Метод сорбционного выщелачивания золота из руд

Проектирование цеха сорбционного выщелачивания золота из руд месторождения "Покровское" с использованием смолы АМ-2Б производительностью 1 млн. тонн в год. Разработка схемы автоматизации сорбционного цианирования золота. План размещения оборудования.

Рубрика Производство и технологии
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 14.12.2014
Размер файла 1,6 M

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Реферат

Ключевые слова: золото, цианидное выщелачивание, ионный обмен, пачук.

Данный дипломный проект посвящен проектированию цеха сорбционного выщелачивания золота из руд месторождения «Покровское» с использованием смолы АМ-2Б производительностью 1 млн. тонн в год. В ходе выполнения проекта сделан литературный обзор существующих методов извлечения золота из руд, рассмотрены их основные достоинства и недостатки. Из всех рассмотренных методов выбран метод цианидного выщелачивания с пневматическим перемешиванием, как наиболее эффективный и простой, рассмотрена термодинамика и кинетика данного процесса. По результатам материального баланса произведены аппаратурный и механический расчёты основного аппарата, используемого в цехе. Кроме того, предложена функциональная схема автоматизации производства, рассмотрены основные опасности и вредности, а также рассчитаны основные технико - экономические показатели.

Содержание

  • Введение
  • 1.Технико-экономическое обоснование места постройки цеха
    • 2. Аналитический обзор методов извлечения золота
    • 3. Теория процесса
    • 4. Описание технологической схемы, пуск и остановка
  • 5. Расчётная часть
    • 5.1.1 Материальный баланс стадии цианирования
    • 5.1.2 Материальный расчет процесса сорбции
    • 5.2 Аппаратурный расчёт
    • 5.3 Гидравлический расчет
    • 5.4 Механический расчет
  • 6 Контроль и автоматизация
    • 6.1 Разработка функциональной схемы автоматизации процесса сорбционного цианирования золота
    • 6.2 Перечень технологических параметров подлежащих контролю, регулированию и сигнализации
    • 6.3 Перечень первичных преобразователей
    • 6.4 Использование ЭВМ
    • 6.5 Действия оператора-технолога при пуске, остановке и нормальном режиме ведения технологического процесса
  • 7. План размещения оборудования
  • 8. Охрана труда и охрана окружающей природной среды
    • 8.1 Охрана труда
    • 8.2 Охрана окружающей среды
  • 7 Экономический расчет
    • 7.1 Расчет эффективного фонда времени
    • 7.2 Организация труда и заработной платы
    • 7.3 Расчет капитальных затрат
    • 7.4 Расчет технологических затрат
  • Выводы
  • Список использованной литературы
  • Введение
  • сорбционный выщелачивание золото руда
  • Золото относится к драгоценным металлам, известным также под названием благородных. В эту группу также входят серебро, платина, осмий, иридий, палладий, родий и рутений.
  • Благородные металлы имеет существенные отличия от всех остальных металлов. Во многом это связано с их уникальными физическими и химическими свойствами, в том числе каталитической активностью, высокой температурой плавления и устойчивостью к коррозии. Это является определяющим фактором для применения благородных металлов в различных областях. Так, золото находит широкое применение при изготовлении ювелирных изделий, а также в медицине. Значительное количество золота расходуется на изготовление противоударных и противовибрационных припоев для пайки различных металлов и сплавов. Также золото используется в авиационной и космической отрасли, а также в электротехнике [1].
  • Такие свойства золота, как химическая стойкость и неизменность в весе, предопределили использование золота в качестве важнейшего элемента мировой финансовой системы.
  • За всю историю, человечество добыло 166,6 тысяч тонн золота. Его суммарная стоимость составляет около 7 триллионов долларов.
  • Высокая цена на этот драгоценный металл обусловлена рядом факторов:
  • - малое содержание в земной коре, кларк золота составляет 5Ч10-7 %;
  • - значительные расходы энергии и материалов, связанные с технологией извлечения благородных металлов [2].
  • С целью уменьшения себестоимости золота, активно велись разработки новых, более совершенных методов извлечения золота из руд. Так, благодаря работам Багратиона (1843г.), Эльснера (1846г.) и Фарадея (1856г.) о растворении золота в растворе щелочных цианидов в присутствии кислорода воздуха. В 1890 г. был построен первый гидрометаллургический завод для извлечения золота цианистым процессом. Спустя 7 лет в России на Урале в Березовском и Кочкарском предприятиях были построены цианистые установки. Вскоре этот процесс стали широко применять для извлечения золота из руд [3].
  • Целью данного дипломного проекта является рассмотрение метода сорбционного выщелачивания золота из руд как наиболее изученного и самого эффективного на сегодняшний день. В дипломном проекте приведены технологические расчеты, рассмотрены вопросы строительства и организации работы цеха.
  • 1 Технико-экономическое обоснование места постройки цеха
  • Место строительства цеха сорбционного выщелачивания золота из руд - Амурская область, поселок Тыгда, месторождение «Покровское».
  • На выбор места строительства цеха оказывает влияние ряд особенностей:
  • - месторождение «Покровское» по данным анализа проб содержит 8 типов кварцевых жил золотосеребряной сульфидной формации с содержанием золота от 2,9 до 4,8 г/т.
  • - золото в руде месторождения «Покровское» находится в легко вскрываемой форме, в основном оно мелковкрапленное. Это говорит о необходимости тонкого измельчения руды.
  • - использование месторождения «Покровское» позволит осуществлять добычу золота в размере 75 тонн при годовой добычи до 6,5 тонн.
  • Производительность карьеров принята равной 2 млн. т/г., что обеспечивает срок существования предприятия 20 лет.
  • Месторождение «Покровское» расположено вблизи Транссибирской железнодорожной магистрали, в 17 км от железнодорожного поселка Тыгда. Следовательно, основным критерием выбора места постройки предприятия является удобство транспортировки сырья и готовой продукции.
  • Электроснабжение региона осуществляется от Зейской ГЭС. Вблизи площадки рудника проходят ЛЭП 500 и 220 кВ. Этого вполне достаточно, чтобы обеспечить электроэнергией фабрику по переработке золотосодержащих руд.
  • Водозабор в поселок Тыгда производится из реки Зея. Происходит полное обеспечение водой, как самого поселка, так и предприятия.
  • Технологическое оборудование выбирается исходя из обеспечения надежного его функционирования при наименьшей его стоимости, гарантированности поставок, приоритетности российского оборудования.
  • Климат региона резко континентальный. Глубина промерзания почвы достигает 3 метра, а на низко расположенных участках встречаются зоны вечной мерзлоты. Средняя температура января -30оС, июня +25оС.
  • Готовая продуктом предприятия является черновой сплав Доре, содержащий в сумме 95-96 % золота и серебра. В дальнейшем он будет отправляться на аффинажный завод [4].
  • Инженерно-технический состав предприятия ежегодно пополняется как за счет выпускников сибирских ВУЗов, в частности Томского политехнического университета, так и за счет других городов, где имеются техникумы и профессионально-технические училища, которые подготавливают кадры, необходимые для бесперебойного ведения технологического процесса. К ним относятся Иркутск, Красноярск, Чита и Зея.

