Способы извлечения металлов из руд
Обновлено: 16.05.2024
В природных условиях металлы встречаются в виде руд и минералов. Минерал-это природное неорганическое твердое вещество с кристаллической структурой. Минерал, из которого можно извлечь какой-либо металл, называется руда. Металлургия-каука об извлечении металлов из руд и о последующей подготовке их к практическому использованию. Как будет показано ниже, извлечение металлов из руд во многом основывается на электрохимических или окислительно-восстановительных свойствах металлов.
Таблица 10.7. Наиболее распространенные руды металлов
В табл. 10.7 перечислены примеры некоторых важных руд. Металлы в этой таблице расположены в той же последовательности, что и в электрохимическом ряду, т.е. наиболее реакционноспособные и электроположительные металлы-в верхней части таблицы. Было бы неосторожно делать на основании этой таблицы выводы общего характера относительно взаимосвязи между типом руды и положением извлекаемого из нее металла в электрохимическом ряду, поскольку из такой закономерности имеется много исключений. Однако нетрудно заметить, что металлы из верхней части электрохимического ряда чаще встречаются в виде хлоридов, карбонатов и сульфатов. Металлы из средней части ряда чаще встречаются в виде оксидов, а металлы из нижней части ряда-в виде сульфидов. Лишь металлы из самой нижней части ряда, такие, как медь, серебро и золото, существуют в природе в чистом (самородном) виде.
Извлечение металлов из руд
В дальнейших главах будет подробно рассказано о том, как извлекают из руд те или иные металлы. В данном разделе мы рассмотрим в общих чертах три важнейшие стадии извлечения металлов: концентрирование, восстановление и рафинирование (очистку).
Концентрирование. Многие руды содержат нежелательные материалы, например глину или гранит. Эти нежелательные материалы называются пустая порода. Таким образом, первая стадия извлечения металла заключается в удалении пустой породы. Этот процесс называется концентрированием. Физические методы отделения пустой
Пузырьки концентрата медной руды на поверхности флотационного бака (завод в Папуа, Новая Гвинея).
породы включают флотацию и магнитное разделение. Концентрирование по методу флотации проводится так: руду мелко размалывают и затем смешивают с маслом и водой в большом баке. Эту смесь вспенивают, пропуская через нее поток воздуха. Масляная пена захватывает необходимый минерал и всплывает к верхнему краю бака, откуда ее снимают.
Магнитное разделение используется для отделения магнетита Fe3O4 от пустой породы. Оно проводится с помощью электромагнита.
Химические способы извлечения металлов включают выщелачивание их руд, т.е. экстракцию металла в составе какой-либо его растворимой соли из приготовленного для этой цели водного раствора. Например, для выщелачивания руд, содержащих оксид меди(Н), может использоваться разбавленная серная кислота. Обработка ею оуды приводит к реакиии
Восстановление. Из рассмотрения табл. 10.7 видно, что большинство металлов существуют в природе в окисленной форме. Например, натрий существует в виде ионов Na*, входящих в такие соединения, как хлорид натрия, а олово-в виде SnO2- Вторая стадия извлечения металлов заключается в восстановлении их руд до металлического состояния. С этой целью используются различные методы. Металлы, существующие в природе в виде оксидных руд, могут быть восстановлены без предварительной химической обработки, при помощи углерода или оксида углерода.
Например, при выплавке железа из гематитовой руды в доменной печи (см.
Обратим внимание на то, что эта реакция является окислительно-восстановительной.
Другие, однотипные с этим примеры восстановления металлов обсуждались в разд. 5.3, где было показано, что диаграммы Эллингема позволяют легко устанавливать, какой из оксидов металлов может быть восстановлен при заданной температуре.
