Переработка медистых руд

Размещено на http://www.allbest.ru/

Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования

«СИБИРСКИЙ ФЕДЕРАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ»

Ачинский Филиал СФУ

институт

Металлургия цветных металлов

кафедра

КУРСОВАЯ РАБОТА

Переработка медистых руд

тема

Руководитель ________________________

подпись, дата, должность, учёная степень,

инициалы, фамилия

Студент_____________________________

номер группы, подпись, дата,

инициалы, фамилия

Ачинск 2012

СОДЕРЖАНИЕ

Введение

1 Общая характеристика золотосодержащих руд

2 Методы переработки золотосодержащих руд

2.1 Роль цианистого процесса в технологии обогащения золотых руд

2.2 Извлечение золота из руд, содержащих цианисиды и другие химически активные примеси

2.3 Термическая пассивация химических депрессоров золота перед цианированием

2.4 Особенности флотационного обогащения медистых руд

2.5 Применение методов гидрометаллургической селекции при переработке медьсодержащих золотых руд

3 Технологическая часть

3.1 Металлургические расчеты

3.1.1 Расчёт расхода цианистого натрия и извести

3.1.2 Определим массу и состав растворов, выходящих из аппаратов цианирования

3.1.3 Определим остаточное содержание золота в руде после цианирования

3.1.4 Составим материальный баланс операции цианирования 1 т руды

3.1.5 Произведем пересчет расхода NaCN и защитной щелочи

3.2 Выбор типа и расчет необходимого количества аппаратов для выщелачивания

3.2.1 Исходные данные

3.2.2 Определение часовой производительности передела

3.2.3 Определение общего рабочего объёма аппаратуры для выщелачивания

3.2.4 Выбор типа агитатора

3.2.5 Определение числа агитаторов

4. Экология

Список использованных источников

Введение

Проблема извлечения благородных металлов из технологически упорных руд, не поддающихся обработке простыми (общепринятыми в промышленной практике) методами, является одной из наиболее важных в цветной металлургии. Особое значение она приобретает для России и стран СНГ, где ежегодно перерабатываются миллионы тонн упорных золотосодержащих руд и производятся многие тысячи тонн флотационных концентратов, реализация которых связана со значительными трудностями.

В решении проблемы упорных руд золота и серебра в настоящее время участвует большая группа специализированных научных центров практически во всех странах мира, являющихся производителями благородных металлов из рудного сырья (ЮАР, США, Бразилия, Канада, Австралия, Россия, Узбекистан, Казахстан, Япония, Зимбабве, Китай и др.).

Анализ результатов проведённых исследований (которыми охвачены практически все известные в мире разновидности золоторудного сырья), сопоставление их с промышленным опытом извлечения золота из руд сложного вещественного состава приводят к выводу о целесообразности выделения упорных золотосодержащих руд в отдельную категорию минерального сырья и выработки научно обоснованных критериев для выбора рациональной технологии переработки.

В последние десятилетия разработаны и внедряются в промышленность новые технологические процессы, такие как гидрохимическое, автоклавное и бактериальное вскрытие золотосодержащих сульфидных руд и концентратов; бесцианидные способы гидрометаллургического извлечения золота и серебра; оригинальные и эффективные способы очистки промышленных сточных вод и газов от токсичных компонентов. Создан ряд конструкций технологического оборудования, предназначенного для извлечения благородных металлов из упорного сырья.

Усовершенствованны и традиционные способы металлургической переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов: окислительный обжиг, сорбционное цианирование, различные варианты плавки и др.

Курсовая работа носит в основном методологический характер. Её главное назначение - дать общее представление о технологически упорных рудах золота как особой категории минерального сырья. В данной курсовой сформулированы основные признаки и критерии технологической упорности золотых руд.

Также изложены научно-прикладные основы технологии извлечения золота из упорных руд. Рассмотрены основные пути решения экологических проблем, связанных с влиянием отходов промышленного производства на окружающую среду.

1. Общая характеристика золотосодержащих руд

переработка руда золотосодержащий медистый

Значение благородных металлов, и прежде всего - золота, в условиях современного промышленного производства чрезвычайно велико. Об этом, в частности, свидетельствует тот факт, что в общей стоимости товарной продукции, добываемой из минерального сырья, золото занимает почётное пятое место, уступая по этому показателю лишь нефти, природному газу, углю и железным рудам и значительно опережая другие цветные металлы и алмазы [2].

Благодаря своим физико-химическим свойствам и способности к миграции золота достаточно широко распространено в природе: оно присутствует как в литосфере (земная кора, мантия земли), так и в гидросфере (морская вода) и биосфере (растительный мир). Практически неисчерпаемым источником первичного золота являются воды мирового океана (минерализованная часть гидросферы), хранящие в себе миллионы тонн металла. По имеющимся статистическим сведениям средняя концентрация золота в морской воде оценивается величиной от 0,001 до 0,4 мг/т, достигая в отдельных участках (прибрежные воды США, Японии и других стран) 10-20 и даже 60 мг/м³. Это послужило основанием для постановки широких исследований по изучению генезиса и топографии распространения золота в морской воде и изысканию промышленных способов его извлечения. Можно предположить, что уже в нашем веке использование вод мирового океана с целью извлечения золота получит, наконец, практическое значение. А до этого времени основным и фактически единственным сырьевым источником получения золота остаются руды дислоцирующихся в земной коре коренных и россыпных месторождений [10].