2 Аналитический обзор существующих методов

2.1 Гравитационные методы извлечение золота

Благородные металлы характеризуются высокой плотностью, намного превышающей плотность минералов вмещающей породы. Поэтому для извлечения самородных благородных металлов из руд эффективны гравитационные процессы.

В большинстве золотосодержащих руд содержится некоторое количество крупного свободного золота (+0,1) мм., которое плохо извлекается флотацией и гидрометаллургическими методами. Поэтому предварительное выделение его гравитационным обогащением позволяет снизить потери золота с отвальными хвостами и выделить часть его в виде быстро реализуемого золотосодержащего концентрата.

В современной практике извлечения золота из руд применяют следующие основные аппараты для гравитационного обогащения: шлюзы, гидравлические ловушки, отсадочные машины, концентрационные столы [5].

2.1.1 Извлечение золота с помощью гидравлических ловушек и отсадочных машин

Обогащение отсадкой основано на разделении минеральных зерен по плотности в воде, колеблющейся (пульсирующей) относительно разделяемых зерен в вертикальной плоскости. Пульсация среды создается специальным приводным механизмом.

Отсадочные машины, как правило, работают в цикле измельчения и успешно извлекают крупное золото из золотосодержащих руд. В практике золотоизвлекательных фабрик применяются различные типы отсадочных машин: пульсаторы, отсадочные машины с резиновыми диафрагмами.

При многократных пульсаций воды, создаваемых диафрагмой, материал расслаивается по плотности: частицы золота и других тяжелых минералов проваливаются через постель из металлической дроби или гематитовой руды, и разгружаются под решето. Легкие зерна пустой породы остаются на поверхности постели и разгружаются через сливной порог. Вода в отсадочную машину поступает с перерабатываемым материалом, кроме того, некоторое количество воды вводят дополнительно под решето. Извлечение золота в концентрат отсадки зависит от характера включения золота в руде, на отдельных фабриках извлечение золота доходит до 50%, часто 25 - 30%.

Основными достоинствами отсадочных машин являются возможность переработки неклассифицированного материала, высокая производительность на единицу поверхности, возможность работы на пульпах с низким значением отношения Ж:Т

К недостаткам этого метода относят высокие капитальные затраты на установку и невозможность улавливания мелких частиц золота [5].

Выделение в концентрат свободного золота и минералов, с которыми оно ассоциировано, может быть успешно осуществлено с помощью, так называемых гидравлических ловушек. Эти аппараты по сравнению со шлюзами и амальгамационными аппаратами обладают большей компактностью и расходуют меньше воды.

Ловушки удобнее всего применять в цикле измельчения - на сливе мельницы. Гидравлические ловушки представляют собой опрокинутые вниз вершинами конусы или пирамиды. Снизу в ловушке подается вода с таким расчетом, чтобы скорость восходящей струи воды не препятствовала осаждению золотых частиц и тяжелых минералов, и не давало осесть частицам пустой породы. По мере накопления в ловушке концентрата его выгружают в приемник. По сравнению с ворсистыми шлюзами гидравлические ловушки улавливают более крупное золото. Наилучшие результаты ловушки дают при обработке кварцевых руд с крупным золотом.

Выход концентратов из гидравлических ловушек меньше, чем со шлюзов с мягким покровом. Обычно он составляет - 1% от веса руды, поэтому концентраты из гидравлических ловушек богаче, но извлечение золота в эти концентраты ниже, чем в концентраты шлюзов [6].

2.1.2 Извлечение золота на шлюзах

Концентрационные шлюзы являются простейшим обогатительным аппаратом, применяемом для извлечения свободного золота из руд и россыпей.

Шлюз представляет собой желоб прямоугольного сечения, имеющий небольшой уклон в горизонтальной плоскости. На дне желоба уложено специальное покрытие (ворсистая ткань, резиновые коврики), предназначенное для удержания осевших на дно минеральных зерен.

Обогащение в струе воды, текущей по наклонной плоскости (шлюзу), основано на различии в характере движения отдельных минеральных частиц под влиянием динамических воздействий на них струи воды. При таком движении одни частицы под действием силы тяжести отлагаются на поверхности шлюза, а другие увлекаются и относятся водным потоком [1].

Важным фактором, влияющим на результаты извлечения золота, является различие в скоростях жидкости в различных слоях водного потока, текущего по наклонной плоскости. Непосредственно у самой поверхности шлюза, вследствие прилипания жидкости, скорость движения жидкости равна нулю, но уже на небольшом расстоянии от поверхности шлюза эта скорость достигает довольно значительной величины. При дальнейшем удалении от поверхности увеличение скорости замедляется. Частица минерала, в зависимости от своего размера, удельного веса, скорости водной струи (угла наклона шлюза), или упадет на поверхность шлюза или не успеет достичь зоны нулевых скоростей и будет вынесена потоком со шлюза. Упавшая на поверхность шлюза частица, в зависимости от своих свойств (размер, удельный вес), может или остаться на шлюзе или быть смыта.

Преимущество шлюзов состоит в их способности улавливать более мелкое золото и низких капитальных затратах на установку.

Главный недостаток шлюзов заключается в трудоемкости их эксплуатации и низкой производительности на единицу площади [6].

2.1.3 Извлечение золота на концентрационных столах

Обогащение (концентрация) на столах - процесс разделения минеральных частиц по плотности в тонком слое воды, текущей по слабонаклонной плоскости (деке), совершающей возвратно-поступательное движение в горизонтальной плоскости в направлении, перпендикулярном направлению движения воды [1].