Для извлечения металлов из карбонатных и сульфидных руд их сначала необходимо превратить нагреванием в соответствующие оксиды. Например, при получении цинка из цинковой обманки эту руду сначала подвергают обжигу на воздухе, в результате чего происходит реакция
Полученный оксид затем восстанавливают углеродом или оксидом углерода, например
Металлы, принадлежащие к верхней части ряда напряжений, обычно восстанавливают путем электролиза их расплавленных руд. К числу таких металлов относятся алюминий, магний и натрий (см. разд. 10.3, а также разд. 13.3 и 15.1). Их электролиз проводят с помощью инертных электродов, например из графита. Металлы восстанавливаются на катоде в виде жидкости, которая накапливается на дне электролизера, откуда ее можно выпускать наружу. В качестве примера приведем уравнение полуреакции, протекающей при электролитическом получении кальция из хлорида кальция:
Рафинирование. Рафинирование (очистка) представляет собой последнюю стадию извлечения металлов. Для ее проведения используются различные методы, в том числе перегонка и электролиз. Металлы, обладающие слабо электроположительными свойствами и поэтому не способные реагировать с водой, можно рафинировать с помощью электролиза. К их числу относятся металлы, расположенные в ряду напряжений ниже водорода. Рафинирование меди подробно описано в разд. 10.3.
Ржавчина - одно из проявлений коррозии. Она образуется в тех случаях, когда железо приходит в соприкосновение с кислотами, кислородом и другими окисляющими веществами, имеющимися в окружающей среде.
Методы извлечения металлов (подземное, кучное, чановое). Использование микроорганизмов в процессах добычи полезных ископаемых.
Поверхностное выщелачивание куч и отвалов, в основном, сводится к извлечению металлов из отходов горнодобывающей промышленности или побочных бедных руд, переработка которых обычными способами не экономична. Методы поверхностного выщелачивания куч и отвалов, применяемые в настоящее время, мало чем отличаются от процесса, который использовали в XVIII веке в Испании на месторождении Рио-Тинто для извлечения меди из руд выветрившейся породы. Этот метод применяют обычно при извлечении меди из пород с низким ее содержанием (менее 0,4% по весу). Такие отвалы накапливаются в больших количествах при крупномасштабной открытой разработке руды, могут занимать огромные площади и достигать в высоту нескольких сот метров. Самый большой отвал Бингхэм-Каньон находится в Америке и вмещает около 3,6 х 10 8 т породы.
Выщелачивание куч несколько отличается от выщелачивания отвалов. Кучи содержат повышенное по сравнению с отвалами содержание металла, извлечение которого в принципе возможно за достаточно короткий срок – несколько месяцев. В то же время выщелачивание отвалов может длиться годами.
В кучах и отвалах измельченная руда уложена на наклонное водонепроницаемое основание. Поверхности куч и отвалов орошаются выщелачивающей жидкостью, представляющей собой слабый раствор кислоты и ионов трехвалентного железа. Сбор раствора с извлеченным металлом, профильтровавшегося через слой породы, собирают снизу. Поскольку при выщелачивании отвалов в среде, как правило, развиваются природные микроорганизмы, засева не производят.
Кислая среда и кислород способствуют повышению каталитической активности Thiobacillus ferrooxidans. Выщелачивающая жидкость с помощью насосов подается наверх кучи руды, распыляется по ее поверхности и затем, самотеком стекая вниз, фильтруется через нее. Обогащенные металлом растворы, стекающие из отвалов и куч, направляются в специальные пруды и водоемы для сбора и извлечения металла. Извлечение проводят методом простого осаждения или электролизом, а также более сложными методами.
Отработанные выщелачивающие растворы, содержащие в основном растворенное железо, регенерируются в окислительных прудах и вновь подаются в отвалы. Типичная схема бактериального выщелачивания меди из куч и отвалов представлена.
Скорость извлечения металла при промышленном выщелачивании куч и отвалов зависит от многих факторов – активности культуры, качества руды и степени ее дисперсности, скорости фильтрации выщелачивающего раствора, аэрации. В целом в США 15 % меди получают в процессах бактериального выщелачивания куч и отвалов.
Существенно реже микроорганизмы применяют для выщелачивания в промышленных масштабах урана. Для этого порода или руда должны быть богаты сульфидными минералами и не слишком интенсивно поглощать кислород.
