Комбинированные методы обогащения реферат

Обновлено: 07.07.2024

В комбинированных методах наряду с традиционными способами обогащения используются пиро- или гидрометаллургические операции, приводящие к изменению химического состава сырья. Используемые пирометаллургические операции: обжиг, плавка, конвертирование; гидрометаллургические: выщелачивание, осаждение, экстракция, сорбция.

Например, обжиг применяется для изменения магнитных свойств слабомагнитных минералов железа (карбонатов, окислов, гидроокислов). При нагревании до 600 – 800 °С гематит (красный железняк Fе₂О₃) восстанавливается газообразными или твердыми восстановителями (окись углерода, водород, природный газ, уголь и др.) до сильномагнитного магнетита (Fe₃O₄). Процесс этот иногда называют восстановительным обжигом. Обожженную руду обогащают на магнитных сепараторах со слабым магнитным полем аналогично обогащению природных магнетитовых руд.

Гидрометаллургические операции (химическое обогащения) применяют для руд сложного состава. Основа химического обогащения это селективное растворение минералов и последующие извлечения ценных компонентов из растворов. При этом используется различная способность разделяемых минералов растворяться.

Процессы селективного растворения минералов полезных ископаемых с последующим извлечением их из растворов называют выщелачиванием. Растворение производят под землей непосредственно в рудном теле – подземное выщелачивание; на поверхности земли в куче большого размера, сделанной из обогащаемого сырья (руда, отвалы), – кучное выщелачивание и в специальных аппаратах (чанах) – чановое выщелачивание. Минералы из растворов извлекают цементацией, экстракцией, ионной флотацией.

Например, медь извлекают из раствора цементацией железа или жидкой экстракцией органическими растворителями, а уран — ионной флотацией, сорбцией и экстракцией. Выщелачивание применяют для извлечения некоторых металлов из бедных отвалов и забалансовых руд, обогащения медных и урановых руд, доводки вольфрамовых, оловянных, калийных и других концентратов. При переработке урановых руд выщелачивание является основным процессом обогащения.

3 ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ ПРОЦЕССЫ ОБОГАЩЕНИЯ

Задача вспомогательных процессов  довести продукты обогащения до нужных кондиций и обеспечить оптимальное протекание основных процессов. К ним относят обезвоживание, обеспыливание и пылеулавливание, очистку сточных вод, опробование, контроль и автоматизацию.

3 .1. ОБЕЗВОЖИВАНИЕ ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ

В большинстве случаев получаемые продукты обогащения содержат значительное количество воды и не пригодны для транспортирования и металлургической обработки. Для удаления воды (влаги) из продуктов обогащения применяют ряд операций, называемых в общем случае обезвоживанием. В более широком смысле под обезвоживанием понимают процесс отделения жидкой фазы от твердой.

Влажность материалаопределяется отношением массы воды в продукте к общей массе влажного материала и обычно выражается в процентах:

где Q₁  масса влажного материала; Q₂  масса сухого материала.

Для характеристики продуктов обогащения часто используют разжижение R, определяющее отношение массы жидкости в продукте к массе твердого. Влажность продукта в процентах определяется через разжижение выражением

W = R 100/(R + 1).

Получаемые на фабриках при обогащении руд продукты, как правило, представлены жидкими пульпами. Присутствующую в продуктах влагу подразделяют на внутреннюю и внешнюю.

Внутренней влагой называют влагу, содержащуюся в кристаллической решетке минерала. Ее именуют кристаллизационной, если она присутствует в виде молекул Н₂О (например CuSO₄ · 5H₂O), или конституционной, если присутствует в виде ионов ОН  , Н + , Н₃О + (например, Cu(OH)₂). Удалить ее можно при обжиге или прокаливании материала.

Внешнюю влагу делят на гравитационную, капиллярную, пленочную и гигроскопическую:

 свободная (гравитационная) удаляется под действием сил тяжести; продукты обогащения представляют собой суспензии;

 капиллярная удерживается силами капиллярного давления и удаляется с помощью внешних сил; продукты называются влажными (мокрыми);

 пленочная удерживается на поверхности частиц силами молекулярного притяжения между молекулами воды и частиц; продукты называют воздушно-сухими;

 гигроскопическая содержится в сухих продуктах и удерживается на поверхности частиц адсорбционными силами в виде мономолекулярных пленок.

В зависимости от содержания влаги продукты подразделяют на жидкие (обводненные), мокрые, влажные, воздушно-сухие, сухие и прокаленные.

Жидкие продукты характеризуются большим разжижением и текучестью. Влаги в них содержится не менее 40 %.Такие продукты хорошо транспортируются.

Мокрые продукты содержат меньше воды (от 15—20 до 40 %), чем жидкие. Если такие продукты представлены мелким материалом, они растекаются, часть воды из них выделяется при транспортировании, перегрузках и непродолжительном хранении. Для жидких и мокрых продуктов характерно присутствие всех видов влаги.

Влажные продукты являются промежуточными между мокрыми и воздушно-сухими. Содержание влаги в них составляет от 5—6 до 15—20 %. Они нетекучи. Во влажных продуктах содержится гигроскопическая, пленочная, часть капиллярной и внутренняя влага.

Воздушно-сухие продукты представляют собой сыпучие материалы, поверхность которых вследствие гигроскопичности незначительно увлажнена находящимися в воздухе парами воды. Иногда воздушно-сухими называют продукты с влажностью в несколько процентов. Они содержат внутреннюю и гигроскопичную влагу.

Сухие продукты не содержат внешней влаги.

Прокаленные – это продукты, из которых термически удалена химически связанная вода.

