Выбор и расчет обоснование регенерации углей в условиях ГМЗ-2

Размещено на http://www.allbest.ru/

Республика Узбекистан

Министерство высшего и среднего специального образования

Навоийский горно-металлургический комбинат

Навоийский государственный горный институт

Химико-металлургический факультет

Кафедра «металлургия»

Направление: 5520400 «Металлургия»

Выпускная квалификационная работа

Тема: «Выбор и расчет обоснование регенерацие углей в условиях ГМЗ-2»

Студент Ахмерова Рината Ильгизовича

Руководитель работы Вохидов Б.Р.

2012 г.

Содержание

Введение

1. Обоснование проекта

1.1 Обоснование места строительства

1.2 Географико-экономические сведения о месторождении Мурунтау

1.3 Характеристика исходного сырья

2. Технологическая часть

2.1 Обзор методов переработки золотосодержащих руд

2.2 Практика сорбции золота активными углями

2.2.1 Сорбция из растворов (С1С-процесс)

2.2.2 Сорбция из пульп (СIР-процесс)

2.2.3 Сорбционное выщелачивание (CIL-процесс)

2.3 Выбор и обоснование технологической схемы переработки данной руды

2.4 Описание технологической схемы

2.4.1 Гидрометаллургическая переработка руды

2.4.1.1 Предварительное цианирование и сорбционное выщелачивание сгущенного продукта

2.4.1.2 Десорбция насыщенного угля и электролитическое выделение благородных металлов из элюатов

2.4.1.3 Реактивация обеззолоченного угля

3. Безопасность жизнедеятельности

3.1 Проектные решения по охране труда

3.1.1 Объемно-планировочные решения зданий завода

3.2 Анализ опасных и вредных производственных факторов при выполнении опасных операций

3.2.1 Анализ потенциально опасных и вредных факторов производственной среды

3.2.2 Разработка мер защиты от выявленных опасных и вредных факторов

3.3 Разработка мер пожарной безопасности

3.4 Технические решения по производственной санитарии исанитарно-бытовым помещениям

3.4.1 Отопление и вентиляция

3.4.2 Естественное освещение

3.4.3 Искусственное освещение

3.5 Решения по охране окружающей среды и рациональному использованию природных ресурсов

3.5.1 Расчет скруббера Вентури

Заключение

Список использованных источников

Введение

золотосодержащий руда десорбция элюат

Расширение сфер применения и возросший спрос на благородные металлы требуют дальнейшего увеличения их производства. В переработку все шире вовлекается сырье с низким содержанием ценных компонентов и сложным вещественным составом, что в свою очередь обуславливает необходимость дальнейшего совершенствования существующих технологических схем и применения новых высокоэффективных и экономичных методов извлечения золота и серебра. Одним из перспективных направлений повышения эффективности основного в золотодобывающей промышленности цианистого процесса является использование метода извлечения золота и серебра.

Применение активных углей является одним из наиболее важных достижений мировой металлургии золота последних десятилетий. В настоящее время основное количество металла в мире добывается с использованием указанной технологии.

Активные угли имеют ряд преимуществ в сравнении с анионитами и могут быть рекомендованы для внедрения в вариантах «уголь в пульпе», «уголь при выщелачивании», «уголь в растворе».

В России и в ряде стран СНГ сорбционная технология, базирующаяся на применении анионитов, успешно внедрена почти на всех золотодобывающих предприятиях. Эта технология позволяет достаточно эффективно перерабатывать помимо простых кварцевых руд некоторые виды упорного золотосодержащего сырья, обеспечивая высокую производительность и конечные технологические показатели. Вместе с тем следует отметить, что низкая селективность промышленных анионитов, высокие эксплуатационные затраты, низкая рентабельность производства в связи с использованием дефицитных и дорогостоящих ионообменных смол и тиокарбамида, высокая незавершенность технологии ввиду большой длительности процесса элюирования, вредные условия труда, использование кислотостойкого оборудования и другие являютсясдерживающими факторами на пути более широкого внедрения таких схем, например, при кучном вышелачивании, переработке золотосодержаших руд и концентратов со сложным вещественным составом и обуславливают поиск путей замены такой технологии на более рентабельную и технологически оправданную в новых условиях хозяйствования.

В связи с этим использование сорбционной технологии, базирующейся на применении углеродных сорбентов, свободная от вышеперечисленных недостатков, является важным.

В настоящее время большинство зарубежных золотоизвлекательных предприятий работают по схеме «уголь в пульпе».

Характерной особенностью угольно-сорбционной технологии в отличие катионообменной при прочих равных условиях является высокая емкость сорбента по серебру, что позволяет осуществлять его извлечение из растворов и пульп за одну стадию с золотом с высокими показателями.

Предлагаемая высокоэффективная технология извлечения благородных металлов из пульп углеродными сорбентами имеет несомненные преимущества по сравнению с существующими технологиями переработки золотосодержащих руд. Широкое внедрение такой технологии позволит значительно увеличить производство золота, снизить себестоимость переработки.

1. Обоснование проекта

1.1 Обоснование места строительства

Выбор места строительства сорбционного отделения и возможность рациональной организации производства очищенного от примесей золота обуславливается рядом технико-экономических и экологических факторов, среди которых:

- соответствие выбора площадки строительства;

- учет районных проектов планирования и в необходимых случаях проектов развития городов и других региональных центров;

- данные о наличии близкорасположенных промышленных и сельскохозяйственных объектов и перспективах их развития;

- расстояния до ближайших железнодорожных станций и крупных дорог;

- источник тепла, электро- и водоснабжения.

Размещение проектируемого цеха необходимо планировать как можно ближе к рудной базе, то есть в близи месторождения «Мурунтау».

Месторождение расположено на южном склоне в предгорье горы Мурунтау. Район относится к Тамдымскому району Навоийской области, расположен в центральной части Кызылкумов.

Климат резкоконтинентальный с сухим жарким летом (температура воздуха в тени до 48 ⁰С) и холодной зимой (температура воздуха до - 20 ⁰С). Среднегодовая температура 13,7 ⁰С.

