Конспект лекций по курсу «Комбинированные методы обогащения руд» (стр. 12 )

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

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

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

4Au+8NaCN+2H2O+O2=4NaAu(CN)2+4NaOH

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

2NaAu(CN)2+Zn=Na2Zn(CN)4+2Au

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

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

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

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

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

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

Cu2+ + Fe=Fe2+ + Cu

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

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

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

Достоинства процесса Мостовича:

высокая скорость выщелачивания и относительно небольшой объем чанов;

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

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

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

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

3Fe2O3 + C=2Fe3O4 + CO,

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

На рисунке 21 показана схема разделения меди и никеля комбинированным методом обогащения. При обогащении медно-никелевых сульфидных руд получают коллективный концентрат, который не поддается селекции обычными методами механического обогащения. Поэтому его сначала плавят в руднотермических электропечах, медь и никель при этом переходят в штейн¾сплав сульфидов меди, никеля и железа (Cu2S,

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

2FeS + 3O2 + SiO2=2FeO·SiO2 +2SO2 ,

переходя в шлак, а в конвертере накапливается файнштейн¾сплав сульфидов меди и никеля (Cu2S, Ni3S2). После медленного охлаждения, необходимого для лучшей кристаллизации сульфидов, файнштейн дробят и измельчают, и сульфиды меди и никеля разделяют флотацией.