Специальные и комбинированные методы обогащения радиоактивных руд

Обжигвысокотемпературный нагрев материала без расплавления. По своим задачам и по атмосфере, создаваемой в обжиговых агрегатах, обжиг бывает: окислительный, восстановительный, сульфатизирующий и хлорирующий. В каждом конкретном случае происходят свои строго определенные фазовые превращения в обжигаемом материале. Например, при окислительном обжиге сульфидных руд и концентратов происходит окисление сульфидов металлов, и перевод их в окислы; при восстановительномперевод окисленных соединений металлов в элементарный металл или в соединения, в которых металл находится в более низшей валентности.

Обжиг может осуществляться в трубчатых печах, многоподовых печах и печах кипящего слоя.

Плавканагрев материала до полного расплавления. Плавку обычно проводят в присутствии флюсов, которые обеспечивают требуемый состав образующихся при плавке шлаков и протекание требуемых физико-химических превращений исходного материала.

Плавка проводится в различных металлургических печах: отражательных, шахтных, электродуговых, и др., источником тепла в которых может быть твердое, газообразное или жидкое топливо или электроэнергия.

Конвертированиепроцесс продувания какого либо расплава кислородом воздуха. При этом в расплаве происходят необходимые физико-химические превращения исходного материала.

Осуществляется конвертирование в горизонтальных или вертикальных конвертерах.

2.3 Примеры комбинированных методов обогащения

На рисунке 18 приведена одна из распространенных схем извлечения золота из коренной руды. Как видно из схемы, первой обогатительной операцией является гравитационное обогащение. Оно необходимо, чтобы вывести из процесса крупное золото. Золото тяжелый и ковкий металл, поэтому оно будет аккумулироваться в циркулирующей нагрузкемельница-классификатор. В связи с этим на разгрузке мельницы или на песках классификатора устанавливаются гравитационные аппараты (отсадочные машины, концентрационные столы и др.) В получаемых при этом гравиаконцентратах содержание золота составляет от нескольких сотен до нескольких тысяч граммов на тонну. Дальнейшее извлечение золота из них осуществляется амальгамацией.

Амальгамацией называют процесс извлечения благородных металлов из руд и концентратов при помощи жидкой ртути. При амальгамации измельченный золотосодержащий материал приводят в контакт со ртутью. Частички золота смачиваются ртутью и коллектируются в ней, образуя амальгаму. Минералы вмещающей породы, цветные металлы и железо не смачиваются ртутью и в амальгаму не переходят. Таким образом, в основе процесса лежит способность жидкой ртути селективно смачивать золото с образованием амальгамы, которая вследствие своей большой плотности легко может быть отделена от пустой породы.

Процесс амальгамации осуществляется двумя способами: 1)внутренней амальгамацией, которую проводят одновременно с измельчением руды или чаще концентрата внутри самого измельчающего аппарата; 2) внешней амальгамацией, проводимой вне измельчающего прибора (обычно на шлюзах, реже в специальных аппаратах -- амальгаматорах).

Наиболее распространенным аппаратом для проведения внутренней амальгамации является амальгамационная бочка (небольшая шаровая мельница периодического действия). Если перед амальгамацией необходимо доизмельчить материал, то ртуть загружают не сразу, а пускают бочку с повышенной скоростью. После доизмельчения материала заливают ртуть, и переводят бочку на вращение с пониженной скоростью во избежание пемзования ртути. Для борьбы с пемзуемостью ртути применяют химические реагенты, например, ксантогенат. Продолжительность предварительного измельчения для более полного вскрытия золота и освежения его поверхности в каждом отдельном случае устанавливают опытным путем. В среднем, на ту и другую операцию затрачивают по 3--4 ч. В амальгамационной бочке размером 800--1200 мм можно переработать 2,5--5 т концентрата в сутки.

Полученную амальгаму очищают от механически захваченных примесей (железа, песка, сульфидов и др.). От железа очищают магнитом, а остальные примеси отделяют, промывая амальгаму водой в промывочных чанах или специальном шлюзе. Очищенную амальгаму отжимают (фильтруют) через плотную ткань или замшу на прессе. При этом отделяетсяжидкая ртуть, содержащая ~0,1% Au, которая является оборотным продуктом, и получается полусухая пластичная амальгама, содержащая от 20 до 50% Аи. Чем крупнее амальгамируемое золото, тем богаче полусухая амальгама. Для удаления оставшейся ртути полусухую амальгаму подвергают отпарке. Отгонку (отпарку) ртути производят дистилляцией в ретортах, размер и конструкция которых определяются масштабом производства. Реторты нагревают сжиганием топлива на колосниках под ретортой или с помощью электричества Суженный конец реторты имеет водяной холодильник. Реторты необходимо нагревать постепенно во избежание разбрызгивания амальгамы вследствие резкого разложения интерметаллических соединений ртути с благородными металлами. После удаления большей части ртути при 350--400°С температуру в реторте повышают до 750--800°С. Пары отогнанной ртути конденсируются в водяном холодильнике, и эта ртуть возвращается на амальгамацию. После отгонки ртути оставшееся в охлажденной реторте золото в виде порошка или губки вынимают и плавят в тиглях с флюсами (бура, сода, селитра).

Рассмотренные выше методы гравитационного обогащения и амальгамации позволяют извлекать из руд только относительно крупное золото. Однако подавляющее большинство золотосодержащих руд, наряду с крупным золотом, содержит значительное, а иногда и преобладающее количество мелкого золота, практически неизвлекаемого этими методами. Поэтому хвосты гравитационного обогащения и амальгамации, как правило, содержат значительное количество золота, представленного мелкими золотинами. Основным методом извлечения мелкого золота является процесс цианирования.

Сущность этого процесса заключается в выщелачивании благородных металлов с помощью разбавленных растворов цианистых солей щелочных или щелочноземельных металлов (KCN, NaCN, Ca(CN)₂) в присутствии кислорода воздуха. Перешедшие в раствор золото и серебро осаждают цементацией металлическим цинком или сорбируют ионообменными смолами или активированным углем. В присутствии кислорода золото растворяется в цианиде по реакции:

4Au+8NaCN+2H₂O+O₂=4NaAu(CN)₂+4NaOH

Золотосодержащий раствор отделяют от пустой породы в сгустителях и на фильтрах. Выделение золота из получаемых цианистых растворов можно осуществить цементацией алюминием, железом, цинком, щелочью, активированным углем, ионообменными смолами. Наибольшее распространение получил способ осаждения золота цинковой пылью. Процесс обычно осуществляют на вакуум-фильтрах. Сначала на фильтр набирают слой цинковой пыли, а затем через него фильтруют золотосодержащий раствор. При этом протекает реакция:

2NaAu(CN)₂+Zn=Na₂Zn(CN)₄+2Au

Получаемый золото цинковый осадок содержит 5-30% золота, его подвергают очистке и плавке на металл.

На рисунке 19 показана схема извлечения меди из смешанных руд комбинированным методом (метод Мостовича).

Крупность измельчения материала в процессе Мостовича определяется вкрапленностью минералов меди, подлежащих растворению, и возможность флотации сульфидных минералов. Выщелачивание меди производится 0,5--3%-м раствором серной кислоты из шламов и измельченного материала в контактных чанах, из песков -- во вращающихся барабанах-дезинтеграторах (диаметром до 4 м, длиной до 6м), облицованных кислотоупорным материалом или резиной.

Руды и материалы с низким содержанием глины выщелачивают обычно при Т:Ж=1:1. Если слив классификатора обладает меньшей плотностью (например, при тонком измельчении, необходимом для раскрытия имеющихся сульфидов или золота), то его сгущают. При высоком содержании глины выщелачивание приходится вести при меньшей плотности (Т:Ж = 1:2). Расход кислоты зависит от вещественного состава руды и колеблется в широких пределах -- от нескольких килограммов до 30--45 кг на 1 т руды, а продолжительность выщелачивания -- обычно от 20 мин до 1 ч и более. Все окисленные минералы меди хорошо растворяются в серной кислоте, например малахит:

Cu(OH)₂CuCO₃ +2H₂SO₄=2CuSO₄ +3H₂O + CO₂

Для цементации меди, перешедшей в раствор, осуществляемой в специальных цементационных чанах, используют скрап, чугунную стружку или губчатое железо, измельченное до крупности --0,1 (0,5) мм. Наиболее эффективно по скорости и полноте осаждения меди губчатое железо, обладающее большой удельной поверхностью и высокой активностью. Кроме того, при его применении образуются хорошо флотирующиеся флокулы цементной меди. Губчатое железо, как и серную кислоту, производят обычно на месте из пиритного концентрата, получаемого чаще всего на той же обогатительной фабрике. Медь при этом цементируется по реакции:

Cu²⁺ + Fe=Fe²⁺ + Cu

Продолжительность цементации составляет 5--20 мин. Расход железа также колеблется в широких пределах (от нескольких до 20--30 кг/т) при содержании меди в растворе после цементации 0,01--0,02 г/л.

Для эффективной флотации частиц цементной меди необходимо, чтобы их крупность не превышала 0,074--0,1 мм. Крупность частиц цементной меди зависит от крупности самого осадителя. Идеальной является его флотационная крупность (менее 0,1 мм).

Флотация цементной меди и сульфидных минералов протекает в кислой среде. Это практически исключает возможность применения, в качестве собирателя ксантогенатов, которые при наблюдаемых рН (2,5--4,5) подвергаются интенсивному гидролитическому разложению. Эффективными в этих условиях являются гидролизованные дитиофосфаты и неионогенные собиратели, к которым относят диксантогениды. В качестве пенообразователей наиболее часто применяют сосновое масло, крезиловую кислоту, метилизобутилкарбинол |МИБК), аэрофрос при расходе их до 150 г/т.

Достоинства процесса Мостовича:

высокая скорость выщелачивания и относительно небольшой объем чанов;

ненужность отделения раствора от твердой части пульпы и его очистки перед цементацией (как по схеме выщелачивание -- цементация), в результате чего сокращаются капитальные затраты на оборудование и здания;

возможность полного извлечения при флотации вместе с цементной медью всегда имеющихся в окисленных и смешанных рудах сульфидов меди, которые при гидрометаллургическом процессе (выщелачивании) извлекаются только на 40--70%;

возможность дополнительного извлечения в медный концентрат благородных и некоторых других металлов (на 60--70%), которые при выщелачивании серной кислотой практически не растворяются и остаются в отвальном продукте.

На рисунке 20 показана схема обогащения железной руды комбинированным методом. Во многих железных рудах основным железным минералом является гематит, и, если он еще тонко вкраплен в породу, его невозможно извлечь традиционными способами обогащения. Поэтому руду после дробления и измельчения подвергают восстановительному обжигу в присутствии твердого углерода. Температура обжига 950-1000⁰С. При этих условиях гематит восстанавливается до магнетита:

3Fe₂O₃ + C=2Fe₃O₄ + CO ,

который затем легко извлекается магнитной сепарацией. Обжиг проводят в трубчатых вращающихся печах или в печах кипящего слоя.

На рисунке 21 показана схема разделения меди и никеля комбинированным методом обогащения. При обогащении медно-никелевых сульфидных руд получают коллективный концентрат, который не поддается селекции обычными методами механического обогащения. Поэтому его сначала плавят в руднотермических электропечах, медь и никель при этом переходят в штейнсплав сульфидов меди, никеля и железа (Cu₂S,

Ni₃S₂, FeS). Затем из штейна удаляют сульфид железа, продувая расплавленный штейн в горизонтальном конвертере воздухом. В присутствии кремнезема железо удаляется по реакции:

2FeS + 3O₂ + SiO₂=2FeOSiO₂ +2SO₂ ,

переходя в шлак, а в конвертере накапливается файнштейнсплав сульфидов меди и никеля (Cu₂S, Ni₃S₂). После медленного охлаждения, необходимого для лучшей кристаллизации сульфидов, файнштейн дробят и измельчают, и сульфиды меди и никеля разделяют флотацией.

Рзмещено на Allbest.ru