Переработка золотосодержащих рудных - Геология, гидрология и геодезия контрольная работа

Главная

Геология, гидрология и геодезия
Переработка золотосодержащих рудных

Измельчение дробленых золотосодержащих руд, мельницы и классификаторы. Принципы выбора схемы дробления. Основные факторы, влияющие на выбор технологии извлечения золота и серебра из руд. Основные технологические схемы золотоизвлекательных фабрик.


посмотреть текст работы


скачать работу можно здесь


полная информация о работе


весь список подобных работ


Нужна помощь с учёбой? Наши эксперты готовы помочь!
Нажимая на кнопку, вы соглашаетесь с
политикой обработки персональных данных

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
Размещено на http://www.allbest.ru/
1. Измельчение дробленых золотосодержащих руд. Мельницы и классификаторы. Самоизмельчение золотосодержащих руд
2. Основные факторы, влияющие на выбор технологии извлечения золота и серебра из руд. Основные технологические схемы золотоизвлекательных фабрик
3. По данным рационального анализа на золото (форм нахождения золота в рудном материале), крупности металла и вещественного состава руды предложить технологическую схему ее переработки. Всё присутствующее золото - мелкое (менее 0,1 мм). При этом присутствует золото в структурно-свободном состоянии, золото в сростках, золото связанное с сульфидами, и золото в кварце
1. Измельчение дробленых золотосодержащих руд. Мельницы и классификаторы. Самоизмельчение золотосодержащих руд
Рудоподготовка должна соответствовать, с одной стороны, условиям флотационного или гравитационного процесса, а с другой - минералогическому составу и физико-механическим свойствам руды. Во всех случаях способы подготовки руды должны быть экономичными и менее энергоемкими, так как затраты средств только на дробление и измельчение руды составляют 60 % общих капитальных вложений и до 50 % эксплуатационных расходов обогатительных фабрик.
Анализ состояния техники и технологии рудоподготовки, выполненный в институте «Механобр», показал, что совершенствование этого передела следует проводить в направлении:
оптимизации схем и режимов действующих переделов рудоподготовки с целью использования имеющихся ресурсов;
повышения эксплуатационной надежности и износостойкости оборудования и материалов (дробилок, грохотов, мельниц, гидроциклонов, насосов, измельчающих тел и т.п.);
реконструкции переделов рудоподготовки путем организации замкнутых циклов дробления, а также путем замены устаревшего оборудования современным высокопроизводительным;
разработки и внедрения систем автоматического контроля и регулирования процессов дробления, измельчения и классификации;
внедрения ударных дробилок для дезинтеграции сырья средней и пониженной крепости;
разработки оборудования для доизмельчения промпродуктов - с целью
раскрытия сростков, в том числе при тонком и сверхтонком измельчении;
разработки и внедрения как усреднения, так и предварительного обогащения руд в тяжелых суспензиях отсадкой и автоматической рудоподготовкой.
Выбор схемы дробления зависит от принятой схемы последующего измельчения и производится с учетом физических свойств и особенностей исходной руды (крепости, трещиноватости, наличия готового по крупности продукта, влажности, глинистости), возможности предварительной концентрации руды в процессе рудоподготовки.
Схема дробления руды представляет собой стадиальный процесс сокращения ее крупности от начального до конечного размера, оптимального для последующего измельчения или предварительного обогащения (например, в тяжелых суспензиях).
Максимальная крупность кусков конечного дробленого продукта, поступающего на измельчение, не должна превышать для мельниц рудного самои полусамоизмельчения 300-350 мм; для стержневых мельниц - 15-20 мм; для шаровых - 10-13 мм. При использовании стержневых и шаровых мельниц и открытого цикла в последней стадии дробления она может быть повышена при переработке трещиноватых, легкоразрушающихся в начальной стадии измельчения, а также глинистых сильно каолинизированных и влажных руд. Конечные продукты дробления необходимой крупности получают при работе обычных конусных дробилок (КМД) в замкнутом цикле с грохотами или в открытом цикле при условии применения в дробилках КМД футеровок специальной конструкции (продукт -20 мм) и инерционных дробилок (продукт -10-12 мм).
В зависимости от способа добычи руды и процесса (способа) рудоподготовки - рудного самоизмельчения или измельчения мелкодробленой руды стальной средой, а также производительности фабрики схема может иметь одну, две или три стадии дробления.