Минеральные частицы, поступившие на стол, повергаются воздействию сил, сообщаемых приводом, смывному действию воды, текущей тонким слоем по уклону поперек прямоугольной или трапецеидальной деки, и силы тяжести. Под действием силы тяжести частицы оседают на поверхности деки и под влиянием сотрясений деки в межрифлевом пространстве происходит расслоение материала. Крупные легкие частицы, находящиеся сверху, легче смываются поперечным потоком воды вследствие их большого размера и меньшей защищенности нарифлением, чем мелкие тяжелые частицы, находящиеся внизу. Кроме того, по мере движения материала вдоль стола высота рифлей становится все меньше, что способствует смыванию более мелких легких частиц. В результате на столе образуется веер из частиц разной плотности и крупности, каждая полоса которого собирается в разные приемники.

Основным достоинством концентрационных столов является то, что они позволяют получать богатые концентраты при высоком извлечении золота.

Поскольку обогащение происходит в тонком слое воды, то основным недостатком этого метода является низкая производительность. [5,6].

2.2 Извлечение золота амальгамацией

Амальгамацией называют процесс извлечения благородных металлов из руд и концентратов при помощи жидкой ртути. Измельченный золотосодержащий материал приводят в контакт с ртутью. Ртуть, соприкасаясь с частицами металла, избирательно их смачивает на границе раздела с водной фазой. В смачивании золота ртутью участвует три фазы: золото, ртуть и вода. Чем лучше смачивание, тем выше показатели амальгамации. На смачивание влияют такие факторы, как равновесный краевой угол смачивания - ( ? ) и состояние поверхности золота. Таким образом, эффективное смачивание достигается при небольшом значении ? и свежеобнаженной поверхности золотин. Большая часть неблагородных металлов не амальгамируется. Введение в сплав с золотом даже 10% серебра уже значительно понижает смачиваемость этого сплава. После смачивания следует стадия образования амальгамы вследствие диффузии ртути в частице извлекаемого металла. После этого амальгама отделяется от рудной пульпы, отжимается от избытка ртути, подвергается отгонке, в результате которой в реторте остается губчатое золото, а ртуть конденсируется в холодильнике и возвращается в процесс. Процесс амальгамации ведут либо в амальгамационных бочках (внутренняя амальгамация), либо на шлюзах (внешняя) [1,5].

Значительное количество меди и железа, попавшее в ртуть вызывает затвердевание и хрупкость получаемой амальгамы, что, соответственно, делает извлечение крайне неэффективным.

Процесс амальгамации имеет большую эффективность, когда частицы самородного золота вскрыты измельчением и не имеют поверхностных пленок, а пульпа не содержит твердых эмульгаторов.

В настоящее время амальгамация практически не используется для извлечения золота из руд и концентратов вследствие трудности обеспечения техники безопасности при работе с ртутью и возможности загрязнения окружающей среды [6,8].

2.3 Гидрометаллургические методы извлечения золота из руд

Роль гидрометаллургии в производстве драгоценных благородных металлов очень велика. Широкое использование гидрометаллургии непосредственно связано с разработкой и практическим использованием автоклавных процессов, эффективных ионообменных и экстракционных методов извлечения из водных растворов. Эти методы позволяют повысить извлечение металлов из рудного сырья, комплексность его использования с высоким извлечением всех ценных компонентов, и, соответственно, экономическую эффективность этих методов. Гидрометаллургические процессы включают в себя извлечение (выщелачивание) металлов из руд и концентратов при их обработке водными растворами химических реагентов с последующим выделением из раствора металла или его химического соединения. Важным фактором для выбора гидрометаллургических методов является избирательное извлечение металлов из бедных и труднообогатимых руд с минимальными затратами реагентов в простой аппаратуре при низких температурах. Наглядным примером служит технология извлечения золота цианистыми растворами. Вследствие истощения природных ресурсов постепенно в эксплуатацию вводятся месторождения бедных и упорных руд, для которых высокое извлечение металла из руды в концентрат во многих случаях может быть достигнуто только сочетанием физических методов обогащения с гидрометаллургическими операциями, в результате которых получают «химический концентрат».

Рассмотрим и сравним методы выщелачивания золота из руд [3].

2.3.1 Тиомочевинное (тиокарбамидное) выщелачивание золота

Впервые метод тиокарбамидного выщелачивания для извлечения золота из сурьмянистых руд был предложен Плаксиным И.И. и Кожуховой М.А. в начале 40-х годов XX века. Выщелачивание протекает по реакциям, рассмотренным в таблице 1 [2].

Таблица 1 - Основные полуреакции, протекающие в процессе

Полуреакция

Электродный потенциал Eo, В

Auo + 2CS(NH2)2- 2e>Au[CS(NH2)2]2+

+0,33

Fe3+ +e- >Fe2+

-0,77

Суммарная реакция:

Au + Fe2(SO4)3 + 2CS(NH2)2 >{Au[CS(NH2)2]2}2 SO4 + 2FeSO4.

Преимущества метода тиокарбамидного выщелачивания перед цианированием:

- скорость процесса растворения золота выше примерно в 10 раз;

- меньший удельный расход и коррозионная активность реагента;

- небольшое влияние со стороны ионов-примесей;

- отсутствие СДЯВ в процессе растворения;

- возможность дополнительного вскрытия золота.

К недостаткам этого метода стоит отнести высокую стоимость реагентов (тиомочевина дороже NaCN на 25%) и необходимость использования в процессе кислостойкого технологического оборудования.

Поэтому в промышленном масштабе тиомочевина применяется лишь на предприятиях с очень богатым концентратом, что оправдывает затраты на реагент [2,8].

2.3.2 Тиосульфатное и аммиачно-тиосульфатное выщелачивание

В последнее время за рубежом отмечено падение интереса к тиомочевинному варианту растворения золота из-за высокой токсичности этого реагента. Реальной альтернативой цианированию является именно тиосульфатное выщелачивание.

Процессы тиосульфатного и аммиачно-тиосульфатного выщелачивания золота протекают по двум реакциям.

в кислой среде ( тиосульфатное выщелачивание):

4Au + O2 + 8S2O32- + 4H+ > 4Au(S2O3) 23- + H2O,

в щелочной среде (аммиачно-тиосульфатное выщелачивание):

Au + 5S2O32- + Cu(NH3)42+ > Au(S2O3) 23- + 4NH3 + Cu(S2O3)35-

Извлечение благородных металлов с помощью тиосульфатных растворов известно от начала XX века. Как известно, золосодержащие руды подвергали хлорирующему обжигу, а затем обрабатывали тиосульфатным раствором. Последующие исследования были посвящены тиосульфатному выщелачиванию золота из различных концентратов при повышенных температуре и давлении [2].

Аммиачно-тиосульфатное выщелачивание применимо к упорным для цианистого процесса рудам: марганцевым и медистым. Оптимальные условия сохраняются поддержанием в растворе рН на уровне 7-8 ед. Это обеспечивает устойчивость тиосульфат-ионов. Также этим способом можно добывать золото и серебро из хвостов окислительного выщелачивания в присутствии меди.

Преимущества:

- кратковременность процесса выщелачивания;

- дешевизна и малая токсичность реагентов;

- законченный цикл обработки руды с извлечением Au и Ag на месте;

- комплексное использование сырьевой базы.

Несмотря на значительные преимущества метода, имеется и ряд недостатков, таких как:

- высокие (до 50%) потери тиосульфата, которые определяются неоптимальными значениями концентраций и pH, наличием некоторых примесей и бактерий, ультрафиолетовым облучением;

- сильное разбавление пульпы (отношение Ж:Т = 6:1);

- большие затраты на обогрев пульпы до нужной температуры (800С). Поэтому этот метод не находит широкого промышленного применения [8].

2.3.3 Бактериальное выщелачивание золота

Бактериальное выщелачивание - это избирательное извлечение химических элементов из многокомпонентных соединений посредством их растворения микроорганизмами в водной среде. Таким образом, можно извлекать из руд и отходов производства. ценные компоненты (золото, уран и др.) или вредные примеси.

Пионерами исследований по бактериальному выщелачиванию золота были институт Пастера (Франция) и университет г. Дакар (Сенегал), работы которых появились в печати в 60-х годах XX века [2].

Существенная интенсификация процесса выщелачивания достигается в присутствии бактерий. Например, тионовые бактерии Thiobacillus ferrooxidans могут применяться для выщелачивания меди, никеля, цинка, мышьяка, кадмия, золота и других металлов.

Бактериальные методы извлечения золота из руд базируются на результатах изучения микрофлоры крупных золоторудных месторождений, позволивших выделить культуры доминирующих видов бактерий и грибов. Установлено, что повышенной активностью в процессе растворения золота обладают представители родов Bacillus, Bacterium, Chromobacterium.

Микроскопические грибы, в отличие от бактерий, способны аккумулировать золото из растворов. Наиболее эффективны представители родов Aspergillus niger и Aspergillus oryzae.

В процессах бактериального выщелачивания золота определяющая роль принадлежит продуктам микробного синтеза: аминокислотам, пептидам, белкам и нуклеиновым кислотам. Углеводы в растворении золота участия не принимают [8].

В России и Канаде разрабатываются технологии бактериального выщелачивания мышьяка и вскрытия тонковкрапленного золота из упорных золотосодержащих концентратов перед их цианированием. Это позволяет исключить дорогостоящий процесс обжига, загрязняющий атмосферу ядовитыми соединениями мышьяка.

Преимуществами бактериального выщелачивания являются:

- простота аппаратурного оформления процесса;

- доступность использования во всех способах выщелачивания, не связанных с повышенными давлениями и температурой.

- возможность быстрого размножения бактерий, особенно при возвращении в процесс отработанных растворов, содержащих живые организмы.

Основным недостатком этого метода является малая скорость извлечения золота в биологических процессах по сравнению с другими методами. К тому же при переработке сульфидных руд происходит усиление дренажа кислых вод, что влечет за собой закисление окружающего грунта.

Поэтому метод биовыщелачивания применяется в промышленности в меньших масштабах, чем цианидный метод [9].

2.3.4 Извлечение золота с применением органических растворителей

В результате поиска альтернативных процессов появились разработки новых технологических схем с использованием неводных или смешанных растворителей. Наибольший интерес представляют системы, где в качестве окислителя применяют хлорид меди (II), а неводных растворителях ? диметилформамид, диметилсульфоксид и ацетонитрил. Известно, что прибавление смешивающегося с водой органического растворителя изменяет гидродинамические характеристики (вязкость, коэффициент диффузии) и диэлектрическую проницаемость среды; неводный растворитель вступает в реакции ассоциации, сольватации (поверхности, исходных и промежуточных соединений, продуктов реакции), а также может выступать в качестве лиганд в реакциях комплексообразования [2].

Было замечено, что золото растворяется в нитрилах: ацетонциангидрине (CH3)2C(OH)CN, лактонитриле CH3CH(OH)CN, гликольнитриле HOCH2CN. Растворение металла происходит только в присутствии щелочи. Использование органических растворителей, таких как ацетонитрил, диметилсульфоксид, диметилформамид позволяет повысить скорость растворения золота и серебра, значительно упрощает процесс извлечения металла из раствора (путем отгонки растворителя), что открывает перспективу создания эффективных технологий извлечения и аффинажа.

Основными недостатками этого метода являются высокая стоимость реагентов и их дефицитность. Ввиду этих обстоятельств метод является неэффективным для промышленного применения [8].

2.3.5 Бромцианирование

Перед цианированием извлекают свободное золото на амальгамационных или ворсистых шлюзах. Бромцианирование производят перемешиванием тонкоизмельченной руды сначала с раствором цианистого натрия при слабой щелочности продолжительное время. Затем раствор сливают и пульпу нейтрализуют разведенной серной кислотой, так как щелочь легко разлагает бромистый циан. Далее вновь перемешивают при щелочности ниже 0,02% CaO и до нейтральной реакции с добавкой бромистого циана по частям. Перемешивание ведут 4-5 часов в закрытом чане. Слабый водный раствор бромистого циана не изменяется несколько суток. Бромистый циан получают смешиванием KBr, KBrO3, KCN, H2SO4 по реакции:

2KBr + KBrO3 + 3KCN + 3H2SO4 = 3BrCN + 3K2SO4 + 3H2O

Стоит отметить, что данный метод не имеет эффективного промышленного использования ввиду низкой степени извлечения золота [7].

2.3.6 Извлечение золота цианированием

Развитие технологии цианирования было бы невозможным без разработок таких ученых как Шееле и Багратиона, которые впервые обнаружили способность золота растворяться в водных растворах цианидов. Так, в России была построена цианистая фабрика в Березовске (1897), а в 1898г и на Кочкарском руднике [1].

Цианидное выщелачивание на сегодняшний день является основным способом извлечения золота из руд, как в традиционной технологии, так и при геотехнологической добыче. В качестве реагента используются соли циановой кислоты - цианиды натрия или калия концентрацией 0,02-0,3%. Растворение золота в присутствии окислителя происходит по реакции:

2Au + 4NaCN + 1/2O2 + Н2O = 2NaAu(CN)2 + 2NaОН

Золото переходит в раствор в виде золотоцианистого натрия, который диссоциирует на ионы Na+ и [Au(CN)2]-.

Комплексный ион [Au(CN)2]- затем направляют на сорбцию ионообменными смолами, активным углем или осаждают цементацией (Zn мет.)

Преимущества метода цианирования:

- высокая степень извлечения - золота до 95%;

- низкая стоимость передела;

- простота аппаратурного оформления;

- температура процесса 20С;

Самый главный недостаток этого метода - очень высокая токсичность цианистых солей, ввиду гидролиза NaCN.

Но, несмотря на это обстоятельство, цианидный метод широко используется в промышленных масштабах [1].

Перколяционное выщелачивание
Перколяционное выщелачивание - это процесс извлечения золота посредством естественного фильтрования цианистых растворов через слой золотосодержащей руды, помещенной в чан с ложным днищем. Метод пригоден лишь для грубозернистых материалов, частицы которых легкопроницаемы для цианистых растворов, ввиду малой скорости фильтрации. Золото должно быть достаточно мелкое. Обычно перколяции подвергают классифицированные пески с частицами крупностью 0,2 - 1мм. Продолжительность полной обработки песка одной загрузки песка ( обычно 4-8 суток) зависит от скорости просачивания, количества растворов и режима обработки, определяемых вещественным и гранулометрическим составом песка [1].
Обычно выщелачивание просачиванием осуществляют в чанах круглой или прямоугольной формы последовательно заливкой порций цианистых растворов убывающей концентрации. Первые крепкие растворы содержат (0,1- 0,2) % NaCN, средние 0,05-0,08 и слабые 0,03-0,05 %.
Полученные золотосодержащие растворы идут на осаждение золота. Выщелоченные и промытые пески выгружают сухим или гидравлическим способом.
Расход реагентов зависит от характера обрабатываемого материала и составляет (0,25-0,75) кг цианида и 1- 2 кг извести на 1 т сухого песка.
Преимущества перколяционного выщелачивания:
-простота аппаратурного оформления;
-относительная дешевизна процесса;
-небольшой расход электроэнергии.
Недостатком же является невысокое (обычно 60%) извлечение золота. Поэтому использование этого метода в промышленности малоэффективно[5].
Кучное выщелачивание
Процесс кучного выщелачивания заключается в том, что руда, уложенная в виде штабеля (кучи) на специальном водонепроницаемом основании (площадке) орошается сверху цианистым раствором. При медленном просачивании раствора через слой руды происходит выщелачивание золота и серебра. Стекающий снизу раствор идет на извлечение благородных металлов [1].
Метод пригоден для переработки руд, указанных в пункте 2.3.6.1. Обычно кучному выщелачиванию подвергают руду после дробления до крупности 5-20 мм. Присутствие глинистых веществ снижает проницаемость кучи, замедляет выщелачивание и уменьшает извлечение золота.
Кучное выщелачивание проводят на открытом воздухе на специально подготовленных площадках. Для придания площадке водонепроницаемых свойств ее покрывают слоем бетона, асфальта или утрамбованной глины. Кучи орошают цианистым раствором с помощью специальных разбрызгивающих устройств (форсунок), установленных над ними.
Золотосодержащий раствор, вытекающий из оснований кучи, стекает в облицованные пластиком дренажные канавки, проложенные рядом с кучей вдоль ее длинных сторон, и по ним отводится в пруд-сборник.
Преимущества кучного выщелачивания:
- возможность переработки бедных руд;
- простота технологического процесса;
- низкие капитальные затраты.
Недостатки:
- длительность процесса (30-90 суток);
- низкое извлечение золота (50-70%).
Ввиду этих недостатков метод используется в промышленности, но не так эффективно как цианирование перемешиванием [2].
Цианирование перемешиванием
Цианирование перемешиванием - значительно более эффективный процесс по сравнению с цианированием просачиванием. Это объясняется хорошим вскрытием выщелачиваемого золота, благоприятными условиями диффузионного подвода ионов CNЇ и молекул растворенного кислорода к поверхности золотин, и энергичным накислороживанием пульпы в процессе выщелачивания.
Рудные пульпы, поступающие на цианирование перемешиванием, имеют повышенную вязкость, что затрудняет диффузию ионов CN - и молекул растворенного кислорода к поверхности, растворяющихся золотин. Поэтому необходимо энергичное перемешивание и непрерывное насыщение пульпы кислородом воздуха.
Процесс ведут при концентрации NaCN, составляющей 0,01-0,1 % (чаще всего 0,02-0,05%) и концентрации СаО, равной 0,01-0,03% (рН 9-11). Цианистые растворы не агрессивны, поэтому для изготовления оборудования применяют такие доступные материалы, как обычная углеродистая сталь, чугун [1].
Процесс выщелачивания осуществляют в периодическом или непрерывном режиме.
Непрерывное выщелачивание получило большее распространение благодаря полной автоматизации, высокой эффективности использования аппаратов. Также нет необходимости в использовании мощных двигателей и насосов для перекачки пульпы из емкостей.
При непрерывном выщелачивании пульпа поступает в цепочку (каскад) из последовательно соединенных аппаратов, где она перемешивается. Число аппаратов в каскаде обычно выбирают не менее 4 - 6 (лучше 8 - 12). При меньшем числе аппаратов значительная доля частиц выщелачиваемой руды проскакивает все аппараты. Это негативно скажется на эффективности процесса вследствие низкого извлечения золота.
Основным типом аппаратов для непрерывного выщелачивания является пачук. с центральным аэролифтом. Это высокий цилиндрический чан с коническим днищем. Высота чана обычно в 3 - 4 раза превышает диаметр. В центре чана расположен аэролифт (циркулятор). Последний представляет собой широкую, открытую с обоих концов трубу, в нижней части которой предусмотрена воздушная рубашка. По трубе в рубашку подают сжатый воздух, который через прорези поступает в виде отдельных пузырьков в трубу. Находящаяся здесь пульпа смешивается с воздухом, образуя воздушно-пульповую смесь, плотность которой меньше, чем плотность пульпы. Поэтому смесь поднимается вверх и выливается через верхний край трубы. Более плотная, не содержащая пузырьков воздуха пульпа поступает в трубу снизу.
Пачуки широко применяют как в отечественной, так и в зарубежной золотоизвлекательной промышленности. Преимущества аппаратов этого типа состоят в возможности перемешивания весьма густых пульп, простоте устройства и интенсивной аэрации пульпы [2,5].