Среднегодовое количество осадков - 124мм. Глубина промерзания грунта 0,8 -1,2м. Преобладающее направление ветра - восточное и северо-восточное.

Средняя скорость ветра 3,6 м/сек; максимальная скорость ветра 34 м/сек, при порывах до 37 м/сек. Сейсмичность района 7 баллов.

Обеспеченность рудным сырьем по оценке геологов, составляет более 50 лет.

Строительство нового цеха сорбции и цеха аффинажа позволит трудоустроить дополнительное количество людей, частично решит проблему безработицы в районе.

Основное водоснабжение ведется по линии водовода Амударья-Зарафшан, откуда и будет производиться основной водозабор предприятия. Размещение аффинажного цеха на промплощадке «Бессопан» исключает трудоемкие перевозки на Алмалыкский аффинажный цех и исключает дополнительные затраты ГМЗ-2.

Материалы и химические реагент в цех аффинажа будут поступать совместно с поступающими на завод.

Электроснабжение цеха осуществляется путем подключения к единой среднеазиатской энергосистеме через понизительную трансформаторную подстанцию.

Доставка рабочих на промплощадку «Бессопан» осуществляется автобусами и железнодорожными поездами. Вопрос обеспечением производства квалифицированными специалистами решается путем обучения в институтах и техникумах.

Реконструируемый участок цеха сорбции золота расположен в здании, построенном в 1965 году. Здание каркасное, построено из сборного железобетона. Стены панельные, навесные, межэтажные перекрытия выполнены из железобетонных плит, уложенных на железобетонные балки.

Отдельно стоящие фундаменты под колонны каркаса здания - монолитные железобетонные из особо плотного бетона, маркой по водонепроницаемости В-8, под внутрицеховые каменные стены - сборные из сборных бетонных блоков. Тяжелое оборудование установлено на собственных фундаментах.

Кровля расположена по сборным железобетонным плитам. На плиты нанесена пароизоляция - обмазка битумом, а на ней находится утеплитель. Утеплителем является пенополистерол марки ПСБС-40. На утеплителе

располагается цементная стяжка толщиной 15-20 мм, затем рулонная гидроизоляция из четырех слоев рубероида на битумной мастике. На кровле расположен внутренний водосток.

Стеновые ограждения - самонесущие кирпичные, оконное заполнение выполнено ленточным из алюминиевых панелей.

Общие габариты помещения: длина 89 м, ширина 29,7 м, высота 12 м.

Общая площадь цеха составляет 2640 кв.м.

1.2 Географико-экономические сведения о месторождении Мурунтау

Месторождение расположено в центральной части Кызылкумом, у южного подножия гряды Мурунтау. Административно оно принадлежит Тамдынскому району Навоийской области.

Ближайшие населенные пункты: город Зарафшан (в 35 км. к северу), город Уч-кудук (в 120 км.к северо-западу), город Навои (в 210 км.к югу), поселок Тамдыбулак (40 км. к северу).

Рельеф района месторождения химико-грядовый. С севера от месторождения выделяется горный массив Тамды-Тау, самая высокая от метка которого составляет +936,0 м. Климат жаркий резко континентальный сухой.

Зима - малоснежная, со средней температурой-12⁰С, минимальная температура-34⁰С. Лето продолжительное, средняя температура июля 28-30⁰С. Количество осадков 150-200 мм в год. Характерны сильные ветры северного, северо-восточного направлений. Растительность скудная представлена преимущественно травами и кустарниковыми растениями. Связь с другими городами осуществляется автомобильным, железнодорожным и авиатранспортом.

Энергоснабжение осуществляется от государственных линий электропередачи, а водоснабжение промышленных предприятий по капитальному водоводу река Амударья-Зарафшан. Город Зарафшан является основными источником трудовых ресурсов рудника.

1.3 Характеристика исходного сырья

Исходным сырьем фабрики является забалансовая руда золотокварцевого типа месторождения Мурунтау (Республика Узбекистан). В число основных рудообразующих минералов входят кварц, калиевый полевой шпат, шеелит, арсенопирит, гидроокислы железа, скородит и т.д. Содержание свободного диоксида кремния - до 60 %. Основными сопутствующими компонентами в руде являются вольфрам и серебро. Из других элементов отмечены висмут, свинец, ртуть, марганец, титан, алюминий и пр.

Промышленно-ценным компонентом в руде является золото, содержание которого 2,5 г/т. Содержание попутного компонента - серебра низкое и составляет 3,6 г/т.

Состав руды, %: SiО₂- 68,2; AI₂O3 - 8,2; CaO - 3,4; MgO - 2,4; Fe₂О₃- 4,32; FeO -0,34; FeS₂- 2.5; Fe_мет- 0.1; FeAsS - 1.22; CuFeS₂- 0.61; Cu₂S - 0.38; Cu₂O - 0.024; ZnO - 0,023; NiO -0.024; прочие - 8,6.

2. Технологическая часть

2.1 Обзор методов переработки золотосодержащих руд

В настоящее время при переработке золотосодержащих руд на золотоизвлекательных фабриках (ЗИФ) применяются в большинстве случаев комбинированные технологические схемы, включающие в себя обогатительные, гидрометаллургические и пирометаллургические процессы в различном сочетании в зависимости от характера руд, их химического и минералогического состава, формы нахождения благородных металлов и технико-экономических условий работы предприятия.

Для извлечения из руд и концентратов мелкого золота наиболее широко применяется гидрометаллургический процесс цианирования, осуществляемый методами перколяции растворов для песков и мелкокускового материала, агитации или перемешивания пульп - для мелкоизмельченного материала или комбинированием обоих методов (раздельный процесс цианирования). В современной практике чаще используется агитационный процесс цианирования пульп (называемый также полным иловым процессом цианирования при тонком измельчении всей руды до степени фабричных илов -0,15 мм и меньше) с разделением их после выщелачивания золота и серебра на твердую и жидкую фазы и последующим осаждением металлов из растворов цинковой пылью. Разделение пульп на твердую и жидкую фазы производится фильтрованием, непрерывной противоточной декантацией в сгустителях или комбинированием этих процессов.