Схемы измельчения в барабанных мельницах с использованием в качестве измельчающей среды стальных стержней и шаров находят наибольшее применение на действующих фабриках и продолжают быть основными при проектировании и строительстве новых фабрик.
Для моно- и полиметаллических руд, не склонных к переизмельчению и ошламованию, с крупной и равномерной вкрапленностью полезных минералов (или с их агрегатным срастанием), для которых достаточно крупного измельчения, принимают при любой производительности фабрики одностадиальную схему измельчения в шаровых мельницах (схема 1.1). Она получила широкое распространение при строительстве крупных медных и медно-молибденовых фабрик, на которыхиспользуются мельницы с центральной разгрузкой объемом более 100 м3.
Одностадиальную схему измельчения целесообразно принимать и при необходимости измельчения тонковкрапленной монометаллической руды, но в условиях небольшой производительности. При этом в схему желательно вводить контрольную классификацию. Между первым и вторым приемом классификации может быть включена операция флотации (схема 1.2). Схему с предварительной классификацией (схема 1.3) применяют при измельчении мелкозернистого продукта (например, мелочи от промывки исходной руды) или при доизмельчении коллективных концентратов и промпродуктов.
Операции классификации в схемах измельчения осуществляются в спиральных классификаторах с непогруженной спиралью и гидроциклонах. В современной практике проектирования во всех случаях, когда не доказано безусловное преимущество спиральных классификаторов, используют гидроциклоны либо, для грубой классификации до 1 мм, дуговые, горизонтальные или высокочастотные грохоты. Дополнительное преимущество грохотов по сравнению с классификаторами или гидроциклонами - предотвращение накопления в циркулирующей нагрузке тяжелых рудных минералов.
По функциональному назначению классификация может быть предварительная, для удаления из питания мельницы готового продукта, и поверочная для возврата недоизмельченного материала в мельницу.
Классификация может осуществляться в два приема, тогда вторая операция называется контрольной. Такое разделение операций позволяет оптимизировать условия классификации: первый прием проводится в спиральных классификаторах в скальпирующем режиме или на грохоте, контрольная - в гидроциклонах.
Количество стадий измельчения определяется крупностью конечного продукта. В наиболее простом случае организации схемы вся работа измельчения совершается до начала обогатительных операций. В этом случае следуют следующим правилам:
- при крупности измельчения до 60-65% -0,074 мм используют одностадиальную схему;
- при крупности измельчения до 80% используют двухстадиальные схемы;
- при крупности измельчения 80-95% используют трехстадиальную схему.
В современной практике проектирования обычно стараются использовать одностадиальное измельчение, и для многих типов руд оно оказывается достаточным. После появления шаровых мельниц большого объема одностадиальные схемы стали, до крупности 65 % - 0,074 мм, более конкурентоспособны, чем двухстадиальные.
Многостадиальное измельчение чаще всего применяют при необходимости более сложного сочетания с операциями обогащения, обусловленного резко неоднородной вкрапленностью полезного компонента, поликомпонентностью и сильной контрастностью свойств рудных минералов.
Можно выделить три основных случая:
1. Стадиальное обогащение. В этом случае циклы измельчения разделяют циклы обогащения. Таковы, например, схемы коллективно-селективной флотации или стадиальные схемы магнитного обогащения магнетитовых кварцитов. Обычно стараются, если это возможно, получить отвальные хвосты при максимально грубом помоле, желательно в одну стадию измельчения, что существенно снижает затраты по схеме в целом.
2. Межцикловое обогащение. Циклы измельчения могут отделяться друг от друга отдельными обогатительными операциями, которые в этом случае называются межцикловыми. Межцикловое обогащение обычно вводится в схему при возможности извлечения части концентрата при грубом помоле, что снижает потери из-за переизмельчения.
3. Обогащение внутри цикла измельчения. При угрозе накопления в циркулирующей нагрузке мельницы ценного компонента, например золота, используется обогащение внутри цикла - гравитационное либо флэш-флотация.
В этом случае обогатительный аппарат устанавливается на песках классификатора или гидроциклона.
При стадиальном обогащении количество стадий измельчения и распределение работы измельчения по циклам выполняется в соответствии с тониной помола, требуемой соответствующим циклом обогащения.