Среднее содержание золота в земной коре (кларк золота) составляет 5•10^-7 %. Промышленные запасы золота в недрах велики, что при существенных масштабах золотодобычи (около 210 тыс. тонн золота в год) обеспечивает золотодобывающую промышленность сырьём в 20 - 30 лет. Приведённая выше цифра (запасы) является в достаточной степени условной, т.к. учитывает только запасы руд с промышленным содержанием золота (не менее 1 - 30 г/т в коренных рудах и 50 г/м³ - в песках россыпных месторождений [3]) и опирается на данные уже выполненных геологоразведочных работ, которыми охвачены далеко не все потенциальные месторождения золота [4].

Основная масса золота в мире (80 % запасов) представлена собственно золотыми рудами коренных месторождений; 18 % приходится на золотосодержащие руды цветных металлов (золото в которых играет роль попутного ценного компонента) и 2 % - на руды россыпных месторождений (пески). Для Российской Федерации эти цифры соответственно составляют 65,8 % и 27 %. В связи с более интенсивной отработкой россыпей, доля запасов золота в коренных рудах с каждым годом неуклонно возрастает. Особенно это характерно для отечественной золотодобывающей промышленности [5], где интенсивность использования запасов собственных золотых руд в 5 раз, а золотосодержащих руд цветных металлов - в 18 раз ниже, чем золотосодержащих песков. В этой связи, в целях недопущения общего спада производства золота в Российской Федерации, в 1993 г. разработана Федеральная программа развития золотодобывающей промышленности страны на период до 2000 года. Главной особенностью данной программы являлось ориентация на ускоренное освоение золоторудных (коренных) месторождений, с тем, чтобы в максимально короткие сроки ликвидировать имеющуюся диспропорцию между сырьевой базой и структурой золотодобычи рудного и россыпного золота. Программой предусматривалось построить 21 новое горно-обогатительное предприятие с суммарной годовой производительностью по руде 17,6 млн.т и реконструировать 7 действующих предприятий с суммарной мощностью 3,2 млн.т. В результате добыча рудного золота за счёт освоения новых месторождений к 2000 году увеличилась более, чем в 2,5 раза по сравнению с уровнем 1993г. (150 т).

Перспективы увеличения рудной золотодобычи в РФ в значительной мере связаны с вводом в строй Ленского золоторудного комбината (Иркутская область), сырьевой базой которого является крупнейшее в мире месторождение Сухой Лог.

Существенное значение в плане роста рудной золотодобычи придаётся и освоению малых месторождений рудного золота с использованием капитало- и энергосберегающих металлургических технологий, например, кучного цианистого выщелачивания.

Реализация намеченной программы позволила приблизить объёмы добычи рудного золота в Российской Федерации к добыче металла из песков с последующим увеличением доли рудного золота в металлургическом балансе страны. Таким образом, золотосодержащие руды коренных месторождений становятся основным сырьевым источником добычи золота в стране, что, в частности, характерно для мировой золотодобывающей промышленности в целом.

Указанное обстоятельство обуславливает особую значимость работ, связанных с проблемой рационального использования золоторудных месторождений, включая и такой важный аспект проблемы, как извлечение золота и других сопутствующих полезных компонентов из так называемых «упорных» руд, трудно поддающихся обработке традиционными (для золотодобывающей промышленности) методами обогащения и металлургии.

Термин «упорные золотые руды» (Refractory Gold Ores) существует уже много лет, однако и сегодня отсутствует единая точка зрения по вопросу о том, что же всё-таки следует подразумевать под технологической упорностью золоторудного сырья. В значительной степени это связано с тем что одна и та же золотая руда, проходя через ряд последовательных технологических операций, составляющих в совокупности схему её переработки, совершенно по-разному проявляет свои свойства, в частности, технологическую упорность, на каждом из указанных переделов. Так, например, руда, содержащая золото в тесной ассоциации с сульфидами (пиритом, арсенопиритом и др.), в принципе довольно легко подвергается флотационному обогащению. Наоборот, та же руда или получаемые из неё концентраты в случае переработки их цианированием или плавкой могут оказаться чрезвычайно упорными в технологическом отношении. Точно так же руда может быть легко цианируемой, но трудно поддающейся флотации, легко флотируемой, но трудно измельчаемой и т.д. Учитывая вышесказанное, необходимо оценивать технологическую упорность любой руды по поведению этой руды в каком-то одном, наиболее важном базовом технологическом переделе, определяющем итоговые показатели извлечения металла в конечную товарную продукцию обогатительно-металлургического цикла [1].

Проведённый анализ работы большой группы отечественных и зарубежных предприятий, осуществляющих извлечение драгоценных металлов из рудного сырья, показал, что существенное влияние на определение базового передела в технологии обработки золотосодержащих руд оказывает ценностное соотношение в рудах золота и других полезных компонентов.

Исходя из существующих требований комплексного использования сырья и высокой товарной ценности золота как металла, к категории золотосодержащих, как правило, относят руды с очень широким диапазоном концентраций Au: от сотых долей (попутная добыча) до 5-10 г/т и выше. При этом относительная ценность золота в рудах (q_Au) может колебаться от 0,005-0,01 (0,5-1 %) до единицы (100 %). Совершенно очевидно, что подходить к таким рудам с одинаковой меркой при определении их технологических свойств и, в частности, их технологической упорности, было бы неправомочным. С этих позиций рекомендовано [6-8] подразделять все золотосодержащие руды, в зависимости от величины q_Au, на 3 категории, именуемые технологическими классами [4,10]:

I - собственно золотые руды - P_Au(n), золото в которых является главным, профилирующим компонентом (q_Au> q_n, где n - любой, кроме золота, ценный компонент руды), и при этом относительная ценность золота превышает величину 0,75;

II - комплексные золотые руды P_Au,n , золото в которых остаётся профилирующим ценным компонентом (q_Au> q_n), однако относительная ценность его составляет менее 0,75;

III - золотосодержащие руды цветных металлов, золото в которых выполняет роль попутного ценного компонента (q_Au< q_n).