Традиционный фильтрационно-декантационный процесс цианирования пульп имеет ряд недостатков, создающих трудности в его использовании. К их числу следует отнести:

- недостаточно полное извлечение золота и серебра из некоторых видов сырья, например, из руд, содержащих природные сорбенты (углекислые вещества, некоторые оксиды и сульфиды металлов), отдельных видов сульфидных мышьяковистых и сурьмянистых руд;

- трудности переработки плохо фильтруемых и сгущаемых глинистых и шламистых руд;

- большую энергоемкость и высокую стоимость эксплуатации фильтровального оборудования;

- громоздкость фильтровально-сгустительного оборудования, требующего больших производственных площадей;

- осложнения в процессе цементации золота и серебра цинком из растворов, содержащих значительное количество меди, мышьяка, сурьмы и сульфидной серы;

- трудности получения достаточно высокой степени отмывки из кеков растворенного золота и серебра при высоком содержании их в цианистом растворе;

- низкое качество конечного продукта (цинковых осадков), требующего переработки по сложной технологической схеме.

Для устранения отмеченных недостатков за последние 30 - 35 лет успешно внедряется в производство новое направление в технологии цианистого процесса так называемое сорбционное цианирование. Это направление возникло и оформилось главным образом под влиянием успехов сорбционной технологии в гидрометаллургии урана и в ряде производств химической промышленности.

Особенностью метода сорбционного цианирования пульп является совмещение процессов выщелачивания золота и серебра и сорбции их на загруженном в пульпу сорбенте с последующим отделением от пульпы сорбента, насыщенного золотом и серебром, десорбцией благородных металлов и регенерацией сорбента. К важным преимуществам процесса относится исключение из технологической схемы дорогостоящих операций фильтрования или противоточной декантации с последующей переработкой растворов и золотосодержащих осадков, что особенно ценно при цианировании труднофильтруемых и сгущаемых глинистых и шламистых пульп. Значительным преимуществом процесса является также понижение активности природных сорбентов, содержащихся в некоторых рудах, при введении в пульпу достаточного количества более сильных сорбентов, вследствие чего повышается извлечение золота и серебра.

Сорбционное цианирование осуществляется с применением двух видов сорбентов:

- синтетических ионообменных смол - ионитов;

- активированных углей.

Осаждение золота из осветленных растворов древесным углем использовалось на некоторых золотоизвлекательных предприятиях в самом начале развития цианистого процесса (1894 г., Австралия). В дальнейшем он был почти полностью вытеснен более эффективным осадителем - цинком, и иногда применялся лишь при нехватке этого металла, например, в годы Первой мировой войны. Осаждение проводилось фильтрацией золотосодержащих растворов через слой измельченного угля на рамных вакуум-фильтрах. Угольный осадок, содержащий золото и серебро, сжигали и полученную золу плавили с флюсами на черновой металл. В последующие годы осаждение древесным углем, как в нашей стране, так и за рубежом, применялось на ряде предприятий в качестве вспомогательного процесса для извлечения золота из сточных цианистых вод и обогатительных фабрик.

В последнее время интерес к применению углей для сорбции золота и серебра из осветленных цианистых растворов снова возрос в связи с использованием более качественных активированных углей, разработкой эффективных методов регенерации и повторного использования углей и распространением простых методов кучного выщелачивания для цианирования руд и отвалов с низким содержанием золота.

Применение древесного угля для осаждения золота и серебра непосредственно из пульп предложено в 1936 - 38 гг. (процесс Эдквиста -

-Чэпмена). По этому методу сорбция растворенного золота и серебра производилась после или одновременно с процессом выщелачивания загруженным в пульпу тонкоизмельченным углем (-0,1 мм). После выщелачивания и сорбции насыщенный уголь извлекался из пульпы флотацией и подвергался переработке для извлечения золота и серебра (обжиг осадка и плавка).

Использование активированных углей в цианистом процессе может осуществляться несколькими методами:

- сорбцией золота и серебра из цианистых растворов после отделения их от обеззолоченной рудной фазы;

- сорбцией золота и серебра из цианистых пульп после выщелачивания;

- сорбцией золота и серебра из цианистых пульп во время выщелачивания - сорбционное выщелачивание.

Первый способ самый простой и предполагает сорбцию золота и серебра из цианистых растворов вместо обычно применяемого осаждения их цинковой пылью. Однако в связи с высокой стоимостью активированных углей и сложностью процесса их регенерации этот метод экономически невыгоден и не может пока конкурировать с более дешевым и хорошо освоенным способом осаждения цинком.

По второму методу сорбция растворенного золота и серебра производится непосредственно из цианистых пульп после завершения процесса выщелачивания в агитационных аппаратах. Основным преимуществом метода является исключение из процесса энергоемкой и дорогостоящей операции фильтрования пульпы после цианирования для отделения золотосодержащих растворов. К недостаткам способа относятся неиспользование эффекта сорбционного выщелачивания и вследствие этого большая продолжительность процесса выщелачивания и соответственно больший объем аппаратуры и большая величина капитальных и эксплуатационных затрат.

Наибольший интерес представляет третий способ, который состоит в

частичном или в некоторых случаях полном совмещении операций выщелачивания и сорбции золота и серебра, т.е. сорбционном выщелачивании. Преимуществами процесса являются:

- исключение энергоемких и дорогостоящих операций фильтрования пульп для отделения золотосодержащих растворов;

- значительно меньшая продолжительность процесса выщелачивания золота и серебра при цианировании;

- компактность оборудования при сорбционном выщелачивании и меньшая величина капитальных затрат;

- некоторое повышение извлечения золота.

Сорбционное цианирование осуществляется по системе полного илового процесса при тонком измельчении руды - до 90 - 95 % класса -0,15 мм и меньше. При более крупном помоле руды возникает опасность повышения потерь ионита вследствие разрушения зерен его песковой частью пульпы. В процессе используется крупнозернистый анионит с размерами зерен

0,6 - 1,5 мм, значительно превышающими размер рудных частиц. Это дает возможность отделять уголь от пульпы в процессе сорбции путем простой операции разделения на сите с размером отверстий 0,4 - 0,45 мм. При этом более крупные зерна угля задерживаются на сите, а мелкие частицы руды и раствор проходят через сито и направляются в последующие аппараты.