После выбора количества стадий, разрабатывается конфигурация схемы измельчения. Схемы измельчения составляются из них по следующим правилам:
Одностадиальное измельчение в шаровых мельницах. Обычно используется мельница с разгрузкой через решетку. В первом приеме классификации используется скальпирующий спиральный классификатор, отделяющий пески в крупности 0,5-1 мм и обеспечивающий условия для стабильной работы контрольных гидроциклонов.
Вместо спирального классификатора может устанавливаться самобалансный грохот со шпальтовым ситом, дуговой грохот или высокочастотный грохот.
Установка грохотов может дать экономию капитальных затрат и свободной площади в мельничном пролете.
Одностадиальное измельчение в стержневых мельницах выполняется обычно в открытом цикле с получением слива мельницы крупностью 0,5-2 мм. Высокая равномерность помола в стержневых мельницах позволяет исключить обязательную для шаровых мельниц поверочную классификацию. Такие циклы обычно применяются на гравитационных и магнитообогатительных фабриках.
Для руд, не допускающих из-за высокой влажности и глинистости мелкого дробления (до 10-13 мм), требуемого для шаровых мельниц, а также склонных к переизмельчению, необходима независимо от требуемой крупности измельчения (крупного или среднего) двухстадиальная схема измельчения в стержневых и шаровых мельницах с одним (схема 2.1) или двумя (схема. 2.2) приемами классификации.
Контрольная классификация способствует стабилизации крупности и плотности питания флотации и используется на некоторых фабриках при грубом конечном измельчении руды и применении пневмомеханических машин.
Стержневые мельницы используются в первой стадии в открытом цикле
без предварительной или поверочной классификации. Во второй стадии всегда используется шаровая мельница с разгрузкой через решетку или
мельница сливного типа в замкнутом цикле. Замкнутый цикл с поверочной
классификацией обычно во второй стадии не применяется из-за высокого содержания готового класса в разгрузке стержневой мельницы.
Мельницы с разгрузкой через решетку используют при более грубом помоле, мельницы с центральной разгрузкой - при тонком помоле.
Шаровые мельницы в первой стадии используются всегда в замкнутом
цикле, за исключением редких случаев высокого содержания в дробленой руде первичного шлама, когда целесообразно введение предварительной классификации.
Трехстадиальное измельчение. Представляет собой развитие двухстадиальной схемы. Третья стадия выполняется циклом с совмещенной предварительной и поверочной классификацией. В схемах стадиального обогащения третья стадия обычно - стадия доизмельчения концентрата перед доводкой. В этом случае часто используют, несмотря на пониженную удельную производительность, рудногалечные мельницы, дающие меньшее переизмельчение.
Технологическое преимущество двух- и трехстадиальных схем - меньшее ошламование полезных минералов, склонных к переизмельчению, и возможность включения межцикловых операций обогащения. По этой причине они получили подавляющее распространение при рудоподготовке свинцово-цинковых и полиметаллических руд, хотя схемы характеризуются большой универсальностью и могут применяться для многих типов руд.
Самоизмельчение и полусамоизмельчение В настоящее время все еще не закончен процесс промышленного изучения возможностей и ограничений самоизмельчения, поэтому в окончательном виде практика проектирования пока не сложилась. Обоснование циклов самоизмельчения представляет существенную сложность и редко удается, если отсутствуют данные полупромышленных испытаний руды или опыт эксплуатации.
При проектировании схемы самоизмельчения рассматривают следующие вопросы:
1. Целесообразность использования самоизмельчения в сравнении с шаровым измельчением.
2. Способ отделения гальки критической крупности.
3. Утилизация гальки: додрабливание, возврат в мельницу, использование как измельчающей среды в рудногалечной мельнице
4. Целесообразность добавки шаров в мельницу
5. Целесообразность введения в схему рудногалечной мельницы
6. Использование разных типов классифицирующего оборудования -спиральных классификаторов, гидроциклонов, однодечных или многодечных грохотов, бутар
7. Крупность питания мельницы самоизмельчения
8. Удельная производительность мельницы самоизмельчения
При выборе между самоизмельчением и шаровым измельчением учитывают следующие обстоятельства:
1) Удельная производительность мельниц самоизмельчения на 20-30 % ниже, чем тот же показатель шаровых мельниц, а энергоемкость помола соответственно выше.