Сопутствующие золоту ценные компоненты предлагается разделить на 2 группы. К первой отнесены: серебро, медь, свинец, цинк, сурьма, вольфрам, молибден, уран, олово и другие цветные металлы, которые, как правило, образуют в рудах самостоятельные минеральные ассоциации и могут быть выделены при обогащении в легко легкореализуемую товарную продукцию. Во вторую группу включены рассеянные элементы (селен, теллур и др.), железо, сера, марганец, мышьяк, барит, флюорит, кварц и прочие компоненты и минералы руды, вопрос об извлечении которых (за редким исключением) не может быть решён на ранней стадии исследований, т.е. до разработки детальной технологической схемы обогащения и выбора места строительства горно-обогатительного или металлургического предприятия.

2. Методы переработки золотосодержащих руд

2.1 Роль цианистого процесса в технологии обогащения золотых руд

Типовой процесс переработки руды чётко подразделяется на 3 технологических передела [1]:

А) Механическое обогащение руды (гравитация, флотация, радиометрическая или магнитная сепарация и т.д.), целью которого является получение обогащённых по содержанию ценного компонента продуктов - концентратов и отвальных хвостов, не требующих дополнительной переработки. Данная цель, как правило, достигается без применения процессов, нарушающих кристаллическую решётку минералов, в связи, с чем извлекаемые ценные компоненты присутствуют в концентратах в той же минеральной форме, что и в исходной руде.

Б) Металлургическая переработка рудных концентратов с использованием гидро- (выщелачивание ценных компонентов водными растворами кислот, щелочей, солей) и пирометаллургических (плавка) операций, результатом которых является получение черновых металлов.

В) Рафинирование черновых металлов (аффинаж) с целью очистки их от посторонних примесей и получения конечных товарных продуктов, удовлетворяющих условиям рынка.

Опыт мировой золотодобывающей промышленности свидетельствует о том, что плавка указанным материалов экономически оправдывается лишь в том случае, когда эти материалы содержат (причём в значительных количествах) медь, свинец, сурьму и другие металлы, способные выполнять при плавке роль «внутреннего» коллектора благородных металлов, и кроме того, сами представляют определённую промышленную ценность. Отражением этой тенденции является существующая практика металлургической переработки медных и других концентратов, золото в которых присутствует в виде попутного ценного компонента и извлекается из концентратов в самостоятельную товарную продукцию на стадии рафинирования получаемых цветных металлов.

В принципе метод плавки может быть применён и для извлечения золота из некоторых категорий собственно золотых руд и концентратов, не содержащих другие цветные металлы. К их числу могут быть в первую очередь отнесены богатые гравитационные концентраты или огарки, для которых, наряду с классическими методами пирометаллургической обработки, представляет интерес вариант бесколлекторной плавки непосредственно на черновое золото или золото-серебряный сплав. В случае расположения золотоизвлекательного предприятия вблизи действующих пирометаллургических заводов достаточно эффективным представляется также использование золотых руд (концентратов) в качестве железосодержащих флюсов в медном производстве при условии, что эти руды (концентраты) по своему составу удовлетворяют техническим условиям на флюсы [1].

Особое место в мировой золотодобывающей промышленности занимает процесс цианирования, основанный на способности металлического золота растворяться в слабых растворах щелочных цианидов по реакции:

2Au + 4NaCN + 1/2O₂ + H₂O = 2NaAu(CN)₂ + 2NaOH

Относительная селективность растворителя (цианида), удачное сочетание процессов растворения и осаждения благородных металлов из цианистых растворов (цементация цинковой пылью, сорбция на ионообменных смолах и активированных углях и др.), простота аппаратурного оформления и другие преимущества цианирования делают его весьма эффективным и производительным, обеспечивая возможность применения данной технологии не только к концентратам механического обогащения, но и к рядовым золотым рудам и даже к хвостам обогащения, содержащим 1-2 г/т золота и ниже.

В настоящее время цианирование применяется при переработке 85 % золотых руд в мире [9].

К достоинствам цианистого процесса выщелачивания золота следует отнести его экологичность.

Анализ современного состояния техники и технологии цианирования золотых руд (концентратов), которым охвачена деятельность большинства действующих предприятий, показал, что мировая золотодобывающая промышленность располагает большим количеством вариантов технологических схем и применением цианистого процесса (рис 2.2), которые в совокупности обеспечивают законченный цикл обработки руды на месте даже для технологически упорных руд, при достаточно высоком сквозном извлечении золота [1].

Классическая технология цианирования золотосодержащих руд (полный иловый процесс) включает в себя следующие технологические операции [1]:

a) Измельчение руды до крупности, обеспечивающей необходимую полноту вскрытия золота;

b) Перемешивание измельчённой руды со щелочными цианистыми растворами в аппаратах-агитаторах механического, пневмомеханического и пневматического типа;

c) Отделение золотосодержащих растворов от твёрдой части пульпы (сбрасываемой в отвал) методами сгущения и фильтрации;

d) Осаждение золота из растворов цементацией на цинковой пыли;

e) Обработка золотосодержащих осадков (выщелачивание кислотами, обжиг, плавка) с получением чернового металлического золота, направляемого на рафинировочные заводы;

f) Химическая очистка сточных вод и хвостов гидрометаллургического процесса от токсичных цианистых соединений.