Сгущенная пульпа вначале подвергается предварительному цианированию, без загрузки смолы, в стандартных агитационных аппаратах, обычно механических агитаторах, в условиях, определяемых экспериментально: отношение ж:т = 1ч2:1, продолжительность выщелачивания 3 - 6 ч, оптимальная концентрация NaCN и СаО (для кварцево-окисленных руд 0,03-0,05% NaCN и 0,01-0,02% СаО). В процессе предварительного цианирования в раствор переходит большая часть золота - от 60 до 80% количества золота, извлекаемого цианированием, в зависимости от характера руды. Оставшаяся недорастворенная часть золота извлекается при последующем процессе сорбционного выщелачивания. Предварительное выщелачивание большей части золота создает более благоприятные условия для сорбционного процесса, так как емкость анионита возрастает с повышением содержания золота в растворе.

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

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

2.2 Практика сорбции золота активными углями

Широкое внедрение на зарубежных предприятиях метода сорбции золота и серебра активными углями считается одним из главных достижений в развитии гидрометаллургии этих металлов за последние годы. По данной технологии работают свыше 30 заводов и установок в США, 10 в Австралии и 20 в ЮАР.

В угольно-сорбционном процессе применяют активные угли с размерами частиц 1-3 мм, иногда 0,5 мм. Сырьем для их приготовления служит кокосовая скорлупа, угли могут быть также получены синтетическим путем в виде порошков, гранул или частиц цилиндрической формы (после экструдирования). Активные угли имеют удельную поверхность до 1000 м /г, с их помощью можно проводить сорбцию из растворов, содержащих до 30 г/дм золота, а сбросные растворы содержат всего 6-10-6 г/дм золота.

Применяют 3 модификации угольно-сорбционного процесса

- извлечение золота и серебра из пульп, полученных на отдельной стадии цианирования, предшествующей сорбции (CIP-процесс),

- сорбционное выщелачивание золота и серебра, в этом случае процессы цианирования и сорбции совмещаются (CIL-процесс);

- сорбция благородных металлов из осветленных или полуосветленных растворов (CIC-процесс).

Каждая из этих схем включает 4 основные операции: адсорбцию растворенных металлов, десорбцию (элюирование) с получением концентрированных растворов (элюатов), извлечение металлов из элюатов электролизом, регенерацию (реактивацию) угля.

Подчеркнуты следующие преимущества метода угольно-сорбционной технологии по сравнению с цементацией золота цинком:

a) в ряде случаев нет необходимости в операциях разделения твердого жидкого - это позволяет сократить капитальные и эксплуатационные затраты соответственно на 50 и 33 %;

б) обеспечиваются более высокое извлечение золота и возможность переработки бедных руд;

в) процесс сорбции углем менее чувствителен к мешающим примесям в жидкой фазе, что позволяет достигать высоких показателей при переработке руд сложного состава;

г) жидкая фаза сбросной пульпы менее концентрирована по цианиду и не содержит солей цинка, благодаря чему облегчается решение проблемы защиты окружающей среды;

д) конечный золотосодержащий продукт сорбционной технологии имеет более высокую чистоту, благодаря чему сокращаются потери металла и затраты при аффинаже;

Размещено на http://www.allbest.ru/

е) в процессе Меррилл-Кроу потери растворенного золота обычно составляют 1 % (0,03-0,05 мг/дм ) для легко фильтруемых пульп. На грамотно организованном CIP-заводе потери растворенного золота составляют менее 0,01 мг/дм . Потери с твердыми хвостами также ниже из- за эффекта сорбционного выщелачивания.

На рисунок 1 показана принципиальная схема угольно-сорбционной технологии применительно к переработке руд благородных металлов.

Так как адсорбция золота на активированном угле - термодинамически обратимый процесс, то все физические и химические факторы, тормозящие

адсорбцию, будут способствовать десорбции используют при десорбции и наоборот. Ряд этих факторов используют при десорбции на всех CIP-заводах.

Наиболее важным параметром является температура, поэтому на современных заводах используют температуры выше 100 ⁰С в аппаратах, работающих под давлением.

Вторым важным регулируемым параметром является ионная сила раствора. Увелиение ионной силы способствует адсорбции, а использование деионизированной воды способствует повышению скорости десорбции золота и серебра а AARL-процессе (Девидсон и Данкенсон).Вместе с тем скорость десорбции также увеличивается при увеличении концентрации сольватирующих анионов, таких как цианид или гидроксил.

В настоящее время для элюирования золота из активных углей за рубежом используют способ Задра, спиртовую так называемый англо-американский процесс,обработку, автоклавный способ разработанный в ЮАР.

Процесс Задра, использованный впервые на фабрике Хоумстейк (США), проводят в замкнутом цикле с электролизом при атмосферном давлении в течение 24-60 ч, золото элюируют раствором, содержащим 0,1 % NaCN и

1 % NaOH при температуре358-368 К.

Процесс отличается простотой, эксплуатационные и капитальные затраты относительно низкие, что важно для фабрик малой производительности. Основной недостаток процесса -- длительность, что затрудняет его применение на крупномасштабных производствах.

«Спиртовой» процесс элюирования золота разработан в США и является усовершенствованием процесса Задра. В состав элюирующего раствора, помимо цианида натрия и щелочи, вводят 20 % спирта, что позволяет сократить время обработки до 5-6 ч (температура процесса 353 К). Существенным недостатком схемы являются повышенная пожароопасность и более высокие эксплуатационные расходы за счет потерь спирта улетучиванием. Процесс осуществляют в замкнутом цикле с электролизом, например на фабрике Боттл-Маунтин, США (Лаксен и др.)

Автоклавный способ элюирования золота, также разработанный в США, предусматривает обработку угля в течение 2-6 ч раствором, содержащим 0,1 % NaCN и 1 % NaOH при 433 К и давлении 350 кПа. В результате использования этого способа элюирования отмечено уменьшение расхода реагентов и объемаоборудования. Недостатками способа являются высокая стоимость и необходимость охлаждения растворов после элюирования.

