سینتیک انحلال پیریت و اسفالریت در حضور عوامل اکسید کننده الکساندر اوگنیویچ سوبولف. روش هیدرومتالورژی استخراج فلزات گرانبها از سنگ معدن سولفید نسوز پیریت با معادله اسید نیتریک

تعداد ناخالصی ها اسید نیتریک به راحتی روی و سولفیدهای کادمیوم را تجزیه می کند. این یکی از معدود اسیدهای معدنی است که FeS2 را تجزیه می‌کند، و هر دو اصلاح کریستالی رفتار متفاوتی دارند: شکل مکعبی - پیریت - در HN03 غلیظ بدون باقی‌مانده تجزیه می‌شود، شکل ارتورومبیک - مارکازیت - برگ‌های گوگرد زرد کثیف (واکنش پنفیلد را متمایز می‌کند). تجزیه پیریت توسط HN03 به تنهایی برای تعیین کمی گوگرد نامناسب است.

اسید نیتریک غلیظ سولفیدهای بیسموت (تترادیمیت Bi2TeaS3، بیسموتین Bi2S3) و مولیبدنیت (دی سولفید مولیبدن) را به خوبی تجزیه می کند. با این حال، اسید نیتریک به تنهایی به ندرت برای تجزیه سولفیدها و تعیین اجزای اصلی در آنها استفاده می شود. برخی از سولفیدها را می توان با تیمار بخار HN03 در یک لوله مهر و موم شده در دمای 125 درجه سانتی گراد به طور کامل اکسید کرد.

پیریت تجزیه می شود و محلولی برای تعیین گوگرد به شرح زیر تهیه می شود.

یک نمونه 1.0-0.5 گرمی پیریت، خرد شده تا مش 80 و خشک شده در 100 درجه سانتیگراد، در یک شیشه خشک با ظرفیت 300 میلی لیتر، 10 میلی لیتر از مخلوط (2: 3 حجمی) برم مایع و CCU قرار داده می شود. اضافه شده و با شیشه ساعت پوشیده شده است. اجازه دهید به مدت 15 دقیقه در دمای اتاق بماند، هر از گاهی هم بزنید، 15 میلی لیتر HN03 (شکل 1.4) اضافه کنید و 15 دقیقه دیگر بگذارید. پس از این، لیوان را روی لبه حمام آب قرار می دهیم و اجازه می دهیم تا زمانی که واکنش اصلی متوقف شود و بیشتر برم خارج شود، بماند. سپس محلول در یک حمام آب تا خشک شدن تبخیر می شود. 10 میلی لیتر HC1 اضافه کنید (pl. 1.19)، کاملا مخلوط کنید و دوباره تبخیر کنید تا خشک شود. باقیمانده اسید سیلیسیک با حرارت دادن در 100 درجه سانتیگراد در یک حمام هوا آبگیری می شود. بعد از 5 دقیقه توده خشک شده را با 4 میلی لیتر HC1 مرطوب کنید. آب داغ اضافه کنید و شیشه و دیواره های لیوان را با آب داغ کاملا بشویید. به مدت 5 دقیقه بجوشانید، پس از سرد شدن محلول، 0.2-0.3 گرم پودر آلومینیوم به آن اضافه کنید و به دقت تکان دهید تا محلول تغییر رنگ دهد. شیشه ساعت و پشته های شیشه ای را بشویید و در یک لیوان بلند با ظرفیت 250 میلی لیتر فیلتر را با رسوب 9 بار با آب داغ اضافه کنید، با آب سرد تا 1600 میلی لیتر رقیق کنید به طور کامل سولفات باریم را در محلول رسوب دهید.

اسید نیتریک در حضور عوامل اکسید کننده [مخلوطی (1: 3) از HN03 غلیظ و HG1 ("آکوا رژیا")، مخلوطی (3: 1) از HN03 غلیظ و HC1 ("ودکای معکوس یا Lefortovo")]. هر دو مخلوط به شدت تقریباً تمام سولفیدهای فلزی و سولفوسالت ها را تجزیه می کنند. گوگرد به سولفات اکسید می شود. قدرت اکسید کننده با افزودن برم، HBr یا HG104 افزایش می یابد. اکسیداسیون در تجزیه و تحلیل پیریت استفاده می شود و روش استاندارد اصلی برای تعیین گوگرد با استفاده از روش Lunga "مرطوب" در نظر گرفته می شود. مواد آنالیز شده نباید خیلی ریز آسیاب شوند (نه کمتر از 100 مش)، زیرا ممکن است در طول آماده سازی نمونه، اکسیداسیون گوگرد به SO2 رخ دهد.

مخلوط رقیق اسیدها در تجزیه مرطوب سولفیدها استفاده می شود که تجزیه و تحلیل آن شامل آزاد شدن محصولات گازی است. تجزیه در یک سیستم ایزوله انجام می شود و گازهای آزاد شده (عمدتا HjS و SO2) در یک جاذب با آب برم جذب می شوند. گوگرد عنصری تشکیل شده در حین تجزیه در برم یا اتیل اتر حل می شود.

"ودکای معکوس" برای تعیین گوگرد در سنگ معدن آهن و منگنز و همچنین برای تعیین گوگرد کل در کنسانتره های کربنات، شیلیت GaW04 و ولفرامیت استفاده می شود. هنگام تعیین گوگرد در سولفیدهای نوع MeS و در برخی پلی سولفیدها، چنین تجزیه نامناسب است، زیرا بسیار شدید پیش می رود و با آزاد شدن گوگرد عنصری و محصولات گازی آن همراه است. از "ودکای معکوس" می توان برای تجزیه و تحلیل کامل پیریت ها و اسفالریت ها استفاده کرد.

مخلوطی از آکوا رژیا و یدید دارای اثر حل کنندگی قابل توجهی است که به عنوان یک کاتالیزور باعث اکسیداسیون کمی و انرژی بیشتر گوگرد می شود. تجزیه پیریت ها به این ترتیب در چند دقیقه انجام می شود.

مقدار مساوی KJ به موم سولفید در یک لیوان بلند اضافه می شود و سپس aqua regia با دقت معرفی می شود. واکنش بسیار شدید است، بنابراین پس از هر قسمت اسید اضافه شده، صبر کنید تا مخلوط واکنش نشان دهد و تنها سپس قسمت بعدی را اضافه کنید. اگر با عجله اضافه شود، HJ آزاد شده ممکن است به طور خود به خود مشتعل شود. پس از تجزیه کامل، 2 تا 3 میلی لیتر آب آبی اضافه کنید و محلول را در لیوان گرم کنید. این محلول برای تعیین گوگرد و سایر یون ها استفاده می شود.

اسید نیتریک با افزودن یدید پتاسیم برای تجزیه سولفیدهای حاوی جیوه استفاده می شود. مخلوطی از اسیدهای نیتریک و تارتاریک برای تجزیه سولفیدهای حاوی آنتیموان و قلع استفاده می شود. روشی که در اینجا توضیح داده شد کاربرد گسترده ای در تجزیه و تحلیل مواد معدنی و محصولات صنعت متالورژی پیدا کرده است. تجزیه گالن، اسفالریت و استیبنیت به شرح زیر انجام می شود.

به نمونه 0.3 گرمی 10 میلی لیتر اسید تارتاریک 10 درصد (20 درصد برای تجزیه استیبنیت) و 10 میلی لیتر HN03 غلیظ اضافه کنید. مخلوط به دست آمده به مدت 12 ساعت باقی می ماند. در دمای اتاق

کاربرد: مربوط به هیدرومتالورژی فلزات گرانبها، به ویژه استخراج فلزات از سنگ معدن نسوز برای تصفیه با معرف های شستشو. ذات: روش شامل خرد کردن سنگ معدن به اندازه اسمی حداقل 0.64 سانتی متر، اسیدی کردن آن با اسید معدنی، تصفیه سنگ معدن اسیدی شده با اسید نیتریک است. سنگ معدن فرآوری شده در بالای یک کلکتور غیرقابل نفوذ به شکل پشته ای از لایه نفوذ پذیر قرار می گیرد که از طریق آن محلول آبی اسید نیتریک پراکنده می شود و سپس انبوه سنگ با آب شسته می شود. پس از شستن سنگ معدن، آن را شسته و فلزات گرانبها را از محلول لیچ بازیافت می کنند. گازهای NOx تولید شده در طول پیش اکسیداسیون سنگ معدن به یک مولد اسید نیتریک تغذیه می شود تا به اسید نیتریک تبدیل شود، که برای پردازش سنگ معدن بازیافت می شود. 12 z. موارد f-ly, 2 ill., 15 جدول.

این اختراع به زمینه هیدرومتالورژی فلزات گرانبها، به ویژه پردازش هیدرومتالورژی سنگ نسوز برای استخراج فلزات گرانبها که استخراج آنها با استفاده از معرف های لیچینگ معمولی دشوار است، مربوط می شود. رایج ترین و شناخته شده ترین سنگ های نسوز، سنگ های گوگردی هستند که حاوی مواد پیریت یا آرسنوپیریت هستند. با کاهش عرضه سنگ معدن با خلوص بالا، علاقه زیادی به استخراج طلا و نقره از سنگ های نسوز معطوف خواهد شد. کانه های نسوز آنهایی هستند که از آنها نمی توان با معرف های لیچینگ سنتی مانند سیانید سدیم یا تیوره بازده بالایی از فلز نجیب به دست آورد. سنتی ترین این سنگ های نسوز آنهایی هستند که حاوی پیریت یا آرسنوپیریت به عنوان ترکیبات حاوی گوگرد هستند و آنهایی هستند که به راحتی با شسته شدن تصفیه نمی شوند. فن آوری سنتی شامل سنگ زنی سنگ معدن در یک سری سنگ شکن برای به دست آوردن اندازه محصول است< 0,64 см. Этот продукт размером < 0,64 см далее измельчают до 200 меш. (сито < 0,074 мм) и предпочтительно до 270 меш.(сито < 0,053 мм) для того, чтобы гарантировать хороший контакт частиц руды с обрабатывающим реагентом. На следующей стадии измельченную руду помещают в реактор с мешалкой и обрабатывают окислительным реагентом, таким как азотная кислота, при высокой температуре или высоком давлении и при сочетании обоих. Известна технология, использующая автоклавы, обеспечивающие давление 7,03 кг/см 2 и температуры от 80 до 160 o C. После окисления руды образующийся шлам выделяют из жидкой фракции, которая содержит растворенные окисленные металлы, в твердый остаток, содержащий благородные металлы, такие как золото и серебро. Твердый остаток затем обрабатывают выщелачиванием стандартными, традиционными выщелачивающими реагентами, такими как тиомочевина, цианид натрия или другой подобной обработкой, хорошо известной в данной области. На стадии выщелачивания твердый остаток со стадии окисления помещают в сосуд с мешалкой и обрабатывают раствором цианида натрия или раствором тиомочевины для растворения золота и серебра из остатков стадии окисления. Растворенные золото и/или серебро затем осаждают обработкой углем, замещением цинка и т.п. В известном способе рудный концентрат, содержащий арсенопирит или пирит, тонко измельчают, например до 60% 200 меш.(сито < 0,074 мм), и обрабатывают в автоклаве для разложения арсенопирита в кислом растворе в объемном пространстве путем взаимодействия с окисленными разновидностями азота, в которых валентность азота равна, по меньшей мере, +3. Реакцию проводят при высоких температурах, т.е. около 80 o C, и при повышенных давлениях. Окисленные активные разновидности азота регенерируют в том же объемном пространстве при подаче кислорода и давлении выше атмосферного. Кислород вводят в автоклав и поддерживают его при парциальном давлении от 3,52 кг/см 2 до 7,03 кг/см 2 . Чтобы гарантировать удовлетворительное перемешивание руды в автоклаве, мешалку обычно используют так, чтобы концентрат сохранился в суспензии, и таким образом обеспечить в автоклаве хороший контакт руды с обрабатывающими реагентами. После разложения арсенопирита и пирита можно обработать твердый остаток для извлечения благородных металлов, таких как золото, традиционными способами, такими как обработка тиомочевиной, цианирование и т.п. В типичных примерах способа применяют концентрат, содержащий 264,6 г/м.т золота на тонну концентрата, извлечение золота возрастает в значительной степени, когда проводят предварительную стадию окисления окисленной разновидностью азота. Известный способ включает предварительную обработку азотной кислотой сульфидных медных руд и концентратов, содержащих значительные количества меди и железа, для извлечения меди, серебра и золота, содержащихся в руде. В этом способе концентрат, который содержит около 28% меди, 25% железа, серебра 132,3 г/м.т и 15,2 г/м.т золота на тонну концентрата сначала измельчают до 270 меш.(сито < 0,053 мм) и затем выщелачивают азотной кислотой при 90 o C. Это воздействие азотной кислоты превращает сульфид железа в водородный ярозит или эквивалентный осадок железа. После обработки азотной кислотой концентрат подвергают разделению жидкого и твердого. Жидкую порцию подвергают промежуточной очистке и нейтрализации перед направлением ее на стадию электрического выделения меди, где извлекают медь. Твердую часть, которую выделили со стадии выщелачивания азотной кислотой, обрабатывают на промежуточных стадиях для удаления серы и непрореагировавших сульфидов посредством пенной флотации и цианированием, при котором золото и серебро извлекают из нерастворимого ярозита. Эти способы трудно осуществимы, потому что они требуют оборудования с высоким давлением и/или высокой температурой, такого как автоклавы с перемешиванием и т.п. и тяжело управляемы при непрерывных процессах. Кроме того, размол или измельчение руды до 200 меш.(сито < 0,074 мм) или 270 меш.(сито < 0,053 мм) требует много времени и потребляет большие количества энергии. Начальное дробление руды по стадиям от номинального размера 0,64 см до 1,9 см является относительно легким и не требует чрезмерных затрат энергии. Однако размол и измельчение руды от этих номинальных размеров до 200 меш.(сито < 0,074 мм) или 270 меш.(сито < 0,053 мм) требует отдельных операций измельчения с высокими затратами энергии специального оборудования. Этого можно избежать, если измельчение руды можно устранить. Другой трудностью является то, что, хотя в промышленности и предпринимают попытку извлечь благородные металлы из низкосортных упорных руд для того, чтобы гарантировать экономический способ, руды, которые обычно используют, содержат по меньшей мере 3,78 г золота на тонну руды. Известен гидрометаллургический способ извлечения благородных металлов из упорной сульфидной руды, включающий обработку руды азотной кислотой с выделением NO х газов с последующей их регенерацией в азотную кислоту и рециркуляцией азотной кислоты в процесс и получением обогащенного по благородным металлам рудного продукта с последующим извлечением благородных металлов путем обработки выщелачивающим раствором. (см. например, РЖ "Металлургия", 12Г 600, 1989). Данный способ является ближайшим аналогом к предложенному техническому решению. В соответствии с настоящим изобретением описан гидрометаллургический способ извлечения благородных металлов из руды, которая трудно поддается обработке выщелачивающими реагентами. Способ включает следующие стадии технологического цикла:

الف) خرد کردن سنگ معدن به اندازه اسمی حداقل 0.64 سانتی متر.

ب) عمل آوری سنگ معدن خرد شده با اسید معدنی (ترجیحاً اسید سولفوریک) به مقداری که PH مخلوط حاصل حدود 2 یا کمتر (و ترجیحاً PH حدود 1) باشد.

ج) تصفیه سنگ معدن اسیدی شده با اسید نیتریک به مقدار 5 تا 200 درصد از نظر استوکیومتری برای برهمکنش با سنگ معدن و استخراج گاز NOx آزاد شده از سنگ معدن.

د) به صورت اختیاری افزودن یک چسب مقاوم به اسید به سنگ معدنی تیمار شده با اسید نیتریک برای تشکیل آگلومره های سنگی که قادر به حفظ لایه متخلخل سنگ معدن هستند، در حالی که چسب و سنگ معدن در تماس با یکدیگر برای مدت زمان ماندگاری کافی برای آگلومره های سنگ معدن هستند. برای حفظ شکل خاص خود و بازیابی NO x منتشر شده در این مرحله (d)؛

ه) قرار دادن سنگ معدنی که بدین ترتیب فرآوری شده به شکل یک لایه انباشته از سنگ معدنی در بالای یک کلکتور غیرقابل نفوذ.

و) فرآوری پشته‌ای از یک لایه نفوذپذیر از سنگ معدن با پراکندگی مداوم یا متناوب محلول آبی اسید نیتریک در میان لایه.

ز) جداسازی مایع اسیدی باقیمانده از لایه نفوذپذیر سنگ معدن.

ح) شستشو با آب لایه نفوذپذیر سنگ معدن برای حذف محلول اسید نیتریک و جدا کردن شستشوها از لایه سنگ معدن.

I) معرفی گازهای NOx بازیافت شده در مراحل (ج) و (د) به یک مولد اسید نیتریک برای تبدیل NOx به اسید نیتریک و بازیافت اسید نیتریک مذکور برای استفاده در فرآوری سنگ معدن مذکور.

ی) تیمار اختیاری لایه نفوذپذیر سنگ معدن با یون های کلسیم، سدیم یا منیزیم کافی در یک محیط قلیایی (ترجیحاً کربنات کلسیم، هیدروکسید کلسیم، هیدروکسید سدیم یا هیدروکسید منیزیم) برای افزایش pH مایع حذف شده از لایه به 10 یا بالاتر؛

K) تصفیه لایه نفوذپذیر سنگ معدن با پراکندگی مداوم یا متناوب یک عامل شستشوی فلز گرانبها در لایه.

ل) جدا کردن محلول لیچ حاوی فلزات گرانبها محلول از لایه نفوذپذیر سنگ معدن و بازیابی فلزات گرانبها از محلول لیچ. اختراع حاضر بر این اساس است که می توان لایه های نفوذ پذیری از سنگ معدن نسوز خرد شده را تشکیل داد که برای اکسیداسیون پشته و فرآوری لیچینگ مناسب است. برای انجام این کار، سنگ معدن را به اندازه نسبتاً بزرگ‌تری خرد کردند که نباید از 0.64 سانتی‌متر ریزتر باشد، بدون اینکه سنگ معدن تا سطح مش (الک) معمولی 200 خرد شود.< 0,074 мм). Если размер дробленой руды будет больше чем 1,9 см до 2,54 см, то этот размер руды даст проницаемый слой без дальнейшей стадии обработки. Однако, если дробленая руда имеет размер 0,64 см, в зависимости от количества тонкоизмельченных частиц может быть необходимо использовать дополнительные связующие при агломерации частиц руды для того, чтобы получить проницаемый слой. Использование руды с относительно большими размерами не уменьшает в значительной степени выход извлекаемых благородных металлов. На фиг. 1 и 2 иллюстрируется протекание процесса по изобретению в компактной форме. По способу настоящего изобретения используемой рудой является та, которая содержит благородные металлы, такие как золото, серебро или один из металлов группы платины, и которая является упорной. Руды являются упорными, когда благородные металлы невозможно извлечь традиционными гидрометаллургическими способами, такими как цианирование, даже тогда, когда они тонко измельчены, потому что значительные количества благородных металлов остаются неподверженными обработке и невыщелаченными в руде. Типичными из упорных руд являются те, которые содержат значительные количества пирита (FeS 2) или арсенопирита (FeAsS) в качестве основных сульфидов. Обычно благородные металлы структурно взаимосвязаны с серой и поэтому нелегко поддаются взаимодействию выщелачивающих реагентов до тех пор, пока не будет разрушена кристаллическая решетка серы. Процесс применим к обработке упорных руд, содержащих золото в количествах ниже 3,78 г на м.тонну руды и даже в количестве 1,89 г на м.тонну руды и ниже, эффективным и экономичным путем. Упорную руду готовят для обработки путем размола ее до размера не меньше чем "номинальный размер 0,64 см". Номинальный размер 0,64 см означает дробление для получения максимального количества частиц, имеющих размер 0,64 см в качестве их самого большого размера, но некоторые частицы в зависимости от хрупкости руды будут мельче чем 0,64 см. Номинальные размеры дробленых частиц, такие как 1,9 см до 2,54 см, также удовлетворяют процессу. Измельчение руды до частиц с размером меньше номинального 0,64 см нежелательно, поскольку оно неблагоприятно влияет на необходимую пористость рудного слоя на последующих стадиях, которые будут обсуждены ниже. На первой стадии способа руду после размола, как было описано выше, обрабатывают минеральной кислотой, которая реагирует с кислотопоглощающими минералами в руде и дает возможность в водной фазе пульпы при контактировании с рудой достигать pH 2 или ниже, предпочтительно pH 1 или ниже. В качестве предпочтительной минеральной кислоты используют серную кислоту, но можно использовать любую минеральную кислоту, такую как соляная, азотная или фосфорная. Серная кислота является предпочтительной, поскольку она недорогая, легкодоступная и очень эффективная при превращении кислотопоглощающих минералов в водорастворимые соли сульфата и для уменьшения pH водного раствора при контакте с рудой до, по меньшей мере, pH 2 и предпочтительно около 1. Кислотопоглощающие соли, которые реагируют с минеральной кислотой, включают соли кальция, присутствующие главным образом в виде карбоната кальция, оксида кальция и в виде раствора гидроксида кальция; соединения магния, присутствующие в виде карбоната магния, гидроксида магния или оксида магния; и в общем и большинство катионных разновидностей, которые хорошо известны как поглощающие кислоту. Соли реагируют с серной кислотой с получением сульфата металлов. Реакция, которая происходит между солями кальция и серной кислотой, показана ниже:

H 2 SO 4 + CaCO 3 _ CaSO 4 + H 2 O + CO 2

در مرحله اول فرآوری از اسید قوی استفاده می شود. به عنوان مثال، اگر از اسید سولفوریک، که اسید معدنی ترجیحی است، استفاده شود، به عنوان 98 درصد وزنی H 2 SO 4 استفاده می شود. مقدار کافی اسید به سنگ معدن اضافه می شود تا PH فاز آبی در تماس با سنگ معدن به PH 2 یا کمتر و ترجیحاً حدود 1 یا کمتر برسد. در صورت استفاده از اسید سولفوریک، مقادیری از 2.27 کیلوگرم تا 13.6 کیلوگرم (بر حسب 100٪ H 2 SO 4) در هر تن سنگ معدنی فرآوری شده مورد نیاز است. از آنجایی که اسید معدنی اصلی اضافه شده به سنگ معدن عمدتاً برای اکسید کردن سنگ معدن و واکنش با مواد معدنی جاذب اسید عمل می کند، مطلوب است که از اسید معدنی ارزان قیمت استفاده شود، که می تواند اثر دوگانه واکنش با مواد معدنی جاذب اسید را به دست آورد. سنگ معدن و علاوه بر این، کاهش pH فاز آبی در تماس با مخلوط به pH 2 یا کمتر. این امر باعث می شود از استفاده از اسید نیتریک گرانتر که در مرحله دوم روش برای اسیدی کردن سنگ خرد شده استفاده می شود اجتناب شود. مرحله اول ترجیحاً در میکسر چرخشی یا مخلوط کن خاک رس انجام می شود که اسید معدنی و سنگ معدن خرد شده را در تماس نزدیک قرار می دهد. اگر از اسید سولفوریک به عنوان اسید معدنی استفاده شود، واکنش بین سنگ معدن خرد شده و اسید معدنی می تواند دی اکسید کربن تولید کند که به راحتی به اتمسفر می رود. این واکنش تنها در صورت وجود مواد معدنی حاوی کربن در غیاب این مواد معدنی، CO 2 آزاد نخواهد شد. با این حال، اگر به دلایلی از اسید نیتریک به عنوان پیش تصفیه‌کننده اسید معدنی استفاده شود، ممکن است گازهای NOx تولید شوند و این گازها را می‌توان همراه با سایر گازهای NOx که در جاهای دیگر جمع‌آوری و بازیافت کرد، جمع‌آوری و بازیافت کرد. از آنجایی که ممکن است نیاز به جمع آوری گازهای حاصل از واکنش سنگ معدن خرد شده و اسید معدنی اولیه باشد، در صورتی که اسید نیتریک باشد، بهتر است از تجهیزاتی استفاده شود که مهر و موم شده باشد و جمع آوری و بازیافت گازهای NOx آزاد شده را تسهیل کند. . در عمل صنعتی، میکسرهای چرخشی و میکسرهای خاک رس ترجیح داده می شوند که می توان گازهای آزاد شده را از آنها جمع آوری کرد. این میکسرهای چرخشی به شکل لوله‌های کشیده شیبدار یا استوانه‌هایی که بر روی تکیه‌گاه‌های دوار نصب شده‌اند وجود دارند که لوله‌های کشیده را می‌چرخانند و به محتویات لوله اجازه می‌دهند که به طور مداوم در حین حرکت از یک سر لوله به سر دیگر مخلوط شوند. مخلوط کردن را می توان با استفاده از مخلوط کن خاک رس، حمام های چرخشی، دیسک ها و انواع دیگر دستگاه های دانه بندی انجام داد. اختلاط اسید معدنی و سنگ معدن خرد شده نیز می تواند در هر تجهیزاتی که برای تراکم و/یا دانه بندی مخلوط ها طراحی شده است انجام شود. واکنش بین سنگ معدن و اسید معدنی را می توان در دمای محیط و فشار اتمسفر انجام داد. استفاده از اسیدهای معدنی غلیظ در این مرحله از فرآوری برای جلوگیری از مقادیر بیش از حد مایع، به عنوان مثال بیش از 12 درصد وزنی، مخلوط با سنگ معدنی خرد شده، ترجیح داده می شود، زیرا جابجایی مقادیر زیاد مایع در مخلوط کن های دوار دشوار است. اگرچه امکان استفاده از مایعات بیشتر یا کمتر از 12 درصد وزنی وجود دارد، اما ترجیحاً از مقداری مایع استفاده شود که اجازه می دهد مخلوط سنگ به راحتی کنترل شود که بسته به آماده سازی سنگ معدن متفاوت است. در مرحله دوم، سنگ معدن اسیدی شده با اسید نیتریک در میکسر دوم یا میکسر رسی تصفیه می شود تا مرحله اکسیداسیون اولیه انجام شود. مخلوط کردن اسید یا سنگ معدن ممکن است شامل کوبیدن، انباشته شدن یا دانه بندی سنگ معدن خرد شده با اسید باشد. این مرحله اکسیداسیون اولیه را می توان در دمای محیط و فشار اتمسفر انجام داد. اسید نیتریک مورد استفاده در مرحله دوم دارای غلظت نسبتاً بالایی بین 20 تا 70 درصد وزنی HNO 3 است. در این مرحله فقط بخشی از اسید نیتریک اضافه می شود که برای واکنش با سنگ معدن در فرآیند فعلی استفاده می شود. این مقدار می تواند از 5 تا 200 درصد وزنی مقدار استوکیومتری اسید نیتریک مورد نیاز برای واکنش با سولفیدها یا آرسنوپیریت در سنگ معدن متفاوت باشد. هدف از افزودن تنها بخشی از اسید نیتریک در مرحله دوم این است که اجازه دهیم شدیدترین واکنش در میکسر چرخشی یا میکسر خاک رس رخ دهد، جایی که NOx به سرعت و به شدت آزاد می شود، که از میکسر بازیابی می شود و می تواند به شرح زیر بازیافت شود. به طور کلی، هنگامی که اولین بخش از اسید نیتریک به یک سنگ معدن اضافه می شود، فازهای اولیه واکنش بسیار شدید با مقادیر زیادی گازهای NOx تکامل یافته است. به منظور کاهش مصرف اسید نیتریک مورد استفاده در فرآیند، مقادیر زیادی از NOx که در مراحل اولیه واکنش تولید می‌شوند، بازیافت و بازیافت می‌شوند تا برای استفاده مجدد در فرآیند به اسید نیتریک تبدیل شوند. مقدار اسید نیتریک مورد استفاده در این مرحله مقداری است که تکمیل شدیدترین فازهای واکنش را تضمین می کند. اگرچه در این مرحله مقادیر زیادی اسید نیتریک استفاده می شود، اما مشاهده می شود که شدت واکنش در مراحل بعدی آن با آزاد شدن NOx ضعیف می شود. مقدار باقیمانده اسید نیتریک مورد نیاز برای تکمیل فرآوری سنگ معدن در مرحله باقیمانده به عنوان جریان پایین استفاده می شود. هدف از اسید نیتریک اضافه شده اکسید کردن پیریت و آرسنوپیریت در سنگ معدن است و در نتیجه لجاجت سنگ معدن را از بین می برد. سولفیدها و آرسنوپیریت با اسید نیتریک بر اساس معادلات زیر اکسید می شوند:

پس از خارج کردن سنگ معدنی تیمار شده با اسید نیتریک از میکسر دوار دوم، سنگ معدن در یک میکسر چرخشی سوم یا میکسر خاک رس فرآوری می شود که به عنوان آگلومراتور نیز عمل می کند. در این سومین میکسر دوار، سنگ معدن با یک بایندر پردازش می شود تا تجمع ذرات ریز موجود در سنگ معدن خرد شده را افزایش دهد. هدف از این مرحله تراکم اختیاری، اطمینان از ذخیره سازی متوالی ذرات تیمار شده با اسید نیتریک در لایه های نفوذپذیر است. «لایه‌های نفوذپذیر» به شرایطی گفته می‌شود که سنگ معدن تصفیه‌شده را می‌توان در لایه‌هایی قرار داد که به اندازه کافی در برابر ماده تصفیه مایع قرار داده شده در بالای لایه نفوذپذیر باشد، که به راحتی در لایه نفوذ می‌کند و در نتیجه بدون هم زدن لایه با ذرات سنگ تماس می‌گیرد. و غیره پ. در ابتدا باید توجه داشت که اسید نیتریک، هنگامی که به سنگ معدن بالادست اضافه می شود، خود به عنوان یک اتصال دهنده برای ترویج تجمع ذرات ریز سنگ معدن عمل می کند. نیاز به مرحله انباشتگی با چسب های اضافه شده توسط دو عامل تعیین می شود. یکی مقدار ذرات ریز در سنگ معدن خرد شده است، به عنوان مثال ریزتر از مش 150 (الک 0.105 سانتی متر) یا 200 مش (الک 0.074 سانتی متر). هرچه ذرات ریزتر تقسیم شوند، احتمال نفوذ ناپذیری بیشتر است و بنابراین نیاز به مرحله تجمع و معرف های جفت شونده بیشتر می شود. به طور کلی، ذرات ریز از خرد کردن سنگ معدن در اندازه های کوچک تولید می شوند. به عنوان مثال، سنگ معدن خرد شده به اندازه اسمی 0.64 سانتی متر دارای ریزدانه های بیشتری نسبت به سنگ معدنی است که به اندازه اسمی 1.9 سانتی متر خرد شده است. این بستگی به ویژگی‌های کانی‌شناسی و ریزساختاری سنگ معدن در حال فرآوری و نحوه رفتار آن در هنگام تصفیه با اسید، به ویژه هنگامی که با اسید نیتریک اکسید می‌شود، دارد. تعداد زیادی از ذرات ترک خورده نفوذپذیری لایه را کاهش می دهد و نیاز به یک مرحله تجمع جداگانه با افزودن یک چسب دارد. در کانه‌های خاصی که مقدار سولفیدهایی که مورد حمله شیمیایی قرار می‌گیرند نسبتاً کم است، مقدار ذرات ترک خورده کم و قابل توجه نیست. در این کانه ها میزان ریزه کاری نمونه ها نیاز به استفاده از بایندر را تعیین می کند. این واقعیت با مقایسه سنگ معدن خرد شده به اندازه اسمی 1.9 سانتی متر و همان سنگ معدن خرد شده تا 0.64 سانتی متر به بهترین شکل نشان داده می شود. سنگ معدن خرد شده به اندازه اسمی 1.9 سانتی متر دارای توزیع اندازه ذرات درشت و ریزدانه های بسیار کمتری نسبت به نمونه سنگ خرد شده تا اندازه اسمی 0.64 سانتی متر است معرف های اتصال دهنده در فرآیند فعلی، زیرا پس از تیمارهای اولیه با اسید سولفوریک و نیتریک، به راحتی لایه های نفوذپذیر را تشکیل می دهند، در حالی که نمونه خرد شده به اندازه اسمی 0.64 سانتی متر که درصد ریزش بالاتری داشت، نیاز به مرحله تجمع با افزودن چسب داشت. به منظور به دست آوردن لایه های قابل نفوذ سنگ معدن. هنگامی که تراکم با یک بایندر مورد نظر باشد، چسب مقاوم به اسید در آب تحت اختلاط با شدت بالا پراکنده می شود تا پراکندگی بسیار رقیق بایندر، به عنوان مثال کمتر از 1٪ وزنی، و ترجیحاً حدود 0.5٪ وزنی چسب ایجاد شود. سپس روی سطح سنگ معدن پاشیده یا پراکنده می شود در حالی که سنگ معدن در تجهیزاتی مانند میکسر چرخشی یا مانند آن مخلوط می شود. می توان از همان نوع میکسر چرخشی که در مراحل 1 و 2 روش حاضر استفاده شد، استفاده کرد و چنین پردازشی را می توان در دمای محیط و فشار اتمسفر انجام داد. نیازی نیست که مقدار کل بایندر استفاده شده خیلی زیاد باشد، اما مقدار کمتر از 0.45 کیلوگرم در هر تن سنگ معدن برای این منظور کافی است. بایندر در آزمایش‌های مختلفی استفاده شد که در آن روش در مقادیر در هر تن سنگ معدن انجام شد: 0.29، 0.18، 0.091 کیلوگرم. ضروری است که بایندر مورد استفاده در مرحله تراکم پایدار باشد یا بر اسیدیته تأثیر نگذارد، به خصوص pH حدود 1، که pH معمولی برای سنگ معدن اسیدی شده پس از تصفیه اسید نیتریک است. مواد آگلومره کننده سنتی که برای مقاصد دیگر استفاده می شوند، مانند آهک یا آهک و سیمان، نمی توانند به عنوان چسب در این فرآیند استفاده شوند. لازم به ذکر است که اسید نیتریک اضافه شده در مرحله پخت قبلی به واکنش با کانه ادامه می دهد تا سولفیدها را اکسید کرده و NOx آزاد کند. این واکنش تا زمانی که سولفیدهای واکنش نداده و/یا اسید نیتریک وجود داشته باشند از طریق مرحله افزودن بایندر ادامه می یابد. به منظور بازیابی تا حد امکان NOx، هر NOx تولید شده در مرحله تف جوشی بازیافت می شود و NOx تولید شده از مرحله دوم تصفیه اسید نیتریک بازیافت می شود. در مرحله چهارم روش، مرحله اکسیداسیون با پیری، سنگ معدن تیمار شده با اسید، بایندر یا بدون تیمار با بایندر دارای محل اقامت کافی برای نفوذ کامل اسید نیتریک به آن و ادامه اکسیداسیون است. این مرحله نیازی به انجام در تجهیزات جداگانه به عنوان مرحله درمان جداگانه ندارد و به جای افزایش زمان ماند، می توان زمان مرحله دوم تصفیه اسید نیتریک و/یا مرحله سوم تجمع را افزایش داد. به طور کلی، آگلومراهای مرطوبی که در مرحله دوم تیمار اسید نیتریک تشکیل می شوند و ممکن است در مرحله سوم آگلومراسیون توسط یک چسبنده بیشتر تقویت شوند، با زمان ماند کافی، دارای استحکام کافی برای ایجاد تخلخل به کل سنگ معدنی هستند. که به سنگ معدن اجازه می دهد تا در لایه های نفوذ پذیر برای فرآوری بعدی انباشته شود. این مرحله اکسیداسیون خیساندن، مانند مراحل 1-3 بالا، می تواند در دمای محیط و فشار اتمسفر نیز انجام شود. در مرحله اکسیداسیون خیساندن، اسید نیتریک باقیمانده از تیمار دوم می‌تواند با سنگ معدن واکنش داده و سولفیدها را اکسید کند و NOx تولید کند. این NOx را می توان با سایر NOx هایی که در مرحله 2 (تصفیه با اسید نیتریک) و مرحله 3 (تراکم با بایندر) تشکیل و جمع آوری می شوند تا اسید نیتریک اضافی تولید شده را بازیافت کرد. در پایان این مرحله چهارم (مرحله اکسیداسیون خیساندن)، مقدار NOx تولید شده توسط هر واکنش مداوم بین اسید نیتریک و سنگ معدن بسیار ناچیز خواهد بود، زیرا اساساً تمام NOx تولید شده در این مرحله و مراحل قبلی جمع آوری و بازیافت می شود. برای تولید اسید نیتریک اضافی در مرحله 5، اکسیداسیون پشته انجام می شود. همانطور که در این مشخصات و ادعاها استفاده می شود، اصطلاح "هیپ" یا "فرآوری سنگ معدن کپه" به معنای ارائه فرآیندی برای فرآوری سنگ معدن با قرار دادن آنها در انبوه یا توده ها، معمولاً در خارج و در هوای آزاد، تا ارتفاع 61 متر است. و قرار دادن آنها روی یک کلکتور غیرقابل نفوذ یا سایر پدهای معمولی که معمولاً برای بازیابی مایع در پردازش پشته استفاده می شود. توده سنگ معدن باید در توده ها یا لایه های نفوذپذیر باشد که به طور سنتی با مایعاتی که اسپری می شوند یا به شکل دیگری در بالای هپ سنگ قرار می گیرند تا از طریق لایه به پایین نفوذ کنند، استفاده می شود. تماس ذرات لایه با مایع در طی هر عملیات شیمیایی یا فیزیکی انجام می شود، به عنوان مثال، با اکسیداسیون شیمیایی یا انحلال انتخابی و سپس حذف مایع جمع آوری شده از واشر. سنگ معدن فرآوری شده از مرحله 4 در یک پشته روی یک کلکتور غیرقابل نفوذ، مانند یک ورق پلی اتیلن قرار می گیرد، اما سنگ معدن روی آن یک لایه نفوذپذیر تشکیل می دهد. سپس محلول رقیق اسید نیتریک که می تواند غلظتی بین 2 تا 20 وزنی داشته باشد به بالای توده معدنی وارد می شود. اسید نیتریک، با پاشیدن یا چکاندن، اجازه می دهد تا اسید نیتریک رقیق از لایه به پایین نفوذ کند تا با سنگ معدن واکنش دهد. این اسید نیتریک رقیق اضافه شده، عملیات اکسیداسیون سنگ معدن را برای تکمیل اکسیداسیون سولفیدها و سایر مواد نسوز در سنگ ادامه می دهد. این درمان در دوره های زمانی طولانی، به عنوان مثال 2 تا 4 هفته، معمولا در دمای محیط و فشار اتمسفر انجام می شود. هر NOx تولید شده در این مرحله بسیار آهسته و در غلظت های بسیار رقیق در اتمسفر اطراف آزاد می شود. حذف نمی شود. مایعی که به بالای کپه اعمال می شود و از طریق لایه نفوذ پذیر سنگ معدن نفوذ می کند، به طور مداوم بر روی یک کلکتور غیرقابل نفوذ جمع آوری می شود و از سنگ معدن جامد جدا نمی شود. لیچینگ کپه ای به طور سنتی در زمینه لیچینگ کانی هایی که نسوز (جامد) نیستند، با عبور یک ماده مایع رقیق، مانند محلول سیانید سدیم، از بستر برای شسته شدن فلزات گرانبها مانند طلا از لایه استفاده می شود. مرحله کنونی اکسیداسیون پشته اساساً به همین روش انجام می شود، با این تفاوت که سنگ معدن با تیمار با اسید رقیق اکسید می شود تا اکسیداسیون سنگ معدن کامل شود در حالی که سنگ معدن در کپه ذخیره می شود. در این مرحله از اکسیداسیون پشته، لایه باید نفوذپذیر باشد تا اسید نیتریک رقیق در بالای لایه پخش شود، به لایه نفوذ کرده و با ذرات تشکیل دهنده لایه تماس پیدا کند. تشکیل چنین لایه نفوذ پذیری با سنگ معدن هایی که به اندازه مش 200 خرد شده اند غیرممکن است.< 0,074 мм) или мельче. Во время стадии кучного окисления любую остаточную жидкость, взаимодействующую с кучной рудой, образующуюся при начальной обработке минеральной кислотой и обработке азотной кислотой, которая непрерывно просачивается, отделяют и, предпочтительно, извлекают из кучной руды. Эта остаточная жидкость содержит ионы растворенного металла, такого как железо, сера и мышьяк, значительная часть которых находится в виде сульфатов или в случае мышьяка в виде кислот. Разбавленную азотную кислоту, которую диспергируют на вершину слоя, также направляют для промывки этой остаточной жидкости и вытеснения ее из кучного слоя. Дополнительно добавленная азотная кислота, кроме того, реагирует с сульфидами и т.п. для полного их окисления для того, чтобы сделать благородные металлы доступными для последующего извлечения. Так как разбавленную азотную кислоту, которую подают на вершину проницаемого кучного слоя руды, используют в более чем стехиометрических количествах, то непрореагировавшую разбавленную азотную кислоту переносят в жидкость, отделенную от слоя. Эта жидкость будет иметь pH не более чем 2 и предпочтительно около 1. Любые количества NO x , которые выделяются на стадии кучного окисления, частично контактируют с избытком раствора азотной кислоты, распределенной в слое, и будут растворяться в нем. Это обеспечивает извлечение существенных количеств NO x , выделяющихся из кучной руды. Любое нерастворенное количество NO x , которое выделяется из слоя, будет диспергировано в атмосферу, однако оно составляет очень маленькое количество NO x по сравнению с тем, которое извлекают из слоя путем растворения NO x в HNO 3 и которое извлекают и рециркулируют на первой стадии процесса. Его потери не рассматривают как экономически значимые. После того как кучное окисление будет завершено, добавление разбавленной азотной кислоты прекращают и заменяют добавлением воды для того, чтобы промыть кучную руду. Водную промывку продолжают до тех пор, пока существенное увеличение pH не укажет на существенное удаление остаточной азотной кислоты. Водная промывка имеет две цели. Первоначально с ее помощью стремятся извлечь значительные количества непрореагировавшей азотной кислоты, которые остаются в кучной руде. Кроме того, водная промывка разбавляет и удаляет последние следы остаточной жидкости в кучной руде, которая содержит растворенные сульфаты металла, соли или серную кислоту, если они остаются непрореагировавшими. При проведении текущего процесса важно, чтобы ионы сульфата и нитрата полностью были удалены из руды путем промывания водой или в таких существенных количествах, при которых остаточные сульфаты и нитраты не препятствовали бы следующей стадии, которая является стадией нейтрализации. В общем, когда водную промывку проводят до момента, когда извлеченная промывочная вода имеет pH около 3 и выше, промывка будет достаточной для устранения из кучной руды неблагоприятно влияющих ионов сульфата и нитрата. На следующей стадии нейтрализации промытую руду обрабатывают известковым молоком или предпочтительно насыщенной известью, осветленной водой, или другими подходящими щелочными соединениями кальция, натрия или магния для поднятия рН жидкости, выходящей из кучной руды, до значения 10 или выше. Карбонат кальция, гидроксид кальция, оксид кальция, гидроксид натрия или гидроксид магния являются подходящими для этой цели. Нейтрализацию проводят для подготовки кучной руды к выщелачиванию раствором цианида натрия. Во время этой стадии на кучной руде образуется (не всегда) немного гипса из-за устранения или существенного удаления ионов сульфата из кучной руды. Это необходимо, чтобы поднять pH кучной руды до, по меньшей мере, 10 для того, чтобы подготовить ее для выщелачивания такими материалами, как цианид натрия. pH, по меньшей мере, равный 10, необходим, чтобы избежать возможной реакции цианида натрия и образования цианистого водорода, который является летучим и токсичным. Является необычным проведение стадии нейтрализации от pH 3 дo pH 10 и выше в кучной руде, которая содержит сульфат, без осаждения гипса или других нерастворимых солей кальция. Осаждение гипса по всей кучной руде недопустимо, поскольку такой осадок будет предотвращать выщелачивание благородных металлов из кучной руды. Избежание образования гипса и других нерастворимых солей кальция достигают в настоящем способе путем непрерывного отделения остаточной жидкости, содержащей такие соли, от кучной руды во время стадии окисления, непрерывным разбавлением сульфатной жидкости разбавленной азотной кислотой и полным удалением иона сульфата из кучной руды последующей водной промывкой после стадии окисления. После того как кучную руду нейтрализуют до pH 10 или выше, ее можно обрабатывать выщелачивающим реагентом посредством кучного выщелачивания золота и других благородных металлов из раствора известными методами. Предпочтительным выщелачивающим реагентом является цианид натрия. Может быть также использован другой выщелачиватель, такой как тиомочевина, однако, поскольку она функционирует в кислой среде, нейтрализация руды до pH 10 не является необходимой. Цианид натрия является предпочтительным из испытанных выщелачивателей, потому что он дает наиболее высокое извлечение золота. При проведении этой стадии выщелачиватель, такой как разбавленный цианид натрия, распределяют по вершине слоя кучной руды и обеспечивают перколяцию (проникновение) через слой, где он растворяет золото и другие благородные металлы. Образующийся насыщенный раствор извлекают, пропускают через слой угля или же обрабатывают цинком для извлечения золота. Оставшийся слой кучной руды промывают для обезвреживания остаточного цианида, а промытую руду размещают в кучу. В вышеупомянутом способе кучную руду можно подвергнуть стадиям обработки без передвижения или разрушения слоя. Сначала ее обрабатывают кучным окислением путем добавления азотной кислоты и окончательного окисления оставшихся сульфидных соединений, затем ее промывают водой, последовательно обрабатывают известью на стадии нейтрализации и окончательно обрабатывают путем кучного выщелачивания цианидом натрия, все эти стадии можно провести любым путем без разрушения слоя. Конечно, если земельное пространство для обработки кучи ограничено, передвижение кучи между стадиями обработки может быть проведено без воздействия на процесс, но такое передвижение кучи не является необходимым или желательным для получения хорошего извлечения благородных металлов. Суть состоит в сохранении проницаемого слоя с тем, чтобы обрабатываемая жидкость, которую диспергируют на вершину слоя, могла проникать через слой и контактировать с частицами руды внутри слоя. Поскольку кучная руда обычно находится снаружи и на открытом воздухе, любую их этих обрабатывающих стадий наиболее успешно проводят при окружающих температурах и атмосферном давлении. Для того чтобы повысить эффективность способа и уменьшить количество необходимых для обработки химических реагентов, применяют методы извлечения и рециркулирования, эффективные по стоимости. Например, остаточную жидкость, извлеченную со стадии кучного окисления, которая содержит непрореагировавшую азотную кислоту, так же как и растворенные сульфаты металла и кислоты обрабатывают для извлечения из жидкости непрореагировавшей азотной кислоты. Типичный анализ этой жидкости приведен ниже:

تجزیه و تحلیل ستونی انواع (g/l)

Fe 2 (SO 4) 3 14.3 40

Fe(NO 3) 3 3.8 5.8

H2SO4 0.0 0.4

مقدار کل H + 0.58 0.78

به عنوان HNO 3 95.0

به عنوان HAsO 3 5.0

بازیابی اسید نیتریک را می توان با تغذیه این مایع باقیمانده (و شستشوهای انبوه)، که دارای pH حدود 1 است، به مرحله تبادل یونی یا سلول الکترودیالیز که در آن اسید نیتریک باقیمانده از مایع باقی مانده جدا می شود، انجام داد. در مورد تبادل یونی، اسید به صورت انتخابی بر روی یک رزین ضعیف بازی جذب می شود:

R(رزین بدون بار)+H + +NO - 3 _ R-HNO - 3

رقیق کردن رزین با آب HNO 3 رقیق تولید می کند که می تواند تا مرحله اکسیداسیون پشته بازیافت شود. پساب سلول تبادل یونی که حاوی سولفات‌های فلزی است، با کربنات کلسیم، اکسید کلسیم یا سایر نمک‌های کلسیم مناسب تا زمانی که PH به مقدار 4.5 یا در صورت تمایل به pH 11 برسد، تصفیه می‌شود. این منجر به بارش مداوم می‌شود. سولفات های فلزی، مطابق شکل زیر:

سپس خمیر کاغذ فیلتر می شود تا فیلترهای ضعیف از رسوب خارج شود که به شکل پایدار خود حذف می شود. در برخی موارد، مایع بازیافت شده از مرحله اکسیداسیون پشته ممکن است علاوه بر سولفات های فلزی محلول، حاوی مقادیر قابل بازیافت طلا یا نقره باشد. بازیابی فلزات نجیب با عبور مایع بازیافت شده از ستونی از کربن امکان پذیر است، جایی که طلا و نقره به طور انتخابی از سایر یون های فلزی که تحت تأثیر عبور قرار نمی گیرند جدا می شوند. عبور را می توان تا بارگذاری کافی ستون زغال سنگ ادامه داد. سپس می توان پردازش را به هر روش معمولی برای بازیابی طلا و نقره از ستون زغال سنگ انجام داد. ماده شیمیایی مهم دیگری که در این فرآیند بازیافت می شود NOx است. این اصطلاح بسیاری از اکسیدهای نیتروژن را در بر می گیرد که هنگام استفاده از HNO 3 به عنوان یک معرف اکسید کننده تشکیل می شوند که پایدارترین آنها NO و NO 2 است. این NOx از مخلوط کن های چرخشی که در آن عملیات اسید نیتریک، تجمع یا اکسیداسیون خیساندن انجام می شود، بازیابی می شود. سپس NOx به یک تولید کننده اسید نیتریک فرستاده می شود تا NOx را به اسید نیتریک تبدیل کند. سپس اسید نیتریک از ژنراتور برای پردازش سنگ معدن اضافی بازیافت می شود. NOx آزاد شده در مرحله اکسیداسیون پشته معمولاً توسط محلول اسید نیتریک آبی اضافه شده جذب می شود که یک لایه فیلم مایع را در سراسر سنگ معدن متخلخل تشکیل می دهد. این لایه مایع به جذب NOx آزاد شده در مرحله اکسیداسیون پشته کمک می کند و چنین NOx می تواند در هوا به اسید نیتریک اکسید شده و بازیابی شود. به ناچار، مقادیر جزئی NOx آزاد شده از پشته بازیابی نمی شوند، اما برای تأثیر اقتصادی قابل توجهی بر فرآیند کافی نیستند. این روش اکنون با ارجاع به شکل توضیح داده خواهد شد. 1 و 2 که نمودار فرآیند را به صورت فشرده ارائه می کنند. در مرحله اول فرآیند، سنگ معدن سنگ در سنگ شکن 1 به اندازه ای نه کمتر از اندازه اسمی، معادل 0.64 سانتی متر، به عنوان مثال 0.95 سانتی متر یا 1.9 سانتی متر خرد می شود میکسر چرخشی 4، که در آن با اسید معدنی 6، ترجیحاً اسید سولفوریک غلیظ، مخلوط می شود تا به pH برابر با 1 برسد. اسید اضافه شده اگر در این مرحله از اسید سولفوریک استفاده شود، گاز تولید شده در میکسر چرخشی 4 و عبور از خط 8 احتمالاً دی اکسید کربن خواهد بود و ممکن است به اتمسفر رها شود. با این حال، اگر اسید معدنی دیگری مانند اسید نیتریک استفاده شود، ممکن است مقداری NOx از واکنش تولید شود، از خط 8 عبور کرده و از میکسر چرخشی بازیابی شود. از آنجایی که هر اسید معدنی می تواند مرحله خنثی سازی را انجام دهد و کانی های اسید زدا را حل کند، ترجیحاً برای رسیدن به این هدف از اسیدهای ارزان قیمتی مانند اسید سولفوریک استفاده شود. علاوه بر این، داشتن مواد معدنی محلول به صورت سولفات مطلوب است و اسید سولفوریک به راحتی به این هدف دست می یابد. با این حال، با وجود اسید معدنی مورد استفاده، برخی از سولفات ها همچنان تشکیل می شوند زیرا پیریت و آرسنوپیریت در سنگ معدن تا حدی به سولفات تبدیل می شوند. سنگ معدن تولید شده در راکتور 4 توسط تیمار با اسید معدنی، سپس از طریق خط 10 به مخلوط کن دوم 12 فرستاده می شود، که در آن اسید نیتریک، ترجیحا اسید نیتریک غلیظ، از طریق خط 14 به مخلوط کن دوم 12 اضافه می شود. یک واکنش شدید در آن رخ می دهد. که اسید نیتریک اتصالات سولفیدی و غیره را اکسید می کند. در نتیجه واکنش شدید، گازهای NOx از مخلوط کن آزاد می شود که از طریق خط 16 خارج شده و بازیابی می شود. اسید نیتریک اضافه شده در این مرحله در مقادیری از 5 تا 200 درصد وزنی مقدار استوکیومتری HNO 3 مورد نیاز برای واکنش با سولفیدهای موجود در سنگ معدن، بازیابی NOx را به شدت آزاد شده در مراحل اولیه اکسیداسیون فراهم می کند. سنگ معدن تصفیه شده با اسید نیتریک سپس از طریق خط 18 به یک آگلومراتور دوار 20 تغذیه می شود که در آن یک چسب مقاوم در برابر اسید 22 به سنگ معدن اضافه می شود تا در کل سنگ معدن توزیع شود. هدف از افزودن بایندر ایجاد یک تجمع قابل اعتماد از ذرات ریز موجود در سنگ معدن و ایجاد یک لایه نفوذپذیر از سنگ معدن است که می تواند در مراحل بعدی فرآیند تشکیل شود. این مرحله اختیاری است به این معنا که اگر سنگ معدن خرد شده به اندازه کافی بزرگ باشد و مقدار ذرات ریز موجود در سنگ برای ایجاد مسدود شدن بستر سنگ معدن کافی نباشد، در چنین مواردی می توان این مرحله را حذف کرد. در طی این مرحله، اسید نیتریک ابتدا به دومین میکسر دوار اضافه می شود تا به واکنش با سولفیدهای موجود در سنگ معدن ادامه داده و گازهای NOx را از آگلومراتور دوار ادامه دهد. این گازهای NOx بازیابی شده و از طریق خط 24 برای استفاده بعدی بازگردانده می شوند. چنین سنگ معدن آگلومره شده از آگلومراتور دوار 20 از طریق خط 26 به مخزن 28 برای اکسیداسیون خیساندن فرستاده می شود. این مخزن زمان ماندگاری را برای سنگ معدن فرآوری شده فراهم می کند تا آگلومره های سخت و مرطوب تشکیل دهد که در مراحل فرآوری بعدی یک لایه نفوذپذیر از سنگ معدن را فراهم می کند. این به عنوان یک ظرف جداگانه نشان داده شده است 28. با این حال، ممکن است ادامه فرآیند با استفاده از یک میکسر دوار دوم 12 یا آگلومراتور چرخشی 20 که زمان ماند کافی برای تکمیل تراکم را برای مخلوط فراهم می کند، آسان تر باشد. لازم به ذکر است که واکنش دهنده اسید نیتریک در میکسر دوار دوم نیز به عنوان یک عامل آگلومره کننده عمل می کند و این عمل به عنوان یک واکنش دهنده به تنهایی یا در ترکیب با یک بایندر، فراهم کردن زمان ماند کافی، منجر به اتصال ذرات ریز به آگلومراها می شود. هر گونه گاز NOx که در مخزن 28 آزاد می شود جمع آوری شده و از طریق خط 30 برای استفاده مجدد بازگردانده می شود. سنگ معدنی که در میکسرهای دوار 4 و 12، آگلومراتور دوار 20 و مخزن اکسیداسیون خیساندنی 28 فرآوری شده است باید با استفاده از معرف های غلیظ تا حد امکان خشک نگه داشته شود تا میزان تماس مایع با سنگ معدن بیش از حد نشود و در زمانی که مخلوط مایع شود. در تجهیزات چرخشی استفاده می شود. به طور کلی سطح مایع کنترل شده نباید از 12 درصد وزنی مخلوط سنگ تجاوز کند تا بتوان آن را در میکسرهای دوار و آگلومراتورهای مورد استفاده در مراحل بالادست به راحتی جابجا کرد. سطوح مایع بالاتر از این مقدار منجر به مشکلاتی در حمل و نقل سنگ معدن می شود. مخلوط سنگ معدن و مواد فرآوری از مخزن 28 سپس از طریق خط 32 برداشته می شود و در یک بستر سنگ معدنی انباشته شده 34 در بالای یک کلکتور غیرقابل نفوذ قرار می گیرد (نمایش داده نشده است). سنگ معدن در انبوهی به ارتفاع 61 متر یا کمتر روی هم چیده می شود و معمولاً به صورت خارجی بر روی بالشتک های سنتی سنگ معدن مانند ورق های پلی اتیلن با چگالی کم یا چگالی بالا یا برخی معادل های دیگر قرار می گیرد. اسید نیتریک رقیق عرضه شده از طریق خط 36 سپس با غلظت های 2 تا 20 درصد وزنی، با غلظت ترجیحی 6 تا 10 درصد وزنی اسید نیتریک به بالای شمع 34 توزیع می شود. اسید نیتریک رقیق شده به وسیله اسپری یا چکاندن به بالای پشته اعمال می شود و به اسید نیتریک رقیق اجازه می دهد تا از لایه نفوذ پذیر به داخل عبور کند و در هنگام عبور از لایه با ذرات سنگ معدن تماس پیدا کند. تصفیه هپ با اسید نیتریک، سولفیدهای باقیمانده در کانه را اکسید می کند و اکسیداسیون گونه های نسوز را در سنگ معدنی که در مخلوط کن دوار 12 آغاز شده بود، کامل می کند. در عین حال، مایعات حاوی سولفات های فلزی محلول که در مراحل اولیه فرآوری تشکیل شده و با سنگ معدن مخلوط شده اند، دائماً از توده سنگ تراوش کرده و به عنوان مایع باقی مانده جمع آوری می شوند. به این ترتیب سولفات های فلز محلول، اسیدها و غیره به طور مداوم از کانه حذف می شوند. اسید نیتریک رقیق اضافه شده، که حاوی مقادیر زیادی آب است، همچنین به دفع سولفات‌ها و اسیدهای باقی‌مانده موجود در کانه کمک می‌کند. مایع باقیمانده که روی کلکتور غیرقابل نفوذ بازیابی می شود و دارای pH 1 است، از طریق خط 38 منتقل شده و برای استفاده بیشتر بازیابی می شود. گازهای NOx آزاد شده در مرحله اکسیداسیون پشته، تا حدی در محلول تصفیه اسید نیتریک آبی که به بالای کپه اعمال می‌شود، مجدداً حل می‌شوند و به طور مداوم هپ را هنگام عبور از سنگ معدنی نفوذپذیر خیس می‌کند. NOx جذب شده به دلیل وجود اکسیژن اتمسفر به اسید نیتریک تبدیل می شود و در مایع خارج شده از پشته 34 تا خط 38 قرار می گیرد. هنگامی که اکسیداسیون کامل شد، افزودن اسید نیتریک از طریق خط 36 متوقف می شود و مرحله شستشو متوقف می شود. 40 با آب اضافه شده از طریق خط 42 شروع می شود در طول این مرحله شستشو و فرآوری بعدی، سنگ معدن نیازی به جابجایی یا از بین بردن آن در حالی که با معرف های فرآوری مختلف انجام می شود، نیست. سپس هپ 40 شسته می‌شود تا سولفات‌های باقی‌مانده‌ای که ممکن است در انبوه سنگ وجود داشته باشد، حذف شود، و همچنین تا حد امکان اسید نیتریک حذف شود. به طور کلی هنگامی که آب شستشوی خروجی از خط 44 به PH 3 می رسد، شستشو برای این منظور کافی است. آب شستشو حذف شده و از طریق خط 44 برای استفاده بعدی بازیابی می شود. پس از اتمام مرحله شستشو، هپ در مرحله خنثی سازی 46 با کربنات کلسیم، هیدروکسید کلسیم، اکسید کلسیم، هیدروکسید سدیم یا هیدروکسید منیزیم که از طریق خط 48 وارد می شوند، تصفیه می شود تا pH مخلوط سنگ حداقل 10 باشد. برای این منظور می توان از هر ترکیب کلسیمی که به اندازه کافی قلیایی باشد، ترجیحاً شیر آهک یا آب شفاف اشباع شده از آهک استفاده کرد. این مرحله خنثی سازی پشته در صورتی ضروری است که ماده مایع مورد استفاده سیانید سدیم آبی باشد که ترجیح داده می شود. با این حال، در صورت استفاده از مواد لیکسیوینت دیگر مانند تیوره، مرحله خنثی سازی را می توان حذف کرد زیرا تیوره در یک محیط اسیدی عمل می کند. رسوب سنگ معدن که اکنون تا PH 10 یا بالاتر خنثی شده است، می تواند با محلول سیانید سدیم برای حذف فلزات گرانبها شسته شود. سپس با توزیع محلول سیانید سدیم رقیق که از طریق خط 52 به بالای پشته 50 عرضه می شود، با یک لیچ سیانید 50 تصفیه می شود و به طلا، نقره و سایر فلزات گرانبها اجازه می دهد تا با محلول سیانید شسته شوند. فلزات نجیب در یک محلول غنی حل می شوند، که از طریق خط 54 حذف می شود، در حالی که سنگ معدن، آزاد شده از فلزات گرانبها، با آب یا یک عامل اکسید کننده اضافه شده از طریق خط 62 به پشته 64 تصفیه می شود تا آن را بی ضرر کند. بلافاصله پس از خنثی سازی، توده سنگ تشکیل شده دفع می شود. روش دیگر، ممکن است باقیمانده برای شستشوی طولانی مدت سیانید برای بازیابی مقدار کمی از فلزات گرانبها باقی مانده باقی بماند. محلول غنی 54 از ستون کربن 56 عبور داده می شود و فلزات نجیب مانند طلا و نقره روی کربن جذب می شوند. محلول عاری از فلزات نجیب از طریق خط 58 برای بازیابی محلول سیانید، بازیافت یا دفع آن حذف می شود. زغال سنگ غنی از طلا 56 به روشی معمولی در مرحله بازیابی فلز 60 پردازش می شود تا طلا و سایر فلزات گرانبها را از ستون زغال سنگ بازیابی کند. به منظور کاهش هزینه واکنش دهنده های مورد استفاده در این فرآیند، گازهای NOx که از طریق خطوط 16، 24 و 30 و به صورت اختیاری خط 8 حذف می شوند، جمع آوری شده و با هم از طریق خط 68 به یک مولد اسید نیتریک 70 با طرح معمولی فرستاده می شوند. . اسید نیتریک تولید شده از طریق خط 72 حذف می شود و از طریق خط 14 به مخلوط کن دوار دوم 12 برای استفاده در فرآوری سنگ معدن در این مرحله عرضه می شود. بخشی از اسید نیتریک احیا شده، در صورت رقیق شدن، ممکن است از طریق خط 36 تا مرحله 34 اکسیداسیون پشته برای اکسیداسیون کانه به هپ عرضه شود. در این روش، طلا، نقره یا سایر فلزات نجیب را می توان در مایع باقی مانده 38 به دست آمده از اکسیداسیون پشته حل کرد. این مایع باقیمانده که از طریق خط 38 و همچنین آب های شستشو از خط 44 خارج می شود، در خط 74 با هم مخلوط می شوند و به ستون زغال سنگ 76 منتقل می شوند تا هر مقدار حداقل طلا و نقره ای که ممکن است در این مایعات حل شده باشد بازیابی شود. . مایع باقیمانده، پس از عبور از ستون کربن 76 برای بازیابی فلزات نجیب محلول در آن، سپس از طریق خط 78 به سلول تبادل یونی یا الکترودیالیز 80 منتقل می‌شود، جایی که اسید نیتریک از جریان مایع باقی‌مانده جدا می‌شود. اسید نیتریک سپس از طریق خط 82 تغذیه می شود و برای استفاده در خط 72 بازیافت می شود تا اسید نیتریک از طریق خط 36 برای اکسیداسیون پشته در مرحله 34 تغذیه شود. مایع باقیمانده که از سلول تبادل یونی 80 عبور کرده است از طریق خط 84 خارج شده و با کلسیم تیمار می شود. کربنات، آهک، هیدروکسید کلسیم یا سایر ترکیبات کلسیم قلیایی که از طریق خط 86 برای رسوب ناخالصی های فلزی در سلول 88 عرضه می شوند. رایج ترین رسوبات گچ، Ca 3 (AsO 4) 2 و FeAsO 4 هستند. بارش معمولاً به گونه ای انجام می شود که pH محلول به مقدار 4.5 برسد، اگرچه مقادیر pH تا 11 نیز مفید است. سپس دوغاب حاصل از مرحله ته نشینی 88 از خط 90 به فیلتر 92 عبور داده می شود، جایی که فیلتر 94 بدون چربی از مواد جامد 96 جدا می شود که برای دفع فرستاده می شوند. مثال 1. نمونه سنگ معدن و آنالیز. آزمایش‌های لیچینگ همزن بر روی نمونه‌های سنگ طلای A و B برای تعیین درجه نسوز و حساسیت کانه‌ها به پیش شستشوی سنتی با اسید نیتریک انجام شد. آنالیزهای شیمیایی در جدول 1 آورده شده است. پیریت و آرسنوپیریت کانی های سولفیدی اصلی در سنگ معدن هستند. نمونه سنگ A نشان دهنده یک سنگ از نوع کوارتزیت است، در حالی که B یک سنگ کوارتز-مونزونیت (QMP) است. سیلیسی شدن کم تا متوسط ​​هر نمونه. هر دو سنگ معدن از منابع امیدوار کننده بهره برداری تجاری هستند. برای تعیین ماندگاری و اثربخشی پیش لیچینگ سنتی اسید نیتریک، 10 نمونه سنگ معدن مش برداشت شد. (الک 1.68 میلی‌متر) در آسیاب گلوله‌ای خرد شد تا حاوی 80 درصد سنگ معدنی با اندازه مش 200 (الک 0.074 میلی‌متر) باشد و شستشوی هم زده انجام شد (جدول 2 را ببینید).

در آزمایش 3، شرایط پیش تیمار به شرح زیر بود. پیش اسیدی شدن:

H 2 SO 4 15 کیلوگرم بر متر تن

pH خمیر سنگ معدن 2.0

زمان 30 دقیقه

اکسیداسیون HNO 3:

مقدار اضافه شده HNO 3 118.2 کیلوگرم بر تن سنگ معدن

استوکیومتری 154 درصد برای سنگ معدن A 110 درصد برای سنگ معدن B

دما 85-90 o C

فشار اتمسفر

زمان 4 ساعت

جو N 2

PH نهایی پالپ 1.0

خمیر اسیدی در تست 3 فیلتر شد، با آب شسته شد و قبل از سیانید شدن با کربن (CIL) خنثی شد. این امر مانع از جذب طلای حل شده در محلول سیانیداسیون به هر ماده آلی سنگ معدن می شود ("پیش تفریق")، یعنی. به این ترتیب، تلفات طلا حذف می شود، زیرا زغال سنگ میل ترکیبی برای طلا بسیار بیشتر از جزء آلی دارد (جدول 3 را ببینید). این سنگ‌ها به‌عنوان تقریباً کاملاً نسوز بر اساس انحلال تقریباً 9 درصد طلا بدون پیش تیمار اکسیداتیو توصیف می‌شوند. ماندگاری ناشی از اثرات قبل از خروج بر اساس آزمون‌های زغال چوب (CIL) حداقل بود. در نتیجه، تایید شد که ماهیت نسوز سنگ‌ها به دلیل ساختار ساختاری طلا با سولفیدهای آرسنیک و آهن است. این یک پدیده کانی شناسی رایج و یکی از دلایل گسترده نسوز بودن سنگ معدن طلا است. نشان داده شده است که سنگ‌های معدنی قابل درمان پیش‌اکسیداتیو با اسید نیتریک هستند. انحلال طلا پس از پیش تصفیه با اسید نیتریک از سنگ معدن A و B به ترتیب به 87.2 و 92.0 درصد افزایش می یابد.

مصرف سیانید سدیم نسبتاً بالا بود، از 1 تا 2.72 کیلوگرم در تن سنگ معدن، حتی پس از پیش تیمار با اسید نیتریک و شستشو با هم زدن. مثال 2 در آماده سازی برای آزمایش های لیچینگ کمی شبیه سازی اکسیداسیون پشته، آزمایش های مقیاس کوچک در ابتدا در یک ستون شیشه ای با قطر 8.9 سانتی متر یا قطر 10.16 سانتی متر انجام شد که با سنگ معدن از 30.48 تا 35.6 سانتی متر پر شده بود تا اطمینان حاصل شود که سنگ معدن می تواند قابل استفاده باشد. پردازش و/یا آسیاب شده برای به دست آوردن ویژگی های نفوذپذیری رضایت بخش. سنگ معدن A برای ارائه نمونه هایی با دو اندازه خرد شد: اندازه له شدن اسمی 0.64 سانتی متر و اندازه له شدن اسمی 1.9 سانتی متر، در حالی که سنگ معدن B فقط به اندازه اسمی ذرات خرد شده درشت، اندازه اسمی خرد شد 2.54 سانتی متر نیز در این روش قابل استفاده است. این روش شامل پیش تصفیه سنگ معدن قبل از بارگیری آن در ستون نمی شد. این آزمایش‌ها که «اسید/آگلومراسیون با بایندر» نامیده می‌شوند، ابتدا با تصفیه سنگ معدن با اسید سولفوریک غلیظ در مقادیری معادل 2.5 کیلوگرم اسید سولفوریک 100 درصد در هر تن سنگ معدن انجام شد. این مرحله پیش اسیدی شدن با اسید سولفوریک، ترکیبات جاذب اسید را در سنگ معدن خنثی کرد و pH مایع در تماس با سنگ معدن را به 1 کاهش داد. سپس سنگ معدن با 70 درصد وزنی اسید نیتریک به مقدار معادل، پیش تیمار شد. به 38.6 کیلوگرم HNO 3 در هر تن سنگ معدن، که 50 درصد مقدار استوکیومتری مورد نیاز نظری برای اکسیداسیون کامل گوگرد سولفید است. اسید نیتریک با سنگ معدن روی یک پارچه مخلوط کن و همچنین در یک درام گندله سازی با سرعت های مختلف مخلوط شد. پس از تکمیل اسید نیتریک، چسب مقاوم به اسید، فیبر سلولز باکتریایی شبکه ای، با آب رقیق شد تا 0.5 وزنی تشکیل شود. سوسپانسیون، که به طور یکنواخت روی سنگ معدن اسیدی شده با اسید نیتریک به مقدار 290.6 کیلوگرم فیبر در هر تن سنگ پاشیده شد. سنگ معدنی که بدین ترتیب تصفیه شده بود برای مدتی نگهداری شد و سپس برای آزمایش در ستونی قرار گرفت. در مورد آزمایش‌های «آگلومراسیون اسیدی»، از همان روشی که در بالا توضیح داده شد استفاده شد، با این تفاوت که پس از پیش تیمار با اسید نیتریک، هیچ ماده چسب‌آوری به سنگ معدن اضافه نشد. مشاهده شده است که اسید نیتریک به خودی خود یک اثر تجمعی بر روی ریزدانه های مرطوب در سنگ معدن دارد و تمایل دارد آنها را به یکدیگر به صورت ذرات آگلومره جداگانه حتی بدون افزودن ماده چسبنده به هم بچسباند، اگرچه بایندر اثر تجمع اسید را بسیار افزایش می دهد. در تمام موارد، محتوای مایع کل در نمونه‌های سنگ فرآوری‌شده بین 11 تا 12 وزنی متغیر بود. نتایج تجربی در جدول 4 آورده شده است. همه نمونه ها به جز نمونه B 0.64 سانتی متر اندازه دارند، یک محلول مناسب با سرعت نسبتا بالا در واحد سطح بدون استفاده از عامل جفت کننده برای ترویج تجمع ذرات ریز و ترک خورده عبور داده می شود. نمونه A، با اندازه 0.64 سانتی متر، حاوی ذرات ریز کافی مانند نمونه B با اندازه 0.64 سانتی متر نبود، حتی ستون را مسدود می کرد. سپس نمونه B 0.64 سانتی متری با افزودن یک چسب پس از مرحله تجمع اسید نیتریک همانطور که در بالا توضیح داده شد، آگلومره شد. این روش منجر به آگلومراهای خوب و نرخ جریان محلول قابل قبول 0.733 لیتر بر متر مربع سطح مقطع ستون شد. آزمایش های فوق با چسب های شرح داده شده در زیر برای تعیین نفوذپذیری لایه های سنگ معدنی حاصل تکرار شد. جدول 5 اندازه سنگ معدن، معرف های جفت و نرخ جریان نهایی را در بستر نشان می دهد. بایندر به مقدار معادل 181.6 گرم بر تن استفاده شد. مثال 3 یک آزمایش اکسیداتیو لیچینگ برای ارزیابی اکسیداسیون اسید نیتریک سنگ معدن A تا 0.64 سانتی متر انجام شد. لایه های سنگ معدن به ارتفاع 1.2 متر در ستونی به قطر 17 سانتی متر معادل تقریباً 30 کیلوگرم سنگ معدن به شرح زیر تهیه شد. سنگ معدن بارگیری شده 60 گرم در ابتدا با H2SO4 2.27 کیلوگرم بر تن تیمار شد و پس از آن اکسیداسیون با اسید نیتریک با دوز 39.5 کیلوگرم بر تن سنگ معدن انجام شد. سپس بایندر با دوز 158 گرم بر تن برای مرحله تجمع اضافه شد. این پیش تیمارها به روشی شبیه به مثال 2 انجام شد. پس از تجمع، نمونه به نصف تقسیم شد و نگهداری شد. نیمی از بار در ستون قرار داده شد تا لایه ای به ارتفاع 132 سانتی متر تشکیل شود، در حالی که نیمی دیگر برای آزمایش دیگری استفاده شد. آزمایشی شبیه اکسیداسیون پشته ای با اعمال اسید نیتریک در بالای بستر با استفاده از 20 گرم HNO 3 در هر لیتر محلول با سرعت 0.407 لیتر بر متر مربع آغاز شد. غلظت محلول در طول آزمایش متعاقباً به 30، 60 و 120 گرم HNO3 در لیتر افزایش یافت تا مشخص شود که آیا نرخ اکسیداسیون و انحلال کل تغییر کرده است یا خیر. اکسیداسیون با تجزیه و تحلیل پساب ستون برای آهن و آرسنیک، که شاخص های قابل اعتمادی از درجه اکسیداسیون پیریت و آرسنوپیریت و در نتیجه انحلال هستند، بررسی شد. pH فاضلاب نیز اندازه گیری شد که کمتر از 1 بود و مقادیر پتانسیل emf یا ردوکس که بالاتر بود - 700 میلی ولت و نشان دهنده یک محیط بسیار اکسید کننده بود. ستون به مدت تقریبی 3 تا 4 هفته مورد استفاده قرار گرفت و نتایج اکسیداسیون و لیچینگ زیر بدست آمد. ستون 1

تجزیه و تحلیل مواد خام،

تجزیه و تحلیل باقیمانده،

اکسیداسیون/انحلال عمومی،

اکسیداسیون گوگرد سولفید 87.0٪ بود در حالی که اکسیداسیون و انحلال آرسنیک 86.1٪ بود نرخ انحلال آهن تقریباً 65٪ تا 66٪ بود، اما بخش حل نشده عمدتاً به دلیل نامحلول بودن مواد معدنی اکسید آهن بود که نشان دهنده بخش قابل توجهی از کل آهن است. محتوای موجود در سنگ معدن بر اساس نتایج برای S2-، می توان فرض کرد که آهن محدود شده توسط پیریت و آرسنوپیریت باید در مقادیر قابل مقایسه با مقادیر سولفید سولفور حل شود. مثال 4 باقیمانده های ستون اکسید شده مثال 3 بالا با آب برای حذف سولفات های محلول باقی مانده و اسید نیتریک تا زمانی که PH فاضلاب حداقل 3.5 شود، نفوذ کردند. سپس باقیمانده با عبور دادن محلول آبی اشباع شده با آهک از بستر شسته شد تا اثری از اسید باقیمانده خنثی شود و یک محیط قلیایی برای مرحله سیانیداسیون بعدی آماده شود. محلول آهک تا زمانی که PH فاضلاب تقریباً به 11.5 برسد نفوذ داده شد. کل زمان شستشو/خنثی سازی تقریباً 2 هفته بود. مصرف آهک 0.95 کیلوگرم بر تن سنگ معدن بود. مصرف نسبتاً کم آهک نشان داد که تشکیل گچ قابل توجهی در لایه سنگ معدن وجود ندارد و در نتیجه نفوذپذیری خوب در ستون را تضمین می کند. مثال 5 باقیمانده های خنثی شده از مثال 4 بالا با رقیق سازی (1 گرم در لیتر) با محلول آبی سیانید سدیم که با pH 11.5 با آهک تنظیم شده بود، نفوذ کردند. نفوذ تقریباً 3 هفته با سرعت تقریباً 0.204 لیتر در متر مربع ادامه یافت. هنگامی که تجزیه و تحلیل پساب ستون هیچ تغییری در انحلال طلا نشان داد، باقیمانده نفوذ با آب شسته شد تا سیانید واکنش نداده حذف شود. باقیمانده ها از ستون تخلیه، خشک شده و برای آنالیز و سایر آزمایشات تعیین مشخصات آماده شدند. انحلال طلا 79.4 درصد بود بازیابی طلا 78.5 درصد

مصرف سیانید سدیم 771.8 گرم در هر تن سنگ معدن بود. مثال 6. منبع مقدار کمی طلای کم بازیافت شده شناسایی شده است. بیشتر طلای آزادشده از نظر ساختاری با پیریت و آرسنوپیریت اتومورفیک مرتبط است که در قطعات کوارتز رگه‌ای متراکم غیرقابل نفوذ یافت می‌شوند. این سولفیدها از کاملاً دست نخورده تا بسیار تخریب شده تا آثار آشکار را شامل می شوند. قطعات کوارتز رگه ای از 5 تا 10 درصد از بخش های بزرگ را تشکیل می دهند، تعداد آنها در ذرات ریز آسیاب شده کاهش می یابد. کوارتز ورید متراکم در برابر عوامل اکسید کننده یا اسیدها غیر قابل نفوذ است. بررسی میکروسکوپی حفره‌های فراوانی را در نفوذپذیرترین قطعات کوارتزیت نشان داد که توسط پیریت و آرسنوپیریت اتومورفیک اشغال شده‌اند. هیچ سولفید آزاد شناسایی نشد و این با تجزیه و تحلیل شیمیایی تأیید شد، که نشان داد اساساً اکسیداسیون کامل سولفید و شستشو در طی یک لیچینگ شبیه پشته رخ داده است. مشخص شده است که غلبه میکای مسکویتی در سنگ معدن و عدم وجود کوارتز اصیل، کانال های مویرگی میکروسکوپی خوبی را فراهم می کند و بنابراین، به خواص انتشار خوب محلول کمک می کند، که برای اکسیداسیون و شستشوی موفق پشته ضروری است. مثال 7 نمونه های سنگ خام و بقایای ستون از مثال 5 برای تخلخل، سطح و وزن مخصوص برای نشان دادن بیشتر اثرات اکسیداسیون شیمیایی مورد تجزیه و تحلیل قرار گرفتند. نتایج در جدول 6 نشان داده شده است. افزایش سطح و تخلخل باقیمانده ها منعکس کننده حضور حفره هایی است که به دلیل متلاشی شدن کانی های سولفیدی در طی انتشار محلول از طریق قطعات کوارتزیت تشکیل شده است. کاهش وزن مخصوص منعکس کننده فروپاشی و شستشو و شستشوی بعدی ذرات سولفید با وزن مخصوص بالاتر است. مثال 8 برای نشان دادن بیشتر اثربخشی اکسیداسیون شیمیایی، آزمایش‌های مثال 5 در بالا تکرار شد. در این مورد، مرحله خنثی سازی در فرآیند گنجانده نشده است، زیرا تیوره معمولاً در یک محیط اسیدی استفاده می شود. شرایط شستشو با تیوره به شرح زیر بود:

تیوره 1.5 گرم در لیتر

Fe 2 (SO 4) 3 1.0 گرم در لیتر

H 2 SO 4 تا pH 1.5

دبی 0.204 l/m.m 2

نتایج لیچینگ

تجزیه و تحلیل مواد خام Au, g/mt 2.57

تجزیه و تحلیل باقیمانده طلا، g/mt 0.83

انحلال طلا، 67.6

در مواردی که کانی شناسی سنگ معدنی به گونه ای است که اسیدشویی طلا سودمند خواهد بود، تیوره به عنوان یک عامل شستشو مفید خواهد بود. مثال 9 روشهای اکسیداسیون/سیانیداسیون مثال 5 در بالا بر روی نمونه ای از سنگ معدنی A تکرار شد تا اثربخشی فرآیند بر روی سنگ معدنی که به اندازه اسمی 1.9 سانتی متر خرد شده بود، در هنگام استفاده از سنگ معدن با اندازه گیری 1.9 سانتی متر، هیچ چسبنده ای استفاده نشد به دلیل اندازه بزرگ، آزمایش‌های نفوذپذیری سنگ معدن نشان داد که انسداد رخ نمی‌دهد. در این مثال، یک جریان واقعی از محلول نفوذی NO 3 استفاده شد که غلظت آن از غلظت 60 گرم در لیتر، که معمولاً در آزمایش‌هایی با سنگ معدنی با اندازه ذرات 0.64 سانتی‌متر استفاده می‌شود، به 120 گرم در لیتر افزایش یافت. نتایج هنگام استفاده از سنگ معدن با اندازه 1.9 سانتی متر در جدول 7 آورده شده است. بازیافت طلا 82.3 درصد با بازیابی به دست آمده در نمونه های قبلی با سنگ معدن 0.64 سانتی متری قابل مقایسه بود. نرخ انحلال طلا بسیار بالا بود، در روز اول شستشوی سیانید، انحلال طلا تقریباً 60 تا 70 درصد بود. هفته شستشو، زمانی که نرخ شسته شدن طلا اساساً بدون تغییر باقی ماند. مشکل نفوذپذیری رخ نداد و میانگین دبی جریان در حین سیانیداسیون در میزان مطلوب 204/0 لیتر بر مترمربع حفظ شد. مثال 10 آزمایش‌های انباشتگی جداگانه بر روی یک نمونه 0.64 سانتی‌متری از سنگ معدن A، مشابه مثال 3 برای تعیین HNO 3 در فاز فاضلاب و بخار از مراحل تجمع و اکسیداسیون پشته (نفوذ) انجام شد. فازهای بخار روی یک مانیتور NOx برای اندازه گیری مستقیم حجم و ترکیب گاز مورد تجزیه و تحلیل قرار گرفتند. فاز گاز نیز با NaOH برای تجزیه و تحلیل NO 3 شسته شد. مقدار کل HNO 3 اضافه شده در آزمایش 150 درصد استوکیومتری بود. توزیع HNO 3 حاصل در جدول 8 آورده شده است. از نظر تئوری، از آنجایی که اسید نیتریک در طول اکسیداسیون سولفیدها مصرف نشده است، تصور می شود که مقدار محاسبه نشده HNO 3، 19.8٪ (٪ از کل اضافه شده)، به شکل NO محلول وجود داشته باشد. بنابراین، حذف یا تبدیل همزمان NO به NO 2 ضروری است. تمام گازهای NOx در فاز بخار را می توان به اسید نیتریک بازیابی کرد و تا مرحله اکسیداسیون بازیافت کرد، در حالی که اسید نیتریک در فاز آبی را می توان به طور انتخابی با تبادل یونی یا الکترودیالیز از جریان خارج کرد و به مرحله نفوذ پشته بازیافت کرد. مثال 11 پس از حذف بیشتر اسید نیتریک و ضایعات اسید از ستون مثال 3، مایع با شیر آهک خنثی شد تا آرسنیک به عنوان آرسنات کلسیم و آهن پایدار رسوب کند. به دلیل خنثی شدن سولفات آهن و اسید سولفوریک باقیمانده، گچ نیز در فاضلاب تشکیل شد. آزمایش ها با خنثی سازی تا pH 4.5 و 11.5 انجام شد. جامد با فیلتراسیون جدا شد و درجه پایداری اجزای سمی نمونه اندازه گیری شد. نتایج نشان داد که عصاره‌گیرها حاوی کمتر از 0.1 میلی‌گرم در لیتر As بودند که بسیار کمتر از حداکثر سطح EPA 52 میلی‌گرم در لیتر بود. در نتیجه، رسوب را می توان به روشی پایدار حذف کرد، یعنی. فرم بالقوه بی ضرر مثال 12 چندین آزمایش ستونی مشابه اجرای 5 روی نمونه ای به قطر 0.64 سانتی متر از سنگ معدن A انجام شد تا اثر افزودن مقادیر مختلف اسید نیتریک در مراحل اولیه و پیش اکسیداسیون بر میزان اکسیداسیون و بازیابی طلا نشان داده شود. مقادیر اسید نیتریک اضافه شده از 25% تا 75% نیاز استوکیومتری متغیر بود. نتایج آزمون در جدول 9 نشان داده شده است. به نظر نمی رسد تفاوت زیادی در بازیابی وجود داشته باشد که بتوان آن را به مقدار HNO 3 اضافه شده در مرحله اکسیداسیون اولیه نسبت داد. این نتیجه گیری منعکس کننده نتایج به دست آمده پس از معمولاً 3 یا 4 هفته اکسیداسیون نفوذی است. مثال 13 آزمایش های اضافی در یک ستون جریان پایین انجام شد که نشان داد غلظت اسید نیتریک محلول نفوذ در طول اکسیداسیون پشته عامل مهمی در کنترل سرعت اکسیداسیون و انحلال کامل است، همانطور که در داده های زیر نشان داده شده است. در تمام آزمایشات، افزودن HNO 3 در مرحله اولیه اکسیداسیون با اسید نیتریک به مقدار 50 درصد از مقدار استوکیومتری استفاده شد (جدول 10 را ببینید). نتایج نشان داده شده در جدول 10 بهبود بازیافت طلا را با افزایش غلظت اسید نیتریک در طول اکسیداسیون پشته نشان داد (مثال 14). مثال 15 یک آنالیز ویژه یون هیدروژن بر روی نمونه ترکیبی فاضلاب از مثال 3 بالا انجام شد که در آن آزمایشات ستونی روی نمونه A انجام شد. نتایج زیر به دست آمد:

انواع ستون 1 (g/l)

مقادیر محاسبه شده

Fe 2 (SO 4) 3 13.1

به عنوان HNO 3 92.9

به شکل H 2 SO 4 0.0

به عنوان HAsO 3 6.9

بازیابی کل H+، 105

(مقدار/مقدار محاسبه شده با تجزیه و تحلیل ترکیبی به دست آمده است). اسید نیتریک تقریباً 95٪ از کل محتوای یون هیدروژن یا اسیدیته فاضلاب ستون اکسید شده را نشان می دهد. تعادل عمدتا شامل اسید آرسنیک (HAsO 3) بود. محتوای اسید سولفوریک آزاد ناچیز بود. این احتمال وجود دارد که مقدار قابل توجهی از HNO 3 توصیف شده توسط NO محلول نشان داده شود. این گونه‌های نیتروژن محصول اصلی واکنش بین اسید نیتریک و گوگرد هستند و انتظار می‌رود NO به دلیل حلالیت نسبتاً بالایی در HNO3 در محلول باقی بماند. مثال 14 برای تعیین اینکه آیا طلا در طی اکسیداسیون اسید نیتریک حل شده است یا خیر، نمونه‌های ضایعات اسیدی از آزمایش‌های مثال‌های 12 و 13 تبخیر شدند و جامد حاصل برای اندازه‌گیری محتوای طلای معادل پایه سنگ معدن مورد تجزیه و تحلیل قرار گرفت. ما این روش را به جای روش جذب اتمی برای افزایش حساسیت تحلیلی انتخاب کردیم. نتایج:

تست N انحلال طلا،

مثال 16. واکنش اکسیداسیون پشته با اسید نیتریک نسوز سولفید بر روی نمونه C مورد ارزیابی قرار گرفت. تجزیه و تحلیل اصلی نمونه ها به شرح زیر بود:

اونس/تن (گرم در تن) 0.073 (2.76)

نقره، اونس/تن (گرم در تن) 0.88 (33.26)

ST، (گوگرد کل، از جمله SO 4)٪ 10.9

C (رایگان)، 0.24

محتوای گوگرد کل این سنگ 10.9 درصد یا 6 برابر مقدار نمونه قبلی کانسنگ A بود. میزان نقره 33.28 گرم در مترمربع بود. سنگ معدن حاوی مقدار کمی کربن آزاد (آلی) است و توانایی کمی برای پیش فرآوری دارد. آزمایش‌های شسته‌شوی هم زده شبیه به مثال 1 انجام شد، که اساساً دیرگداز بودن سنگ معدن را با بازیابی طلا از 30% تا 36% در نوسان داشت. و مصرف CaO 6 کیلوگرم به ازای هر تن سنگ معدن و مصرف CaO 6 کیلوگرم در هر تن سنگ معدن بود. این نمونه مستعد اکسیداسیون با اسید نیتریک بود که بر اساس داده های جدول 11 است. کاهش وزن سنگ معدن تقریباً 26٪ بود که با مقدار پیریت (FeS2) که از سنگ شسته شد مطابقت داشت. سیانیداسیون باقیمانده نیترات 87.6 درصد طلا را حل کرد. مصرف سیانید سدیم به میزان قابل توجهی به 2.2 کیلوگرم در تن سنگ معدن کاهش یافت و مصرف آهک به 1.22 کیلوگرم در تن سنگ معدن کاهش یافت. این کاهش هزینه ها به اکسیداسیون، انحلال و شستشوی کانی های سولفیدی که مانند سیانید عمل می کنند، نسبت داده شد. مثال 17 آزمایش‌های تخلیه اکسیداتیو ستونی تکراری (شبیه اکسیداسیون پشته) روی نمونه C با استفاده از شرایط مشابه با مثال 3 قبلی انجام شد. اکسیداسیون آهن سریع بود و پس از تقریباً 3 هفته سرعت انحلال آهن تقریباً 77 درصد بود. مقدار کل اضافه شده فقط 1.7 از نیاز استوکیومتری. بازیابی طلا 79% و 82% بر اساس آزمایشات سیانیداسیون انجام شده در فلاسک با باقیمانده های ستون تکراری بود. آزمایشات سیانیداسیون با مخلوط کردن نمونه با محلول آبی سیانید در یک فلاسک به مدت 48 ساعت انجام شد. مثال 18 آزمایشات بر روی نمونه D، یک سنگ معدنی مخلوط سولفید-اکسید انجام شد. نتایج تجزیه و تحلیل سر:

Au، g/mt 3.63

Ag، g/mt 6.43

محتوای نسبتا کم سولفید و آهن بالای این نمونه نشان دهنده اکسیداسیون سولفیدهای آهن به اکسیدهای آهن است. بنابراین، فقط مقدار کمی باقی مانده از سولفیدهای آهن و آرسنیک باید اکسید شوند. آزمایشات CIL مانند مثال 1 انجام شد. آزمایشات HNO 3 +CIL همانطور که در مثال 1 توضیح داده شد برای تعیین درجه مقاومت سنگ معدن و اثربخشی پیش شستشو با اسید نیتریک انجام شد. آزمایشات لیچینگ در جدول 12 آورده شده است. 85.4 درصد از محتوای کل سولفید اکسید شد. بر این اساس، انحلال آهن و آرسنیک تبدیل تقریباً کامل ترکیبات سولفیدی این اجزا را نشان خواهد داد. بازیافت طلا پس از اکسیداسیون اسید نیتریک از 56 به 82.5 درصد افزایش یافت. بنابراین می توان سنگ معدن را تا حدودی نسوز در نظر گرفت. نمونه D با استفاده از شرایط مشابه با مثال 3 قبلی، تحت اکسیداسیون ستون و شستشو قرار گرفت. انحلال آرسنیک 47 درصد بود انحلال طلا تقریباً 79 درصد بر اساس آزمایش سیانیداسیون فلاسک بر روی باقیمانده‌های کلسیم انجام شد. مثال 19 برای نشان دادن بیشتر اثر اکسیداسیون اسید نیتریک، آزمایش های تاییدی بر روی نمونه ای از سنگ معدن E انجام شد. این سنگ معدنی با محتوای بالای مواد کربناته مشخص می شود که معمولاً به دلیل پیش کار قوی باعث مقاومت می شود. تجزیه و تحلیل های اصلی نمونه به شرح زیر است:

نقره، گرم در تن سنگ معدن< 0,38

C ارگانیک 0.51

آزمایش‌های لیچینگ همزن پایه، که در مثال 1 انجام شد، نشان داد که سنگ معدن توانایی بالایی برای تولید اولیه دارد، اما به خوبی به اکسیداسیون با اسید نیتریک حساس است (جدول 13 را ببینید). یک ستون شبیه به مثال 5 نشان داد که تقریباً 92.1٪ از آهن در مرحله اکسیداسیون تنها پس از 12 روز حل شد و بیش از 80٪ از طلا در مرحله سیانیداسیون ستون تنها پس از 8 روز بازیافت شد. مصرف سیانید سدیم متوسط ​​و 0.82 کیلوگرم بر تن سنگ معدن بود. این آزمایش‌ها تأیید کردند که ظرفیت پیش‌کاری سنگ معدن به میزان قابل‌توجهی کاهش می‌یابد و کربن آلی موجود در سنگ معدن به طور مؤثری در طی اکسیداسیون با اسید نیتریک غیرفعال یا غیرفعال می‌شود. اگر ماده کربناته غیرفعال نشود، بیشتر طلای حل شده در طی سیانیداسیون بلافاصله با نفوذ محلول لیچ در سنگ معدن جذب می شود. مثال 20 برای تعیین اثر دوزهای مختلف اسید نیتریک بر میزان و سرعت اکسیداسیون سولفید تنها در مرحله پیش اکسیداسیون، آزمایشاتی مانند مثال 3 انجام شد که در آن نمونه های کوچکی از باقی مانده های جامد از مرحله پیش اکسیداسیون HNO 3 در فواصل زمانی مشخص گرفته شد، با آب شسته شد و محتوای عناصر اصلی آنالیز شد. آزمایش فلاسک سیانیداسیون نیز بر روی باقیمانده ها انجام شد تا حلالیت طلا با تغییر حالت اکسیداسیون تعیین شود. نتایج ارائه شده در جدول 14 به دست آمد. نرخ اکسیداسیون به طور قابل توجهی بالاتر بود زمانی که HNO 3 در مقدار 100٪ از مقدار استوکیومتری اضافه شد، و درجه اکسیداسیون پس از بیش از یک ساعت تغییر نمی کند. نرخ‌های اکسیداسیون واقعی به‌ویژه برای شستشوی پشته‌ای با اندازه سنگ معدن خرد شده چشمگیر بود< 0,64 см. Полное сульфидное окисление составило 50% и приблизительно 65% при использовании соответственно 50% и 100% количества HNO 3 от стехиометрического. Это подтверждает практичность использования стадии предварительного окисления с оборудованием, таким как роторные печи для обжига или их эквиваленты, которые являются идеальными для агломерации и для содержания NO x газа, который удаляют при таких высоких скоростях окисления. Данные по степени растворения золота, полученные в тестах при растворении в колбе приведены в табл.15. Степень растворения золота была значительно выше для тестов, в которых использовали HNO 3 в количестве 100% от стехиометрического, а скорости растворения соответствовали возрастающим скоростям сульфидного окисления. Пример 21. Для определения перспективы достижения по существу полного окисления на предварительной стадии окисления (т.е. вышеприведенный пример 20) и химического ограничения или истощения осуществляли контроль диффузионных свойств раствора рудных частиц путем проведения теста по предварительному окислению, в котором добавляли азотную кислоту в количестве 50% от стехиометрического и перемешивали в течение приблизительно 3-х ч. Данные анализа по выщелачиванию и сульфидному окислению получали в течение 3-х ч. После этого остаток тщательно промывали водой, частично высушили до содержания влаги 4% и затем вновь смешали с другой частью HNO 3 в количестве 50% от общего добавляемого. Данные анализа по выщелачиванию и сульфидному окислению были получены после второй стадии смешивания, которую проводили в течение от 0,5 до 19,5 ч. Данные по сульфидному окислению показывают, что на второй стадии сульфидное окисление увеличивалось от 62 до 77% после выдержки в течение 19,5 ч. Хотя окончательное окисление способствовало быстрым скоростям, наблюдаемым в предшествующих опытах по предварительному окислению, относительно незначительное увеличение на второй стадии указывало, что скорость окисления или выщелачивания в значительной степени контролировалась диффузией, т.е. зависела от скорости мобильности раствора через фрагменты руды. Таким образом, для обеспечения полного окисления серы важен временной фактор, т.е. будет достигаться 85 88% для этой рудной пробы. В тестах по цианированию в колбе извлечение золота при цианировании остатка, выдержанного в течение 19,5 ч, составило приблизительно 75% что согласовывалось со степенью сульфидного окисления 77%

مطالبه

1. یک روش هیدرومتالورژیکی برای استخراج فلزات نجیب از سنگ معدن سولفید نسوز، شامل تصفیه سنگ معدن با اسید نیتریک با انتشار گازهای NOx، و به دنبال آن بازسازی آنها به اسید نیتریک و بازیافت اسید نیتریک در فرآیند و به دست آوردن یک محصول سنگ معدن غنی شده. در فلزات نجیب با استخراج متعاقب فلزات نجیب با فرآوری محلول لیچینگ، مشخص می شود که قبل از عملیات با اسید نیتریک، ماده منبع به اندازه ذرات حداقل 0.64 سانتی متر خرد می شود، سنگ معدن خرد شده با اسید معدنی برای به دست آوردن سنگ اکسید شده و یک فاز مایع با pH کمتر از 2، سنگ معدن اکسید شده به دست آمده ابتدا با مصرف اسید نیتریک 5200 درصد از مقدار مورد نیاز استوکیومتری برای برهمکنش با سولفیدهای موجود در سنگ معدن اکسید شده، تحت تیمار با اسید نیتریک قرار می گیرد. با قرار دادن محصول معدنی حاصل که حاوی فلزات نجیب به شکل یک لایه انباشته تراوا بر روی سطح یک مخزن نفوذ ناپذیر است و سپس لایه انباشته شده به دست آمده تحت درمان با اسید نیتریک در تامین مداوم یا متناوب از طریق لایه توسط پراکندگی قرار می گیرد. مایع اسیدی باقیمانده حاوی اسید نیتریک از لایه سنگ معدنی انباشته شده جدا می شود، لایه با آب شسته می شود تا محلول اسید نیتریک از آن خارج شود، فاز مایع حاصل از لایه سنگ معدن جدا می شود و لایه سنگ معدن به طور مداوم یا به طور مداوم فرآوری می شود. با پراکندگی متناوب محلولی که فلزات نجیب را از طریق لایه شسته می شود، محلول حاصل از لایه سنگ معدن جدا می شود، فلزات نجیب از آن جدا شده و کاهش می یابد. 2. روش طبق ادعای 1، مشخص می شود که اسید نیتریک از مایع اسیدی باقیمانده جدا شده از لایه سنگ معدن قابل نفوذ جدا می شود و برای استفاده مجدد در فرآوری سنگ بازیافت می شود. 3. روش طبق ادعای 1 یا 2، مشخص شده در این است که یک چسب مقاوم به اسید به سنگ معدن اکسید شده تیمار شده با اسید نیتریک اضافه می شود تا آگلومره های سنگی تشکیل شود که قادر به حفظ یک لایه متخلخل از سنگ معدن در عین حفظ تماس بین بایندر و سنگ معدن هستند. برای مدت زمانی کافی برای باقی ماندن آگلومراهای سنگ معدنی با شکل خاص با آزاد شدن گازهای حاوی NOx از سنگ معدن با بازسازی بعدی اسید نیتریک از آنها. 4. روش طبق یکی از ادعاهای 1 تا 3، مشخص می شود که لایه نفوذپذیر به پشته، قبل از درمان با محلولی که فلزات نجیب را شستشو می دهد، به علاوه تحت شرایط قلیایی در حضور یون های کلسیم، سدیم یا منیزیم تصفیه می شود. PH مایع جدا شده از لایه پشته را به مقادیر حداقل 10 افزایش دهید. 5. روش طبق یکی از ادعاهای 1 تا 4 که مشخصه آن این است که سنگ معدن به اندازه 0.64 تا 1.9 سانتی متر خرد می شود. به عنوان یک اسید معدنی از اسید سولفوریک استفاده می شود. 7. روش مطابق هر یک از پاراگراف ها. 1 6، مشخصه آن این است که سنگ معدن با محلول آبی اسید نیتریک با غلظت 20-70٪ پردازش می شود. 8. روش طبق ادعای 1، مشخص شده در این است که یک محلول آبی از اسید نیتریک با غلظت 6 تا 20 وزنی برای تصفیه لایه سنگ معدن انباشته استفاده می شود. 9. روش طبق ادعای 4، مشخص می شود که لایه های سنگ معدن حاوی Ca(OH) 2، CaCO 3، NaOH، Mg(OH) 2 به عنوان منبع یون های کلسیم، سدیم و منیزیم استفاده می شود. 10. روش مطابق هر یک از پاراگراف ها. 19، مشخصه آن این است که از محلول سیانید سدیم به عنوان محلولی برای شسته شدن فلزات نجیب استفاده می شود. 11. روش طبق هر یک از ادعاهای 1 تا 10، مشخص می شود که لایه نفوذپذیر پشته در دمای معمولی و فشار اتمسفر پردازش می شود. 12. روش طبق ادعای 2 که مشخصه آن این است که اسید نیتریک از مایع اسیدی باقیمانده با عبور مایع اسیدی از یک دستگاه تبادل یونی جدا می شود. 13. روش طبق هر یک از ادعاهای 1 تا 11، مشخص می شود که مایع اسیدی باقیمانده، پس از جدا شدن از لایه نفوذپذیر پشته، با جذب فلزات نجیب حل شده در آن و جدا شدن آنها از سایرین، از ستون زغال سنگ عبور داده می شود. فلزات

باید به خاطر داشت که در نظر گرفتن اکسیداسیون (کاهش) به عنوان فرآیند دادن (و پذیرش) الکترون توسط اتم ها یا یون ها همیشه وضعیت واقعی را منعکس نمی کند، زیرا در بسیاری از موارد انتقال کامل الکترون ها وجود ندارد، بلکه تنها یک جابجایی از ابر الکترونی از یک اتم به اتم دیگر

با این حال، برای ترسیم معادلات برای واکنش های ردوکس، ضروری نیست که کدام پیوند تشکیل شده است - یونی یا کووالانسی. بنابراین، برای سادگی، صرف نظر از نوع پیوند، در مورد افزودن یا اهدای الکترون صحبت خواهیم کرد.

تعیین ضرایب استوکیومتری در معادلات واکنش های ردوکس.هنگام تنظیم معادله یک واکنش ردوکس، لازم است که عامل احیا کننده، عامل اکسید کننده و تعداد الکترون های داده شده و دریافت شده را تعیین کنیم. به عنوان یک قاعده، ضرایب با استفاده از هر دو روش انتخاب می شوند تعادل الکترونیکی , یا روش تعادل الکترون یون (گاهی اوقات روش دوم نامیده می شود نیمه واکنش ها ).

به عنوان نمونه ای از تدوین معادلات برای واکنش های ردوکس، فرآیند اکسیداسیون پیریت با اسید نیتریک غلیظ را در نظر بگیرید.

اول از همه، بیایید محصولات واکنش را تعیین کنیم. HNO 3 یک عامل اکسید کننده قوی است، بنابراین گوگرد تا حداکثر حالت اکسیداسیون S 6+ و آهن به Fe 3+ اکسید می شود، در حالی که HNO 3 را می توان به N0 یا NO 2 کاهش داد. ما NO را انتخاب خواهیم کرد:

ما هنوز نمی دانیم که H 2 O در کجا قرار خواهد گرفت (در سمت چپ یا راست).

1. ابتدا درخواست دهید روش تعادل الکترون یون (نیمه واکنش). این روش با در نظر گرفتن ماهیت محیط (اسیدی، قلیایی یا خنثی) که در آن واکنش رخ می دهد، انتقال الکترون ها از یک اتم یا یون به اتم دیگر را در نظر می گیرد.

هنگام تنظیم معادلات برای فرآیندهای اکسیداسیون و احیا، برای برابر کردن تعداد اتم‌های هیدروژن و اکسیژن، مولکول‌های آب و یون‌های هیدروژن معرفی می‌شوند (بسته به محیط). (اگر محیط اسیدی باشد)یا مولکول های آب و یون های هیدروکسید (اگر محیط قلیایی باشد).بر این اساس، در محصولات حاصل، در سمت راست معادله الکترون-یون، یون‌های هیدروژن و مولکول‌های آب (محیط اسیدی) یا یون‌های هیدروکسید و مولکول‌های آب (محیط قلیایی) وجود خواهند داشت.

به این معنا که هنگام نوشتن معادلات یون الکترون، باید از ترکیب یونهای موجود در محلول استفاده کرد.علاوه بر این، مانند تهیه معادلات یونی مختصر، مواد به خوبی تفکیک، کم محلول یا به صورت گاز آزاد می شوند. باید به شکل مولکولی نوشته شود.

اجازه دهید نیمه واکنش اکسیداسیون را برای مورد خود در نظر بگیریم. مولکول FeS 2 به یون Fe 3 + تبدیل می شود (Fe(NO 3) 3 کاملاً به یون تجزیه می شود ، ما از هیدرولیز غافل می شویم) و دو یون SO 4 2 - (تجزیه H 2 SO 4 ):

برای یکسان سازی اکسیژن، 8 مولکول H2O را به سمت چپ، و 16 یون H+ را به سمت راست (محیط اسیدی) اضافه می کنیم.

بار سمت چپ 0 است، بار سمت راست 15+ است، بنابراین FeS 2 باید 15 الکترون بدهد:

اکنون نیمی از واکنش کاهش یون نیترات را در نظر می گیریم:

لازم است 2 اتم O را از NO 3 کم کنید. برای این کار 4 یون H 1+ (محیط اسیدی) به سمت چپ و 2 مولکول H 2 O به سمت راست اضافه کنید:

برای یکسان سازی بار، 3 الکترون به سمت چپ اضافه می کنیم (شارژ + 3):

در نهایت داریم:

با کاهش هر دو طرف 16H + و 8H 2 O، معادله یونی مختصر واکنش ردوکس را به دست می آوریم:

با افزودن مقدار مناسب یون های NO 3 - و H + به دو طرف معادله، معادله مولکولی واکنش را پیدا می کنیم:

توجه داشته باشید که برای تعیین تعداد الکترون های داده شده و دریافتی هرگز نیازی به تعیین وضعیت اکسیداسیون عناصر ندارید. علاوه بر این، ما تأثیر محیط را در نظر گرفتیم و به طور خودکار تعیین کردیم که H 2 O در سمت راست معادله است. آنچه مسلم است این روش است بسیار سازگارتر با معنای شیمیایی نسبت به روش استاندارد تعادل الکترونیکی،اگر چه دومی تا حدودی راحت تر است.

2. بیایید این واکنش را با استفاده از روش یکسان کنیم تعادل الکترونیکی . روند بازیابی شرح داده شده است:

ترسیم یک طرح اکسیداسیون دشوارتر است، زیرا دو عنصر به طور همزمان اکسید می شوند - Fe و S. می توانید حالت اکسیداسیون 2+ را به آهن، 1- به گوگرد اختصاص دهید و در نظر بگیرید که برای یک اتم آهن وجود دارد. دو اتم S:

با این حال، می توان از تعیین حالت های اکسیداسیون صرف نظر کرد و نموداری را یادآور نمودار نوشت.

سمت راست دارای بار 15+ است، سمت چپ - 0، بنابراین FeS 2 باید 15 الکترون را رها کند. کل موجودی را ثبت می کنیم:

پنج مولکول HNO 3 برای اکسیداسیون FeS 2 استفاده می شود و سه مولکول HNO 3 دیگر برای تشکیل Fe(NO 3) 3 مورد نیاز است:

برای یکسان سازی هیدروژن و اکسیژن، دو مولکول H2O را به سمت راست اضافه می کنیم:

روش تعادل الکترون یون در مقایسه با روش تعادل الکترونیکی جهانی تر است و دارای مزیت غیرقابل انکاری در انتخاب ضرایب برای بسیاری از واکنش های ردوکس، به ویژه آنهایی است که شامل ترکیبات آلی هستند، که در آن حتی روش تعیین حالت های اکسیداسیون بسیار پیچیده است.

به عنوان مثال، فرآیند اکسیداسیون اتیلن را در نظر بگیرید که هنگام عبور آن از محلول آبی پرمنگنات پتاسیم اتفاق می افتد. در نتیجه، اتیلن به اتیلن گلیکول HO-CH 2 -CH 2 -OH اکسید می شود و پرمنگنات به اکسید منگنز (IV) احیا می شود، علاوه بر این، همانطور که از معادله تعادل نهایی مشخص است، هیدروکسید پتاسیم نیز بر روی آن تشکیل می شود. حق:

پس از انجام کاهش های لازم از عبارت های مشابه، معادله را به شکل مولکولی نهایی می نویسیم

پتانسیل استاندارد برای واکنش های ردوکساحتمال وقوع هر واکنش ردوکس در شرایط واقعی به دلایل مختلفی است: دما، ماهیت عامل اکسید کننده و عامل کاهنده، اسیدیته محیط، غلظت مواد شرکت کننده در واکنش و غیره. در نظر گرفتن همه این عوامل دشوار است، اما به یاد داشته باشید که هر واکنش ردوکس با انتقال الکترون از یک عامل کاهنده به یک عامل اکسید کننده، یک معیار برای امکان چنین واکنشی ایجاد می شود.

ویژگی های کمی فرآیندهای ردوکس هستند پتانسیل ردوکس طبیعی عوامل اکسید کننده و کاهنده (یا پتانسیل های استانداردالکترودها).

برای درک معنای فیزیکوشیمیایی چنین پتانسیل ها، لازم است فرآیندهای به اصطلاح الکتروشیمیایی مورد تجزیه و تحلیل قرار گیرند.

10. واکنش های ردوکس

واکنش های ردوکس در محلول ها

واکنش های شیمیایی که با تغییر در درجه اکسیداسیون عناصر تشکیل دهنده مواد واکنش دهنده رخ می دهد، ردوکس نامیده می شود.

اکسیداسیون

- فرآیند واگذاری الکترون توسط یک اتم، مولکول یا یون است. اگر یک اتم الکترون های خود را رها کند، بار مثبت پیدا می کند: l - ، 1 الکترون می دهد، سپس به یک اتم خنثی تبدیل می شود:

اگر یک یون یا اتم با بار مثبت، الکترون‌های خود را رها کند، مقدار بار مثبت آن با توجه به تعداد الکترون‌های داده شده افزایش می‌یابد:

احیا فرآیند به دست آوردن الکترون توسط یک اتم، مولکول یا یون است.

اگر یک اتم الکترون به دست آورد، سپس به یک یون با بار منفی تبدیل می شود:

اگر یک یون با بار مثبت الکترون بپذیرد، بار آن کاهش می یابد:

یا می تواند به یک اتم خنثی برود:

عامل اکسید کننده

پذیرش الکترون مرمت کننده یک اتم، مولکول یا یون است، اهدای الکترون

اکسید کننده

در طول واکنش کاهش می یابد، عامل کاهنده اکسید می شود.

باید به خاطر داشت که در نظر گرفتن اکسیداسیون (کاهش) به عنوان فرآیند دادن (و پذیرش) الکترون توسط اتم ها یا یون ها همیشه وضعیت واقعی را منعکس نمی کند، زیرا در بسیاری از موارد انتقال کامل الکترون ها وجود ندارد، بلکه تنها یک جابجایی از ابر الکترونی از یک اتم به اتم دیگر

با این حال، برای ترسیم معادلات برای واکنش های ردوکس، ضروری نیست که کدام پیوند تشکیل شده است - یونی یا کووالانسی. بنابراین، برای سادگی، صرف نظر از نوع پیوند، در مورد افزودن یا اهدای الکترون صحبت خواهیم کرد.

تعیین ضرایب استوکیومتری در معادلات واکنش های ردوکس. هنگام تنظیم معادله یک واکنش ردوکس، لازم است که عامل احیا کننده، عامل اکسید کننده و تعداد الکترون های داده شده و دریافت شده را تعیین کنیم. به عنوان یک قاعده، ضرایب با استفاده از هر دو روش انتخاب می شوند تعادل الکترونیکی

, یا روش تعادل الکترون یون (گاهی اوقات روش دوم نامیده می شود نیمه واکنش ها ).

به عنوان نمونه ای از تدوین معادلات برای واکنش های ردوکس، فرآیند اکسیداسیون پیریت با اسید نیتریک غلیظ را در نظر بگیرید.

اول از همه، بیایید محصولات واکنش را تعیین کنیم.

HNO3 یک عامل اکسید کننده قوی است، بنابراین گوگرد به حداکثر حالت اکسیداسیون خود اکسید می شود S 6+، و آهن - به Fe 3+، در حالی که HNO 3 می تواند تا N0 یا NO 2. ما N O را انتخاب می کنیم:

کجا قرار خواهد گرفت

H2O (در سمت چپ یا راست)، ما هنوز نمی دانیم.

1. ابتدا درخواست دهید روش تعادل الکترون یون

(نیمه واکنش ها). این روش با در نظر گرفتن ماهیت محیط (اسیدی، قلیایی یا خنثی) که در آن واکنش رخ می دهد، انتقال الکترون ها از یک اتم یا یون به اتم دیگر را در نظر می گیرد.

هنگام تنظیم معادلات برای فرآیندهای اکسیداسیون و احیا، برای برابر کردن تعداد اتم‌های هیدروژن و اکسیژن، مولکول‌های آب و یون‌های هیدروژن معرفی می‌شوند (بسته به محیط). (اگر محیط اسیدی باشد)یا مولکول های آب و یون های هیدروکسید (اگر محیط قلیایی باشد).بر این اساس، در محصولات حاصل، در سمت راست معادله الکترون-یون، یون‌های هیدروژن و مولکول‌های آب (محیط اسیدی) یا یون‌های هیدروکسید و مولکول‌های آب (محیط قلیایی) وجود خواهند داشت.

به این معنا که هنگام نوشتن معادلات یون الکترون، باید از ترکیب یونهای موجود در محلول استفاده کرد.علاوه بر این، مانند تهیه معادلات یونی مختصر، مواد به خوبی تفکیک، کم محلول یا به صورت گاز آزاد می شوند. باید به شکل مولکولی نوشته شود.

اجازه دهید نیمه واکنش اکسیداسیون را برای مورد خود در نظر بگیریم. مولکول

FeS 2 به یون آهن تبدیل می شود 3+ (F e(N O 3) 3 به طور کامل به یون تجزیه می شود، ما از هیدرولیز غفلت می کنیم) و دو یون SO 4 2 - (تفکیک H 2 SO 4 ):

به منظور یکسان سازی اکسیژن، 8 مولکول H را به سمت چپ اضافه کنید

2 O، و به سمت راست - 16 یون H+ (محیط اسیدی):

شارژ سمت چپ 0 است، شارژ سمت راست +15 است، بنابراین

FeS 2 باید 15 الکترون را رها کند:

اکنون نیمی از واکنش کاهش یون نیترات را در نظر می گیریم:

باید برداشته شود

شماره 3 2 اتم O برای این کار، 4 یون H به سمت چپ اضافه کنید 1+ (محیط اسیدی)، و در سمت راست - 2 مولکول H 2 O:

برای یکسان کردن شارژ سمت چپ (شارژ

+3) 3 الکترون اضافه کنید:

در نهایت داریم:

با کوتاه کردن هر دو قسمت 16 ساعت

+ و 8H 2 اوه، معادله یونی مختصر برای واکنش ردوکس را دریافت می کنیم:

با افزودن تعداد مناسب یون به دو طرف معادله

شماره 3 - و H+ معادله مولکولی واکنش را پیدا می کنیم:

توجه داشته باشید که برای تعیین تعداد الکترون های داده شده و دریافتی هرگز لازم نبود وضعیت اکسیداسیون عناصر را تعیین کنید. علاوه بر این، ما تأثیر محیط را در نظر گرفتیم و به طور خودکار تعیین کردیم که H

2 O در سمت راست معادله است. آنچه مسلم است این روش است بسیار سازگارتر با معنای شیمیایی نسبت به روش استاندارد تعادل الکترونیکی،اگر چه دومی تا حدودی ساده تر است.

2. بیایید این واکنش را با استفاده از روش یکسان کنیم تعادل الکترونیکی . روند بازیابی شرح داده شده است:

ترسیم یک طرح اکسیداسیون دشوارتر است ، زیرا دو عنصر به طور همزمان اکسید می شوند -

Fe و S. می توانیم حالت اکسیداسیون 2+ را به آهن، 1- به گوگرد اختصاص دهیم و در نظر بگیریم که در هر اتم آهن دو اتم S وجود دارد:

با این حال، می توان از تعیین حالت های اکسیداسیون صرف نظر کرد و نموداری را یادآور نمودار نوشت.

سمت راست دارای شارژ +15 است، سمت چپ - 0، بنابراین

FeS 2 باید 15 الکترون را رها کند. کل موجودی را ثبت می کنیم:

پنج مولکول HNO

3 برو به سمت اکسیداسیون FeS2، و سه مولکول دیگر HNO3 برای آموزش لازم است Fe(N O 3) 3:

برای یکسان سازی هیدروژن و اکسیژن، دو مولکول H را به سمت راست اضافه می کنیم

2 O:

روش تعادل الکترون یون در مقایسه با روش تعادل الکترونیکی جهانی تر است و در انتخاب ضرایب دارای مزیت غیرقابل انکاری است.

که در بسیاری از واکنش های ردوکس، به ویژه آنهایی که شامل ترکیبات آلی هستند، که در آنها حتی روش تعیین حالت های اکسیداسیون بسیار پیچیده است.

برای مثال، فرآیند اکسیداسیون اتیلن را در نظر بگیرید که هنگام عبور آن از محلول آبی پرمنگنات پتاسیم اتفاق می افتد. در نتیجه، اتیلن به اتیلن گلیکول HO- اکسید می شود.

CH 2 - CH 2 -OH، و پرمنگنات به اکسید منگنز (IV) کاهش می یابد، علاوه بر این، همانطور که از معادله تعادل نهایی مشخص است، هیدروکسید پتاسیم نیز در سمت راست تشکیل می شود:

پس از انجام کاهش های لازم از عبارت های مشابه، معادله را به شکل مولکولی نهایی می نویسیم

پتانسیل استاندارد برای واکنش های ردوکس

احتمال وقوع هر واکنش ردوکس در شرایط واقعی به دلایل مختلفی است: دما، ماهیت عامل اکسید کننده و عامل کاهنده، اسیدیته محیط، غلظت مواد شرکت کننده در واکنش و غیره. در نظر گرفتن همه این عوامل دشوار است، اما به یاد داشته باشید که هر واکنش ردوکس با انتقال الکترون از یک عامل کاهنده به یک عامل اکسید کننده، یک معیار برای امکان چنین واکنشی ایجاد می شود.

ویژگی های کمی فرآیندهای ردوکس هستند پتانسیل ردوکس طبیعی عوامل اکسید کننده و کاهنده (یا پتانسیل های استانداردالکترودها).

برای درک معنای فیزیکوشیمیایی چنین پتانسیل ها، لازم است فرآیندهای به اصطلاح الکتروشیمیایی مورد تجزیه و تحلیل قرار گیرند.

فرآیندهای شیمیایی همراه با وقوع جریان الکتریکی یا ناشی از آن الکتروشیمیایی نامیده می شود.

برای درک ماهیت فرآیندهای الکتروشیمیایی، اجازه دهید چندین موقعیت نسبتاً ساده را در نظر بگیریم. بیایید یک صفحه فلزی غوطه ور در آب را تصور کنیم. تحت تأثیر مولکول های آب قطبی، یون های فلزی از سطح صفحه جدا شده و هیدراته شده به فاز مایع عبور می کنند. دومی دارای بار مثبت می شود و الکترون های اضافی روی صفحه فلزی ظاهر می شود. هرچه فرآیند بیشتر پیش رود، شارژ بیشتر می شود

, هم فاز و هم فاز مایع.

به دلیل جاذبه الکترواستاتیکی کاتیون های محلول و الکترون های فلزی اضافی، یک لایه الکتریکی به اصطلاح دوتایی در مرز فاز ظاهر می شود که از انتقال بیشتر یون های فلزی به فاز مایع جلوگیری می کند. در نهایت لحظه ای فرا می رسد که بین محلول و صفحه فلزی تعادل برقرار می شود که می توان آن را با معادله بیان کرد:

یا با در نظر گرفتن هیدراتاسیون یونها در محلول:

وضعیت این تعادل به ماهیت فلز، غلظت یون های آن در محلول، دما و

فشار.

هنگامی که یک فلز نه در آب، بلکه در محلول نمک این فلز غوطه ور می شود، تعادل مطابق با اصل لو شاتلیه به سمت چپ تغییر می کند و هر چه غلظت یون های فلزی در محلول بیشتر باشد، غلظت آن بیشتر می شود. . فلزات فعالی که یونهای آنها توانایی خوبی برای وارد شدن به محلول دارند، در این حالت دارای بار منفی خواهند بود، هرچند به میزان کمتری نسبت به آب خالص.

اگر الکترون‌ها به هر طریقی از فلز جدا شوند، تعادل را می‌توان به سمت راست تغییر داد. این باعث حل شدن صفحه فلزی می شود. برعکس، اگر الکترون ها از بیرون به یک صفحه فلزی وارد شوند، یون ها روی آن رسوب می کنند.

از جانب راه حل.

هنگامی که یک فلز در یک محلول غوطه ور می شود، یک لایه الکتریکی دوگانه در سطح مشترک تشکیل می شود. اختلاف پتانسیلی که بین فلز و فاز مایع اطراف ایجاد می شود، پتانسیل الکترود نامیده می شود. این پتانسیل مشخصه توانایی ردوکس فلز به شکل فاز جامد است.

در یک اتم فلزی جدا شده (وضعیت بخار تک اتمی که در دماهای بالا و درجات نادر زیاد رخ می دهد)، خواص اکسیداسیون و کاهش با کمیت دیگری به نام پتانسیل یونیزاسیون مشخص می شود. پتانسیل یونیزاسیون انرژی مورد نیاز برای حذف یک الکترون از یک اتم جدا شده است.

قدر مطلق پتانسیل الکترود را نمی توان به طور مستقیم اندازه گیری کرد. در عین حال، اندازه گیری اختلاف پتانسیل الکترود که در سیستمی متشکل از دو جفت محلول فلزی رخ می دهد، دشوار نیست. چنین جفتی نامیده می شود نیمه عناصر . ما توافق کردیم که پتانسیل های الکترودی فلزات را در رابطه با به اصطلاح الکترود هیدروژن استاندارد تعیین کنیم که پتانسیل آن به طور دلخواه صفر در نظر گرفته شد. یک الکترود هیدروژن استاندارد شامل یک صفحه پلاتین مخصوص تهیه شده است که در محلول اسیدی با غلظت یون هیدروژن 1 مول در لیتر غوطه ور شده و توسط جریانی از گاز هیدروژن با فشار 10 شسته شده است.

5 Pa، در دمای 25 درجه سانتیگراد.

طیف وسیعی از پتانسیل های الکترود استاندارد.

اگر صفحه فلزی غوطه ور در محلول نمک آن با غلظت یون های فلزی برابر با 1 mol/l به الکترود هیدروژن استاندارد متصل شود، یک سلول گالوانیکی به دست می آید. نیروی الکتروموتور این عنصر (EMF) که در دمای 25 درجه سانتیگراد اندازه گیری شده است، مشخص می شود پتانسیل استاندارد الکترود فلز،معمولا به عنوان E° تعیین می شود.

پتانسیل استاندارد الکترودهایی که به عنوان عوامل کاهنده نسبت به هیدروژن عمل می کنند دارای علامت "-" هستند و علامت "+" دارای پتانسیل استاندارد الکترودهایی هستند که به عنوان عوامل اکسید کننده عمل می کنند.

فلزات مرتب شده به ترتیب افزایش پتانسیل الکترودی استاندارد خود را تشکیل می دهند به اصطلاح سری ولتاژ الکتروشیمیایی فلزات :لی، Rb، K، Va، Sr، Ca، Na، Mg، Al، Mn، Zn، Cr، Fe، Cd، Co، Ni، Sn، Pb، H، Sb، Bi، Cu، Hg، Ag، Pd، Pt، Au.

تعدادی تنش خصوصیات شیمیایی فلزات را مشخص می کند:

1. هرچه پتانسیل الکترود یک فلز منفی تر باشد، توانایی کاهش آن بیشتر است.

2. هر فلزی قادر است فلزاتی را که بعد از آن در سری الکتروشیمیایی ولتاژهای فلزی قرار دارند، از محلول های نمکی جابجا کند (کاهش).

3. تمام فلزاتی که دارای پتانسیل الکترود استاندارد منفی هستند، یعنی در سری الکتروشیمیایی ولتاژهای فلزی در سمت چپ هیدروژن قرار دارند، قادرند آن را از محلول های اسیدی جابجا کنند.

همانطور که در مورد تعیین مقدار E° فلزات، مقادیر E° غیر فلزات در دمای 25 درجه سانتی گراد و در غلظت تمامی گونه های اتمی و مولکولی درگیر در تعادل برابر با 1 mol/ اندازه گیری می شود. ل

مقدار جبری پتانسیل ردوکس استاندارد، فعالیت اکسیداتیو شکل اکسید شده مربوطه را مشخص می کند. از همین رو مقایسه مقادیر پتانسیل های ردوکس استاندارد به ما امکان می دهد به این سؤال پاسخ دهیم: آیا این یا آن واکنش ردوکس رخ می دهد؟

یک معیار کمی برای ارزیابی احتمال وقوع یک واکنش ردوکس خاص است مقدار مثبت تفاوت بین پتانسیل اکسیداسیون و کاهش استاندارد نیمه واکنش های اکسیداسیون و کاهش.

الکترولیز محلول ها

مجموعه ای از واکنش های ردوکس که بر روی الکترودهای محلول یا مذاب الکترولیت ها هنگام عبور جریان الکتریکی از آنها رخ می دهد، الکترولیز نامیده می شود.

در کاتد منبع جریان، فرآیند انتقال الکترون ها به کاتیون ها از محلول یا مذاب اتفاق می افتد، بنابراین کاتد "عامل کاهنده" است.بنابراین، در آند، الکترون ها توسط آنیون ها دفع می شوند آند "عامل اکسید کننده" است.

در طول الکترولیز، فرآیندهای رقابتی می توانند هم در آند و هم در کاتد رخ دهند.

هنگامی که الکترولیز با استفاده از یک آند بی اثر (غیر مصرفی) (به عنوان مثال، گرافیت یا پلاتین) انجام می شود، به طور معمول، دو فرآیند اکسیداتیو و دو فرآیند احیا با هم رقابت می کنند:

در آند - اکسیداسیون آنیون ها و یون های هیدروکسید،

در کاتد - کاهش کاتیون ها و یون های هیدروژن.

هنگامی که الکترولیز با استفاده از یک آند فعال (مصرف‌پذیر) انجام می‌شود، فرآیند پیچیده‌تر می‌شود و واکنش‌های رقابتی روی الکترودها عبارتند از:

در آند - اکسیداسیون آنیونها و یونهای هیدروکسید، انحلال آندی فلز - مواد آند.

در کاتد - کاهش کاتیون نمک و یون های هیدروژن، کاهش کاتیون های فلزی به دست آمده از انحلال آند.

هنگام انتخاب محتمل ترین فرآیند در آند و کاتد، باید از موقعیتی پیش رفت که واکنشی که به کمترین مقدار انرژی نیاز دارد ادامه یابد. علاوه بر این، برای انتخاب محتمل ترین فرآیند در آند و کاتد در طول الکترولیز محلول های نمک با الکترود بی اثر، از قوانین زیر استفاده می شود:

محصولات زیر می توانند در آند تشکیل شوند: الف) در طی الکترولیز محلولهای حاوی آنیونهای F - , SO 4 2- , N O 3 - , RO 4 3 - و همچنین محلول های قلیایی، اکسیژن آزاد می شود. ب) در طی اکسیداسیون آنیونهای Cل - ، وی آر - ، من-کلر، برم و ید به ترتیب آزاد می شوند.ج) در طی اکسیداسیون آنیونهای اسیدهای آلی، این فرآیند رخ می دهد:

2. در طول الکترولیز محلول های نمک حاوی یون های واقع در سری ولتاژ سمت چپ Al

3+ هیدروژن در کاتد آزاد می شود. اگر یون در سری ولتاژ سمت راست هیدروژن قرار گیرد، فلز در کاتد رسوب می کند.

3. در طول الکترولیز محلول های نمک حاوی یون های واقع در محدوده ولتاژ بین

Al+ و H+ فرآیندهای رقابتی کاهش کاتیون و تکامل هیدروژن می توانند در کاتد رخ دهند.

اجازه دهید به عنوان مثال، الکترولیز محلول آبی کلرید مس روی الکترودهای بی اثر را در نظر بگیریم. یون مس در محلول وجود دارد

2+ و 2Cl - که تحت تأثیر جریان الکتریکی به الکترودهای مربوطه هدایت می شوند:

مس فلزی در کاتد و گاز کلر در آند آزاد می شود.

اگر در مثال در نظر گرفته شده الکترولیز محلول

CuCl2 یک صفحه مسی را به عنوان آند بگیرید، سپس مس در کاتد و در آند، جایی که فرآیندهای اکسیداسیون رخ می دهد، به جای تخلیه یون C آزاد می شود.ل - و آزاد شدن کلر، اکسیداسیون آند (مس) رخ می دهد. در این حالت خود آند حل می شود و به صورت یون مس حل می شودوارد راه حل می شود الکترولیز CuCl2 با یک آند محلول می توان به صورت زیر نوشت:

الکترولیز محلول های نمک با یک آند محلول به اکسیداسیون ماده آند (انحلال آن) کاهش می یابد و با انتقال فلز از آند به کاتد همراه است. این خاصیت به طور گسترده در پالایش (پاکسازی) فلزات از آلاینده ها استفاده می شود.

الکترولیز مذاب ها برای به دست آوردن فلزات بسیار فعال (سدیم، آلومینیوم، منیزیم، کلسیم و غیره) که به راحتی با آب تعامل دارند، از الکترولیز نمک ها یا اکسیدهای مذاب استفاده می شود:

اگر جریان الکتریکی از محلول آبی نمک یک فلز فعال و یک اسید حاوی اکسیژن عبور داده شود، نه کاتیون های فلزی و نه یون های باقی مانده اسید تخلیه نمی شوند. هیدروژن در کاتد آزاد می شود،

و در آند حاوی اکسیژن است و الکترولیز به تجزیه الکترولیتی آب کاهش می یابد.

الکترولیز محلول های الکترولیت از نظر انرژی مطلوب تر از مذاب است، زیرا الکترولیت ها - نمک ها و قلیاها - در دماهای بسیار بالا ذوب می شوند.

قانون الکترولیز فارادی

وابستگی مقدار ماده تشکیل شده تحت تأثیر جریان الکتریکی به زمان، قدرت جریان و ماهیت الکترولیت را می توان بر اساس یک کلیت ایجاد کرد. قانون فارادی :

جایی که تی -جرم ماده تشکیل شده در طول الکترولیز (g)؛ E جرم معادل ماده (g/mol) است. M جرم مولی ماده (g/mol) است. پ- تعداد الکترون های داده شده یا دریافت شده؛

I - قدرت جریان (A)؛ t- مدت زمان فرآیند(با)؛ F - ثابت فارادی،مشخص کردن مقدار الکتریسیته مورد نیاز برای آزاد کردن 1 جرم معادل یک ماده(F= 96500 C/mol = 26.8 A×h/mol).

کپی رایت © 2005-2013 Xenoid v2.0

استفاده از مطالب سایت با یک لینک فعال امکان پذیر است.

معرفی

1. بررسی منابع ادبی و تدوین مسئله تحقیق . 6

1.1. سینتیک انحلال جامد 6

1.1.1. اصول اساسی تئوری فرآیندهای انحلال 6

1.1.2. روشهای مطالعه سینتیک انحلال 11

1.2. سینتیک انحلال و اکسیداسیون هیدروشیمیایی کالکوژنیدهای فلزی. 16

1.2.1. اکسیدها 17

1.2.2. سولفید 30

1.2.2.1. پیریت 36

1.2.2.2. اسفالریت 55

1.3. روش‌های برنامه‌ریزی آزمایش‌ها و مدل‌سازی ریاضی سینتیک فرآیندهای انحلال 60

1.4. بیان مسئله تحقیق 69

2. قسمت تجربی 71

2.1. تهیه موضوعات تحقیق 71

2.1.1. پیریت 71

2.1.2. اسفالریت 73

2.2. تهیه و استانداردسازی محلول های اکسید کننده 73

2.2.1. اسید نیتریک 76

2.2.2. پراکسید هیدروژن 77

2.2.3. هیپوکلریت سدیم 79

2.3. اندازه گیری سرعت فرآیندهای انحلال سولفید 82

2.4. تعیین محتوای کاتیون های فلزی در نمونه های 85

2.4.1. تهیه و هضم نمونه 85

2.4.2. آهن (III) 86

2.4.3. روی 88

2.5. شناسایی محصولات واکنش جامد 90

2.6. تعیین حلالیت نیترات های فلزی در محلول های اسید نیتریک 92

2.7. به دست آوردن مدل های جنبشی 93

3. نتایج و بحث 95

3.1. پیریت در محلول های اکسید کننده 95

3.1.1. اسید نیتریک 95

3.1.2. پراکسید هیدروژن 110

3.1.3. هیپوکلریت سدیم 126

3.2. اسفالریت در محلول های اکسید کننده 132

3.2.1. اسید نیتریک 132

3.2.2. پراکسید هیدروژن 146

3.2.3. هیپوکلریت سدیم 164

نتیجه گیری و نتیجه گیری 188

فهرست منابع مورد استفاده 192

برنامه های کاربردی 237

معرفی کار

مطالعه سینتیک و مکانیسم فرآیندهای انحلال برای بهینه سازی شناخته شده و توسعه فن آوری های جدید برای استخراج فلزات از مواد خام سنگ معدن ضروری است.

انحلال یک فرآیند پیچیده چند مرحله ای ناهمگن است. توصیف نظری آن تنها در موارد نسبتاً ساده امکان پذیر است. روش های تجربی مختلف مورد استفاده برای مطالعه انحلال مواد کریستالی در حالت فاز جامد و شرایط برهمکنش هیدرودینامیکی متفاوت است. صحیح ترین داده های جنبشی در مورد انحلال جامدات را می توان با روش دیسک دوار به دست آورد، که دسترسی برابر به سطح را از نظر انتشار و توانایی محاسبه جریان انتشار معرف ها به منطقه برهمکنش یا محصولات واکنش به حجم را تضمین می کند. از محلول این روش بیشتر کار را انجام داد.

مهمترین جهت تحقیقات فیزیکی و شیمیایی در هیدرومتالورژی، جستجوی معرف ها و تعیین پارامترهای جنبشی فرآیندهای انحلال به منظور انتخاب حالت های تکنولوژیکی برای استخراج فلزات از مواد خام سنگ معدن است. این کار الگوهای جنبشی اکسیداسیون هیدروشیمیایی سولفیدهای رایج در سنگ معدن - پیریت و اسفالریت - را در حضور اسید نیتریک، پراکسید هیدروژن و هیپوکلریت سدیم در طیف گسترده ای از عوامل موثر تعیین می کند.

برای توصیف وابستگی نرخ انحلال این ترکیبات سولفیدی به غلظت معرف، pH، دما، شدت هم زدن و مدت زمان برهمکنش، مدل‌های سینتیکی ساخته شدند. از آنجایی که برای یک دیسک دوار شکل کلی وابستگی نرخ انحلال به هر یک از عوامل ذکر شده مشخص است، تکنیک انجام یک آزمایش فاکتوریل کامل و به دست آوردن

5 محاسبه چند جمله ای ها، که سپس به مدل های جنبشی تبدیل شدند و امکان تفسیر فیزیکوشیمیایی آنها را فراهم می کرد.

وابستگی نرخ های ویژه انحلال پیریت و اسفالریت به پارامترهای تأثیرگذار در حضور این عوامل اکسید کننده برای اولین بار با استفاده از روش دیسک دوار بررسی شده است. مدل‌های سینتیکی جدید به دست آمده برای طیف وسیعی از تغییرات در پارامترهای تأثیرگذار معتبر هستند و محاسبه مقدار فلز عبوری به محلول در واحد سطح یک ترکیب کریستالی را برای هر ترکیبی از غلظت معرف، pH، دما، هم‌زدن ممکن می‌سازند. شدت و مدت زمان تعامل

جزئیات مکانیسم فرآیندهای مورد مطالعه، ماهیت محصولات جامد میانی، دلایل و شرایط تشکیل آنها، و همچنین ماهیت تأثیر بر سینتیک انحلال تعیین می شود. طرح‌های اثبات‌شده ترمودینامیکی مکانیسم تعامل مربوط به وابستگی‌های جنبشی مشاهده‌شده پیشنهاد شده‌اند.

این کار در گروه شیمی دانشگاه فنی دولتی Tver انجام شد. محتوای آن مطابق با "جهت های اولویت دار تحقیقات بنیادی آکادمی علوم روسیه" (پیوست 4 به دستور هیئت رئیسه آکادمی علوم روسیه مورخ 2 دسامبر 1996 شماره 10103-449) در بخش 2.1.5 است. مبنای علمی برای فرآوری کارآمد مواد خام شیمیایی تجدیدپذیر و غیر سنتی و 2.2.3. توسعه فرآیندهای صرفه جویی در منابع و سازگار با محیط زیست برای فرآوری یکپارچه مواد خام سنگ معدن و ضایعات آنها.

نتایج کار برای شیمی فیزیکی فرآیندهای اکسیداسیون هیدروشیمیایی و انحلال سولفیدها و فن آوری های هیدرومتالورژی مورد توجه است.

روش‌های برنامه‌ریزی آزمایش‌ها و مدل‌سازی ریاضی سینتیک فرآیندهای انحلال

اجازه دهید مسائل کلی اکسیداسیون پیریت را در نظر بگیریم. علاقه به سینتیک و مکانیسم اکسیداسیون پیریت هم به این دلیل است که رایج ترین سولفید است و هم امکان استفاده از FeS2 برای تبدیل انرژی خورشیدی به انرژی الکتریکی و شیمیایی، به عنوان یک دپلاریز کننده آندی در تولید هیدروژن و یک کاتد در باتری های با چگالی انرژی بالا. اکسیداسیون پیریت در محلول های آبی موضوع تحقیقات گسترده ای در متالورژی استخراجی (مانند جداسازی طلا از سنگ های نسوز)، فرآوری زغال سنگ، ژئوشیمی و در تشکیل آب های معدنی اسیدی بوده است. علاوه بر این، اکسیداسیون پیریت یک فرآیند مهم در چرخه های ژئوشیمیایی گوگرد و آهن است.

یک روش راحت برای ارائه مناطق حالت های پایدار بسته به پتانسیل ردوکس و pH محلول - نمودارهای پوربایکس برای سیستم "Fe-S-H2O" در آثار آورده شده است (شکل 1.2). تأثیر pH بر وضعیت سطح پیریت در این کار مورد بحث قرار گرفته است. محاسبات ترمودینامیکی نشان داده‌اند که واکنش‌های اکسیداسیون احتمالی پیریت با تشکیل H2S، HS و S2 "دروپایدار هستند، زیرا نمی‌توان آنها را در محدوده پایداری الکتروشیمیایی آب انجام داد. با مقدار کافی اکسیژن در محلول، محصول اصلی اکسیداسیون پیریت یون SC 42 است. تجزیه و تحلیل نمودار حاصل از Pourbaix "Eh - pH" برای سیستم "FeS2 - O2 - H20" نشان داد که در مقادیر بالای Eh محصول غالب اکسیداسیون پیریت Fe است. (OH) 3 در مقادیر ORP کمتر مثبت (یا بیشتر منفی)، FeC03 می تواند تشکیل شود (تا pH 8) یا Fe(OH) 2 (در pH 8.6). باید با افزایش pH افزایش یابد، و آزاد شدن گوگرد عنصری تنها در pH 1.5 می تواند روی سطح پیریت تازه در معرض دید یک لایه متراکم داخلی سولفید یا هیدرات سولفید و یک لایه متخلخل خارجی قرار گیرد. Fe(OH)3، که دسترسی الکترولیت به سطح FeS2 را دشوار می کند. بر اساس نمودار پوربایکس، این نتیجه حاصل شد که انحلال شدید این فیلم در pH 1.5-1.7 آغاز می شود. در pH 0.5، پیریت با گوگرد عنصری تشکیل شده در سطح آن در معرض قرار می گیرد.

این مقالات مروری بر سینتیک اکسیداسیون پیریت ارائه می‌کنند. کار همچنین به پیشرفت درک این واکنش ها کمک کرده است.

به طور کلی پذیرفته شده است که انحلال پیریت در شرایط اسیدی و اکسید کننده یک فرآیند الکتروشیمیایی است که می توان آن را با معادلات خلاصه زیر توصیف کرد:

از معادله (1.45) چنین بر می آید که اکسیداسیون پیریت به یون های سولفات شامل انتقال کل 15 الکترون است. از آنجایی که واکنش‌های انتقال الکترون معمولاً به یک یا حداکثر دو الکترون محدود می‌شوند، این فرآیند شامل چندین مرحله است. تعدادی از محققان پیشنهاد می کنند که محصولات نهایی واکنش - یون های گوگرد و سولفات - می توانند از طریق اشکال میانی تشکیل شوند: S03، S203 و Sn06 (n = 4 6). عدم وجود سولفوکسیانیون های میانی در حضور Fe(III) نشان می دهد که Fe(III) سولفوکسیانیون ها را به سرعت اکسید می کند.

در کارهای مبتنی بر نظریه اوربیتال های مولکولی، به این نتیجه رسیدند که تشکیل تیوسولفات ها ممکن است اولین مرحله اکسیداسیون اتم های گوگرد در پیریت باشد. در حضور پیریت، تیوسولفات می تواند به صورت کاتالیزوری به تتراتیونات تبدیل شود.

نویسندگان آثار فرض کردند که به جای گوگرد عنصری، پیریت Fei_xS2 دارای کمبود آهن به عنوان یک محصول فراپایدار تشکیل می شود که بیشتر به گوگرد عنصری و سولفید پایدار بازآرایی می شود. Fei+J,S2 Fei+y-x&2+Fe2++2xyo.. آزمایشات الکتروشیمیایی انجام شده در سال نشان داد که در یک حلال غیر آبی، جریان آندی قابل توجهی بر روی الکترود پیریت مشاهده نمی شود. بر این اساس، نویسندگان به این نتیجه رسیدند که در طول تجزیه پیریت در یک محلول آبی، نیمه واکنش (1.44) رخ نمی دهد. تجزیه و تحلیل سطح توسط طیف سنجی فوتوالکترون اشعه ایکس نشان داده است که محصولات حاصل از واکنش انحلال پیریت شامل موادی مانند گوگرد عنصری، پلی سولفیدها و اکسیدهای آهن و گوگرد است. طیف رامان نشان داد که هر دو عنصر گوگرد و پلی سولفید بر روی سطح پیریت اکسید شده تشکیل می شوند. سطوح پیریت پس از واکنش‌های آن با محلول‌های آبی، با استفاده از روش طیف‌سنجی فوتوالکترونی پرتو ایکس نیز در کار بررسی شد.

تهیه و استانداردسازی محلول های اکسید کننده

سینتیک برهمکنش پودر FeS2 با محلول H2O2 در اسید پرکلریک در این کار مورد بررسی قرار گرفت. انحلال پیریت در رژیم جنبشی رخ می دهد (Eact = 57 kJ-mol"). میزان غلظت H2O2 نزدیک به مرتبه اول بود. تغییر در [HCl4] و [ClCl4] تأثیری بر W نداشت. معرفی FTT یون‌ها در سیستم واکنش یک اثر مثبت جزئی می‌دهند (IF - [Ґ])، در حالی که افزودن یون‌های S042- منجر به جذب آنها و مهار فرآیند می‌شود (W 4 2).

در این کار، سینتیک اکسیداسیون پیریت پودر شده با پراکسید هیدروژن در محلول HC1 مورد بررسی قرار گرفت. این فرآیند در رژیم جنبشی رخ می دهد (EaiiT = 65 kJ-mol-1؛ وابستگی خطی ثابت سرعت به شعاع متقابل ذرات؛ به ترتیب H2O2 1.32). عدم وابستگی به WOT[H] پیدا شد، در حالی که یون‌های SG تأثیر منفی بر نرخ داشتند.

پیریت پودر شده با پراکسید هیدروژن در محلول های اسید فسفریک اکسید شد. رژیم جنبشی ایجاد شده است (El. = 57 kJ mol-1؛ وابستگی خطی ثابت سرعت به شعاع متقابل ذرات؛ مرتبه اول در پراکسید هیدروژن). یون های فسفات اثر بازدارنده ای بر فرآیند اکسیداسیون پیریت دارند.

در ادبیات اطلاعاتی در مورد مواد دیگری وجود دارد که برهمکنش آنها با سطح پیریت باعث کاهش سرعت انحلال آن می شود: استیل استون، اسیدهای هیومیک، لیگنوسولفونات های آمونیوم، اسید اگزالیک، سیلیکات سدیم، اولئات سدیم، یون های استات، اوره، پورین، /-ریبوز و غیره.

اجازه دهید در مورد اکسیداسیون پیریت با محلول های اسید نیتریک بحث کنیم. نویسندگان رفتار FeS مصنوعی، پیروتیت طبیعی Fe7Ss، پیریت FeS2 و دیگر سولفیدهای فلزی را هنگام قرار گرفتن در معرض اسید نیتریک آزمایش کردند. سولفیدهای پایین‌تر عمدتاً گوگرد عنصری را تشکیل می‌دهند، در حالی که پیریت و کالکوپیریت یون‌های سولفات را تشکیل می‌دهند.

سینتیک انحلال پودر پیریت در اسید نیتریک در این کار مورد بررسی قرار گرفت. یون های دی سولفید از FeS ها به یون های سولفات و گوگرد عنصری اکسید شدند و بیشتر گوگرد موجود در محلول به شکل SC 2- بود. سرعت واکنش به شدت هم زدن بستگی نداشت. مقادیر یافت شده Ea1GG ظاهری 52 kJ-mol-1 در C = 25٪ و 25 kJ-mol-1 در 10٪ بود.

اکسیداسیون آندی پیریت در 0.22 مولار HNO3 در دمای 80-26 درجه سانتیگراد با روش ولامپرومتری مورد مطالعه قرار گرفت. نسبت FeS2 اکسید شده به S، بدون در نظر گرفتن دما، با افزایش پتانسیل از 70٪ در q 0.82 V به 0٪ در 9 1 "5 V کاهش یافت.

امکان تشدید فرآیند انحلال پیریت و مارکازیت در اسید نیتریک از طریق استفاده از انرژی مایکروویو در کار نشان داده شده است. نتایج مطالعه رفتار پیروتیت نیکل-آهن در اسید نیتریک داغ ارائه شده است.

بیایید اکسیداسیون پیریت با سایر عوامل اکسید کننده را در نظر بگیریم. در طول اکسیداسیون FeS2 و FeS با دی اکسید منگنز در pH = 8، تنها محصولات اکسیداسیون FeS یون های گوگرد و سولفات عنصری بودند، در حالی که برای. FeS2 عمدتاً یون‌های SO4، و همچنین یون‌های تیوسولفات، تری‌تیونات، تتراتیونات و پنتاتیونات را به‌عنوان واسطه‌ها توسط دی اکسید منگنز به تتراتیونات‌ها اکسید می‌کنند، در حالی که واسطه‌های باقی مانده مستقیماً به SO4 اکسید می‌شوند. محصولات واکنش نشان می دهد که اکسیداسیون FeS2 توسط مکانیسم به اصطلاح "تیوسولفات" و FeS توسط مکانیسم "پلی سولفید" انجام می شود.

برای واکنش اکسیداسیون FeS2، مقادیر سرعت محاسبه شده از مقادیر گوگرد و آهن منتقل شده به محلول به ترتیب برابر با 1.02 و 1.12 نانومول بر متر مربع s-1 بود. از آنجایی که این مقادیر در همان محدوده ای هستند که قبلاً منتشر شده بود از میزان اکسیداسیون پیریت توسط یون های Fe3+، و همچنین از آنجایی که یون های آهن به عنوان اکسید کننده پیریت شناخته شده اند، نویسندگان نتیجه می گیرند که حتی در حضور MnO2، یون های Fe + می تواند عامل اکسید کننده برای e$2 و FeS باشد. در سطح سولفید آهن، یون‌های Fe + به Fe2+ احیا می‌شوند و سپس توسط دی‌اکسید منگنز دوباره به Fe3+ اکسید می‌شوند. علیرغم حلالیت کم آهن فریک در یک محیط خنثی، ادبیات نشان می دهد که با این وجود می تواند به عنوان یک عامل اکسید کننده عمل کند اگر روی سطح پیریت جذب شود. بنابراین، زوج ردوکس Fe3+/Fe2+ انتقال الکترون ها را بین سطوح دو ترکیب جامد تضمین می کند. این آثار اطلاعاتی در مورد مشارکت احتمالی سایر جفت‌های اکسیداسیون و کاهش (Fe / Fe $ 2 و MnOa / Fe) در طول انحلال پیریت در حضور دی اکسید منگنز در یک محیط اسیدی ارائه می‌دهند.

نتایج مطالعه سینتیک اکسیداسیون پیریت پودری با دی کرومات پتاسیم در محلول اسید سولفوریک در کار ارائه شده است. واکنش در رژیم جنبشی ادامه می یابد، همانطور که با عدم وابستگی سرعت به شدت هم زدن و Eshcr = 43 kJ-mol"1 مشهود است. سفارشات تجربی برای معرف ها به ترتیب 0.52 برای دی کرومات و 0.85 برای اسید سولفوریک است. .

مکانیزمی برای توضیح افزایش سرعت اکسیداسیون پیریت در یک محیط خنثی در حضور یون‌های بی کربنات در کار پیشنهاد شد. سینتیک اکسیداسیون پیریت در محلول‌های کربنات سدیم در کار و در محلول‌های هیدروکسید سدیم در ارتباطات شرح داده شده است.

رفتار پیریت در محلول های هیپوکلریت سدیم به روش دیسک دوار در کار بررسی شد. ثابت شده است که در pH 7 عملاً مستقل از [H] است. در یک محیط قلیایی ضعیف (pH = 8-5-9)، افت شدید سرعت مشاهده می شود و در pH 9، عدم وابستگی به W در pH دوباره ذکر شده است. معادلاتی پیشنهاد شده است که فرآیند اکسیداسیون FeS2 را با محلول NaOCl در محیطی به شدت اسیدی (pH 3) و قلیایی (pH 8) توصیف می کند. در pH = 6، یک مدل جنبشی به دست آمد، که از آن K298 به دنبال دارد - 1.48-10 dm3 cm 2-s 9 و Eact = 27.5 kJ-mol. ترتیب واکنش مشاهده شده در NaOCl برابر با واحد است و از نظر فرکانس چرخش دیسک - (0.5-)، که برای فرآیندهای انتشار معمول است. محاسبه شارهای انتشار نشان داد که مرحله محدود کننده حذف محصولات واکنش از سطح کانی است. در pH 8، سرعت اکسیداسیون مستقیماً با جذر طول مدت آزمایش متناسب است. وابستگی نرخ به دما (Eac1 = 10.5 kJ-mol"1)، غلظت هیپوکلریت (W C)، و فرکانس چرخش دیسک (W co0) به دست آمد. در pH S، سرعت فرآیند توسط انتشار داخلی محدود می‌شود. معرف یا محصول در منافذ فیلم فاز جدید a -Eios که روی سطح ماده معدنی تشکیل می شود.

در این کار، الکترواکسیداسیون پیریت در محلول های NaCl مورد بررسی قرار گرفت. اکسیداسیون پیریت در یک الکترولایزر پر از محلول NaCl 10٪ در دمای 35-40 C انجام شد. راندمان فعلی فرآیند اکسیداسیون پیریت با هیپوکلریت تولید شده الکتروشیمیایی به 97٪ رسید.

سینتیک کاهش یک محلول کلر آبی در pH = 2 و 4 بر روی یک الکترود دیسک دوار ساخته شده از پیریت مورد مطالعه قرار گرفت. در این محدوده pH، CI2 (aq) به شکل HOCI وجود دارد و حلالیت Fe (III) کاهش می یابد. کاهش کلر محلول در پتانسیل 0.6 ولت (نسبت به N.K.E.)، در pH = 2، بسیار کم اتفاق می افتد. انحراف مشاهده شده از معادله لوین برای چگالی جریان کنترل شده با حمل و نقل در پتانسیل 0.5 ولت (نسبت به n.e.) در سرعت های دیسک پایین قابل توجه می شود.

تعیین حلالیت نیترات های فلزی در محلول های اسید نیتریک

آماده‌سازی نمونه‌های انتخاب‌شده برای آنالیز شامل حذف عامل اکسیدکننده واکنش‌نخورده از آن‌ها و همزمان تبدیل آن‌ها به شکلی مناسب برای تعیین بود. برای انجام این کار، نمونه های محلول انتخاب شده در فنجان های شیمیایی مقاوم در برابر حرارت قرار داده شده و در یک حمام ماسه تا خشک شدن تبخیر شدند. باقیمانده جامد حاصل به مدت 2-5 دقیقه در دمای حمام نگهداری شد تا زمانی که علائم قابل مشاهده واکنش تجزیه ناپدید شد، پس از آن فنجان ها از حمام خارج شدند و اجازه دادند کمی خنک شوند. سپس حجم دقیق اندازه گیری شده از محلول اسید هیدروکلریک 2 نیوتن (درجه معرف) و آب مقطر در قسمت های کوچک به نمونه ها اضافه شد و از انحلال کامل باقیمانده اطمینان حاصل کرد. محلول حاصل از نظر کمی به فلاسک های حجمی برای تجزیه و تحلیل منتقل شد.

در مواردی که نمونه‌های انتخابی حاوی ذرات معلق (مثلاً گوگرد کلوئیدی) بودند، قبل از تجزیه، 2-1 سانتی‌متر اسید سولفوریک غلیظ (گرید معرف) به آنها اضافه می‌شد و سپس به اصطلاح خاکستر مرطوب انجام می‌شد. تبخیر روی یک حمام شنی تا زمانی که دود سفید تشکیل شود. علاوه بر این، به دلیل اکسیداسیون ناخالصی های کلوئیدی: H2S04 غلیظ، محلول ها شفاف و بی رنگ شدند. اگر مقدار اضافه شده اسید سولفوریک برای از بین بردن کامل مادی نمونه کافی نبود، این روش تکرار می شد. اگر در اثر برهمکنش با اسید سولفوریک، محلول رنگ زرد به خود گرفت، 10-5 سانتی متر محلول غلیظ H2O2 به آن اضافه می شود و دوباره تبخیر می شود تا هیدروژن پراکسید کاملاً تجزیه شود (بدون حباب 02) و دود سفید ظاهر می شود. . سپس فنجان ها از حمام خارج شده و اجازه داده می شود تا خنک شوند. کمی آب مقطر و حجم دقیق اندازه گیری شده از محلول آمونیاک 10 درصد (از نظر وزن) بیش از حد به محلول حاصل اضافه شد تا زمانی که بوی تند مشخصی ظاهر شود. پس از این، فنجان ها دوباره در یک حمام ماسه قرار گرفتند و تا زمانی که حجم محلول در آنها به حداقل برسد (تقریباً تا زمانی که کریستال ها رسوب کنند) تبخیر شدند. سپس فنجان ها از حمام خارج شده و محتویات آنها پس از سرد شدن در حداقل حجم آب مقطر حل شده و به صورت کمی برای تجزیه و تحلیل به فلاسک های حجمی منتقل می شود.

در همان زمان، یک آزمایش بلانک انجام شد، که مقداری از آب مقطر را در یک حمام ماسه تبخیر کرد و آن را به روش پردازشی که در بالا توضیح داده شد، قرار داد هنگام تجزیه و تحلیل محتوای کاتیون های فلزی در نمونه ها.

غلظت کاتیون های Fe + در محلول به روش فتومتریک با رنگ کمپلکس با اسید سولفوسالیسیلیک تعیین شد.

اسید سولفوسالیسیلیک (2-هیدروکسی-5-سولفوبنزوئیک) سه کمپلکس با رنگ های متفاوت با یون های Fe3+ تولید می کند که از نظر ترکیب با یکدیگر متفاوت هستند. در pH = 2-3، یک کمپلکس قرمز بنفش با نسبت آهن به معرف 1:1 در محلول وجود دارد. در pH = 4-7، یک کمپلکس قهوه ای مایل به نارنجی با نسبت اجزای 1:2 غالب است. در pH = 8-10، کمپلکس زرد با نسبت اجزاء 1:3 پایدار است. کمپلکس بنفش، پایدار در یک محیط اسیدی، غیر حساس است (ضریب خاموشی مولی 2.6 × 10 در X = 490 نانومتر است). بنابراین برای تعیین Fe3+ از کمپلکس زرد رنگی که در محیط قلیایی پایدار است استفاده شد. حداکثر جذب این مجموعه در محدوده 420-430 نانومتر و ضریب خاموشی مولی 5.8-103 است. محلول های کمپلکس سولفوسالیسیلات آهن (III) کاملاً پایدار هستند.

روش تعیین فتومتریک به شرح زیر بود. محلول به دست آمده پس از تجزیه نمونه، حاوی بیش از 300 میکروگرم آهن (IH)، به یک فلاسک حجمی 50 سانتی متر مکعب منتقل شد. سپس 2 سانتی متر مکعب از 2 نیوتن به آنجا اضافه شد. محلول H2S04 (تا pH = 2-3)، 5 سانتی متر مکعب از محلول 10٪ (وزنی) اسید سولفوسالیسیلیک و 5-10 سانتی متر مکعب از محلول آبی آمونیاک 5٪ (وزنی) (تا pH = 9). محتویات فلاسک را با آب مقطر به علامت رسانده، مخلوط کرده و پس از 5-10 دقیقه، چگالی نوری محلول زرد رنگ حاصل بر روی دستگاه اسپکتروفتومتر KFK-3 در کووت هایی به ضخامت 1 سانتی متر در طول موج 425 نانومتر اندازه گیری شد. فیلتر آبی).

پیشنهاد می شود از آب مقطر به عنوان محلول مرجع استفاده شود. برای جلوگیری از خطاهای سیستماتیک مرتبط با حضور احتمالی یون های آهن در معرف های مورد استفاده، از محلول "صفر" به عنوان محلول مرجع استفاده شد که طبق روش فوق مراحل کامل پردازش را طی کرده بود، اما حاوی یون آهن نبود.

برای ساخت نمودار کالیبراسیون، محلول استاندارد نمک Fe(III) با غلظت یون های آهن 1 میلی گرم در سانتی متر مکعب بر اساس روش تهیه شد. برای انجام این کار، 8.6350 گرم آلوم آهن آهنی NFLtFetSO 12H20 (گرید خالص شیمیایی) در یک فلاسک حجمی 1 dm3 حل شد و 5 سانتی متر مکعب اسید سولفوریک غلیظ به آن اضافه شد. محتویات فلاسک را با آب مقطر در حین هم زدن به علامت رساندند. محلول های کاری با غلظت یون آهن 20 میکروگرم در سانتی متر مکعب در روز آزمایش با رقیق کردن 5 سانتی متر از محلول استاندارد آهن (III) با آب مقطر در فلاسک حجمی تا 250 سانتی متر مکعب تهیه شد.

اسفالریت در محلول های اکسید کننده

مقدار انرژی فعال‌سازی به‌دست‌آمده در ترکیب با دستورات سرعت تعیین‌شده در C و Co نتیجه‌گیری در مورد ماهیت اتوکاتالیستی برهم‌کنش اسفالریت با اسید نیتریک را تأیید می‌کند که در C 13 mol-dm اتفاق می‌افتد: در یک رژیم مخلوط و نزدیک به جنبشی.

معادله (3.48) به شما امکان می دهد تأثیر مهم ترین عوامل را بر روی W تجسم کنید: C(NZH)z)، G و co. در شکل شکل‌های 3.16 و 3.17 سطوح سرعت انحلال اسفالریت را بسته به ترکیب مقادیر C، G و w، C نشان می‌دهند. از آنها نتیجه می شود که افزایش C و T و همچنین کاهش co منجر به افزایش یکنواخت W می شود، در نتیجه برای محدوده مورد مطالعه پارامترهای تأثیرگذار، بالاترین مقدار نرخ ( 1.57-10 mol-dm-s) در حداکثر مقادیر غلظت و دما و حداقل مقدار فرکانس چرخش دیسک (به ترتیب در C = 12.02 mol-dm 3، T = 333 K و co - 1.6 ثانیه به دست می آید. -1). از این ارقام مشخص است که درجه تأثیر این عوامل بر مقدار W در سری: T C co.

مقایسه پارامترهای جنبشی فرآیندهای انحلال پیریت و اسفالریت در اسید نیتریک در محدوده غلظت مربوط به شاخه صعودی وابستگی W=f)