Необходимо ещё раз подчеркнуть, что все перечисленные выше операции сами по себе не обеспечивают получения товарной золотосодержащей продукции и выполняют, как правило, вспомогательную роль в схемах обработки руд, дополняя и интенсифицируя цианистую технологию извлечения металлов.

Заметное депрессирующее действие на золото при цианировании оказывают минералы и химические соединения меди, на растворение которых расходуется от 2,3 до 3,4 кг NaCN на 1 кг меди, присутствующей в исходной руде (табл.1.1). При этом, большинство медьсодержащих минералов не проявляет при цианировании восстановительных свойств. Вместе с тем, установлено, что увеличение концентрации Cu в растворах может вызвать образование на поверхности золотых частиц вторичных химических плёнок, тормозящих процесс последующего растворения золота. Предполагают, что состав этих плёнок представлен комплексными соединениями типа AuCu(CN)₂ и простым цианидом меди CuCN.

Таблица 1.1 - Реакции растворения минералов меди в водных растворах цианида натрия

Минерал	Химическая формула	Реакция растворения в цианистых растворах	Количество весовых частей NaCN, необходимых для растворения 1 весовой части меди, входящей в состав минерала
Самородная медь Куприт Мелаконит Халькантит Малахит Азурит Халькозин	Cu Cu2O CuO CuSO4•5H2O CuCO3•Cu(OH)2 2CuCO3• Cu(OH)2 Cu2S	2Cu+6NaCN+1/2O2+H2O= 2Na2Cu(CN)3+NaOH Cu2O+6NaCN+H2O= 2Na2Cu(CN)3+NaOH 2CuO+8NaCN+2H2O= 2Na2Cu(CN)3+(CN)2+4NaOH 2CuSO4+8NaCN= 2Na2Cu(CN)3+2Na2SO4+(CN)22CuCO3+8NaCN= 2Na2Cu(CN)3+2Na2CO3+(CN)2 2Cu(OH)2+8NaCN= 2Na2Cu(CN)3+4NaOH+(CN)2 2Cu2S+14NaCN+2H2O+O2= 2Na3Cu(CNS)(CN)3+ +2Na2Cu(CN)3+4NaOH	2,3 2,3 3,4 3,4 3,4 3,4 2,7

2.2 Извлечение золота из руд, содержащих цианисиды и другие химически активные примеси

Технологический тип «В» - это руды, цианирование которых сопровождается химической депрессией золота минеральными компонентами - примесями, проявляющими восстановительные или «цианистые» свойства.

Результаты многочисленных исследований (в том числе выполненных в институте «Иргиредмет») и существующая практика переработки рудного сырья позволила выделить 4 принципиальных варианта извлечения золота из руд технологического типа «В»:

a) Непосредственное цианирование руды (концентрата) с соблюдением специальных условий, при которых химическая депрессия золота минеральными компонентами проявляется в минимальной степени.

b) Цианирование руды (концентрата) после предварительный химической или термохимической подготовки рудного материала, имеющей целью перевод химических депрессоров в менее активную, а золота в более легко цианируемую форму.

c) Выведение химически активных примесей до цианирования методами механического или химического обогащения с последующей переработкой получаемых продуктов в отдельном технологическом цикле.

d) Гидрометаллургическая переработка руды (концентрата) с применением нецианистых растворителей золота.

Выбор наиболее рационального варианта зависит от ряда факторов, в том числе: абсолютного содержания и химической активности минералов-примесей, характера ассоциации этих минералов с золотом, минеральной формы самого благородного металла в исходном сырье и т.д. Существенное значение при этом имеет абсолютная и относительная ценность химического депрессора золота, обуславливающая целесообразность попутного извлечения в соответствующий товарный продукт. При низких концентрациях химических депрессоров в исходных рудах и концентратах чаще всего рекомендуются к использованию варианты 1, 2 и 4; в случае значительной ценности указанных компонентов (в данном случае меди) более предпочтителен вариант 3; при наличии «внутренних» химических депрессоров - варианты 2 и 4 и т.д. [10]

Современная золотодобывающая промышленность располагает рядом методов и технологических приёмов, позволяющих осуществлять непосредственное цианирование золотосодержащих руд (концентратов) при наличии в них химически активных минералов меди и других металлов. Возможности такого рода технологии определяются и величиной депрессирующего влияния указанных компонентов на процесс цианирования. Последняя в свою очередь характеризуется двумя признаками: «цианисидностью» и восстановительной способностью рудного материала, поступающего на гидрометаллургическую переработку.

Термин «цианисидность» имеет тот же смысл, что и «кислотоёмкость» руды (в кислых схемах гидрометаллургической переработки минерального сырья) или «хлороёмкостью» - при гидрохлорировании золотосодержащих руд, концентратов и огарков или при хлорном обезвоживании хвостов цианистого процесса.

Цианирование при низких концентрациях NaCN (с периодическим подкреплением растворов свежим цианидом) требует большей продолжительности выщелачивания, но с другой стороны - обеспечивает достижение высоких показателей извлечения благородных металлов при меньшем суммарном расходе растворителя. Этим нередко пользуются в промышленной практике при переработке руд и рудных продуктов, обладающих преимущественно цианисидными свойствами, такими как у окисленных медных руд, поскольку известно, что скорость растворения Au в слабых (0,5 г/л и ниже) цианистых растворах заметно превосходит скорость взаимодействия медьсодержащих компонентов с NaCN [1].

2.3 Термическая пассивация химических депрессоров золота перед цианированием

Одним из возможных методов металлургической переработки золотых руд и концентратов, отнесённых к технологическому типу «В», является их цианирование после предварительной термической переработки (обжига), в результате которой осуществляется перевод химических депрессоров золота в менее активную форму, не оказывающую существенного влияния на показатели последующего цианирования.

Теоретические основы ферритизирующего обжига медистых золотосодержащих руд и концентратов (B_Cu) разработаны В.Я.Мостовичем, которым впервые изучены условия образования метаферрита меди из элементов (CuO + Fe₂O₃) и показано влияние ферритообразования на процесс последующего растворения меди в щелочных цианистых растворах [11].

В монографии В.И.Смирнова и А.И. Тихонова [12] отмечается возможность образования феррита меди в качестве одного из продуктов прямого окисления халькопирита при повышенных температурах обжига и высокой концентрации окислителя в газовой фазе.

Халькопирит, подвергнутый высокотемпературному окислительному обжигу, обладает гораздо меньшей депрессирующей способностью по отношению к золоту в цианистом процессе в сравнении, например, с исходным CuFeS₂ и тем более - с простыми сульфидами и оксидами меди.

Важно подчеркнуть, что именно для халькопирита условия ферритообразования являются наиболее благоприятными вследствие наличия тесного контакта присутствующих в данном минерале сульфидов железа и меди, окисление которых протекает с образованием Fe₂O₃ и CuO.

Из выше сказанного можно сделать вывод что ферритизирующий обжиг медьсодержащих золотых руд и концентратов вряд ли может быть рекомендован к широкому промышленному использованию.

Более предпочтительным в этом плане является процесс окислительно-сульфатизирующего обжига медистых руд с последующим селективным выщелачиванием меди и золота из огарков (см.раздел 2.5).

2.4 Особенности флотационного обогащения медистых руд

Наиболее эффективным процессом обогащения медистых золотых руд является флотация, дополненная в ряде случаев операцией гравитационного обогащения.

Применяя флотацию, можно добиться высокой степени извлечения в концентраты так халькозин, борнит, ковеллин, самородная медь, проявляющих повышенную активность в цианистом процессе. В принципе довольно легко решается проблема флотационного обогащения и некоторых карбонатов (малахит, азурит), если эти минералы присутствуют в свободном состоянии и не образуют большого количества шламов при измельчении.

Одной из важных проблем современной цветной металлургии и золотодобывающей промышленности является использование флотационного процесса для извлечения меди из частично или полностью окисленных руд, в том числе - и в целях подготовки указанных руд к последующему цианированию.

Данная задача может быть решена, в частности, на основе применения сульфидизирующих агентов (Na₂S и др.), переводящих оксидные минералы в легкофлотируемые формы.

Недостатками использования Na₂S являются: депрессирующее действие этого реагента на флотацию сульфидных минералов, возможность химического взаимодействия S^2- с ксантаном, а также быстрое окисление S^2- до S⁰ и политианатов. Это вызывает необходимость осуществления строгого контроля за дозировкой сернистого натрия и ксантатов и поддержания потенциала пульпы в довольно узких пределах.

По мнению большинства экспертов, флотация медных минералов с предварительной сульфитизацией применима лишь к частично окисленным рудам. На рудах с высокой степенью окисленности этот метод в его «классическом» исполнении не обеспечивает удовлетворительных показателей извлечения меди (и связанного с нею золота) в концентраты. Проработанные варианты усовершенствования данного процесса [13], например, сульфидизация оксидов меди в автоклавах элементарной серой (при 180? С в течении 2-3 ч), либо дороги, либо связаны со значительными потерями золота с хвостами флотации.

2.5 Применение методов гидрометаллургической селекции при переработке медьсодержащих золотых руд

Отделение золота от сопутствующих им в рудах химических депрессоров (меди) может быть с достаточной полнотой осуществлено на основе гидрометаллургических процессов, широко используемых в соответствующих отраслях цветной металлургии. При этом возможны два варианта [1]:

1. Селективное выщелачивание минералов, выполняющих функции химических депрессоров золота, с последующим извлечением благородных металлов из полученных твёрдых продуктов циансодержащими и другими растворителями.

2. Коллективное выщелачивание цветных и благородных металлов с разделением их уже на стадии переработки получаемых растворов.

Оба варианта предполагают комплексное извлечение цветных металлов в соответствующую товарную продукцию, а также возможность утилизации отработанных растворов гидрометаллургического цикла с полной или частичной регенерацией выщелачивающих агентов. Поэтому эффективность применения гидрометаллургической селекции к рудам, относящимся к технологическому типу «В», как правило, возрастает с повышением содержания в этих продуктах меди и других химических депрессоров золота. [14]

Возможности выщелачивания меди из рудных продуктов иллюстрируются данными, приведёнными в табл.1.2, характеризующей поведение различных медных минералов при воздействии на них соответствующими растворителями. Наиболее распространённым и достаточно универсальным растворителем медных минералов и окисленных руд является серная кислота, на использовании которой основана современная гидрометаллургия меди. Ещё более энергичным растворителем окисленных минералов меди является соляная кислота, применение которой в промышленных целях ограничивается её чрезвычайно сильно выраженным корродирующим действием на аппаратуру, большим расходом (в результате растворения пустой породы) и высокой стойкостью. Для выщелачивания меди из карбонатных руд, характеризующихся высокой кислотоёмкостью, могут быть использованы аммиачные растворы, содержащие в качестве главных растворяющих углекислый аммоний (NH₄)₂CO₃ или гидроксид аммония NH₄OH. Из других растворителей, представляющих интерес при переработке окисленных медных руд, огарков и других подобных им продуктов, заслуживают быть отмеченными сернистая кислота и сернистый газ, получаемый при обжиге сульфидного сырья.

Наиболее сильным и универсальным растворителем сульфидным медных минералов является азотная кислота. Но более предпочтительными считаются варианты гидрометаллургической переработки сульфидного медьсодержащего сырья с использованием солей трёхвалентного железа: Fe₂(SO)₄ или FeCl₃, которые хорошо растворяют простые сульфиды меди (ковеллин, халькозин) и в меньшей степени - сложные сульфиды: борнит и халькопирит.

Как показывает табл.1.2, хорошими растворяющими свойствами по отношению к большинству медных минералов обладают растворы щелочных цианидов KCN, NaCN. Это обуславливает возможность переработки комплексных медь- и золотосодержащих рудных материалов по схемам с коллективным выщелачиванием меди, золота цианистыми растворами с последующим выделением металлов из растворов в соответствующую товарную продукцию.

Сернокислотное выщелачивание меди из руд, концентратов и огарков широко применяется во многих странах, располагающих соответствующей сырьевой базой. Сущность метода заключается в переводе меди из содержащих её минералов и химических соединений в форму водорастворимого сульфата CuSO₄, последующая переработка которого на металлическую медь не составляет особых проблем [1].

Процесс извлечения меди в сернокислые растворы может быть реализован в виде вариантов подземного, кучного или чанового (перколяционное, агитационное) выщелачивания. В зависимости от содержания Cu в растворах, а так же общего солевого фона растворов, выделение растворённой меди осуществляется методами цементации (металлическим железом), сорбции на ионообменных смолах, экстракции или электролиза.

Опыт медной промышленности вполне может быть применим для гидрометаллургической селекции медистых руд и концентратов. Выбор оптимального технологического варианта в данном случае должен производится исходя из наличия в перерабатываемых продуктах конкретных минералов и химических депрессоров золота в цианистом процессе. При этом возможны следующие типичные случаи:

1. Медь в исходном сырье (поступающем на гидрометаллургическую переработку) уже находится в водорастворимой сульфатной форме.

2. Медь в руде представлена, главным образом, оксидными минералами.

3. Медь в перерабатываемых рудах и концентратах содержится преимущественно в сульфидной форме (ковеллин, халькозин, борнит и др.).

Наличие в рудах сульфатной меди является следствием воздействия кислорода воздуха на быстроокисляющиеся сульфиды (например, халькозин или ковеллин) при добыче, транспортировке и хранении медистых руд на открытых площадках. Если процесс «естественной» сульфатизации меди протекает достаточно полно, то последующее выщелачивание её не связано с использованием серной кислоты и ограничивается водной отмывкой присутствующего в руде сульфата CuSO₄, причём эта операция может быть осуществлена уже в процессе измельчения руды.

Для медистых золотосодержащих руд и концентратов, медь в которых представлена, в основном, сульфидными минералами, наиболее эффективны технологические варианты, основанные на применении флотации (см.раздел 2.4), с отправкой получаемых концентратов на медеплавильные заводы. Переходящее при флотации в концентраты золото извлекается в медном металлургическом цикле, преимущественно пирометаллургическими методами, а хвосты медной флотации при наличии в них благородных металлов могут быть переработаны цианированием или тиокарбомидным выщелачиванием.

Если по каким-либо причинам реализация концентратов по приведённой выше схеме затруднена или неэкономична (например из-за высоких транспортных расходов на перевозку концентратов от золотоизвлекательной фабрики до медеплавильного завода), то предпочтение отдаётся комбинированным пиро-гидрометаллургическим технологиям переработки концентратов на месте с использованием процесса окислительно-сульфитизирующего обжига, позволяющего перевести сульфиды меди в водо- и кислоторастворимые соединения, в виде которых медь может быть выщелочена и извлечена до цианирования в соответствующий товарный продукт.

Процесс окислительно-сульфитизирующего обжига медных концентратов основан на протекании следующих основных химических реакций [12]:

CuS + 2O₂ = CuSO₄,

2CuS₂ + 5O₂ = 2CuO + CuSO₄,

4Cu₅FeS₄ + 35O₂ = 12 CuSO₄ + 8CuO + 2 Fe₂O₃ + 4SO₂,

CuFeS₂ + 4O₂ = CuSO₄ + FeSO₄.

При этом протекает ряд вторичных химических преобразований, многие из которых имеют обратимый характер. Поэтому получаемые при обжиге медьсодержащие огарки характеризуются, как правило, сложным вещественным составом.

Основными факторами, способствующими максимальной сульфатизации меди в процессе обжига, являются: пониженная температура (исключающая возможность термической диссоциации сульфидов), длительная выдержка материала в печи и достаточно высокая концентрация SO₂ и SO₃ в обжиговых газах, обеспечивающая устойчивость образующегося CuSO₄. Последнее обычно достигается путём осуществления принципа противотока обжигаемого материала и газов.

Соблюдение указанных условий гарантирует достижение высокой степени сульфатизации меди и некоторых других сопутствующих ей компонентов (железо, цинк и др.).

3. Технологическая часть

3.1 Металлургические расчеты

Исходные данные: Рассчитать расход реагентов, продуктов цианирования и составить материальный баланс процесса выщелачивания 800 т в сутки медистой золотосодержащей руды с содержанием золота 4,6 г/т, CuFeS₂ - 0,02 %; Cu₂S - 0,003 %. Степень перехода в раствор, %: Au - 90; CuFeS₂ - 2,1; Cu₂S - 60.

Концентрация NaCN в растворе 0,04 %, защитной щёлочи - 0,01 %.

Отношение Ж?Т = 1,5?1. Продолжительность цианирования 24 ч. Оборотные цианистые растворы содержат 0,01 % NaCN. Расход оборотных растворов составляет 0,5 м³ на 1 т руды.

Выбрать тип и рассчитать необходимое количество аппаратов для выщелачивания.

3.1.1 Расчёт расхода цианистого натрия и извести

Определим массу NaCN необходимого для создания 0,04 % концентрации его в растворе цианирования.

На 1 т руды потребуется 1,5 м³ Н₂О.

Масса NaCN в растворе составляет = 0,4•1,5 = 0,6 кг;

С оборотным раствором поступит NaCN = 0,01•0,5 = 0,005 кг.

Расход свежего NaCN для создания 0,04 % - ной концентрации в растворе будет: 0,6 - 0,005 = 0,595 кг.

Цианид вводится в аппарат в виде 10 % - ного водного раствора. Следовательно, с ним будет введено воды: Х = 0,595•100/10 = 5,95 кг.

CaO берём так что на кальцинацию он всегда приходит свежий:

4,3 + (0,1•1,5) = 4,45 кг (масса CaO в растворе);

На практике для приготовления данного раствора необходимо брать избыток: Х = (4,45•100)/80 = 5,56 кг.

Воды потребуется: Х = (5,56•100)/20 = 27,8 кг (H₂O)

3.1.2 Определим массу и состав растворов, выходящих из аппаратов цианирования

Масса растворов, поступивших на цианирование 1 т руды составит:

1 + 0,5 + 0,006 + 0,028 = 1,534 т. Объем их при плотности равной 1,03 составит 1,5 м³.

Состав раствора после цианирования характеризуется концентрациями NaCN, Аu, металлов-примесей, СаО (рН) и зависит от степени взаимодействия цианида и защитной щелочи с составляющими руды и величиной химических и механических потерь NaCN и CaO.

Определим массу компонентов руды, переходящих в раствор при цианировании с учетом заданных степеней извлечения:

золото 1 4,6 0,90 = 4,14 г;

халькопирит 1 0,00020,02110⁶ = 4,2 г;

халькозин 10,000030,610⁶ = 18 г.

Определим расход NaCN на растворение этих компонентов по реакциям:

(1)

(2)

(3)

Расчет ведем исходя из стехиометрим реакции.

На растворение Аu по реакции (1) потребуется NaCN:

2 197,2 - 4 49

4,14 - х х = 2,05 г NaCN.

На растворение CuFeS₂ по реакции (2):

2 183,3 - 22 49

4,2 - х х = 12,3 г NaCN.

На растворение Cu₂S по реакции (3):

158,8 - 7 49

18 - х х = 38,8 г NaCN.

Общий расход NACN на растворение золота и сопутствующих минералов составит:

2,05 + 12,3 + 38,8 = 53,15 г.

На цианирование поступают растворы с концентрацией 0,04 % (0,4 кг/м³) NaCN. Концентрация NaСN в растворах, выходящих из аппаратов цианирования, понизится за счет протекания реакций (1) - (3) и составит:

кг/м³ или 0,04 %.

Зная массу растворенных компонентов и объем раствора, определим их концентрации в нем.

Koнцентрация Аu составит:

г/л или 2,76 мг/г.

Для определения концентрации Cu найдем сначала массу меди, содержащейся в 18 г растворившего минерала Cu₂S:

А) 158,8 - 2 65,8

18 - х х = 14,9 г.

Тогда концентрация меди в растворе составит:

г/л.

Б) В 4,2 г растворившего минерала CuFeS₂:

183,3 - 65,8

4,2 - х х = 1,5 г.

Тогда концентрация меди в растворе составит:

г/л.

Общее количество Cu = 14,9 + 1,5 = 16,4 г или 0,011 г/л.

Аналогичные расчеты выполним для нахождения концентрация Fe в растворе.

Масса железа, перешедшего в раствор по реакции (2) рассчитывается из массы растворенного железа в халькопирите. Масса железа в растворенном халькопирите составит:

55,8 - 183,3

х - 4,2 х = 1,27 г.

Концентрация железа в растворе цианирования будет равна:

г/л.

Часто растворы характеризуют не элементным составом, а концентрациями в них образовавшихся соединений, например , , и др. В этом случае, исходя из стехиометрии реакций (1) - (3) по значениям масс растворившихся компонентов, определяют количество интересующих продуктов реакции. Так по реакции (1) образуется:

А) 2 197,2 - 544,4

4,14 г - х х = 5,71 г .

Концентрация в растворе составит:

г/л.

Б) 2 183,3 - 2 187,5

4,2 - х х = 4,3 г .

Концентрация в растворе составит:

г/л.

В) 2 183,3 - 2 313,8

4,2 - х х = 7,2 г .

Концентрация в растворе составит:

г/л.

Г) 158,8 - 2 187,5

18 - х х = 42,5 г .

Концентрация в растворе составит:

г/л.

Д) 2 197,2 - 2 40

4,14 г - х х = 0,84 г NaOH.

Концентрация NaOH в растворе (1) составит:

г/л.

Е) 2 183,3 - 6 40

4,2 - х х = 2,75 г NaOH.

Концентрация NaOH в растворе (2) составит:

г/л.

Ж) 158,8 - 2 40

18 - х х = 9,06 г NaOH.

Концентрация NaOH в растворе (3) составит:

г/л.

З) 158,8 - 72

18 - х х = 8,16 г .

Концентрация в растворе (3) составит:

г/л.