AARL-способ, разработанный в ЮАР, отличается операцией предварительного кондиционирования насыщенного угля в течение 0,5-1 ч раствором, содержащим 5 % NaOH и 1 % NaCN (из расчета: 1/2 объема элюента на 1 объем угля). После кондиционирования проводят элюирование золота горячей (383 К) водой под давлением 50--100 кПа; при этом на 1 объем угля расходуют 5 объемов воды. Общее время процесса составляет 9 ч, его проводят в открытом цикле.

Аппараты колонного типа, используемые для элюирования золота и серебра с активных углей, имеют отношение высоты к диаметру б-10-1, в качестве конструкционного материала колонн применяют нержавеющую сталь, малоуглеродистую сталь без дополнительной зашиты или гуммированную эбонитом.

На небольших установках выгоднее проводить десорбцию при атмосферном давлении. Это связано с меньшими капитальными и эксплуатационными расходами. Время десорбции в этих условиях составляет от 48 ч в условиях фабрики Хоумстейк до 72 ч в условиях других производств. На установках, где обрабатывают большие количества угля с высоким содержанием золота и серебра, выгоднее проводить десорбцию под давлением, что сокращает время обработки в 4-10 раз. Некоторые зарубежные предприятия выдерживают следующие условия процесса десорбции: температура 393-403 К, давление 510-520 кПа, время 6-8 ч.

Фактором, который может быть использован для повышения скорости элюирования, является каталитическое воздействие некоторых полярных органических растворителей, таких как ацетонитрил, ацетон, метанол и этанол.

Их воздействие проявляется в повышении активности цианид-иона и уменьшении активности иона Au(CN)^-₂ по сравнению с водой; в результате происходит существенное увеличение скорости элюирования (рисунок 2).

Регенерация насыщенного угля до исходного состояния обычно проводится в 3 стадии. На 1 -й стадии насыщенный уголь обрабатывают минеральной кислотой (НСl или HN0^-₃ на некоторых заводах). При кислотной обработке происходит удаление из угля карбоната кальция, содержание которого может составить до 5 % и более. Кальций поступает в составе извести, используемой для образования рН > 10,5, вто время как карбонат поступает преимущественно за счет окисления цианида по реакции (1,2):

CN^- + 20Н^-=CNO^- + Н₂О; (1)

CNO + 2Н₂0 + Н⁺=NH₄⁺ + НС0₃ (2)

Эта реакция катализируется активным углем: в результате концентрация цианида в адсорбере может снизиться вдвое.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Кислотная обработка позволяет также удалить из угля некоторые цветные металлы, оксиды железа, а также тонкие шламы на основе кремния и глины - это облегчает элюирование благородных металлов на следующей стадии.

После десорбции проводят реактивацию угля, заключающуюся в термообработке при 900 К в течение 15-30 мин в обжиговой вращающейся печи. После этого уголь промывают и встряхивают на сите с размером ячейки 0,84 мм для отделения мелочи и поверхностных загрязнений, по крайней мере, за 12 ч до повторного использования. Реактивация позволяет удалить различные составляющие углей, такие как органические масла и карбонаты, которые механически закрепляются, или адсорбируются на поверхности угля, уменьшая количество активных сорбционных центров.

Охлаждение угля после термической реактивации может быть осуществлено закалкой (быстрым охлаждением) в воде или на воздухе. Исследованиями фирмы «Хоум-стейк Гоулд Майнинг» (США) показано, что охлаждение угля на воздухе более предпочтительно, так как при этом выше сорбционная активность угля. Охлаждение можно проводить, либо монтируя специальную секцию во вращающейся печи, либо разгружая уголь из печи в бункер.

Термическую реактивацию угля на большинстве СГР-заводов ЮАР осуществляют во вращающихся печах с электрическим нагревом (потребляемая мощность свыше 1 мВт). Оптимальной температурой считают 923-973 К, иногда температура в печи опускается ниже 923 К из-за наличия существенного количества воды в угле -- это снижает эффективность реактивации.

На рисунок 3 показана схема загрузки угля во вращающуюся печь, позволяющая контролировать количество воды в загрузке и количество угля в печи.

Фирма «Минтек» (ЮАР) предложила метод реактивации, основанный на применении вибрирующей плоскости (деки) и прямого нагрева с помощью инфракрасного излучения (рис. 4).

Имеются две новые разновидности печей, используемых при реактивации угля. Первая из них - печь Кастом, которая применялась на нескоьких небольших заводах в США, а затем была применена на самом большом CIP-заводе в мире ERGO в ЮАР. Этот завод регенерирует 30 т угля в сутки, используя две печи Кастом, работающие параллельно.



Размещено на http://www.allbest.ru/

Фирма «Минтек» участвовала в разработке установки Ринтоул, которая состоит из 3 керамических колонн, содержащих предварительно высушенный уголь. К колоннам подведена трехфазная сеть, соединенная на «звезду», а нейтральная фаза соединена с углем, находящимся в нижней части колонн. Так как активный уголь имеет ограниченную электрическую проводимость, то при подаче напряжения он быстро нагревается до температуры, необходимой для реактивации. Стадия термической обработки длится 1-2 ч, после чего уголь охлаждают водой.

Используемые для реактивации угля вращающиеся печи потребляют 2 кВт-ч/кг угля, сушильные устройства, использующие горячий воздух, 0,5 кВтч/кг, а печь Ринтоул - ~0,7 кВтч/кг.

Из элюатов золото извлекают электролизом (чаще) или осаждением цинковой пылью. При электролитическом выделении золота в качестве катода используют путанку из тонкой проволоки - стальную «вату», что обеспечивает большую поверхность осаждения. После окончания процесса стальную вату плавят с добавкой флюсов, получая слитки золота. В Австралии практикуют предварительную солянокислую обработку катодной ваты, что уменьшает расход флюсов приплавке.

Рисунок 4 - Аппаратурная схема процесса реактивации угля: 1 - емкость для угля после десорбции, 2 - двигатель с изменяющейся скоростью вращения, 3 - вращающаяся печь, 4 - грохот; 5 - емкость для реактивированного угля

В качестве электролизеров при выделении золота из сорбционных элюатов используют ячейки различной конструкции.

Ячейка Задра содержит 3 цилиндрических контейнера, расположенных концентрически (рисунок 5). Внутренний перфорированный контейнер используется как катодное отделение, в котором размещены приемная труба для исходного раствора, токоприемник и стальная вата. Электролит поступает в верхнюю часть приемной грубы и распределяется в нижней части, затем проходит через слой стальной ваты, анодную сетку и «переливной » контейнер, попадая в наружный контейнер Отработанный электролит возвращают на стадию элюирования. Ячейки такого типа используют, в частности, на фабрике Хоумстейк (США), набирая их сериями.



Размещено на http://www.allbest.ru/

Разновидностью ячейки Задра является электролизер, разработанный в ЮАР и содержащий стальной анод, катионообменную мембрану и катод (стальная вата), выполненный в форме стельки. Мембрана разделяет анодное и катодное пространства, сильнощелочной раствор циркулирует через анодную камеру, а исходный электролит - через катодную.

Фирма «Минтек» разработала конструкцию электролизера, позволяющую извлекать золото из ячейки без удаления катодного материала. Электролизер типа «Сэндвич» содержит катод - неподвижный слой графитовых гранул (размер 5-10 мм), отделенный от двух анодных камер листовыми катионообменными мембранами. Через анодные камеры циркулирует раствор гидроксида натрия, а золотосодержащий электролит продавливается через катод, в результате золото осаждается на графитовых гранулах. После насыщения графитового слоя золотом отработанный электролит сливают и через слой начинает циркулировать раствор, содержащий гидроксид и цианид калия. Знаки зарядов электродов ячейки при этом меняются, и золото анодно растворяется с поверхности гранул. Полученный раствор затем направляют в ванну золочения, где золото осаждается на титановых листах, образуя фольгу, которую сдирают и плавят на слитки с содержанием благородных металлов свыше 99 %.

Вместе с тем в ячейке этого типа время от времени поверхность графита пассивируется при анодном растворении и возникает необходимость удалять графит и плавить его для извлечения золота. В связи с этим фирма «Минтек» модифицировала конструкцию электролизера, использовав в качестве катодного материала стальную вату и придав ванне прямоугольную форму (рисунок 6). В ванне попеременно расположены аноды из стальной сетки и катоды. Все электроды помещены в перфорированные корзины, которые можно извлекать из ванны; электролит движется через ванну параллельно направлению тока. В настоящее время ячейки этого типа с удовлетворительными результатами стали применять на ряде южноафриканских заводов. Вааль-Рифс-Ист, Президент- Брэнд, Бейса.

В последнее время отмечена тенденция к замене катодного материала из мягкой стальной ваты на вязаные катоды из нержавеющей стали. Основанием для этого является то обстоятельство, что катоды из стальной ваты плавят дважды в неделю под слоем флюсов - это сопровождается разрушением тиглей и необходимостью окислять в печи большие количества железа. Этот метод дорог и трудозатратен, так как необходимо постоянно заменять стальную вату и тигли.

Считается целесообразным в некоторых случаях заменять электролиз в сорбционной схеме осаждением золота цинковой пылью. В процессе десорбции раствор деаэрируется и очищается от механических примесей, что позволяет исключать эти операции из схемы осаждения цинковой пылью. Поскольку обеззолоченный раствор возвращается на десорбцию, потерь золота с ним происходить не будет.

Осаждение золота цинком из горячих концентрированных элюатов процесса угольной сорбции используют на ряде американских (Дзерритт-Кэниен, Чимни-Крик, Санта Гертрудис, Хейден-Хилл) и канадских (в основном небольших) предприятий. Это определяется простотой процесса и ею высокой эффективностью. Преимуществами по сравнению с электролизом являются большая безопасность, лучший контроль ртути (если она присутствует), простота реализации при одинаковых капитальных вложениях. Вместе с тем процесс вводит в систему цинк, который необходимо периодически удалять. Возможно также загрязнение угля солями цинка. При кучном выщелачивании цинк может вызывать экологические проблемы и сделать обезвреживание стоков более сложным. Данные об электролизе и цементации золота, характеристики различных промышленных аппаратов приведены в работе Бэйли (1987).

2.2.1 Сорбция из растворов (С1С-процесс)

Этот процесс применяют для извлечения золота и серебра из сливов классификаторов при проведении непрерывной противоточной декантации, переработки растворов кучного выщелачивания, фильтратов, оборотных и маточных растворов после осаждения золота цинком.

Схема цепи аппаратов в процессе CIC с использованием кипящею слоя сорбента и способа элюирования AARL приведена на рисунок 7.

Процесс обычно ведут, пропуская растворы через каскад, стоящий из 3-5 сорбционных колонн, при этом чаще используют восходящий поток золотосодержащих растворов через слой угля при скорости подачи, обеспечивающей «кипение» слоя.

Рисунок 7. Схема цепи аппаратов С1С-процесса, включая сорбционную колонну со взвешенным слоем угля и отделение элюирования (по схеме процесса AARL).1 - сорбционная колонна; 2 - емкость для насыщенного угля, 3 - емкостьдля кислоты, 4 - десорбционная колонна, 5 - емкость для угля после десорбции; 6- печь, 7-емкость для охлаждения угля; 8- грохот; 9- емкость для регенерированного угля; 10 -осветляющий конус, 11 - фильтр, 12 - емкость для кондиционирования угля; 13 - паровой котел, 14 - теплообменник, 15 - емкость для воды; 16 - емкость для цианида, 17- емкость для элюата; 18 - электролизер

На фабрике Смоуки Вэлли (США) золотосодержащую руду дробят, закладывают в кучу, проводят цианирование, после чего раствор, содержащий 0,6-0,9 г/м³ золота, проходит через каскад, состоящий из 5 реакторов открытого типа диам. 4 и высотой 2,7 м. В каждый реактор загружают 4 т активного угля, приготовленного из кокосовой скорлупы, размер частиц угля цилиндрической формы 0,5x1,4 мм, емкость угля по золоту 6,2 кг/т. Ежедневно из каскада выгружают ~ 1 т угля, который направляют на операции кондиционирования и элюирования.

Активный уголь при элюировании пропускают через 3 реактора, десорбцию ведут в течение 72 ч раствором, содержащим 0,1 % NaCN и

1 % NaOH, при температуре 358 К, элюат в результате содержит 62 г золота на 1 м³ раствора.

Реактивацию угля ведут в печи в нейтральной атмосфере, после чего уголь охлаждают и последовательно обрабатывают 10%-ным раствором азотной кислоты (для растворения осадка карбоната кальция), водой и раствором гидроксида натрия.

Электролиз золотосодержащих элюатов ведут в 3 электролизерах, в каждом из которых имеются 3 анода из нержавеющей стали и 6 катодов. Каждый катод содержит ~ 1 кг стальной ваты, катодная плотность тока равна 44 А/м² . Каждую неделю из электролизеров извлекают по 2 катода, в каждом килограмме стальной ваты содержится ~10 кг золота. После плавки ваты в печи, обогреваемой газом, с добавлением флюсов (селитра, бура, кварц) получают сплав Доре, содержащий 65 % Au и 35 % Ag, отправляемый в виде слитков на аффинаж.

2.2.2 Сорбция из пульп (СIР-процесс)

Эта разновидность угольно-сорбционной технологии используется для извлечения золота и серебра наиболее часто.

Аппаратурная схема CIP-процесса показана на рис. 8. Адсорбционный цикл в этом случае включает несколько агитаторов с механическим перемешиванием и непрерывно-противоточным движением пульпы и угля. Преимуществами CIP-процесса по сравнению с процессами непрерывной противоточной декантации и фильтрации с повторной репульпацией являются:

- возможность использования для переработки труднофильтруемых и плохо сгущаемых пульп;

- меньшие капитальные и эксплуатационные затраты.

Осложняют процесс CIP необходимость предварительного грохочения пульпы перед операцией сорбции и «отравление» углей в результате контакта с органическими веществами или за счет высоких концентраций кальция в пульпе.

Отмечается, что для сорбции из пульп золота с помощью углей могут быть использованы агитаторы с механическим или воздушным перемешиванием, простые чаны с пропеллерными мешалками, агитаторы пачука и перемешивающая емкость с отсасывающей трубой. Последний тип аппарата потребляет всего треть энергии, необходимой для работы обычных противоточных аппаратов, его особенностью является возможность контроля скорости пульпы, что положительно сказывается на потерях угля за счет абразивного износа. Снижение энергозатрат при использовании аппаратов с отсасывающей трубой объясняется тем, что благодаря специальным струевыпрямителям пульпа в аппарате перемещается без циркуляции.



Рисунок 8 - Схема цепи аппаратов CIP-npouecca, включая сорбционные контакторы и отделение элюирования (по схеме процесса Задра) 1 - буферная загрузочная емкость, 2 - грохот для отделения шепы, 3 - емкость для насыщенного угля, 4 - грохот для отделения насыщенного угля, 5 - емкость для раствора кислоты; 6 -сорбционные контакторы, 7- контрольный грохот, 8 - емкость-накопитель хвостовой пульпы, 9 - десорбционная колонна, 10 - емкость для угля после десорбции, 11 - печь, 12 - емкость для охлаждения угля, 13 - грохот, 14 - емкость для кондиционирования угля, 15 - емкость для регенерированного угля, 16- осветительный конус, 17 - фильтр, 18- паровой котел; 19-теплообменник, 20- электролизер, 21 - емкость для элюента

В последнее время при осуществлении процесса CIP отмечена тенденция к замене агитаторов с воздушным перемешиванием на механические, так как наличие значительных количеств воздуха в объеме пульпы приводит к интенсивному образованию карбоната кальция на поверхности угля. Одной из последних конструкций агитаторов с механическим перемешиванием является используемый в ЮАР аппарат с циркулятором, имеющим вертикальные прорези. Его принципиальным конструктивным отличием является расположение перемешивающего устройства турбинного типа в верхней части циркулятора. Это позволяет снизить расход энергии на перемешивание, уменьшить абразивный износ угля и обеспечить легкий запуск агитатора после вынужденной остановки. Отношение высоты этого агитатора к его диаметру равно 2:1, содержание угля в пульпе может достигать 125 г/дм³, время пребывания пульпы в агитаторе 10-12 мин.

В более ранних установках для сорбционного извлечения золота из пульп уголь и пульпа совместно разгружались с помощью аэролифта на выносные дренажи, в результате пульпа проходила через дренаж и двигалась дальше по каскаду, а уголь задерживался дренажем и возвращался в аппарат. В настоящее время в ЮАР чаще используют агитаторы с воздушным перемешиванием, в которых уголь и пульпа разгружаются на стационарные периферические дренажи, выполненные в виде желоба, находящиеся в верхней части каждого агитатора; в результате уголь возвращается и продвигается противоточно потоку пульпы. Уголь после насыщения аэролифтом подается на дренажную сетку и направляется на десорбцию.

Конструкции сит достаточно разнообразны. Фирма «Хоумстейк Майнинг» (США) использует внешние вибрационные сита с квадратной сеткой,

изготовленной из нержавеющей стали. Фирма «Пинсон Майнинг», считая, что перемещение пульпы между ступенями адсорбции аэролифтами и использование вибрационных сит вызывают повышенное истирание угля, применила погружные желоба. На их боковых стенках установлены неподвижные сита с размером ячейки 0,83 мм, предотвращающие попадание угля внутрь желоба с пульпой. Сита продуваются воздухом для очистки от застрявших частиц угля. Такую же систему транспортировки пульпы использовала фирма «Дювал Корпорейшн», которая установила сита с воздушной очисткой.

В агитаторах пульпа обычно содержит 40-45 % твердого. При более высокой плотности пульпы уголь будет начинать осаждаться в пульпе.

Для транспортировки угля на фабриках, использующих процессы CIP и CIL, применяют насосы, эжекторы, аэролифты. При разгрузке угля в CIC-пропессе, а также на операциях элюирования и регенерации используют транспортировку за счет гравитационных сил или гидравлического давления.

Одной из важных проблем сорбционной технологии являются потери золота вследствие истирания угля. Потери угля составляют 45-200 г на 1 т руды. С каждой тонной угля теряется около 0,7-0,85 кг золота.

В настоящее время на ряде предприятий с целью снижения абразивных потерь угля решается вопрос о его предварительной шлифовке перед подачей в сорбционные аппараты. Отмечено, что наилучшими для транспортировки угля являются радиальные пластмассовые трубопроводы с минимальным количеством клапанов и соединительных деталей. На предприятиях компании «Пинсон Майнинг» (США) с целью уменьшения потерь за счет истирания вместо аэролифтов подача угля с пульпой осуществляется закрытыми центробежными насосами или насосами с двойной диафрагмой.

Оптимальными условиями сорбционного процесса являются: концентрация NaCN 0,015-0,020 %, рН 10,0-10,5, плотность пульпы 40-45 % твердого, время контакта пульпы на одной ступени 1 ч, крупность угля от

2,38x1,19 до 3,36x1,68 мм, содержание угля в пульпе 10-60 кг/м3, время нахождения угля в каскаде -60 ч, число ступеней сорбции 4. Однако на предприятиях, перерабатывающих упорные руды, число ступеней сорбции может достигать 8, а время контакта пульпы в одной ступени 3 ч.

Про цианированную пульпу перед сорбцией подвергают грохочению для удаления щепы и класса крупнее 0,6 мм.

В последнее время грохоты и дренажи на основе стальной сетки в ЮАР заменяют вследствие их быстрого износа на полиуретановые. Практика действующих производств показала, что при удельной нагрузке на сито, равной 70 т/(м ч), и плотности пульпы 1 т/м срок службы стальной сетки составляет всего 3 недели. На большинстве предприятий ЮАР для предварительной классификации пульпы и отделения угля после сорбции используют погружные дренажи типа ЕРАС конструкции фирмы «Минтек» (рисунок 9). Дренаж представляет собой неподвижное сито, по обеим сторонам которого находится пульпа. По разные стороны сита поддерживают такой перепад давления, который позволяет вести грохочение без забивания сита углем или щепой. Барботируемый воздух также способствует удалению щепы или угля с поверхности сита.

Рисунок 9 - Погружной дренаж типа ЕРАС: 1 - сито, 2 - стенка, 3 - желоб вывода пульпы; 4 - блок фильтра ЕРАС, 5 - сито

Аппаратурно-технологическая схема процесса CIP, используемого на фабриках Президент-Брэнд (ЮАР), приведена на (рис. 10).

Предварительное грохочение цианистой пульпы, содержащей 4-7 мг/дм проводят на одном из двух установленных грохотов размером 3,0x1,2 м с

размером ячейки 0,6 мм. Подрешетный продукт поступает в чан-мутилку с механическим перемешиванием и затем после корректировки рН - в сорбционный каскад, состоящий из 7 агитаторов с механическим перемешиванием. Высота и диаметр агитаторов цилиндрической формы одинаковы - по 5,6 м, импеллер мешалки гуммирован резиной. Периферический дренаж для отделения угля от пульпы имеет отверстия

0,65 мм. На выходе из последнего агитатора установлен контрольный вибрационный грохот с размером отверстий 0,6 мм.

Время пребывания пульпы на каждой ступени сорбции 1 ч, содержание угля в пульпе от 24 (на ступенях 1-4) до 32 г/дм (на ступенях 5-7), крупность угля +0,85-3,0 мм, содержание золота в насыщенном угле 10 кг/т, общее извлечение золота при сорбции 99,6 %, содержание золота в жидкой фазе сбросной пульпы 0,02 мг/дм .

Транспортировку угля осуществляют аэролифтами, установленными на каждом агитаторе.

Элюирование угля (1 т за цикл) проводят в соответствии с процессом AARL: уголь промывают сначала горячим (363 К) 3%-ным раствором соляной кислоты, затем водой и раствором, содержащим 1 % NaOH и 5 % NaCNпри

363 К. Собственно элюирование осуществляют, пропуская через слой угля в колонне с паровой «рубашкой» 6 объемов воды при 383 К. Электролиз ведут в ячейках AARL, уголь после элюирования транспортируют гидравлическим способом на реактивацию во вращающуюся печь.

Рис. 10. Схема иепи аппаратов сорбционного отделения на фабрикеПрезидент-Брэнд (ЮАР): 1 -чан-мутилка; 2 - сорбционные аппараты, 3 - десорбционная колонна, 4 - емкость для десорбиионных реагентов; 5 - емкость для приготовления католита; 6 - электролизер, 7 -емкость для приготовления анолита; 8 - агитатор для новых партий угля, 9 - вращающаяся печь; 10 - емкость для угля; 11 - емкость для кислоты

В отработанном электролите (католите) содержится 10-20 мг/дм на катоде из стальной ваты массой 0,7 кг обычно осаждалось свыше 20 кг золота.

По схеме CIP-процесса в ЮАР действует ряд предприятий:

- золотоизвлекательные фабрики на рудниках Бейса, Битрикс, Лиедорн;

- модернизированные фабрики на базе старых рудников (Грутвель, Президент-Брэнд, Вааль-Рифс);

- фабрики, заменившие предприятия, перерабатывающие пиритные огарки по схеме цианирование - фильтрация (Президент-Брэнд, Хармони, Фэйрвью);

- фабрики, перерабатывающие золотосодержащие отвалы (Краун-Сэндс, Симерджо);

- установка (Кинросс), введенная в действие для переработки дополнительной продукции расширяющегося производства, использующего фильтрацию пульп;

- установки для утилизации золота из кеков заводов, использующих фильтрационную технологию (Вестерн-Эриез).

В ЮАР в настоящее время на 6 заводах ежемесячно перерабатывают более 1 млн т различных золотосодержащих материалов методом CIP. Считают, что капитальные затраты на строительство крупного предприятия, использующего эту технологию, составляют всего треть затрат предприятия такого же масштаба, применяющего осаждение золота цинком.

...