Процесс удаления влаги из продуктов обогащения называется обезвоживанием. В зависимости от крупности материала и его влажности используют различные методы обезвоживания.

В зависимости от крупности материала и его влажности используют различные методы обезвоживания: для сравнительно крупных частиц  дренирование, иногда центрифугирование; для мелких частиц  сгущение и фильтрование. Часто последовательно применяют несколько способов обезвоживания. Последней операцией обезвоживания является сушка. Чем мельче материал и больше его влажность, тем сложнее (и дороже) эту влагу удалить. Например, для удаления влаги из крупных классов углей (-150 + 13 мм) используют только дренирование, из средних классов (-13 + 1 мм) дренирование и центрифугирование, из мелких классов (- 1 мм) – сгущение, фильтрование и сушку.

Простейшим способом обезвоживания является дренирование. Дренирование – процесс обезвоживания, основанный на естественной фильтрации жидкости через промежутки между твердыми частицами (кусками) под действием силы тяжести. Иногда для ускорения фильтрации жидкости на фильтрующий слой воздействуют механическими колебаниями. Дренирование производится в неподвижном состоянии и в движении. Процесс обычно используется для крупных и средних частиц. Для дренирования используют разные приемы и аппараты. Обезвоживание в штабелях. Продукт загружают в емкость или на ровную поверхность, имеющую дренажную систему. Вода под действием силы тяжести просачивается между отдельными зернами и собирается в специальные приямки, откуда ее периодически откачивают. Такой способ обезвоживания требует длительного времени. В качестве обезвоживающих дренированием аппаратов в движении применяют классификаторы, грохоты, элеваторы. На этих аппаратах отделяют, как правило, гравитационную влагу.

Центрифугированием называются операции обезвоживания мелких мокрых продуктов обогащения и разделения суспензии на жидкую и твердую фазы под действием центробежных сил. Процесс применяется обычно для обезвоживания средних классов углей и для минеральных солей. Центрифугирование осуществляется в центробежных машинах – центрифугах, представляющих собой вращающиеся вокруг своей оси с большой скоростью роторы цилиндрической или конической формы с перфорированными или сплошными стенками. Различают фильтрующее и осадительное центрифугирование. В первом случаеобезвоживаемый материал загружается в перфорированный ротор центрифуги и совершает вместе с ним вращательное движение. Под действием центробежной силы происходит принудительная фильтрация воды, находящейся в продукте, через осадок твердых частиц, отлагающийся на стенках ротора, и дырчатую его поверхность. Прошедшая через дырчатую поверхность ротора жидкая фаза называется фугатом, а движущаяся по ротору твердая фаза – осадком (готовым обезвоженным продуктом). Центрифуги с перфорированным ротором называются фильтрующими.

Осадительное центрифугирование осуществляется в центрифугах со сплошным ротором. Под действием центробежных сил твердые частицы оседают на стенки ротора и уплотняются, вода выжимается из промежутков между частицами и удаляется в виде фугата через сливные окна ротора. Осадок на стенках ротора шнеком перемещается в конец ротора и удаляется из него через отверстия. При перемещении осадка шнеком из него выжимается вода, стекающая к сливным окнам.

Процессы обогащения радиоактивных руд, разделение полезного минерала и породы. Классификация специальных и комбинированных методов, гидрометаллургические и пирометаллургические операции. Радиометрическое обогащение нерадиоактивных и радиоактивных руд.

Рубрика	Геология, гидрология и геодезия
Вид	курс лекций
Язык	русский
Дата добавления	12.10.2013
Размер файла	192,5 K

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

Министерство образования РФ

Санкт-Петербургский государственный горный институт имени Г.В. Плеханова

Кафедра обогащения полезных ископаемых

Конспект лекций для студентов

Специальные и комбинированные методы обогащения

Специальные и комбинированные методы обогащения: Конспект лекция для студентов специальностей 090300/ Санкт-Петербургский горный ин-т; М.В. Никитин, СПб, 2001. с.

Табл.4. Ил.32 . Библиогр.: назв.

Научный редактор проф. Тихонов О.Н.

ВВЕДЕНИЕ

Специальные и комбинированные методы относятся к группе основных процессов обогащения. Их задача разделить полезный минерал и пустую породу.

Специальные методы включают в себя:

- Ручная рудоразборка - ручная выборка материала по цвету, блеску и форме;

- Радиометрическое обогащение-разделение материала на основе различия во взаимодействии разделяемых минералов с каким либо излучением;

- Обогащение по трению и форме;

- Обогащение по упругости;

- Обогащение на основе селективного изменения размера куска разделяемых минералов при дроблении.

1. СПЕЦИАЛЬНЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ

1.1 Ручная рудоразборка

Ручная рудоразборка это процесс ручной выборки материала по цвету, блеску и форме кусков. Рудоразборка осуществляется, когда не могут быть применены механическое или химическое обогащение, или в том случае, если эти процессы не обеспечивают необходимого качества разделения, например, при отборке драгоценных камней, листовой слюды, длинноволокнистого асбеста и др.

При добыче руд цветных и редких металлов рудоразборка осуществляется, как правило, в подземных условиях, например в забое, при системе разработки с закладкой выработанного пространства. Может осуществлятся и в фабричных условиях. Для рудоразборки обычно применяются ленточные или пластинчатые конвейеры или специальные рудоразборные вращающиеся столы.

Наиболее часто используются конвейеры. При этом обслуживание конвейера может осуществлятся двумя способами: с односторонним расположением выборщиков и с двухсторонним.

Техническая характеристика рудоразборной установки с использованием ленточных конвейеров

Длина рудоразборного участка, приходящегося на одного рудосортировщика, м 1--2

Максимальная ширина ленты (мм) при расположении рудосортировщиков:

по одну сторону конвейера 750

по обе стороны конвейера 1200--1400

Скорость движения рудоразборного конвейера, м/мин 9--12

Угол.наклона.конвейера.(максимальный), градус - 15

Высота от пола до ленты, м 0,7--0,8Максимальное расстояние между светильниками над лентой, м 2

Допустимая производительность труда -- масса породы (т), отбираемой одним сортировщиком за смену при крупности руды, мм:.

Руда на конвейере должна располагаться в один слой, ширина ленты конвейера при этом определяется по формуле:

Q-производительность, т/ч; d_max-максимальный кусок перерабатываемой руды, м.; -насыпная плотность руды на ленте, т/м 3 ; v-скорость движения ленты, м/с; к-коэффициент заполнения ленты рудой (к=0,3-0,4).

При расположении сортировщиков по одну сторону конвейера длину ленты L определяют по формуле:

при расположении сортировщиков по обе стороны конвейера:

L₀ -свободная длина ленты (по правилам техники безопасности равна 3-4 м);

l -- расстояние между сортировщиками, м;

N -- число сортировщиков.

В практике рудоразборки применяют трехрядное расположение ленточных конвейеров. При этом исходная руда движется по двум крайним конвейерам, а на средний поступает отсортированный материал.

Если нет необходимости транспортировать руду в другие помещения, особенно при малых размерах сортировок, ее разбирают на вращающихся столах диаметром 5--9 м при ширине кольцевой части от 0,7 до 1 м. Скорость вращения стола не должна превышать 2 м/мин.

Эффективность процесса рудоразборки характеризуется тремя основными показателями: коэффициентом сортировки пустой породы , величиной остаточной засоренности Р_ост, числом работающих сортировщиков N и производительностью их труда.

Оптимальное число сортировщиков определяется только экономическими расчетами.

Коэффициент сортировки пустой породы

где П и Пр -- масса пустой породы отсортированной и в исходной руде, т. Остаточная засоренность руды (%)

где Пост -- масса пустой породы, оставшейся в руде после сортировки, т; Д-- масса руды после сортировки, т.

Потери металлов на рудниках при ручной сортировке колеблются от 0,7 до 6%, причем величина их зависит от степени визуального различия между ценными минералами и вмещающими породами, квалификации сортировщиков, чистоты промывки материала, освещенности рабочих мест, распределения материала на конвейерной ленте и скорости ее движения.

Руду перед сортировкой обычно подвергают грохочению для отсева мелочи (--50 мм) и (в отдельных случаях) промывке. Крупность руды для разборки может изменяться от 25 до 300 мм; обычный размер кусков 75--100 мм. Для освещения рабочих мест рекомендуется применять специальные рефлекторы, дающие ровный рассеянный свет.

В настоящее время в связи с повышением стоимости ручного труда и малой производительности ручная рудоразборка применяется, в основном, при обогащении дорогостоящего сырья.

1.2 Радиометрическое обогащение

Радиометрические методы обогащения основаны на различиях в способности минералов испускать, отражать или поглощать излучения. Различают два вида радиометрического обогащения: обогащение радиоактивных руд, минералы которых сами испускают излучение, и обогащение нерадиоактивных руд, минералы которых не обладают естественной радиоактивностью. В первом случае разделительным признаком является интенсивность естественного излучения разделяемых минералов. Во втором необходим источник первичного принудительного излучения, и разделительным признаком является интенсивность вторичного сигнала взаимодействия этого излучения с разделяемыми минералами.

Принцип всех способов радиометрического обогащения одинаков (см.рис.1): на руду, перемещаемую в пространстве (3), действует какое либо излучение от источника (1);сигнал, возникающий от взаимодействия минералов с этим излучением, улавливается приемником(4); информация передается в специальный прибор-радиометр (5), где обрабатывается и подается команда на исполнительный механизм (6), направляющий кусок или в сборник концентрата или в сборник хвостов. Для отсечения посторонних сигналов в схеме предусматривается установка фильтров (2).

Рис. 1 Принципиальная схема радиометрического способа обогащения

1 - источник первичного излучения, 2 - фильтр, 3 - кусок руды, 4 - приемник вторичного сигнала, 5 - радиометр, 6 - исполнительный механизм

В случае авторадиометрического обогащения схема значительно упрощается, так как отпадает необходимость в источнике первичного излучения (радиоактивные минералы сами испускают излучение).

Основными факторами, влияющими на показатели радиометрического обогащения, являются: характеристика руды, качество применяемых аппаратов, характеристика используемой схемы обогащения. Характеристика руды при этом включает содержание ценного компонента, гранулометрический состав, распределение ценного компонента в кусках руды и между кусками.

Содержание основного и сопутствующих ценных компонентов влияет на эффективность обогащения. Особенно эффективно радиометрическое обогащение руд с невысоким содержанием ценного компонента; при этом можно ожидать значительного выхода крупнокусковых хвостов. Радиометрические процессы, как более дешевые, позволяют снижать существующие кондиции на содержание ценных компонентов, вовлекать в промышленное использование некондиционные, разубоженные и забалансовые руды.

Гранулометрический состав руды имеет большое значение особенно при покусковом режиме сепарации, так как производительность сепараторов снижается с уменьшением крупности кусков руды, а мелкие классы вообще не подвергаются сепарации. По мере повышения контрастности руды можно сепарировать более мелкие классы. Перед сепарацией материал, как правило, классифицируется, так как работа на узких классах крупности повышает эффективность обогащения. В настоящее время верхний предел крупности обогащаемой руды составляет около 300 мм, нижний-1-2 мм.

Распределение полезного компонента в кусках дробленной руды может быть различно: 1) кусок состоит только из пустой породы; 2)только из полезного минерала; 3) кусок состоит из сростков полезного минерала и пустой породы. В третьем случае полезный минерал в куске может распределяться по-разному, или располагаться по всему куску равномерно, или концентрировано в какой либо части куска. Наиболее высокие показатели обогащения достигаются в случае полного раскрытия полезного минерала, когда полезный минерал и пустая порода находятся в отдельных кусках. Следует отметить, что, если имеются сростки, в которых полезный минерал находится внутри куска, то для обогащения такого сырья применим только радиометрический способ, использующий проникающее излучение.

Распределение полезного минерала между кусками дробленой руды (контрастность руды) относится к важнейшим технологическим характеристикам, определяющим показатели обогащения. Контрастность характеризует степень различия кусков руды по содержанию в них ценного компонента и зависит, в основном, от природных свойств руды, условий добычи и предварительной подготовки ее к обогащению. В идеально контрастных рудах полезный компонент сосредоточен в кусках, состоящих только из полезного компонента. В предельно неконтрастных рудах содержание полезного компонента во всех кусках одинаково и равно содержанию в руде. Количественная оценка контрастности осуществляется величиной коэффициента контрастности, определяемому как среднее относительное отклонение содержания полезного компонента в кусках руды от среднего его содержания в руде

где -среднее содержание полезного компонента в руде, %;

у_i-- то же, в отдельных кусках пробы, %;

q_i -- доля массы куска в общей массе пробы, доли ед. (при расчете по формуле следует брать абсолютную величину каждого слагаемого в числителе независимо от знака). Показатель контрастности можно определить также по кривым контрастности, построенным по данным фракционного состава аналогично кривым обогатимости, с той разницей, что группировка кусков во фракции осуществлена непосредственно по содержанию ценного компонента.

Для расчета показателя контрастности через точку С пересечения основной кривой- (рис. 2) с линией среднего содержания металла в руде АА проводится параллельно оси абсцисс линия ЕЕ, которая, пересекаясь с кривыми , , и осью ординат , позволяет получить исходные данные для расчета показателя контрастности по формуле:

Рис. 2 Кривые контрастности

В этой формуле выход хвостов (_хв) подставляется в долях единицы. Пределы изменения коэффициента контрастности составляют 0-2, что легко определяется из формулы. Предположим, что содержание полезного компонента во всех кусках одинаково (руда неконтрастная), то есть содержание в хвостах будет равно содержанию в концентрате и в руде (==). Тогда величина в скобках будет равно 0, и М0. В другом крайнем случае руду можно представить как совокупность одного куска, состоящего только из полезного компонента, и множества кусков пустой породы (например, алмазы). В этом случае 0, 1, а М2.

По величине коэффициента контрастности руды делят на:

- весьма слабо контрастные, М=0-0,4;

- слабо контрастные, М=0,4-0,8;

- сильно контрастные, М=1,2-1,6;

- весьма сильно контрастные, М=1,6-2.

Первый тип руд практически не обогащаются, второй обогащается плохо, при обогащении третьего можно ожидать хороших результатов, два последних относят к легкообогатимым рудам.

Характеристика применяемых аппаратов и приборов оказывает существенное влияние на результаты обогащения. Все радиометрические сепараторы имеют следующие одинаковые узлы: узел источника излучения (нерадиоактивные руды), узел регистрации, счетно-измерительный блок (радиометр), исполнительный механизм и вспомогательные узлы. Чем совершеннее аппаратура, тем выше показатели обогащения.

При прочих одинаковых условиях на показатели обогащения влияет конфигурация применяемой схемы. Применяются покусковой, порционный и поточный режимы радиометрической сепарации. При пусковом и порционном режимах куски или порции руды во время прохождения через сепаратор пространственно разделены. Поточный режим, при котором через сепаратор руда проходит непрерывно, -- наиболее производителен. Более высокие технологические показатели обогащения получают при покусковом режиме.

Руды, в которых менее 70 % кусков подлежат удалению с хвостами, рационально обогащать в один прием при покусковом режиме. Для обогащения руд, в которых удалению с хвостами подлежат > 90-95% может оказаться целесообразной основная операция в порционном или поточном режимах и перечистка концентрата в покусковом режиме.

1.2.1 Радиометрическое обогащение радиоактивных руд

Радиометрическое обогащение радиоактивных руд является первым промышленно освоенным процессом. В современной научно-технической литературе этот процесс называют авторадиометрическим обогащением. Авторадиометрический метод основан на использовании излучений естественно-радиоактивных химических элементов. Из трех видов излучений (альфа-, бета- и гамма-излучение) в промышленных аппаратах используется, главным образом, проникающее гамма-излучение, так как альфа и бета излучения легко поглощаются стенками аппаратуры и не дают нужной информации. В зависимости от интенсивности гамма-излучения руда разделяется на отдельные продукты. Этот метод широко применяют для обогащения урановых руд, а также для руд, в которых ценный компонент находится в минералах, попутно содержащих также и радиоактивный химический элемент.

Наибольшее распространение среди радиоактивных руд имеют урановые, говоря об обогащении которых следует помнить, что они, как правило, комплексные. Наряду с ураном содержат ряд других ценных компонентов, попутное извлечение которых резко повышает рентабельность производства. Наиболее характерными являются:

золото-урановые, U~0,01%, Au~0,5-1г/т,

медно-урановые, U~0,02-0,03%, Cu~0,2-0,3%,

пиритно-урановые, U~0,01-0,02%, серы~2-3%,

цирконо-урановые, U~0,01-0,02%, ZrO₂~1-2%,

ториево-урановые, U~0,01-0,02%, ThO₂~0,05-0,1%.