Наиболее сложен процесс бактериального выщелачивания в аппаратах – так называемое чановое выщелачивание. Этот тип выщелачивания применяют в горнорудной промышленности для извлечения урана, золота, серебра, меди и других металлов из окисных руд или упорных сульфидных концентратов.
Обычное производство большинства металлов на начальной стадии предусматривает концентрирование металлосодержащего минерала из руды. В концентратах содержание металлов может на порядок превосходить их концентрации в исходных рудах и породах. Бактериальное выщелачивание сульфидных концентратов имеет несомненные достоинства, так как может быть реализовано непосредственно в месте получения концентрата в районе разрабатываемого месторождения без больших и дорогостоящих затрат на транспортировку. Однако лимитирующим моментом бактериального выщелачивания являются довольно низкие скорости протекания этих процессов, а также неполная растворимость некоторых металлов.
Схема чанового выщелачивания сульфидных концентратов замкнутая. Оборотные воды после регенерации используются в качестве питательной среды для бактерий и выщелачивающего раствора.
Определенную проблему при чановом выщелачивании представляет обеспечение процесса инокулятом.
Для получения активной микробной культуры существуют несколько способов. Наиболее эффективен способ культивирования железоокисляющих бактерий в проточном электрохимическом культиваторе сопряженно с электровосстановлением субстрата. В процессе роста микроорганизмы окисляют двухвалентное железо до трехвалентного, а в ходе электрохимических превращений железо восстанавливается до двухвалентного и снова служит субстратом для микроорганизмов:
Биосорбция металлов из растворов.Ужесточение законов по охране окружающей среды и требования к качеству воды делают необходимым совершенствование существующих и разработку новых, более эффективных методов очистки вод от металлов. Биологические методы в последние годы находят все большее применение для извлечения металлов из промышленных, а также бытовых сточных вод. Эти методы, в отличие от дорогостоящих физико-химических, характеризуются достаточной простотой и эффективностью. Обычно для этих целей загрязненные металлами воды собирают в отстойниках или прудах со слабым течением, где происходит развитие микроорганизмов и водорослей. Эти организмы накапливают растворенные металлы внутриклеточно или, выделяя специфические продукты обмена, переводят их в нерастворимую форму и вызывают осаждение. Многие микроорганизмы способны накапливать металлы в больших количествах. В ходе эволюции в них сформировались системы поглощения отдельных металлов и их концентрирования в клетках. Микроорганизмы, помимо включения в цитоплазму, способны также сорбировать металлы на поверхности клеточных стенок, связывать метаболитами в нерастворимые формы, а также переводить в летучую форму.
Селекция в этом направлении и применение новых генноинженерных методов позволяют получать формы, активно аккумулирующие металлы, и на их основе создавать системы биоочистки. Идея использования микроорганизмов для извлечения металлов из растворов, помимо огромного экологического значения, важна также в качестве способа получения экономически важных металлов.
Основными процессами извлечения металлов из растворов с участием микроорганизмов являются: биосорбция, осаждение металлов в виде сульфидов, восстановление шестивалентного хрома.
С помощью биосорбции даже из разбавленных растворов возможно 100 %-е извлечение свинца, ртути, меди, никеля, хрома, урана и 90 %-е золота, серебра, платины, селена.
Внутриклеточное содержание металлов, как установлено, может быть очень значительным – для урана и тория до 14–18 % от АСБ денитрифицирующих микроорганизмов, для серебра – до 30 % АСБ. Недавно установлена способность водорослей, дрожжей и бактерий (Pseudomonas) эффективно сорбировать уран из морской воды.
Способы проведения биосорбции различны: возможно пропускание раствора металлов через микробный биофильтр, представляющий собой живые клетки, сорбированные на угле. Промышленно выпускаются также специальные биосорбенты, например «биосорбент М» чешского производства, изготовленный в виде зерен из микробных клеток и носителя размером 0,3–0,8 мм. Сорбент используют в установках, работающих на ионообменных смолах; его емкость составляет 5 мг урана на 1 г АСБ клеток (максимальная емкость – до 120 мг). Возможно также производство сорбентов на основе микробных полисахаридов. Такие сорбенты можно широко применять в различных, включая природные, условиях, они просты в употреблении. После концентрирования металлов микроорганизмами на следующей стадии металлы следует извлечь из микробной биомассы. Для этого существуют различные способы – как недеструктивные, так и основанные на экстракции путем разрушения (например, пирометаллургическая обработка биомассы или применение кислот и щелочей).
Извлечение металлов из растворов на основе осаждения сульфидов известно давно. Сульфатредуцирующие микроорганизмы выделяют сероводород, который практически полностью связывает растворенные металлы, вызывая их осаждение. На основе данного метода возможно, например, извлечение меди и растворов, содержащих до 8,5 г/л меди в форме цианида; полнота извлечения достигает 98,5 %.
Представляет практический интерес также метод восстановления шестивалентного хрома в растворах. Известны бактерии, способные в анаэробных условиях восстанавливать шестивалентный хром, содержащийся в бытовых сточных водах, до трехвалентного, который далее осаждается в виде Cr(OH)3.
Обогащение руд.К перспективным направлениям биогеотехнологии металлов относяи направление, ориентированное на обогащение руд и концентратов. Весьма эффективным представляется применение для этих целей сульфатредуцирующих бактерий.
МЕТАЛЛУРГИЯ
Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов
Изобретение относится к металлургии благородных металлов, в частности к способу извлечения благородных металлов из руд и концентратов по схеме обжиг-выщелачивание. Способ включает обработку исходного материала при нагреве в атмосфере водяного пара и последующее выщелачивание благородных металлов из продукта обработки в растворах реагентов. При этом обработку исходного материала проводят в атмосфере водяного пара в смеси с кислородом при температуре 300-500°C при содержании кислорода в газовой смеси в пределах 10-20%. Отходящие при обработке газы приводят в контакт с раствором, который объединяют с раствором выщелачивания. Техническим результатом изобретения является снижение температуры и затрат при подготовке упорных руд и концентратов к выщелачиванию. 1 табл., 1 пр.
Изобретение относится к металлургии благородных металлов и, в частности, к способам гидрометаллургического извлечения металлов из технологически упорного сырья, например из углистых руд и концентратов. Предлагаемый способ может быть использован при проведении анализов, а также при проведении геохимических, геолого-поисковых и геолого-разведочных работ, переоценке балансовых и забалансовых запасов в природном и антропогенном сырье.
Подавляющее большинство видов минерального сырья благородных металлов состоит из кристаллических и аморфных неорганических и органических компонентов. В благоприятных случаях благородные металлы могут находиться в сырьевой матрице в форме дискретных металлических частиц или вкраплены в структуру определенных минералов-носителей. Такое сырье не представляет технологических трудностей для промышленности и анализа.
Во многих видах руд и концентратов золото и платиновые металлы находятся в форме отдельных ядер, субатомного размера скоплений и кластеров, которые химически или физически связаны с окружающим конденсированным неорганическим и органическим веществом матрицы. При таком рассеянии извлечение любых элементов из матрицы сырья представляет исключительно трудную задачу. Например, к технологически упорным видам золотосодержащего сырья относят граниты, глины, метаморфические сланцы, гнейсы, в особенности углеродсодержащие, черные пески, графит и многие другие. В этих породах, особенно углеродсодержащих, могут встречаться значительные количества благородных металлов, рассеянных в матрице. Они плохо поддаются извлечению при переработке традиционными методами цианирования. В многочисленных публикациях подчеркивается, что органические соединения золота и платины не растворяются в цианистых растворах и остаются в хвостах выщелачивания.
Наиболее распространенные способы переработки упорных руд и концентратов включают предварительное проведение физической дезинтеграции сухим или мокрым способом до технически и экономически оправданного размера частиц, по крайней мере до 0,1-0,01 мм. Эта операция позволяет частично обнажить включение благородных металлов, находящихся в матрице в форме самородных или интерметаллических частиц, имеющих размеры не менее 0,001 мм. Более мелкие частицы золота могут быть отделены от матрицы сырья и извлечены на следующем этапе в реакционный раствор только после дальнейшей химической дезинтеграции упорных частиц матрицы сырья. Для этого упорное сырье после физического измельчения подвергают термохимической, химической или более сложной обработке. Например, упорное сырье подвергают окислительному обжигу при 500-1000°C с последующим выщелачиванием благородных металлов из огарка ([1] Масленицкий И.Н., Чугаев Л.Г. Металлургия благородных металлов. - М.: Металлургия, 1987. - 366 с.). Разновидностью подготовки концентратов к цианированию является обжиг в присутствии извести или других кальцийсодержащих материалов ([2] Патент РФ №2078146 от 27.04.1997), при котором решается проблема утилизации сернистых газов.
В указанных способах непродуктивные компоненты матрицы сырья разрушают, а благородные металлы переводят в раствор, концентрируют и далее выделяют из них товарный продукт известными способами.
Ни одним из известных способов промышленной (не лабораторной) химической обработки реагентами не удается достичь требуемой полноты вскрытия упорной части матрицы сырья или достаточной ее проницаемости для окислителей, комплексообразователей или экстрагентов, которая могла бы обеспечить максимальное извлечение редких металлов. В этой связи значительная часть ценных металлов безвозвратно теряется с хвостами выщелачивания, что приводит к снижению экономической и экологической эффективности производства. Наиболее радикальным подходом является плавка упорных концентратов на свинцовый, медный или иной сплав с последующим выделением из него благородных металлов известными методами [1].
Пирометаллургическая переработка упорного сырья, включающая в т.ч. окислительный обжиг или плавку с целью коллектирования благородных металлов медью, свинцом или другими металлами, неизбежно сопровождается потерями "микронных" частиц золота и платиноидов с пылями и газообразными продуктами.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту является способ переработки золотосодержащих руд и концентратов (Патент РФ №2309187 от 27.10.2007), включающий обжиг в атмосфере водяного пара при температуре в печи 700-900°C. Предварительно измельченное сырье помещают в печь и нагревают в атмосфере пара. В указанных условиях матрица сырья разрушается, в частности в газовую фазу переходит сера и мышьяк, а микрочастицы благородных металлов полностью вскрываются для дальнейшего цианирования. Если исходное сырье содержит органический углерод, то, как показывает практика, в атмосфере пара он также разлагаются. Продукт обработки паром подвергают выщелачиванию в растворах реагентов. В частности, выщелачивание продукта обжига в цианистых растворах протекает без осложнений.
Вместе с тем, газообразные продукты указанной реакции и сернистые газы увлекают освободившиеся микрочастицы благородных металлов и выносят их из огарка. Последующее улавливание золота из отходящих серосодержащих газовых продуктов и пылей существенно усложняет процесс.
В основу изобретения положена задача упрощения подготовки упорных концентратов, прежде всего углистых, к цианистому выщелачиванию при исключении потерь благородных металлов. В частности, целью является снижение температуры и соответствующих затрат при обработке сырья паром.
Указанный технический результат достигается тем, что обжиг концентратов ведут в атмосфере водяного пара и кислорода при температуре 300-500°C, причем содержание кислорода в исходной газовой смеси поддерживают в пределах 10-20%, а отходящие газы приводят в контакт с раствором, который используют при выщелачивании.
В основе предлагаемого способа лежит химико-термическое разрушение органической матрицы, как составной части углистых руд и концентратов благородных металлов, для повышения эффективности последующего выщелачивания.
Ведение процесса по способу прототипа при температурах выше 700°С также позволяет разрушить органические структуры, но в таких условиях происходит окисление сульфидной серы, сопровождающееся выделением больших объемов диоксида серы и мышьяка; образуются оксиды железа и цветных металлов. Оба обстоятельства негативно отражаются на технико-экономических показателях процесса: высоки затраты на перегрев пара, на утилизацию и очистку газов газов, а частицы благородных металлов в той или иной степени экранируются пассивирующими пленками - извлечение при цианировании снижается.
Хорошо известно, что минеральные формы углерода и органических соединений, в первую очередь графит, весьма устойчивы на воздухе. В атмосфере водяного пара без кислорода окисление углерода по реакции
в соответствии с термодинамическими расчетами начинается при 650°C.
Термодинамическими расчетами показано, что в присутствии кислорода окисление углерода
должно протекать во всем диапазоне температур. Результатами опытов установлено, что окисление углистых веществ в составе золотосодержащих концентратов в атмосфере водяного пара и воздуха начинается при температуре 250-270°C. Скорость разложения органики, приемлемая для практического применения этого метода, достигается при температуре выше 300°C. Примечательно, что при совместном действии пара и кислорода воздуха окисление сульфидов получает развитие начиная лишь с 600°C.
На скорость окисления органических веществ существенно влияет содержание кислорода в исходной газовой смеси. В используемых на практике устройствах (парогенераторах) пар получают испарением воды в закрытых и герметичных емкостях. С целью экономии энергии при последующем перегреве и поддержании высокой температуры пара стремятся не допускать его разбавления воздухом. Практически содержание свободного кислорода в газовой смеси, подаваемой на обработку концентратов за счет «подсоса» воздуха, может составлять 1-2%. Как показал опыт, при температурах от 300 до 600°C такого количества кислорода недостаточно для активации процесса по реакции (2). И лишь при содержании кислорода 10-12% в указанном диапазоне температур наблюдается интенсивное окисление и разложение углистых веществ минеральных концентратов. Обработка углистых концентратов при температуре более 600°C дополнительного эффекта не дает, а при наличии в обрабатываемом сырье сульфидов начинается интенсивное окисление сульфидов, что не всегда оправдано. Большее, чем 20%, содержание кислорода в исходной смеси также не дает положительного эффекта. В этой связи оптимальным составом газовой смеси является атмосферный воздух, по объему разбавленный в 1,5-2 раза паром.
В результате окисления органического углерода частицы металлического золота освобождаются для последующего выщелачивания. Установлено, что органические соединения золота при этом разрушаются, золото восстанавливается до металлического состояния, т.е. переходит в цианируемую форму.
Вместе с тем, микрочастицы золота, присутствующие в сырье изначально и образовавшиеся при разложении органики («пылевидное» золото), при обработке паром могут увлекаться из реактора выходящей парогазовой смесью. Пар в данной системе является хорошим экстрактором золота, не позволяющим оседать ему на стенки газохода. Для улавливания частиц благородных металлов парогазовую смесь целесообразно приводить в контакт с водой или с специальными улавливающими растворами, например, барботированием. Аналогичный подход предложен для улавливания золота из дымовых газов, образующихся при сжигании угля (Патент РФ №2249054 от 27.03.2005). В данном способе в качестве улавливающих золото можно использовать технические оборотные растворы, используемые для выщелачивания золота из продуктов обработки концентратов паром. Благородные металлы переходят при этом в раствор и далее извлекаются известными методами в основной технологии.
Реализация предлагаемого способа рассмотрена в следующих примерах.
Исходный золотосодержащий сульфидный (пиритный) концентрат содержал 37 г/т золота, 85 г/т серебра, 43% сульфидной серы и 1,1% органического углерода. Углерод в соответствии с данными ИК-спектроскопии был представлен битумоидной и органоминеральной формами. По совокупности свойств, проявляемых концентратом в процессах цианирования, он может быть отнесен к разряду упорных. Прямое цианирование концентрата позволяет извлечь в раствор золото не более чем на 47%, серебро - на 29%.
Навески золотосодержащего углистого концентрата массой по 200 г с целью термохимического вскрытия золота перед цианированием подвергали обработке в токе перегретого пара на лабораторной установке. Для этого концентрат помещали на пористую перегородку в вертикально расположенной трубчатой печи с электрическим нагревателем. Нагрев до заданной температуры осуществляли с контролем при помощи хромоалюминиевой термопары, спай которой помещали непосредственно в объем концентрата. Автоматическую регулировку температуры осуществляли микропроцессорным одноканальным измерителем-регулятором ТРМ1 по ПИ-закону.
Источником пара служила герметичная емкость с водой, подогреваемая до температуры интенсивного кипения и соединенная с реактором парообработки. Пар снизу вверх проходил через слой концентрата и по горячему трубопроводу поступал в емкость с улавливающим раствором. Избыточное давление пара в рабочей зоне соответствовало глубине погружения отходящего трубопровода в улавливающий раствор и составляло 0,005 мПа. Расход пара и продолжительность обработки (1 час) во всех опытах были одинаковы.
Для введения в исходную смесь кислорода непосредственно в пароподогревающую часть печи подавали воздух (в опытах 4 и 5 - кислородно-воздушную смесь). Содержание кислорода в паровоздушной смеси, контактирующей с навеской, рассчитывали с учетом расходов пара, воздуха, указанного давления в реакционной зоне и заданной температуры по известным зависимостям.
После парообработки и охлаждения навески концентрат подвергали выщелачиванию в реакторе с пневмомеханической мешалкой (лабораторной флотомашине) в цианистом растворе (1 г/л NaCN, pH 10,3, Ж:Т=2:1, продолжительность 24 часа). После выщелачивания пульпу фильтровали, кек промывали, определяли содержание золота и серебра в растворе и в твердом остатке. С учетом полученных цифр рассчитывали извлечение золота.
Опыт 6 провели по условиям прототипа: в печь подавали только пар и нагревали навеску до 750°C
Улавливающие пар растворы анализировали на содержание золота. В опыте 7 для приготовления выщелачивающего раствора использовали раствор, полученный при улавливании пара на стадии парообработки исходной навески. Результаты опытов представлены в таблице 1. Растворы, полученные при улавливании паров по способу прототипа, имели кислый характер по причине образования в них сернистой и серной кислоты. Такие растворы использовать для приготовления выщелачивающего цианистого раствора нельзя. Для извлечения золота из них требуется самостоятельная технология.
| Таблица 1 | ||||||
| Результаты опытов | ||||||
| № опыта | Температура парообработки, °C | Содержание кислорода в смеси, % | Извлечение в раствор, % | Потери золота с хвостами, % | Золото, извлеченное в улавливающий раствор, % | |
| Au | Ag | Au | Au | |||
| 1 | 250 | 5 | 58 | 37 | 42 | 0 |
| 2 | 300 | 10 | 79 | 64 | 19 | 2 |
| 3 | 400 | 15 | 85 | 69 | 13 | 2 |
| 4 | 500 | 20 | 87 | 72 | 10 | 3 |
| 5 | 600 | 25 | 85 | 71 | 9 | 6 |
| 6 прототип | 750 | Не рассчитывали | 80 | 73 | 12 | 8 |
| Раствор кислый | ||||||
| 7 | 450 | 15 | 83 | 71 | 13 | 2 |
Сопоставительный анализ известных технических решений, в т.ч. способа, выбранного в качестве прототипа, и предлагаемого изобретения, позволяет сделать вывод, что именно совокупность заявленных признаков обеспечивает достижение усматриваемого технического результата. Реализация предложенного технического решения дает возможность повысить извлечение золота из углистых концентратов в товарные растворы на 3-5% и снизить затраты на обработку концентратов.
Способ извлечения благородных металлов из руд и концентратов, включающий обработку исходного материала при нагреве в атмосфере водяного пара и последующее выщелачивание благородных металлов из продукта обработки в растворах реагентов, отличающийся тем, что обработку исходного материала проводят в атмосфере водяного пара в смеси с кислородом при температуре 300-500°C, причем содержание кислорода в газовой смеси поддерживают в пределах 10-20%, а отходящие при обработке газы приводят в контакт с раствором, который объединяют с раствором выщелачивания.
Читайте также: