое дробление, либо, если это последняя дробилка, поступают на площадку для выщелачивания.

При применении традиционных вибрационных грохотов в процессе обогащения руд ценных металлов, пользователи сталкиваются со следующими проблемами:

· низкая эффективность грохочения;

· невозможность перейти на достаточно тонкие фракции разделения;

· постоянное забивание сеток;

· необходимость обслуживания грохотов и ручной очистки сеток;

· короткий срок службы сеток.

Всё это приводит к недостаточно тонкому измельчению руды, что, в свою очередь, приводит к неполному её раскрытию и недостаточному извлечению благородных металлов, и, в конце концов, к низкой рентабельности процесса.

Грохота ULS™ являются уникальными многочастотными вибрационными машинами, единственными в мире вибрационными аппаратами, принципиально отличающимися от сотен тысяч других вибрационных грохотов. Материал на сетке грохота ULS™ находится под воздействием ускорений в сотни и даже тысячи g (где g - ускорение свободного падения, равное 9,8 м/с2), в отличие от обычных грохотов, ускорения на которых не превышают 4 - 5 g. Импульсы, поступающие на сетку настолько сильны, что разрушают практически любые агломераты, а возбуждение в широком спектре частот одновременно (т.е., многочастотное возбуждение, в отличие от одночастотного на любых других грохотах) приводит к тому, что все частицы породы попадают под воздействие свой собственной резонансной частоты возбуждения, "путешествуют" по собственной уникальной траектории, что обуславливает исключительно высокую эффективность процесса. При таком характере возбуждения забивание сеток невозможно. Наряду с этим, применение новых просеивающих поверхностей, разработанных фирмой KROOSH Technologies и являющихся частью многочастотной вибрационной системы Kroosher®, позволяет вообще отказаться от применения сеток, при том, что просеивающая поверхность необычайно устойчива к износу, представляя из себя нейлон Tecamid 66 10-миллиметровой толщины.

Применение грохота ULS™ приносит следующие преимущества:

· исключительно высокая эффективность грохочения;

· прекращение ненужных затрат на работу дробилок, перемалывающих вновь и вновь уже измельчённый материал;

· отсутствие переизмельчённого продукта;

· возможность уменьшения размеров кусков руды, поступающих на выщелачивание, что, соответственно, приводит к увеличению процента извлечения благородных металлов;

· возможность перехода на принципиально более мелкие фракции разделения (с 20 мм до 5 мм или даже до 3 мм);

· отсутствие забивания сеток, что делает обслуживание грохотов редким, дешёвым и простым;

· очень долгий срок службы просеивающих поверхностей при их низкой стоимости.

Так, на предприятии "Васильковское Золото" при помощи грохотов ULS™ будет осуществлён переход с кусков размерами 20 мм, поступающих на выщелачивание, до 10 мм (на первом этапе) и до 5 мм (на втором этапе). В настоящее время процент извлечения на "Васильковском Золоте" составляет около 50%. Применение грохотов ULS™ приведёт к извлечению ещё 30 - 40%.

Для примера можно привести мексиканский опыт.На россыпном месторождении El Boludo в Мексике фирма Mineria Secotec для извлечения золота применила воздушную сепарацию.Материал, главным образом гравий с прослойкой селитры "каличе", добывается экскаватором и сразу ссыпается на колосниковый грохот, где отделяются куски размером +200мм. После стадийного грохочения подрешётного продукта получают материал крупностью 90% класса -14мм. Этот материал поступает на несколько стадий воздушной сепарации. Воздушный концентратор типа RAC имеет цилиндрическую камеру с вращающимися лопастями, которые распределяют материал, поступающий в центр камеры, ровным слоем. Частицы материала затем проваливаются через отверстия в кольцевой стенке в камеру сепарации, где установлены колосниковые решетки со щелью 2мм, покрытые сверху тонким слоем стальной дроби. Воздух под низким давлением подается снизу на решетку в виде кратковременных импульсов и распределяется по площади решетки. Под действием импульсов воздуха частицы дроби и материала поднимаются вверх, а затем падают, как в процессе отсадки. При этом более тяжелые частицы поднимаются на меньшую высоту и падают быстрее, чем более легкие, так что тяжелые минералы (главным образом золото) попадают в отверстия решета и собираются под ним в специальные сборники. Более легкие материалы не проходят через решетку и смещаются к периферии камеры, откуда удаляются в качестве хвостов. Концентрат I стадии воздушной сепарации перечищается на сепараторе II стадии. Концентрат воздушной сепарации доводится мокрым методом, а затем золото извлекается амальгамацией.

Применение грохотов ULS™ позволяет достичь того же, и даже намного большего, но значительно более дешёвым и простым способом. Во-первых, последовательное стадийное грохочение для получения фракции материала - 14 мм может быть осуществлено грохотами ULS™ со значительно большим эффектом при меньших затратах. Однако, это не главное. Как видно из опыта Mineria Secotec, в Мексике пытаются путём использования громоздкого, дорогого, неудобного и, в общем, слабого пневматического оборудования, подающего сжатый воздух в пульсационном режиме, достичь эффекта, который намного легче и дешевле, и при этом с намного большей мощностью, реализуется механической многочастотной вибросистемой Kroosher®.

Этот эффект уже применён KROOSH Technologies в машине Ultimate Dewaterer™, разработанной для обезвоживания угля. В случае с золотосодержащей рудой применим тот же принцип - многочастотная вибрация создаёт толстый вибровзвешенный слой (вибровзвешенную постель), где каждая частица руды движется по своей собственной траектории, не слипается с окружающими частицами и полностью, со всех сторон, обтекается выщелачивающим реагентом.

Многочастотная вибрация, кроме того, сама по себе способствует значительному ускорению процесса выщелачивания, обеспечивая максимальный контакт куска породы с выщелачивающим реагентом. Вполне возможно создание машины по типу реактора, где одновременно будут происходить разделение и извлечение благородных металлов с высокой производительность и эффективностью.

Грохота ULS™ могут успешно применяться для обогащения вольфрамовых, кобальтовых, платиновых, медных руд. Так, например, южноафриканский институт горнодобывающей и металлургической промышленности MINTEK провёл сравнительное исследование эффективности использования традиционного грохота фирмы SWECO и грохота ULS™ в обогащении платиносодержащей руды. При этом использовался уже устаревший грохот ULS™ второго поколения (на предприятие "Васильковское Золото", например, поставляются грохота ULS™ шестого и седьмого поколений). Тем не менее, результаты говорят сами за себя:

Глава 2. Модульный комплекс «альфа» для извлечения золота

Технология извлечение золота цианистым способом, предусматривает использование вредного для человека и окружающей среды реагента, цианистого калия, который является ядом 2-го класса опасности кумулятивного действия. Т.о. даже ограниченные выбросы существенно сказываются на состоянии окружающей среды. Для нейтрализации цианистого калия используется гипохлорит кальция. Это решает проблему основных выбросов цианистого калия, но не решает проблему капельного уноса и выброса в атмосферу.

Известно применение гипохлорита натрия и хлора для извлечения золота. Эти работы находятся в стадии экспериментов и укрупненных лабораторных испытаний. Проблема глубоко исследована, имеются публикации. Перейти к промышленному применению новой технологии поможет использование универсального комплекса «Альфа». Оборудование этого комплекса может использоваться для решения всех технических задач в технологии хлорного извлечения золота.

Одним из перспективных способов выделения золота может оказаться кучное выщелачивание с использованием комплекса «Альфа». Степень восстановления золота при электролизе составляет 98-99,3%, удельный расход электроэнергии от 40 до 170 кВт ч на 1 кг восстановленного золота. Изучено электролитическое выделение золота из пульп гипохлорирования золотосодержащих концентратов различного состава.

Переход на хлорную технологию способствует значительному сокращению материальных, трудовых, энергетических затрат.

Извлечение золота и серебра комплексом «Альфа» осуществляется по технологии, предусматривающей отсутствие вредных выбросов в окружающую среду, а также воздух рабочей зоны.

Преимущественная область применения нижеизложенной технологической схемы - извлечение золота, серебра и других металлов из руд с низким и средним содержанием восстанавливающих примесей, в процессах кучного выщелачивания и при скважинной добыче золота подземным способом (степень извлечения от 86 до 99%).

Технологическая схема

Процесс извлечения золота осуществляется по многоступенчатой технологии: растворение - накопление - фильтрация - электроокисление - адсорбция - электролиз. Технологическая нитка состоит из следующих аппаратов:

· адсорбера,

· электрофлотатора,

· ионообменной колонны,

· электролизеров,

· накопительных емкостей,

· модулей для приготовления реагентов,

· вспомогательного оборудования.

В качестве реагентов хлорного извлечения золота используются малоопасные вещества:

хлорид натрия (5 класс опасности),

· золтоизвлекатель (5 класс опасности),

· золотопоглотитель (4 класс опасности).

Описание технологии

Мощность производства от 1,5 тонн/год и более, при энергозатратах - 4,2 кВт, площадь - не более 50 м², затраты на реагенты - 50 коп/г золота. Перевод металлов (Au, Ag и др.) из золотосодержащего сырья в раствор происходит под действием гипохлорита натрия NaClO. При этом извлекается около 50 мг золота каждым литром гипохлорита натрия. Для более полного извлечения золота вводится золотоизвлекатель, который способствует смачиванию породы и ускоряет растворение золота, замедляет процессы переосаждения золота на примеси железа и сульфидных минералах. Процесс протекает на существующих лотках орошения золотоотвала. В щелочных растворах в окислительной среде железо пассивируется и остается в бурте. Сульфидные руды окисляются быстрее. Для руд с большим содержанием сульфидов и железа комплекс «Альфа» может быть использован в режиме безхлоридного окисления окисляющихся примесей (железа, сульфидных руд) путем подачи на бурт раствора с предварительной аэрацией электролита при электролизе. За счет подачи растворенного кислорода, кислородсодержащих соединений и окислительной среды окисляются сульфиды и железный скрап. Указанная среда обеспечивает окисление примесей без растворения золота и серебра.

Раствор с концентрацией золота около 50 мг/л самотеком сливается в приемную емкость, где предварительно отстаивается, и с помощью дренажного насоса подается в адсорбер. На фильтре в щелочной среде происходит отделение взвешенных веществ и тяжелых металлов, контактная коагуляция коллоидного железа. Далее раствор самотеком поступает в электрофлотатор, где недокоагулированные коллоидные металлы переходят во взвешенную форму и флотируются. Затем раствор, содержащий преимущественно хлоридные комплексы золота и серебра, идет на поглощение ионообменным фильтром. Анионные комплексы сорбируются анионитом.

С фильтра драгоценные металлы смываются зоглотопоглатителем.

При этом происходит изменение заряда. Анионные комплексы превращаются в катионные, за счет этого полностью элюируются с фильтра.

Катионные комплексы золота и серебра уже могут быть использованы для электроосаждения на катоде. Под действием электрического тока при отрицательном потенциале катода металлы выделяются на электроде в виде осадков.

Для осуществления процесса используют модуль регенерации в герметичном исполнении. Электродные потенциалы выделения золота и серебра при концентрации в элюате 1 моль/л равны - 1,089 В и - 1,788 В соответственно.

Приготовление реагентов

Приготовление раствора золотоизвлекателя

В емкости для смешения реагентов готовится водный раствор золотоизвлекателя. Приготовленный раствор золотоизвлекателя дозирующим насосом подается в емкость для смешения реагентов.

Приготовление раствора гипохлорита натрия

Гипохлорит натрия получается в результате электролиза раствора хлорида натрия. Преимуществами прямого получения раствора гипохлорита натрия из хлористого натрия являются сравнительно низкие затраты, простота процесса, возможность использования технической неочищенной поваренной соли.

В аппарате для приготовления реагентов готовится насыщенный водный раствор хлорида натрия. Дозирующим насосом раствор перекачивается в емкость для смешения реагентов, где происходит объединение потоков растворов хлорида натрия и золотоизвлекателя. Затем этот раствор при помощи химического насоса вводится в электрореактор. Сюда же из накопительной емкости для регенерации идет отработанный раствор хлорида натрия. Образованный в электрореакторе раствор гипохлорита самотеком поступает в накопительную емкость, откуда посредством химического насоса подается на орошение золотосодержащего сырья.

Приготовление раствора золотопоглотителя

В емкости для смешения реагентов готовится водный концентрированный раствор золотопоглотителя. Для ускорения процесса растворения аппарат снабжен тэнами для подогрева воды для растворения. Растворяют золотопоглотителя при интенсивном перемешивании. Приготовленный концентрированный раствор золотопоглотителя химическим насосом поступает в аппарат, где доводится до необходимой концентрации. Затем дозирующим насосом подается в ионообменную колонну, выполненную в безнапорном варианте (модуль Альфа-7хс). Раствор золотопоглотителя регенерируют в процессе электролиза (используют режим электролиза в соответствии с НОУ-ХАУ). Регенерированный раствор используется повторно.

Промывка адсорбера

Загрязненный сорбент адсорбера отмывается раствором гипохлорита натрия, который подается химическим насосом с подачей снизу-вверх в рекомендуемом производителем сорбента режиме. После промывки раствор с осадком самотеком сливается на бурт. Осадок на бурте уплотняется за счет фильтрации через породу.

Утилизация хлора

Образуемый в результате электролиза в электрореакторе поз. 6 хлоридных комплексов золота и серебра хлор подается в трубопровод перед электролизером. Тем самым исключается попадание хлора в воздух рабочей зоны и в окружающую среду. В трубопроводе находится щелочной раствор, который поглощает хлор.

Поддержание щелочной среды во всем комплексе является необходимым элементом экологичности производства, исключения газовых выбросов.

Глава 3. Способ осветления воды и извлечения золота

При промышленной разработке россыпных месторождений доля тонкодисперсных взвешенных веществ в технологической воде достаточна велика и использование традиционных методов затрудняет создание замкнутого водооборота. Кроме того, не решается попутная задача - извлечение тонкодисперсного и мелкого золота.

Наиболее близким к предлагаемому способу является способ осветления промышленной сточной воды с использованием грунтовых фильтров. В качестве материала для грунтовых фильтров использовались дражные отвалы, находящиеся в долине реки. Этот способ успешно применяется для очистки дражных стоков от взвешенных частиц на месторождении алмазов в Пермской области /2/.

Однако этот метод имеет ряд недостатков, так как геохимический барьер состоит из грунта и его сорбционная емкость невелика. Грунт способен к самоуплотнению, что ведет к снижению пропускаемой способности осветленных вод. Также при использовании грунтовых барьеров практически невозможна дальнейшая их утилизация с целью извлечения полезных компонентов.

Техническим результатом является осветление воды при золотодобыче и извлечении тонкодисперсного и мелкого золота.

Технический результат достигается тем, что в способе осветления воды и извлечении золота, включающем формирование в русле отводного канала барьера из фильтрующего материала, содержащего древесные опилки, для формирования барьера используют древесную опилочную массу, прошедшую предварительную сортировку на вибрационной установке, имеющую соотношение фракций от 1 до 5 мм к фракции от 5 до 15 мм как 1:3 и упакованную в сетчатые формы из проволочного каркаса, при этом после осветления воды древесную опилочную массу подвергают обезвоживанию путем прессования, сушке и сжиганию для извлечения мелких фракций золота.

Водоснабжение предприятий, отрабатывающих россыпные месторождения, имеет исключительно важное значение, так как вода необходима не только для технологического процесса добычи и обогащения полезного ископаемого, но и во многих случаях определяет эффективность горноподготовительных работ. В процессах обогащения полезных ископаемых вода в определенном соотношении к массе твердого материала проходит через весь технологический цикл обогатительной фабрики. Для получения высоких показателей обогащения каждую технологическую операцию проводят при оптимальном отношении жидкого к твердому /3/.

Потребление воды при обогащении полезных ископаемых зависит от технологической схемы их переработки, характеристики исходного сырья, конечной крупности перерабатываемых продуктов. Значительный объем воды расходуется на транспортирование продуктов обогащения, особенно отвальных хвостов /4/.

Известно, что при россыпных месторождениях обогащение проводится на гравитационных аппаратах, при этом образуются сточные воды, которые содержат плавучее и растворенное золото, кроме того, необходима очистка от взвесей.

Технологическая вода осветляется, проходя через слой опилок, которые служат сорбентом тонкодисперсного и мелкого золота. Древесные опилки как продукт биологического происхождения представляют собой сложный комплекс как в структурном, так и в химическом отношении. Клеточные стенки опилок примерно на 99% состоят из органических соединений, которые делятся на углеводную часть, ароматическую и экстрактивные вещества. Эти компоненты способны удерживать взвешенные вещества посредством Ван-дер-Ваальсовых сил /5/. Древесина обладает гетерокапиллярной структурой, которая обусловлена наличием в ней ультрамикроскопических пространств от 10 до 100 Е /5/.

Древесные опилки обладают большой сорбционной емкостью, поэтому эффективность осветления достаточно высокая. Опилки являются экологобезопасным и дешевым фильтрационным материалом, который можно легко утилизировать методом сжигания с целью получения золота.

Изобретение изображено на чертеже, на котором дан разрез русла отводного канала.

Способ реализуется следующим образом

Древесную опилочную массу подвергают предварительному сортированию на плоской вибрационной установке с целью отделения мелочи (фракции менее 1 мм), крупные (5-15 мм) и средние (1-5 мм) фракции смешивают и загружают в сетчатые формы из проволочного каркаса прямоугольного сечения, который выполняет роль биохимического барьера 1. Биохимический барьер 1 из опилок устанавливают в русле отводного канала 2.

Габаритные размеры по длине 3 биохимического барьера 1 определяют исходя из начальной концентрации взвешенных частиц и скорости пропускания осветляемой воды. Основываясь на проведенных опытах объемный расход осветляемых стоков должен составлять 0,01-0,015 м³/сек.

В дальнейшем древесную опилочную массу подвергают обезвоживанию прессованием, сушке и сжиганию. При этом извлекается адсорбированное золото размером +1 мкм.

Способ повышает эффективность осветления воды и извлечения золота, является экологически безопасным и экономически выгодным.

золото порода сточный вода

Глава 4. Способы извлечения золота из сточных вод

Технология, разработанная М. Маркелсом (патент. США 4 033763, 5 июля 1977 г., фирма «Ворлд Ресорс Компаню), предназначена для выделения металлов, в частности благородных металлов, и$ сточных вод, представляющих собой смесь природной воды, промышленных стоков и органических отходов. В этих растворах ценные металлы присутствуют в концентрации меньшей, чем считалось ранее целесообразным для их выделения с комерческой точки зрения.

Процесс включает стадии концентрации ценных металлов, содержащихся в сточных водах, посредством бактериальной обработки для поглощения и осаждения металлов из раствора в виде шлама, коагуляции и отделения шлама от воды, обезвоживания шлама и последующее сжигание органического материала с выделением металла.

Схема процесса представлена на рис. 75. Сточные воды /, содержащие ценные металлы, перерабатываются с целью их выделения. Эти растворы вводятся в систему вместе с добавленными ранее органическими отходами в количестве, достаточном для поддержания роста бактерий. Источником органического материала могут служить сточные городские воды.

Поток вводимой жидкости подвергается бактериальному воздействию в аппарате 2, проходит через устройство предварительного разделения 3, предназначенное для удаления твердых веществ, сразу выпадающих из раствора после реактора 2. Этот твердый остаток направляется в устройство для удаления воды 4, которое представляет собой стандартное оборудование для этих целей. В случае усовершенствованного процесса основной поток сточных вод проходит из устройства предварительного отделения 3 в камеру бактериальной обработки 6. Эта стадия может быть аэробной или анаэробной. В случае использования аэробных бактерий масса в камере 6 насыщается воздухом по трубопроводу 5. Шлам циркулирует в камере 6 в течение длительного периода времени. Масса затем проходит в сепаратор 7, откуда выходит осветленная вода и концентрированный шлам по раздельным каналам. Шлам, содержащий как правило около 5% твердого вещества, также направляется в устройство для отделения воды 4, где он смешивается с твердым остатком после стадии предварительного разделения 3. После удаления влаги концентрация твердых частиц в шламе повышается до 16%.

На схеме показаны две возможности проведения процесса: одна включает отделение шлама по линии. За, а другая -- бактериальную обработку в камере 6 (аэробную или анаэробную), после чего масса шлама направляется в 4 по линии 7а.

После удаления влаги твердые материалы из устройства 4 направляются в печь 8, где они сжигаются, и образуется зола 9, которая представляет собой смесь различных металлов, как правило, в виде оксидов, Зола по массе составляет 15--50% от массы вошедшего в печь шлама, при условии его предварительной просушки. После этого зола подвергается стадии выделения металлов 10; выделенные металлы обозначены 11.

По другому способу обезвоженный шлам из 4 смешивается (линия 4а) с измельченной рудой и сплавляется в 10. При этом стадия сжигания 8 не проводится, и сгорание органических компонентов происходит в ходе сплавления ила и руды. Подаваемая смесь руды для смешения включает не только необработанную руду, но и часть продуктов выделяемых при ее обогащении.

В качестве примера приведем процесс переработки смеси природных вод, промышленных сточных вод, органических стоков, например санитарных сбросов с ежедневной подачей 105 ООО м³. Температура составляет около 20°С и рН = 7. Поток содержит от 500 до 1500 ррт твердых примесей, из них благородных металлов: серебра 20--100, золота 1--5, платины 0,03--0,16 ррт. Благородные металлы присутствуют в смеси с большим количеством обычных металлов, которые в данном случае рассматриваются как примеси.

В процессе бактериальной обработки требуется от 3 до 24 ч для размножения бактерий в органической среде и поглощения ими ценных металлов с целью их иммобилизации в осаждающемся шламе, при этом температура остается около20°С и рН около 7.

После этого шлам коагулируется и разделяется с выводом осветленной воды и мокрого шлама, в котором содержание твердых веществ составляет около 5%.

Мокрый шлам затем обезвоживается, при этом полное содержание твердых веществ возрастает до 16% перед стадией сжигания. Однако при добавлении шлама в руду для сплавления требуется дополнительное отделение влаги и просушка. В любом случае шлам далее сжигается для удаления органических составляющих.

При сжигании образуется зола, содержащая неорганические соединения и ценные металлы примерно в следующих количествах:

в % -- Р_г0₅ 20, N0₃ 5, Si0₂ 7, Са 3,4, Mg 0,5;

в ppm--Fe 48 000; А1 31 600; Zn 11 400; Си 10 900, Сг 2180; Ni 1900;

Pb 1450; Мп 472; Ga 300; Cd 190; Ag 600; Au 30; Pd 4, Pt 1; Tl 10.

По физическим свойствам зола представляет собой мелкодисперсный красный порошок с плотностью около 0,65 г/см³, в котором ценные металлы находятся в виде оксидов в однородном состоянии.

Зольный остаток производится в количестве 3600 кг в день, при этом отношение золы к массе обработанной воды составляет 30 000: 1. Выход осветленной воды составляет 102 тыс. м³ в день. Процесс сжигания проводится с дополнительной подачей воздуха в течение около получаса и выходящая зола имеет температуру около 350°С.

При использовании метода сплавления получены следующие результаты: степень выделения серебра и золота составляет 90%, производство золота в день 164 г, серебра 1640 в день.

Содержание ценных продуктов в золе существенным образом может меняться в зависимости от состава обрабатываемой воды. Содержание минеральных веществ в природных водах, промышленных сбросах также важно для состава получаемых продуктов.

Существует множество процессов для выделения ценных металлов из зол 9 в устройстве, схематически обозначенном 10. Среди них пирометаллургические способы, включая плавление спекание, или гидрометаллургия. Эти два метода могут использоваться в зависимости от условий.

Как указано ранее, зольный остаток помимо благородных металлов содержит большое количество других распространенных металлов, в силу этого проведение цианидной экстракции нецелесообразно ввиду большого расхода цианида. Кроме того, цианид образует комплексы с другими металлами (помимо благородных), которые также экстрагируются из массы; при этом не обеспечивается должная селективность экстракции. Поэтому используется предварительная обработка зольного остатка концентрированной серной кислотой.

Практически это проводится в трех или более емкостях кислотной обработки. Значение рН поддерживается в ваннах менее рН = 2,5 и зольный остаток переносится из одной ванны в другую примерно через сутки, причем по мере последовательного переноса концентрация кислоты возрастает. По истечении трех суток предварительная обработка завершена и оставшийся зольный остаток готов для цианидной экстракции. Основные распространенные металлы удаляются из ванн в виде раствора вместе с оставшейся кислотой и практически вся масса ценных металлов остается в золе, так как они практически не растворимы в серной кислоте.

Для работы кислотных ванн требуется около 180 кг концентрированной серной кислоты на тонну золы. Около 2 т воды необходимо для разбавления кислоты.

Отделенный после стадии кислотной обработки золотой остаток, содержащий ценные металлы промывается водой и нейтрализуется добавлением 2--4 процентов по массе водного раствора извести для повышения значения рН в ванне и для предотвращения образования синильной кислоты при введении остатка в установки цианидной экстракции, в которых проводится непрерывное перемешивание и барботаж воздуха. В установках количество цианистого натрия составляет 1--6% от массы золы, туда же добавляется зола со стадии предварительной обработки и активированный уголь в количестве 1 т на 28 кг.

При концентрации цианистого натрия 1 кг на 100 кг золы за 24--72 ч выделение серебра путем адсорбции на активированном угле составляет 85--90%, золота 90%. Дальнейшее увеличение концентрации цианида не приводит к увеличению экстракции.

Активированный уголь с адсорбированными комплексами ценных металлов извлекается из ванны, и металлы отделяются, например, сжиганием угля. После этого металлы выделяются и очищаются известными методами, например электролитически.

Литература

1. Основы химической технологии. Под ред. проф. И.П.Мухленова. М.: Высшая школа, 1991, с.234-245.

2. Блинов С.М., Максимович Н.Г. Применение геохимических барьеров для безопасного захоронения отходов. Пермь: Междунар. семинар, тез. докл., 2001, с.23-24

3. В.Г. Лешков Разработка россыпных месторождений. М.: Недра, 1977, с.62.

4. В.М. Никитин, А.В. Оболенская, В.П. Щеголев. Химия древесины и целлюлозы. М.: Лесная промышленность, 1978, 368 с.

5. С.Э. Фридман, О.К. Щербаков, А.М. Комлев. Обезвоживание продуктов обогащения. М.: Недра, 1988, с.4-17.

Размещено на Allbest.ru