Таблицы состава растворов

№ п/п	Вещество	Концентрация (г/л)
1		0,0038
2		0,0311
3		0,0283
4	NaOH	0,0138
5		0,00544

3.1.3 Определим остаточное содержание золота в руде после цианирования

Остаточное содержание золота находим по разности исходной и растворенной масс золота в расчете на 1 т руды: 4,6 - 4,14 = 0,46 г/т.

3.1.4 Составим материальный баланс операции цианирования 1 т руды

Материальный баланс цианирования 1 т руды

Приход	Масса, т	Расход	Маса, т
1. Сгущенный продукт, в т. ч. руда вода 2. Оборотный раствор 3.Раствор 10%-ного цианида 4. Раствор известкового молока	1 1 0,5 0,0595 0,0278	1. Пульпа, в т. ч. твердого раствор	11,587
Итого:	2,587	Итого:	2,587

3.1.5 Произведем пересчет расхода NaCN и защитной щелочи, а также материального баланса на заданную суточную производительность по руде, умножением всех полученных величин на коэффициент, равный суточной производительности. В рассматриваемом примере этот коэффициент равен 800.

Суточный материальный баланс цианирования

Приход	Масса, т	Расход	Масса, т
1.Сгущенный продукт, в т. ч. руда вода 2. Оборотный раствор 3.Раствор 10%-ного цианида 4.Раствор известкового молока	800 800 400 47,6 22,24	1. Пульпа, в т. ч. твердого раствор	800 1269,84
Итого:	2069,84	Итого:	2069,84

3.2 Выбор типа и расчет необходимого количества аппаратов для выщелачивания

3.2.1 Исходные данные

Суточная производительность передела по массе твёрдого Q_c = 2069,84 т/сут, плотность руды ?_т = 2700 кг/м³, плотность маточного раствора ?_р = 1100 кг/м³, отношение Ж/Т = 1,5.

3.2.2 Определение часовой производительности передела

Принимая число дней работы в году 357, рассчитывают часовую производительность передела по массе твёрдого:

Q = Q_c*(365/(357*24)) = 88,17 т/час.

Часовую производительность передела по потоку пульпы, поступающей на выщелачивание, рассчитывают по уравнению:

V = Q[1000/?_т + (R*1000)/ ?_р] = 88,17[1000/2700 + (1,5*1000)/1100] = 152,8 м³/час.

3.2.3 Определение общего рабочего объёма аппаратуры для выщелачивания

V_a = V*ф = 152,8 * 24 = 3667,2 м³.

3.2.4 Выбор типа агитатора

Выбираем по каталогу максимально большой агитатор, изготовляемый промышленностью: чан с центральным аэролифтом и гребковой мешалкой. Диаметр чана D = 8000 мм, высота H = 6000 мм, геометрический объём 1 агитатора = 301 м³. Скорость вращения мешалки - 4 оборота в минуту.

3.2.5 Определение числа агитаторов

n? V_a/0,85*V₁ = 3667,2/0,85*301 = 14,3

Принимаем к установке 16 агитаторов, располагая их в две отдельные стадии по 8 агитаторов в каждой. Агитаторы в каждой стадии устанавливают в каскаде последовательно с самотечным перетоком пульпы.

4 Экология

С целью обеспечения охраны окружающей среды от воздействия токсичных отходов цианистого процесса, осуществлён перевод большинства гидрометаллургических предприятий на полное оборотное водоснабжение, внедрены в производство усовершенствованные методы хлорирования сбросных цианистых растворов, разработаны и проходят стадию полупромышленных и промышленных испытаний новые эффективные методы нейтрализации циансодержащих стоков: озонирование, радиационное облучение, ионообменная очистка, электролиз и др.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1 Лодейщиков В. В. Технология извлечения золота и серебра из упорных руд: в 2х томах. М.: изд-во Иргиредмет, 1999. 794 с.

2 Оценка развития минерально-сырьевого сектора экономики стран мира. Commodity assessment // Minning J..- 1994. 322 c.

3 Быховер А. Н. Экономика минерального сырья.-М.: Недра, 1967. 368 с.

4 Золотодобыча - добыча золота, оборудование, технологии, предприятия: электр. журн. 2008. URL: http://zolotodb.ru (Дата обращения 11.04.2012).

5 Грицаев В. П. О проекте федеральной программы производства золота и серебра в России на 1994-1995 годы и на период по 2000 года // Горный журнал. 1994. 8 с.

6 Лодейщиков В. В., Васильева А. В. Методические рекомендации по типизации руд, технологическому опробованию и картированию коренных месторождений золота. Иркутск, ОАО Иргиредмет, 1994.164 с.

7 Лодейщиков В. В. Основные принципы технологической классификации и технологической оценки упорных золотосодержащих руд: М.: Иргиредмет. 1977. 64 с.

8 Лодейщиков В. В. Оценка комплексности золоторудного сырья: М.: Иргиредмет, 1979. 13 с.

9 Libaude I. Le traitement des minerais d'or // Recherche. 1994. 554 с.

10 Всё о золоте: электр. журн. 2009. URL: http://www.zolotoplus.ru (Дата обращения 13.04.2012).

11 Мостович В. Я., Успенский Г. С. Метаферрит окиси меди М.: ОНТИ. 1936. 589 с.

12 Смирнов В. И., Тихонов А. И. обжиг медных руд и концентратов. М.: Металлургия, 1966. 255 с.

13 Неустроев А. А. Основы металлургического производства. - М.: Металлургия, 1984. - 258 с.

14 Матвеев Ю. Н., Стрижко В. С. Технология металлургического производства для цветных металлов. М.: Металлургия, 1986. 368 с.

Размещено на Allbest.ru

...