2.4 Обзор существующих методов извлечения золота из цианистых растворов

2.4.1 Цементация

С начала развития цианистого процесса и до последнего времени основным и практически единственным методом осаждения благородных металлов из цианистых растворов была цементация цинком. В настоящее время этот метод сохраняет ведущее место в практике золотоизвлекательной промышленности.

Цементацией в металлургии цветных металлов называют процесс восстановления одного металла другим в водных растворах. В основе метода лежит вытеснение благородных металлов менее благородными в соответствии с рядом окислительных потенциалов металлов.

Zn + 4CN- = [Zn(CN)4]2- + 2e- E0 = -1,26B;

Au + 2CN- = [Au(CN)2]- + e- E0 = -0,54B.

Потенциал цинка более отрицателен, чем потенциал золота, поэтому цинк легко вытесняет его из цианистых комплексов:

Au(CN)2 - + Zn = 2 Au + Zn(CN)42- Kр = 1Ч1023

Следовательно, в термодинамическом отношении золото и серебро могут быть осаждены практически полностью.

Преимущества метода цементации:

- высокая степень осаждения золота (до 99,5%).

- достаточно быстрое и полное осаждение золота.

К основным недостаткам этого метода относят высокий расход цинка (в 30-40 раз больше стехиометрии) и громоздкость аппаратуры. К тому же низкое содержание золота (не более 40%) в цинковом шламе говорит о поиске более эффективного метода, коим и является сорбия [3].

2.4.2 Сорбционное извлечение золота

Сорбцию золота из цианистых растворов можно проводить как на активированном угле, так и на синтезированных ионообменных смолах.

За рубежом ионообменные смолы не получили промышленного применения в качестве осадителей благородных металлов из цианистых пульп, это связано с лучшими сорбционными и кинетическими свойствами активных углей и их более высокой селективностью по отношению к золотоцианистому комплексу, а такие же их низкой стоимостью (в 7-12 раз ниже цены ионообменных смол).

Сорбция золота активными углями сопровождается окислительно-восстановительными процессами. Дицианоаурат-ионы, находящиеся в растворе, на поверхности угля преобразуются в цианокарбонилы и восстанавливаются до металлического золота.

Преимущества:

-высокая удельная поверхность угля;

-низкая стоимость угля, по сравнению с ионитом;

-процесс регенерации угля занимает мало времени (6-7 часов).

Однако главным недостатком углей является их низкая механическая прочность. Да и емкость по золоту у них значительно меньше, чем у тех же анионообменных смол [1,2].

Сорбцию благородных металлов ионообменными смолами можно осуществлять как из осветленных цианистых растворов, так и непосредственно из пульп в процессе цианирования.

Анионообменная смола АМ-2Б, обладает наибольшей селективностью по отношению к золоту, по сравнению с другими ионитами.

Первый способ предполагает извлечение золота из руды обычными приемами цианирования с тем лишь отличием, что извлечение золота из цианистого раствора осуществляют сорбцией его ионообменной смолой.

Второй способ состоит в том, что в контакт с ионообменной смолой приводят не осветленный золотосодержащий раствор, а непосредственно пульпу в процессе цианирования. Растворяясь в цианистом растворе, благородные металлы переходят в жидкую фазу пульпы и, одновременно сорбируются ионитом.

После окончания выщелачивания и сорбции смолу отделяют, а обеззолоченную пульпу направляют после обезвреживания в отвал.

Насыщенный золотом ионит регенерируют десорбцией золота и примесей и вновь направляют на сорбционное выщелачивание.

Преимущества сорбции из пульп:

- исключение стадии фильтрации и промывки пульпы из технологии. Это позитивно отражается на экономике процесса ввиду громоздкости и высокой стоимости этой стадии.

- более высокое извлечение золота. В отдельных случаях повышение извлечения золота может достигать 10 - 20 %.

-более быстрое протекание процесса растворения в присутствии ионита по сравнению с обычным цианированием. Таким образом, ионит частично сорбирует вредные примеси, влияющие на скорость растворения золота.

В промышленности наиболее часто используют совмещение процессов цианирования и сорбции, так называемого сорбционного выщелачивания [8,10].

Вывод

Рассмотрев все вышеперечисленные методы извлечения золота из руд можно сделать следующий вывод. На сегодняшний день самой изученной и эффективной технологией, применяемой на производстве, является цианидное выщелачивание, совмещенное с процессом сорбции. Выбор этого метода во многом обусловлен высокой степенью извлечения золота в раствор (не менее 95%) и малыми затратами на используемые реагенты. К тому же нет необходимости в дополнительном нагреве пульпы, так как процесс идет при 200С. Важно отметить, что возможно повторное использование ионообменной смолы после регенерации. Все эти факты говорят об экономичности и уникальности этого метода, по сравнению со всеми рассмотренными выше. Поэтому сорбционное выщелачивание с пневматическим перемешиванием находит широкое применение, как на территории Российской Федерации, так и за рубежом.

3 Теория процесса

3.1 Физико-химические свойства золота

Золото - тягучий, ковкий металл специфического желтого цвета. Это химический элемент I группы, 2-й подгруппы периодической системы элементов Д.И. Менделеева с порядковым номером 79. В таблице 2 приведены основные физические свойства золота.

Таблица 2 - Физические свойства золота

Свойство

Золото

Атомная масса, а. е. м.

196,967

Электронная конфигурация

[Xe] 4f14 5d10 6s1

Плотность при 20єС, г/см3

19,32

Температура плавления, єС

1064,18

Температура кипения, єС

2856

Удельная теплоемкость, Дж/(кг•?С)

130

Относительное удлинение

30-50%

Степени окисления

?1, 1, 3, 5

Твердость по Моосу

2,5

Как видно из таблицы 2, золото - тяжелый металл, который имеет большое относительное удлинение при ковке. Большая плотность золота имеет важное значение для процессов гравитационного обогащения золотосодержащих руд и россыпей ввиду того, что остальные рудные породы и минералы имеют плотность значительно меньше [1].

В химическом отношении золото малоактивно. Даже при высоких температурах оно не взаимодействует с кислородом, водородом и азотом. В химических соединениях золото может быть в одно- и трехвалентном состояниях. Золото не растворяется ни в щелочах, ни в кислотах. Хорошо растворяется только в «царской водке» по реакции:

Au + HNO3 + 4HCl = HAuCl4 + NO + 2H2O.

Золото растворимо в воде, содержащей в растворе галоген, в растворах серноватистых солей, хлорных и бромных металлов, марганцовокислой соли и в присутствии кислорода в растворах цианистых металлов. С ртутью золото образует соединения AuHg, AuHg2, выше 3000 распадающиеся с образованием твердого раствора ртути в золоте.

Золото образует комплексные цианистые соединения, NaAu(CN)2, KAu(CN)2, , что лежит в основе процессов гидрометалллургии.

Обычно комплексные цианистые соли золота получаются непосредственным растворением металлического золота в растворах щелочных металлов в присутствии кислорода воздуха.

При нагревании комплексные цианистые соединения золота разлагаются, они довольно хорошо растворимы в воде, разлагаются кислотами с образованием синильной кислоты HCN и осадка цианида золота AuCN [2, 5].

3.2 Термодинамика процесса цианирования

В процессе цианирования происходит окисление золота кислородом воздуха до Au+ и его переход в раствор в виде комплексного аниона [Au(CN)2]Ї. Химизм описывается двумя последовательно протекающими реакциями:

2Au + 4CNЇ + 2H2O + O2 > 2[Au(CN)2]Ї + 2OHЇ + H2O2 (1)

2Au + 4CNЇ + 2H2O2 > 2[Au(CN)2]Ї + 2OHЇ (2)

Суммарная реакция:

4Au + 8NaCN + 2H2O + O2 > 4Na[Au(CN)2] + 4NaOH (3)

Окислительный потенциал золота весьма высок (ц0=+1,88B).

Наиболее известные окислители имеют меньшие потенциалы и не могут окислить золото.

Цианистые растворы имеют щелочной характер. Поэтому для этой среды самый доступный и распространенный в гидрометаллургии окислитель - это кислород, потенциал которого также уступает золоту:

O2 + 2H2O +4e > 4OHЇ, ц0 = + 0,40B (4)

Окислительные потенциалы кислорода при его восстановлении до пероксида водорода:

O2 + 2H2O +2e > 2OHЇ+ H2O2, ц0 = - 0,15B (5)

и пероксида водорода при его восстановлении до гидроксильных ионов:

H2O2 + 2e > 2OHЇ, ц0 = + 0,95B (6)

недостаточны для окисления металлического золота и перевода его в раствор в виде катионов Au+.

Используя уравнение Нернста, можно сделать вывод о том, потенциал металла в растворе его соли зависит от активности ионов этого металла:

, (7)

где ц - потенциал металла в растворе его соли, В;

ц0 - стандартный потенциал металла, В;

R- газовая постоянная, R ==8,314 Дж/(мольК);

Т-температура, К;

n - число электронов, принимающих участие в реакции;

F - число Фарадея, F=96500 Кл/моль;

бМеn+- активность катионов металла в растворе [3].

Потенциал золота можно снизить, уменьшая активность ионов Au+ в растворе, что и взято за основу при растворении золота в цианистых растворах.

Ионы Au+ образуют с ионами CNЇ очень прочный комплекс [Au(CN)2]Ї, равновесие диссоциации которого

[Au(CN)2]Ї = Au+ + 2CNЇ (8)

сильно сдвинуто влево и характеризуется весьма малой величиной константы нестойкости (диссоциации):

(9)

Поэтому в присутствии ионов CNЇ активность ионов Au+ резко уменьшается.

Активность ионов Au+ из уравнения (9) подставим ее в уравнение (6):

После упрощения получим:

(10)

Это выражение характеризует потенциал золота в растворе, содержащем свободные ионы CNЇ:

Au+ + 2CNЇ = [Au(CN)2]Ї + e (11)

Потенциал полуреакции (при б[Au(CN)2]Ї = 1 и б CNЇ = 1) ц0 = - 0,54B.

Зная стандартные потенциалы полуреакций окисления и восстановления, рассчитаем константы равновесия и изменение изобарно-изотермического потенциала реакций (1) и (2):

,

,

где К-константа равновесия;

ц0ox, ц0red - стандартные потенциалы окислителя и восстановителя соответственно, В;

?G0298- изменение изобарно-изотермического потенциала реакции в стандартных условиях, кДж/моль.

Для растворения золота по реакции (1) при 25?С:

;

K ? 2•1013.

?G0298= -(-0,15-(-0,54))•2•96500•10-3 = - 75,3кДж/моль.

Для растворения золота по реакции (2) при 25?С

;

K ? 3•1050.

?G0298= -(+0,95-(-0,54))•2•96500•10-3 = - 288кДж/моль.

Такие высокие значения констант равновесия и уменьшение изобарно-изотермического потенциала показывают, что реакции (1) и (2) должны протекать в сторону растворения золота[3,10].

3.3 Кинетика процесса цианирования

Для гетерогенных реакций, протекающих с участием двух растворенных реагентов, установлено, что для каждого давления кислорода имеется критическая концентрация цианида. Ниже этой концентрации скорость растворения золота находится в линейной зависимости от нее, а выше скорость практически не зависит от концентрации цианида и является линейной функцией от давления кислорода. Если концентрация цианида ниже критической, скорость растворения определяется доставкой CNЇ - ионов к поверхности, а выше скорость практически не зависит от концентрации цианида и является линейной функцией от давления кислорода[3].

В области малых концентраций (докритических) кажущаяся энергия активации равна 15,1 кДж/моль, что типично для диффузионного режима. При концентрациях цианида выше критических скорость очень мало зависит от температуры, так как влияние увеличения коэффициента диффузии кислорода в растворе с ростом температуры погашается понижением растворимости кислорода (при проведении опыта в открытом аппарате).

Кинетические закономерности растворения золота в цианистых растворах хорошо объясняются, если принять электрохимический механизм растворения. На поверхности металла образуются локальные электрохимические ячейки (анодные и катодные участки). Их образование обусловлено неодинаковыми энергетическими уровнями электронов в различных точках поверхности вследствие наличия дефектов, примесей атомов других металлов. Золото в цианистых растворах служит анодом, а другой компонент пары - катодом.

На анодных участках поверхности золота образуется комплексный ион и освобождается электрон:

Au + 2CN? = Au(CN)2- + e

На катодных участках поверхности золота или минерала, в который вкраплена частица золота, происходит восстановление растворенного кислорода с образованием перекиси водорода и гидроксил ионов:

O2 + 2H2O + 2e = H2O2 + 2OH-

Электрохимический механизм растворения золота доказывается остроумным опытом Томсона (1947г.). Маленькие шарики золота (120мкм) были погружены в желатинизированный раствор цианистого калия. Кислород вводился так, что он диффундировал только в одном направлении. При раздельном протекании катодной и анодной реакций, на поверхности, обращенной потоку кислорода, очевидно, должна протекать катодная реакция, и эта часть поверхности частиц не должна подвергаться коррозии. Действительно, оказалось, что шарики золота растворяются со стороны, противоположной току кислорода.

Скорость электрохимических процессов при растворении золота высокая, и поэтому скорость растворения лимитируется подводом реагентов - либо ионов CNЇ, либо растворенного кислорода.

В том случае, если концентрация CNЇ в растворе значительно меньше, чем концентрация О2 , очевидно концентрация CNЇ на поверхности частиц и будет равна 0, а концентрация кислорода - близкой к концентрации его в растворе. Скорость процесса будет определяться диффузией ионов CNЇ:

где jAu - количество молей золота, переходящих в раствор в единицу времени с единицы поверхности;

jCNЇ - количество г-ионов CNЇ, подводимых в единицу времени к единице поверхности,

DCN - коэффициент диффузии,

дCN- эффективная толщина диффузионного слоя,

CCN - концентрация CNЇ в растворе.

По мере увеличения концентрации CCN возрастает и скорость растворения золота. Концентрация кислорода на поверхности будет уменьшаться.

При соотношении концентрации CNЇ и О2 в растворе, соответствующем условию:

концентрации CNЇ и О2 на поверхности реакции равны нулю. Дальнейшее повышение концентрации CNЇ в растворе при Со=const приведет к росту концентрации CNЇ на поверхности без увеличения скорости растворения золота.

Таким образом, соотношение концентраций CNЇ и О2, определяемое данной формулой, является оптимальным.

При атмосферном давлении воздуха над раствором и температуре 200 С растворимость кислорода в воде равна 0,27•10-3 моль/л, следовательно, увеличение концентрации свободных ионов CNЇ выше 0,01% NaCN не приведет к увеличению скорости процесса.

Но при дефиците свободного цианида улучшение аэрации раствора также не увеличивает скорость. Поэтому нужно контролировать состав раствора по двум реагентам таким образом, чтобы отношение концентрации свободных ионов CNЇ к концентрации О2 было равно 5-6[5, 10].

3.4 Гидролиз цианистых растворов. Защитная щелочность

Цианиды щелочных и щелочноземельных металлов являются солями слабой синильной кислоты HCN и сильных оснований (NaOH, KOH). При растворении в воде они подвергаются гидролизу:

CN- + H2O = OH- + HCN^ (12)

Это явление крайне нежелательное, и приводит к значительным потерям цианида и отравлению атмосферы цеха парами ядовитой синильной кислоты.

Константа равновесия гидролиза КГ имеет вид:

.

Если рассматривать достаточно разбавленный раствор, то активности равны концентрациям, тогда:

(13)

Константа диссоциации KД синильной кислоты равна:

(14)

Найдя из последнего уравнения значение [HCN] и подставив его в уравнение (13) получим:

.

Учитывая, что числитель последнего выражения представляет собой ионное произведение воды КW имеем:

КГ = КW/К .(15)

При 25°С значения КW= 1•10-14 и КД = 7,9•10-10, откуда КГ = 1,26•10-5.

Допустим, концентрация NaCN в растворе равна С0. Если степень гидролиза NaCN равна h, то концентрация негидролизованной соли составит (С0--С0h), моль/л. Негидролизованная соль полностью диссоциирована на ионы, и поэтому концентрация ее равна концентрации иона CNЇ:

(16)

При гидролизе образуются эквивалентные количества молекул и ионов OH-, следовательно . Так как из одного иона образуется при гидролизе одна молекула HCN, то концентрация HCN равна концентрации гидролизованной соли:

(17)

Подставив выражения (16) и (17) в уравнение (13), получим:

, откуда (18)

Уравнение (17) применимо для расчета степени гидролиза цианида в чистой воде. Как видно, степень гидролиза значительно увеличивается с уменьшением концентрации цианида. При концентрациях цианида, применяемых на практике, степень гидролиза может достигать значительных величин (5 - 10%).

Из реакции (12) следует, что для подавления гидролиза в цианистые растворы необходимо добавлять щелочь. Найдем степень гидролиза цианистого раствора концентрации С0 в присутствии щелочи концентрации С01. Концентрации ионов CN и молекул HCN определяются уравнениями (16) и (17). Появление ионов OH- в растворе обусловлено введением щелочи и частичным протеканием реакции гидролиза. Если использовать оксид кальция CaO, дающий в водном растворе гидроксид Ca(OH)2, то концентрация ионов OHЇ будет равна:

(19)

Таблица 3 - Степень гидролиза растворов NaCN

Концентрация NaCN

Степень гидролиза, %, при концентрации CaO в растворе, % (моль/л)

%

102, моль/л

0

0,01(1,78•10-3)

0,05(8,92•10-3)

0,5

10,20

1,1

0,32

0,07

0,2

4,08

1,7

0,34

0,07

0,1

2,04

2,5

0,35

0,07

0,05

1,02

3,5

0,35

0,07

0,02

0,408

5,4

0,35

0,07

0,01

0,204

7,6

0,35

0,07

0,005

0,102

10,5

0,35

0,07

0,002

0,041

16,1

0,35

0,07

Подставив выражения , и в уравнение (13), получим:

,откуда

.................(20)

Рисунок 1 - Степень гидролиза растворов NaCN при концентрации CaO, ?: 1 - 0; 2 - 0.01; 3 - 0.05.

Результаты расчетов, выполненных по этому уравнению показывают исходя из данных таблицы 3 , четвертого и пятого столбца, и рисунка 1, кривых 2, 3), что даже при небольших концентрациях щелочи степень гидролиза резко снижается. На практике вводят в цианистые растворы небольшое количество щелочи, которая защищает их от разложения гидролизом и потому называется защитной. Наиболее часто используют дешевую известь, выполняющую одновременно функцию коагулянта при сгущении пульпы.

Величина КГ, а следовательно, степень гидролиза и потери цианида увеличиваются с повышением температуры. Поэтому процесс цианирования ведется при обычных температурах (10--20°С)[1,2,5,10].


Подобные документы

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.