2) Бесспорные положительные качества самоизмельчения - упрощение схемы дробления и снижение расхода металла при измельчении. Кроме того, самоизмельчение предпочтительно, если критично натирание железа или его взаимодействие с жидкой фазой пульпы, например на золотоизвлекательных фабриках, использующих цианирование.
3) Доказана повышенная эффективность самоизмельчения железных руд, имеющих высокую твердость и плотность.
4) При увеличении диаметра мельниц самоизмельчения их эффективность существенно возрастает.
Расширение применения мельниц самоизмельчения в мире последние годы в значительной степени обеспечивается установкой сверхкрупных единиц (диаметр более 9 метров), экономичность которых обусловлена повышенной единичной мощностью и ростом удельной производительности при увеличении диаметра барабана. Можно предполагать, что масштабный фактор и в дальнейшем будет определяющим фактором применения самоизмельчения. Все остальные параметры сравнения шарового и бесшарового измельчения индивидуальны для разных руд, давая преимущество то шаровым мельницам, то мельницам самоизмельчения.
Для конкретной руды окончательный вывод о преимуществах самоизмельчения делается на основе испытаний представительных технологических проб в промышленных или полупромышленных условиях. Если решение об использовании самоизмельчения обосновано, далее разрабатывается структура схемы. Требования гибкости при этом проектировании важны намного более, чем при традиционном измельчении. В настоящее время считается доказанным, что мельницы само- и полусамоизмельчения наиболее эффективны при грубом помоле до 0,5-3 мм. Обычно рекомендуется использовать их в качестве самостоятельной операции при требуемой крупности помола не выше 60-65% -0,074 мм. При более тонкомпомоле рекомендуются двухстадиальные схемы с доизмельчением слива мельницы самоизмельчения в шаровой или рудногалечной мельнице. Имеются сведения об эффективном использовании таких мельниц при более тонком помоле до 80% в одну стадию с многоступенчатой классификацией.
Повышение эффективности достигается оптимизацией режима мельницы, включая гибкую регулировку скорости вращения на мельницах с кольцевым приводом, изменения шаровой загрузки в широком интервале до 25 % объема мельницы, использование новых типов футеровок и т.п. Эти данные следует иметь в виду при планировании предпроектных испытаний, однако готовность этих результатов недостаточна для рутинного проектирования. Мельницы самоизмельчения дают крайне неоднородный по крупности продукт, который по выходе из мельницы разделяют на рудную гальку (+20(10) мм), пески (-20(10) мм) и готовый продукт (слив гидроциклона). Отделение гальки производится в бутаре мельницы и (или) на внешнем горизонтальном грохоте. Выход гальки для данной руды относительно достоверно прогнозируется только на основе испытаний.
При этом имеет значение однородность крепости руды. Чем выше неоднородность, тем выше выход рудной гальки. Идеальным сырьем для самоизмельчения является твердая, однородная и нетрещиноватая руда, в этом случае теоретически возможно избежать накопления гальки. При принятии проектных решений следует учитывать, что трещиноватость и однородность руд - параметр нестабильный и сильно зависит от режимов горных работ и множества других факторов. Поэтому принятое проектное решение должно давать широкую технологическую свободу при эксплуатации мельницы. Это достигается комбинированием различных методов управления разгрузкой мельницы и ее циркулирующей нагрузкой. Оптимум находится комбинированиемследующих мер: возврат гальки в мельницу; добавка в мель ницу шаров (полусамоизмельчение); дробление рудной гальки в дробилках мелкого дробления; использование гальки как измельчающей среды в рудногалечных мельницах второй стадии. В настоящее время считается, что использование вибрационных грохотов для отделения гальки является предпочтительным, особенно если необходимо додрабливание, т.к. грохоты дают более чистый и сухой надрешетный продукт.
При увеличении диаметра и длины мельницы внешние горизонтальные грохоты получают дополнительное преимущество перед мельничной бутарой, поверхность которой с ростом диаметра растет медленнее, чем производительность мельницы. Для крупных мельниц обычно предусматривается установка от двух до трех грохотов на мельницу, что требует использования распределителей питания. Обязательно резервирование одного грохота. Транспортировка гальки и продуктов ее дробления предпочтительна конвейерная, старые схемы с транспортировкой воднымиструями теперь считаются неудовлетворительными. Дробление рудной гальки в дробилках мелкого дробления с возвратом дробленого продукта в мельницу или передачей его в шаровую мельницу второй стадии считается общепринятым и наиболее гибким способом управления циркулирующей нагрузкой.
Додрабливание гальки крупностью - 80+20 мм исключает ее накопление в мельнице и существенно, до 50 % повышает скорость измельчения. Вместо конусных дробилок мелкого дробления возможно использование конусных инерционных дробилок, ударных дробилок с вертикальным валом или валков высокого давления. Критичной для использования дробилок в условиях цикла самоизмельчения является эффективная система улавливания металла из питания. Используются надконвейерные, барабанные металлоуловители и, наконец, металлодетекторы. Улавливание ведется в два-три приема. На первой стадии обычно устанавливают надконвейерный поперечный металлоуловитель для непрерывного извлечения основного количества металла. Для распределения и стабилизации нагрузки дробилок обязательны накопительные бункеры, так как поток гальки в циклах самоизмельчения неустойчив. По той же причине, а также для придания еще большей гибкости схеме, должен быть предусмотрен конвейер для возврата части или всей гальки обратно в мельницу. Если предполагаются существенные и длительные колебания свойств руды, целесообразно накопление рудной гальки в отдельном складе, откуда она может подаваться в цикл в периоды поступления трудноизмельчаемой руды, а также для дополнительной стабилизации объема и качества питания при недостатке емкости склада крупнодробленой руды. Емкость складов гальки зависит от ожидаемых колебаний и может составлять сотни тысяч кубометров. В двухстадиальных схемах дробленый продукт может также направляться во вторую стадию измельчения в шаровые мельницы.
Циркулирующая нагрузка мельниц само- и полусамоизмельчения составляет от 50% до 400% и выше. Меньшие значения соответствуют более грубому измельчению. Выход рудной гальки варьирует в широких пределах, прогноз его возможен только на основе результатов испытаний. Считается, что максимальный поток на дробилки может составить 35% питания цикла. После окончательного выбора мельницы самоизмельчения корректируется крупность дробленой руды и режим работы дробилки крупного дробления.
2. Основные факторы, влияющие на выбор технологии извлечения золота и серебра из руд. Основные технологические схемы золотоизвлекательных фабрик
Технологические схемы переработки золотых руд весьма многообразны. Выбор технологической схемы определяется:
1. Формой нахождения золота в рудах;
3.Типом ассоциации золота с вмещающейся породой;
4. Наличием других ценных составляющих;
5. Наличием примесей, усложняющих процесс, и др.
(производительность фабрики и т.д.).
Основными факторами, влияющими на выбор технологии извлечения золота и серебра из руд являются разведанные запасы руды, содержание в них драгоценных металлов, а так же минералогический и химический составы руд; крупность золотых частиц; характеристики сорбента.
Структура добычи золота в мире следующая: из коренных (собственно золоторудных и комплексных) месторождений извлекается 98% металла и только 2% - из россыпных месторождений. Однако, такая пропорция характерна не для всех золотодобывающих стран. В России около 50% золота добывается в коренных месторождениях, 40% приходится на россыпи, 10% - на комплексные (медные, медно-цинковые, полиметаллические) руды.
Для переработки коренных золотосодержащих руд применяются различные методы извлечения золота (гравитационные, флотационные), однако главным способом является цианирование. Применение цианидов в золотодобыче основано на их уникальном свойстве растворять этот благородный металл в присутствии кислорода с образованием устойчивого в щелочной среде комплексного соединения.
Процесс выщелачивания цианидными растворами, расход которых в случае цианирования руды колеблется в диапазоне 0,2-0,6 кг/т, характеризуется селективным растворением основного компонента (98-99%) и малой доли примесей (3-5%). Именно высокие технологические показатели обогащения золотосодержащих руд методом цианидного выщелачивания обусловливают его ведущую роль среди промышленных способов извлечения золота.
На рисунке 1 приведена одна из распространенных схем извлечения золота из коренной руды. Как видно из схемы, первой обогатительной операцией является гравитационное обогащение. Оно необходимо, чтобы вывести из процесса крупное золото. Золото - тяжелый и ковкий металл, поэтому оно будет аккумулироваться в циркулирующей нагрузке мельница-классификатор. В связи с этим на разгрузке мельницы или на песках классификатора устанавливаются гравитационные аппараты (отсадочные машины, концентрационные столы и др.) В получаемых при этом концентратах содержание золота составляет от нескольких сотен до нескольких тысяч граммов на тонну. Дальнейшее извлечение золота из них осуществляется амальгамацией.
Амальгамация - процесс извлечения благородных металлов из руд и концентратов при помощи жидкой ртути. При амальгамации измельченный золотосодержащий материал приводят в контакт со ртутью. Частички золота смачиваются ртутью и коллектируются в ней, образуя амальгаму. Минералы вмещающей породы, цветные металлы и железо не смачиваются ртутью и в амальгаму не переходят. Таким образом, в основе процесса лежит способность жидкой ртути селективно смачивать золото с образованием амальгамы, которая вследствие своей большой плотности легко может быть отделена от пустой породы.
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 являются процессы флотации и цианирования.
Схема извлечения золота из коренной руды
Наиболее легко флотируется свободное золото с чистой поверхностью. В качестве собирателей для этого золота используются ксантогенаты, дитиофосфаты, меркаптаны, соли жирных кислот. Тонкодисперсное вкрапленное в сульфиды золото извлекается в сульфидный концентрат стадиальной флотацией с использованием бутилового ксантогената.
Основная цель флотации - первичная концентрация золота в концентрат с извлечением в него 90-93 % золота, поступающего далее на цианирование. Так как в хвостах флотации теряется часть тонкодисперсного золота, их также направляют на цианирование.
Цианирование - способ извлечения золота из руд и концентратов избирательным растворением его в растворах цианидов щелочных металлов (KCN, NaCN, Ca(CN)2) в присутствии растворенного в воде кислорода. Растворение золота протекает в цианистых растворах слабой концентрации (0,03-0,3%) по реакции:
Растворение проводится в щелочной среде, создаваемой известью, при рН 11-12 для предотвращения гидролиза цианида с образованием летучей цианисто-водородной кислоты.
Результаты цианирования зависят от характера золота и состава руд и песков. Хорошо растворяется в цианистых растворах золото, имеющее чистую поверхность, покровные образования на ней препятствуют растворению и увеличивают время растворения. На скорость растворения значительно влияют также примеси других металлов в золоте, например серебра и меди, а также дисперсное железо.
Цианирование довольно длительный процесс: в зависимости от характера золота и вещественного состава выщелачиваемого продукта оно может продолжаться 24-30 ч.
Золотосодержащий раствор отделяют от пустой породы в сгустителях и на фильтрах.
Из цианистых растворов после отделения их от пульпы золото может выделяться несколькими способами. Наиболее распространен метод 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:
Для повышения скорости осаждения золота и снижения расхода цинка из растворов предварительно удаляется кислород в вакуум-рессивере. Полнота осаждения золота цинком обычно составляет 99,9%.
Получаемый золото-цинковый осадок содержит 5-30% золота, его подвергают очистке и плавке на металл.
Извлекать золото из цианистых растворов также можно при помощи активированного угля и ионообменных смол. Последние широко применяют при сорбционном цианировании, когда совмещают процессы цианирования и извлечения растворенного золота. При сорбционном выщелачивании помимо цианида и кислорода воздуха в пульпу вводят ионообменную смолу - анионит, которая сорбирует выщелачиваемое золото. Этот вид цианирования особенно эффективен при переработке труднофильтруемых шламистых руд. Смолу с сорбированным на ней золотом сначала подвергают десорбции примесей цинка серной кислотой, а затем проводят электроэлюирование в течение 6-8 ч, при котором на катоде осаждается до 90% золота. После обработки смолы щелочным раствором нитрата аммония для удаления меди и железа ее возвращают на сорбционное выщелачивание.
Особенности технологии извлечения золота из упорных руд. Из научно-технических проблем, стоящих перед современной золотодобывающей промышленностью, проблема извлечения золота из технологически упорного сырья, без преувеличения, может быть отнесена к числу наиболее важных. По оценке экспертов, именно за счет более широкого вовлечения в эксплуатацию упорных золотых и комплексных золотосодержащих руд в текущем столетии планируется обеспечить основной прирост добычи золота в мире. Большинство научных разработок и публикаций последних лет в области обогащения и металлургической переработки руд благородных металлов так или иначе связаны с проблемами извлечения упорного золота. В их решении принимают участие научно-исследовательские организации, предприятия и фирмы всех стран, являющихся основными (или просто крупными) производителями этого металла из рудного сырья.
В Российской Федерации наибольший объем работ по упорным золотым (а также серебряным) рудам выполнен в институте «Иргиредмет», длительные годы выполнявшем функции головной научно-исследовательской организации золотодобывающей промышленности в системе цветной металлургии СССР.
Прежде всего, следует уточнить само понятие «упорные золотые руды».
В общем виде под этим, как правило, подразумеваются труднообогатимые руды золота, переработка которых с приемлемыми технологическими показателями не может быть осуществлена по обычным (стандартным) технологиям. Однако данный вопрос требует соответствующего уточнения и конкретизации. Дело в том, что одна и та же золотая руда, проходя через ряд последовательных технологических операций, составляющих в совокупности схему ее переработки, совершенно по-разному проявляет свои свойства. Так, например, руда, содержащая золото в тесной ассоциации с сульфидами (пиритом, арсенопиритом и др.), в принципе довольно легко подвергается флотационному обогащению. Однако та же руда или получаемые из нее концентраты, в случае обработки их цианированием или плавкой могут оказаться чрезвычайно упорными в технологическом отношении. Точно так же руда может быть легко цианируемой, но трудно поддающейся флотации или гравитационному обогащению, легко флотируемой, но трудно измельчаемой и т.д.
Учитывая вышесказанное, нами предлагается оценивать технологическую упорность золотых руд по поведению этих руд в каком-то одном наиболее важном (базовом) технологическом переделе, определяющем итоговые показатели извлечения металла в конечную товарную продукцию и общую экономическую эффективность обогатительно-металлургического цикла.
Данный подход, в принципе, не является новым и достаточно широко используется в других отраслях и подотраслях металлургической промышленности, в частности при оценке руд новых месторождений и геолого-технологическом картировании. Для железных руд, например, таким «базовым» переделом является магнитная сепарация, для оловянных руд и золотосодержаших песков - гравитационное обогащение, для подавляющего большинства руд цветных металлов - флотация.
Что касается золотых руд коренных месторождений, то для них роль базового технологического процесса, бесспорно, принадлежит цианированию, с применением которого перерабатывается основная масса руд и добывается более 80 % металла в мире.
Поэтому, если говорить о технологической упорности золотых руд, то под ней следует подразумевать, прежде всего, уп
Переработка золотосодержащих рудных контрольная работа. Геология, гидрология и геодезия.
Сочинение Рассуждение На Тему Сила Духа
Реферат: Censorship Essay Research Paper Music CensorshipSince the
Контрольная работа: Этапы проведения арбитражного процесса
Курсовая работа по теме Налоговый контроль, его сущность и значение
Курсовая работа по теме Анализ эффективности маркетинговой деятельности предприятия
Дипломная работа по теме Анализ издержек на персонал и разработка рекомендаций по их обоснованию на примере ООО 'Востокметаллургмонтаж'
Курсовая работа по теме Источники финансирования хозяйственной деятельности предприятия
Речной Транспорт Реферат
Ндс В Рф Курсовая
Контрольная работа по теме Экономика страны в условиях кризиса
Реферат: Macbeth Blood As A Symbol Essay Research
Реферат: Психоакустическое восприятие и midi-интерфейсы
Реферат по теме О компании Airbus. Каталог самолетов
Реферат: Социальное значение физической культуры и спорта
Курсовая работа по теме Нравственное воспитание в процессе учебной деятельности
Конкуренция В Инновационном Предпринимательстве Реферат
Курсовая работа: Философское учение Сократа. Скачать бесплатно и без регистрации
Доклад по теме “Оксамитова революція” в Чехословаччині
Реферат: Спарта . Скачать бесплатно и без регистрации
Starlight 7 Контрольная Работа
Учет расчетов с бюджетом по налогам и сборам - Бухгалтерский учет и аудит контрольная работа
Аудит расчетов по налогу на доходы физических лиц - Бухгалтерский учет и аудит курсовая работа
Облік і аудит кредитів банку - Бухгалтерский учет и аудит дипломная работа