По технике осуществления, технологии и задачам авторадиометрическое обогащение подразделяется на два вида: радиометрическая крупнопорционная сортировка; радиометрическая сепарация.

Радиометрическая сепарация осуществляется при покусковом режиме на ленточных сепараторах. Схема такого сепаратора показана на рисунке 3. Руда подается на ленту конвейера (1) питателем. Скорости ленты и питателя согласованы так, чтобы обеспечить покусковую подачу материала. В приводном барабане конвейера расположен датчик (приемник излучения)(2). Исполнительный механизм шиберного типа (3) направляет кусок или в сборник концентрата или в сборник хвостов. Сепаратор работает на материале крупностью 25-200мм., скорость движения ленты 0,3-0,6м/с, производительность до 25т/ч.

Рис. 3. Схема авторадиометрического сепаратора

1 - ленточный конвейер, 2 - датчик (приемник гамма излучения), 3 - исполнительный механизм (шибер), 4 - электромагнит, 5 - экран, 6 - радиометр

Интенсивность естественного излучения определяется не только содержанием радиоактивного элемента в куске, но и размером куска. А так как даже в сравнительно узком классе крупности всегда содержатся куски разного размера, то для учета погрешности на размер применяют сепараторы, в которых установлена оптическая система, автоматически определяющая размеры куска и вносящая соответствующую поправку при сепарации. Например авторадиометрический сепаратор КН с автоматической коррекцией массы кусков работает следующим образом. Виброжелоб подает куски руды на конический питатель, при вращении которого они выстраиваются в ряд и попадают на короткий ленточный конвейер, откуда, свободно падая, направляются в зону измерения. Подход куска к датчику фиксируется фотоэлементом. Время затемнения фотоэлемента куском руды характеризует его размер. Результат измерения подается в счетную схему радиометра для корректировки уровня настройки сепаратора. Интенсивность излучения куска измеряется сцинтилляционным датчиком. В качестве исполнительного механизма используется трехдюзный пневмоклапан, включаемый по сигналу радиометра во время прохождения куска перед соплом клапана. Время дутья клапана зависит от размера куска. Производительность сепаратора по классу --200 -50 мм достигает 20--50 т/ч при расходе электроэнергии 3 кВт-ч. На рис.4 приведена схема обогащения урановой руды.

В таблице 1 приведены результаты радиометрического обогащения золотоурановой руды на одной из фабрик ЮАР

Амальгамацией называют 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… Читать ещё >

специальные и комбинированные методы обогащения радиоактивных руд

Примеры комбинированных методов обогащения ( реферат , курсовая , диплом , контрольная )

На рисунке 18 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 нагрузкемельница-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 гравиаконцентратах содержание золота составляет от нескольких сотен до нескольких тысяч граммов на тонну. Дальнейшее извлечение золота из них осуществляется амальгамацией.

Процесс амальгамации осуществляется двумя способами: 1) внутренней амальгамацией, которую проводят одновременно с измельчением руды или чаще концентрата внутри самого измельчающего аппарата; 2) внешней амальгамацией, проводимой вне измельчающего прибора (обычно на шлюзах, реже в специальных аппаратах — амальгаматорах).

Наиболее распространенным аппаратом для проведения внутренней амальгамации является амальгамационная бочка (небольшая шаровая мельница периодического действия). Если перед амальгамацией необходимо доизмельчить материал, то ртуть загружают не сразу, а пускают бочку с повышенной скоростью. После доизмельчения материала заливают ртуть, и переводят бочку на вращение с пониженной скоростью во избежание пемзования ртути. Для борьбы с пемзуемостью ртути применяют химические реагенты, например, ксантогенат. Продолжительность предварительного измельчения для более полного вскрытия золота и освежения его поверхности в каждом отдельном случае устанавливают опытным путем. В среднем, на ту и другую операцию затрачивают по 3—4 ч. В амальгамационной бочке размером 800—1200 мм можно переработать 2,5—5 т концентрата в сутки.

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

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

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

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

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

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

Крупность измельчения материала в процессе Мостовича определяется вкрапленностью минералов меди, подлежащих растворению, и возможность флотации сульфидных минералов. Выщелачивание меди производится 0,5—3%-м раствором серной кислоты из шламов и измельченного материала в контактных чанах, из песков — во вращающихся барабанах-дезинтеграторах (диаметром до 4 м, длиной до 6м), облицованных кислотоупорным материалом или резиной ["https://referat.bookap.info", 18].

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

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

Cu 2+ + Fe=Fe 2+ + Cu.

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

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

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

Достоинства процесса Мостовича:

высокая скорость выщелачивания и относительно небольшой объем чанов;

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

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

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

На рисунке 20 показана схема обогащения железной руды комбинированным методом. Во многих железных рудах основным железным минералом является гематит, и, если он еще тонко вкраплен в породу, его невозможно извлечь традиционными способами обогащения. Поэтому руду после дробления и измельчения подвергают восстановительному обжигу в присутствии твердого углерода. Температура обжига 950−1000 0 С. При этих условиях гематит восстанавливается до магнетита:

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

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

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

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

Обогащение полезных ископаемых осуществляется с помощью ряда последовательных операций, составляющих схему обогащения. Вначале производится дробление и измельчение исходного материала с целью доведения его до размеров, пригодных для существующих обогатительных процессов и аппаратов, а также для разделения сростков и образования частиц индивидуальных минералов. Дробление и измельчение осуществляется в несколько стадий, между которыми может производиться выделение готового продукта для уменьшения ненужного переизмельчения. Для дробления применяются дробилки, доводящие материал до крупности 20—30 мм. Тонкое измельчение осуществляется в мельницах.

Содержание

Вложенные файлы: 1 файл

ВВЕДЕНИЕ.docx

Методы обогащения полезных ископаемых…………………………………5

Экологические аспекты обогащения………………………………………. 23

Обогащение полезных ископаемых ̶ совокупность процессов первичной переработки твёрдого минерального сырья с целью выделения продуктов, пригодных для дальнейшей технически возможной и экономически целесообразной химической или металлургической переработки или использования. К ним относятся процессы, в которых происходит разделение минералов без изменения их химического состава, структуры или агрегатного состояния.

В результате обогащение полезных ископаемых получается два основных продукта: концентрат и хвосты. В некоторых случаях (например, при обогащении асбеста или антрацита) концентраты отличаются от хвостов в основном крупностью минеральных частиц. Если в руде содержится ряд полезных компонентов, то из неё получают несколько концентратов. Например, при обогащении полиметаллических руд, содержащих минералы Pb, Zn, Cu и S, получают соответственно свинцовый, цинковый, медный и серный концентраты. Возможно также получение концентратов различных сортов. В ряде случаев получают комплексные концентраты, например медно-золотые или никель-кобальтовые, компоненты которых разделяются уже в металлургическом процессе.

Если руды содержат минералы, изменяющиеся при высокой температуре, например выделяющие кристаллизационную воду, CO2, меняющие магнитную восприимчивость, плотность, растрескивающиеся, то их можно подготовить к последующему обогащению посредством обжига. В ряде случаев обжиг применяется и для удаления вредных примесей. Различие зёрен по крупности, форме, хрупкости и коэффициент трения позволяет разделить их по этим признакам. Однако такие процессы менее эффективны.

Методы обогащения полезных ископаемых

1. Гравитационные методы обогащения основываются на различии в плотности, крупности и скорости движения кусков породы в водной или воздушной среде. При разделении в тяжёлых средах преимущественное значение имеет разница в плотности разделяемых компонентов.

К гравитационным процессам относятся:

А) обогащение в тяжелых жидкостях и суспензиях,

В) концентрация на столах,

Г) обогащение на шлюзах,

Д) обогащение на желобах,

Е) винтовых сепараторах,

и другие (гравитационная классификация, сгущение пульпы и частично промывка руд).

В качестве среды, в которой осуществляется гравитационное обогащение, используют воду, воздух, тяжелые суспензии и жидкости.

Разделение частиц при гравитационном обогащении обычно происходит в движущейся среде с достаточно большим содержанием твердых частиц. В этих условиях на частицы кроме силы тяжести действуют силы:

• гидродинамические (подъемная сила и сила сопротивления при обтекании частиц жидкостью);

• возникающие при столкновении частиц и их трении;

• трения частиц о дно или стенки машины, в которой осуществляется обогащение.

В гравитационной машине (аппарате) частицы руды транспортируются вдоль нее водой, воздухом или с помощью вибраций поверхности, на которой производится обогащение, одновременно перемещаясь и вертикальном или близком к нему направлении под действием силы тяжести.

Рис. 2. Гидравлическая отсадочная машина: 1 ̶ резервуар (камера); 2 ̶ перегородка; 3 ̶ решето; 4 ̶ шток с поршнем.

Распределение частиц по высоте потока, определяющее их разделение, происходит в соответствии с их крупностью, плотностью и формой в результате совместного действия указанных сил. При одинаковой крупности и форме частиц, разделение происходит тем успешнее, чем больше разница в плотностях разделяемых минералов. Можно выделить два вида разделения частиц — гидравлическое и сегрегационное.

Гидравлическим называется разделение частиц, при котором силы взаимодействия между частицами малы по сравнению с гидродинамическими силами. Гидравлическое разделение происходит по законам свободного и стесненного падения частиц. При разделении более крупные частицы, имеющие большую скорость свободного падения, располагаются, как правило, ниже гидравлически менее крупных; в стесненных условиях при большой объемной концентрации частиц гидравлически мелкие частицы могут располагаться ниже крупных.

Сегрегационным (сегрегацией) называется разделение частиц в условиях их соприкосновения, при которых силы взаимодействия между частицами преобладают я ад гидродинамическими. Сегрегация может происходить под влиянием возмущающих сил переменного направления, возникающих при колебаниях среды, в которой производится обогащение (отсадочные машины), или при колебаниях рабочей поверхности аппарата (концентрационные столы, вибрационные шлюзы). Сегрегация имеет значение для тех гравитационных процессов, при которых объемное содержание твердых частиц в пульпе достаточно велико (40—50 %). К таким процессам относятся, например, отсадка, концентрация на столах в суживающихся желобах для промывки и обогащения в тяжелых суспензиях (за исключением обогащения на виброжелобах) сегрегация не имеет существенного значения. При гравитационном обогащении часто в одной машине сочетаются оба процесса гидравлическое разделение и сегрегация.

В гравитационных аппаратах и машинах разделение частиц происходит в разрыхленных слоях, в которых твердые частицы находятся во взвешенном состоянии, обусловливаемом воздействием на них жидкости, газа или вибрирующих твердых стенок. Толщина взвешенных слоев колеблется в широких пределах — от нескольких метров до миллиметров (концентрационные столы, шлюзы).

А) Обогащение в тяжелых суспензиях.

Процесс обогащения в тяжелых суспензиях заключается в разделении рудного материала по плотности отдельных кусков в гравитационном либо центробежном полях в суспензии, имеющей промежуточную плотность между тяжелой и легкой фракциями. Тяжелые суспензии, применяемые при обогащении, представляют собой механическую взвесь тонкодисперсных частиц тяжелых минералов (утяжелителей) в воде.

Для того чтобы частицы утяжелителя находились во взвешенном состоянии, применяют механическое перемешивание или создают циркулирующие потоки.

В качестве утяжелителей суспензии используют: минералы — пирит, пирротин, барит, магнетит, арсенопирит, галеиит; сплав — ферросилиций; металл — свинец. Нередко применяют смесь минералов и сплавов. Жидкой фазой обычно является вода, редко — насыщенные растворы солей.

Обычно основной целью обогащения в тяжелых суспензиях является удаление пустой породы перед тонким измельчением руды, приводящее к снижению общих эксплуатационных расходов и нередко к повышению технологических показателей. Применение этого метода способствует интенсификации горных работ, вовлечению в эксплуатацию бедных руд; получаемая пустая порода может быть реализована в качестве строительного материала. Благодаря низкой стоимости обогащения в тяжелых суспензиях, снижается общая стоимость переработки руды на фабриках в среднем на 15— 20%.

Эффективность разделения в тяжелых суспензиях выше эффективности обогащения на отсадочных машинах и зависит от вещественного состава руды, физических свойств суспензии, типа сепараторов и крупности обогащаемого материала.

Отсадка является процессом разделения смеси рудных частиц по плотности в водной или воздушной среде, колеблющейся (пульсирующей) относительно разделяемой смеси в вертикальном направлении. В процессе отсадки материал, помещенный на решете, периодически разрыхляется и уплотняется. Пульсацию среды, в которой производят разделение, создают движением поршня, диафрагмы, периодической подачей в машину сжатого воздуха или колебаниями решета. Слой материала, находящийся на решете, при отсадке крупного материала называется постелью, а при отсадке мелкого материала (меньше 3-5 мм) — над постельным слоем.

Между постельным слоем и решетом находится искусственная постель, состоящая из крупных тяжелых частиц обогащаемой руды или какого-либо другого материала. Воду, равномерно или периодически подаваемую под решето отсадочной машины, называют под решетной водой.

Циклом отсадки называется закономерность вертикального перемещения среды (или решета) в течение одного периода колебаний. Элементами цикла являются подъем, пауза, опускание среды.

Основным циклом, применяемым в отсадочных машинах, является гармонический (2 а).

Для широко классифицированной постели существуют две критические скорости — нижний, при которой взвешиваются самые мелкие частицы постели, и верхний — при которой взвешиваются наиболее крупные частицы.

Скорость движения подрешетной воды в отсадочных машинах при обогащении руд обычно не превышает 0,6 см/с. При такой скорости может разрыхляться лишь слой частиц мельче 0,5 мм. Постель из частиц крупнее 0,5 мм разрыхляется в основном колебаниями воды (или решета).

В) Концентрация на столах.

Концентрация на столах является процессом разделения рудных частиц по плотности в тонком слое воды, текущей по слабонаклонной плоской деке, совершающей при помощи привода возвратно-поступательные движения в горизонтальной плоскости перпендикулярно к направлению движения воды.

Концентрация на столах применяется для обогащения руд олова, вольфрама, редких, благородных и черных металлов и других полезных ископаемых крупностью —3 + 0,01 мм.

Концентрационные столы используются также для флотогравитации.

За время пребывания материала на деке концентрационного стола происходит разрыхление слоя, расслаивание и транспортирование частиц в продольном (вдоль рифлей) и поперечном направлениях в соответствии с их плотностью и крупностью.

Разрыхление слоя частиц создается колебаниями деки и турбулентными вертикальными пульсациями, происходящими в потоке воды. Основным средством для разрыхления слоя в межрифлевом пространстве являются колебания деки, частота которых (4-7 Гц) существенно выше частоты главных вертикальных пульсаций потока воды на концентрационном столе. Разрыхление слоя частиц является обязательным условием эффективного расслаивания на деке стола.

Наибольшую разрыхленность имеют нижние слои, расположенные вблизи деки, наименьшую — средние слои. Дополнительное разрыхление верхних слоев, расположенных над рифлями, происходит под влиянием возмущений, производимых турбулентньими пульсациями, а также волнами на поверхности раздела пульпа—воздух.

На концентрационных столах с подбрасыванием разрыхление достигается также в результате отрыва слоя частиц от деки под действием вертикальной составляющей ее скорости.

Расслаивание на концентрационном столе имеет в значительной мере характер сегрегации. В нижних слоях потока располагаются Самые тонкие частицы большой плотности, над ними — более крупные той же плотности в смеси с мелкими частицами меньшей плотности, еще выше — последовательно мелкие и крупные частицы малой плотности (самые тонкие частицы — меньше 0,01 мм —движутся вместе с потоком воды).

Комбинированные методы обогащения полезных ископаемых содержат две основные обязательные операции: избирательный перевод одного из разделяемых компонентов из твердого в другое фазовое состояние (раствор, расплав, газообразное состояние); выделение разнородных фаз в разнородные продукты [1-5, 19, 20].

В традиционных методах переработки полезных ископаемых хорошо отработаны процессы разделения вещества, находящихся в различных фазовых состояниях, для всех возможных случаев: жидкой и твёрдой фаз; твёрдой и газообразной фаз; жидкой и газообразной фаз.

В практике обогащения более широкое распространение получили процессы с использованием избирательного перевода твердого компонента в жидкое состояние. Это объясняется тем, что использование перевода в расплав или газообразное состояние приводит к росту энергоёмкости процесса.

Перевод твердого компонента в жидкое состояние проводится путём физического или химического растворения.

Физическое растворение — это процесс, не сопровождающийся химической реакцией, при котором металл извлекается в раствор в составе соединения, присутствовавшего в исходном материале. Физическое растворение положено в основу переработки растворимых в воде солей: это в основном хлориды щелочных металлов и магния — каменная соль NaCl, сильвин КСl, карналлит MgCl2-KCl-6H2O и др. В этом случае идёт полное растворение полезного ископаемого, которое переводится в рассол. Для физического растворения не является обязательной проницаемость полезного ископаемого для растворителя.

Химическое растворение (выщелачивание) — это процесс, селективного растворения одного из компонентов полезного ископаемого, которое, как правило, составляет его меньшую часть. Это растворение сопровождается изменением химического состава данного компонента. Для процесса выщелачивания проницаемость полезного ископаемого для растворителя является определяющим фактором, определяющим применимость данного метода.

Химическое растворение используется в процессах добычи и переработки металлов, их солей и оксидов. Растворителями для выщелачивания соединений является преимущественно серная кислота (ванадий, медь, цинк, уран), сода (ванадий в карбонатных рудах, молибден, вольфрам), едкий натр (глинозём, вольфрам), аммиак (медь, никель), цианистые соли (золото, серебро), сернистый натрий (сурьма, ртуть), растворы хлора и хлоридов (благородные металлы, свинец, редкие металлы), тиосульфаты (золото, серебро). Результатом растворения является образование раствора ценного компонента.

В основе процессов химического растворения лежат реакции обмена, окислительно-восстановительные, комплексообразования и др.

Реакции обмена лежат в основе взаимодействия оксидов металлов с кислотами, щелочами или растворимыми солями, в результате которых происходит образование легкорастворимых сульфатов, хлоридов, нитратов и других солей, например:

CuO + H2SO4 = CuSO4 + Н2О;

Fe2О3 + 6НС1 = 2FeCl3 + 3H2О;

GeО2 + 2NaOH = Na2GeО3 + H2О;

ЗСuО + 2FeСl3 + 3H2О = ЗСuСl2 + 2Fe(OH)3.

Окислительно-восстановительные реакции протекают с нарушением химических связей в кристаллической решетке минералов и образованием нового легкорастворимого соединения. Этот процесс протекает за счет окисления катиона металла до состояния высшей валентности, например, при кислотном выщелачивании урановой смолки из руд в присутствии окислителя (пиролюзита):

U3O8 + 4H2SО4 + MnО2 > 3UО2SО4 + MnSО4 + 4H2О.

Реакции могут протекать и за счет окисления аниона, а также за счет одновременного окисления катиона и аниона.

Реакции комплексообразования при выщелачивании применяются если растворяемый металл образует с одним из компонентов раствора прочное хорошо растворимое комплексное соединение:

AgCl + 2NH3 = Ag(NH3)2Cl.

Для физического и химического растворения характерно наличие трех стадий процесса:

- подвод растворителя к поверхности минерала;

- взаимодействие растворителя с минералом;

- отвод продуктов реакции от поверхности раздела фаз.

Определяющей стадией кинетики растворения может быть любая из перечисленных.

Извлечение металлов в раствор при этом может достигать 98—99 % при незначительном растворении (3—5 %) сопутствующих минералов.

Увеличение скорости выщелачивания достигается путём увеличения реагирующей поверхности за счет дробления или измельчения полезного ископаемого; подогрева растворителя; перевода труднорастворимых минералов в легкорастворимые за счет восстановительного, окислительного обжига, спекания руды; наложением магнитных и электрических полей, виброакустических и других воздействий; применением бактериальных культур и продуктов их жизнедеятельности.

При бактериальном способе интенсификации выщелачивания используется способность автотрофных бактерий (Thiobacillus ferrooxidans, Thiobacillus thiooxidans и др.) поглощать для своей жизнедеятельности энергию, выделяемую при окислении сульфидов и тиосульфатов металлов, серы, а также при переходе Fe2+ в Fe3+. Роль бактерий в данном случае сводится к биокаталитическому ускорению реакций, протекающих в обычных условиях медленно.

Под действием бактерий Thiobacillus ferrooxidans (тионовые железоокисляющие) ускоряется окисление сернокислого закисного железа FeSО4 до сернокислого окисного железа Fe2(SО4)3. В результате образуется сульфат окиси железа и серная кислота H2SО4, которая используется в качестве реагента для выщелачивания.

Так, например, окисление пирита в водной среде с растворенным кислородом в присутствии бактерий Thiobacillus ferrooxidans может быть представлено суммарной реакцией:

2FeS2 + 7,5О2p-p + H2О Fe2(SО4)3 + H2SО4.

Так как окисление пирита в присутствии бактерий сопровождается получением серной кислоты, то рН среды, резко снижается. Однако это не приводит к стерилизации раствора, т.

В присутствии бактерий Thiobacillus thiooxidans (тионовые сероокисляющие) ускоряется окисление не содержащих железо сульфидных минералов. Реакции окисления этих минералов меди до медного купороса имеют вид:

CuS + 2О2p-p CuSО4;

Cu2S + 5О2p-p 2CuSО4+ Н2О.

Различие в химическом и бактериальном процессах заключается в том, что при химическом выщелачивании требуется вводить окислитель в процесс, а при бактериальном он генерируется в самом процессе выщелачивания. Поэтому присутствие бактерий в процессе химического выщелачивания способствует ускорению процесса, снижению расхода окислителя.

Читайте также: