|
|
|
содержание ..
60
61
62
63
64
65
66
67
68
69 70
..
Сорбция золота из цианистых пульп ионообменными смолами
К ионообменным смолам относятся искусственно получаемые
высокомолекулярные твердые вещества, содержащие активные ионогенные
группы, способные к обмену с ионами растворимых электролитов, к числу
которых относится и растворимый золотосодержащий комплекс NaAu (CN)2
Наряду с золотом на анионите в той или иной степени могут сорбироваться
и другие анионы, присутствующие в жидкой фазе цианистой пульпы: медь,
цинк, железо и др.
Первоначально предложение об использовании анионообменных смол для
осаждения золота из цианистых растворов было сделано Находом и
английской фирмой Пермутит. В 1953 г. были опубликованы результаты
исследований, выполненных Бурстелом, Феррес-том, Кембером и Уэллсом.
Этими исследованиями установлено, что емкость сильноосновного анионита
марки Амберлит IRA-400 из чистых (синтетических) растворов может быть
доведена до 50%. Но незначительное добавление свободного цианида, ионов
меди, цинка, никеля, железа, роданидов и др. резко снижает емкость смолы
по золоту за счет их совместной сорбции.
Наиболее детальные исследования по изучению ионообменного процесса
выполнены специально созданной фирмой Коннит на растворах и пульпах,
полученных при цианировании руд рудника Вест Дрифонтейн Майнз [146]. В
результате было сделано несколько публикаций и взято ряд патентов [147,
148]. Для определения адсорбционной характеристики анионитов было
испытано около 20 образцов смол различного состава на искусственных и
заводских растворах, при этом установлено, что существует определенная
зависимость между временем контакта смолы с раствором, величиной pH
среды, емкостью смолы и извлечением золота.
Исследования по снижению pH раствора показали, что емкость смолы по
золоту можно увеличить до 20 г[л в. о. с. (влажной осевшей смолы) в С1“
форме (pH = 6,9), но при этом понижается избирательная сорбционная
способность смолы по золоту.
Емкость смолы пытались повысить, переводя золотоцианистые соли в кислую
форму [HAu (CN)2 за счет предварительного пропускания раствора через
колонку с сильнокислым катионитом Цео-Карб 225. При этом золото не
сорбировалось на ионите, при последующем же пропускании раствора через
колонку со смолой Деацидит Н емкость ее по золоту получалась до 240 г!л
в. о. с. Однако вследствие необходимости вести сорбцию в кислой среде (pH
= 3,3-3,5) от такого процесса пришлось отказаться. Применение смолы в
формах различных солей (хлорида, сульфата, нитрата, тиоцианата и т. п.)
показало, что ее емкость по золоту во всех случаях практически
одинакова.
На примере золотосодержащих растворов завода Дрифонтейн было показано:
а) присутствие 14 г/мв цинка в золотосодержащем растворе снижает емкость
смолы по золоту;
б) содержание свободного цианида и защитной щелочи выше
0,02% NaCN и 0,02% СаО заметно снижает емкость смолы по золоту;
в) в среднем из всех способных к обмену активных групп смолы только
2,5—6% были заняты золотом.
Изучение смолы Деацидит Н с разным содержанием сильноосновных групп (СОГ)
показало, что адсорбционная емкость смолы по золоту возрастает с
увеличением их количества, но при этом снижается селективность смолы по
золоту. Однако второй фактор
изменяется менее заметно, чем первый.
Дальнейшие опыты проводились с золотосодержащим раствором завода Вест
Дрифонтейн с добавлением 100 г/т меди, никеля и железа. Результаты
опытов приведены в табл. 21.
Для сравнения в этой же таблице даны результаты по
сорбции на анионите IRA-400 с 90% СОГ. Во всех случаях снижается емкость
смолы по золоту, и проявляется это тем сильнее, чем больше в смоле
содержится сильноосновных групп. Оптимальные результаты получены на
смоле с 20% СОГ. Из присутствующих в растворе примесей наиболее
депрессирующе действует на сорбцию золота никель, наименее — железо.
Таким образом, ни одну из испытанных смол нельзя назвать селективной по
золоту, хотя несколько избирательнее сорбирует золото смола с 6—10% СОГ.
В дальнейшем усилия исследователей были направлены на создание
селективных анионитов и на селективное элюирование металлов со смолы.
Учитывая, что слабоосновные смолы более селективны по золоту, но имеют
меньшую емкость, а сильноосновные типа Амбер-лит IRA-400, наоборот,
удовлетворяют всем требованиям кроме селективности, были предприняты
попытки создать смолы, в которых одновременно присутствуют как те, так и
другие группы. Выше это было показано на смоле Деацидит Н с переменным
количеством сильноосновных групп.
По созданию смол имеется значительное количество патентов, суть которых
сводится к следующему: для сорбции золота и серебра из цианистых
растворов рекомендуются анионообменные смолы смешанного состава со
слабоосновными и сильноосновными группами. Лучшие показатели получены
при содержании сильноосновных групп до 6—10%. С дальнейшим уменьшением
содержания сильноосновных групп резко снижается общая обменная емкость
смол, в том числе и по золоту.
Исследования также показали, что большое значение в ионообменных
процессах играет явление комплексообразования, так как за счет него
возможно селективное разделение металлов. В качестве
комплексообразователей при разделении металлов ионообменным методом
можно использовать алифатические оксикарбоновые кислоты,
оксисульфокислоты и их соли [136].
Компанией Норко Кемикэл предложено добавлять в цианистый раствор,
содержащий золото, серебро, медь, никель, цинк и кобальт, в качестве
комплесообразователя формальдегид и затем вести сорбцию на смолах
Амберлит IR-100, IR-120, Доулит С-25 и т. п. Извлечение золота на смолу
при этом составляет 98%.
Анализ имеющихся данных
по селективному выделению золота применением смол различного состава
позволяет все же сделать вывод, что значительного эффекта в этом
отношении пока еще не получено.
Гораздо более
обнадеживающи методы селективной элюации металлов, сорбированных на
смоле. Наиболее подробно различные методы элюирования описаны в статье
Дэвисона, Рида и др. [150]. Первоначально было изучено извлечение золота
из насыщенной смолы в неселективной системе щелочного тиоцианата с
последующим селективным извлечением золота из элюата. Стандартный
раствор (NKCNS
+ 0,1-н.
NaOH)
обеспечивал извлечение золота со смолы Деацидит Н, содержащий до 46% СОГ,
95—96%, со смолы Деацидит
FF
при том же объеме элюата извлечение золота
было только 80%.
Исследованиями
установлено, что вместо
KCNS можно применять
NH4CNS,
который на единицу массы содержит больше групп
CNS
и стоимость его меньше.
Из тиоцианатных растворов золото извлекали
следующими методами:
а) осаждением двуокисью серы;
б) извлечением золота в амальгаму, в этом случае скорость процесса не
удовлетворяла требования производства;
в) осаждением золота активированным углем, 1 г активированного угля
осаждают до 50 мг золота;
г) электролизом — в качестве катода использовали свинцовую фольгу, в
качестве анода — графит; результаты получены хорошие. Кроме золота,
элюат содержал медь, никель, железо, цинк и другие примеси. Электролизом
извлекалось золото и частично медь, остальные элементы оставались в
растворе. Из обеззолоченного элюата пытались регенерировать тиоцианат,
осаждая его в форме одновалентной меди- Лабораторные опыты были
обещающими, но в промышленном масштабе метод не дал желаемого
результата.
Интересный метод удаления золота со смолы описан Бурстелом, Уэллсом,
Джилмором и др. [153]. Насыщенную смолу обрабатывали растворами
цианистого натрия и серной кислоты, последовательно удаляя медь и
никель. Затем 5-н. раствором роданистого аммония снимали золото и этот
раствор направляли на электролиз. Обеззолоченный электролит и смолу
подавали в оборот.
В дальнейшем был предложен метод «динамического элюирования», который
совмещает процессы снятия золота со смолы и выделения его электролизом.
Смолу Деацидит Н с 24% СОГ помещали в электролизер с 5-н. раствором
NH4CNS. В качестве электродов служили: анод из углерода и катод из
свинца. Раствор перемешивали и через электролизер пропускали ток. До
электроэлюирования смола содержала, мг\л в. о. с.: 8959 Аи, 16 Zn, 51 Ni,
36 Си, 16 Fe. После, электролиза в течение 24 ч осталось, мг/л в. о. с.:
4 Аи, 2 Zn, Ni,
1 Си, 1 Fe. В элюате после электролиза содержалось, г/л: 1 Аи, 2 Zn,
1 Ni, 0 Си, 1 Fe. Извлечение золота и меди на катод составляет 100%,
роданистый аммоний был использован для повторного элюирования. При э. д.
с. 1,5 в роданид не разлагался. Расходы на электроэнергию составили
всего лишь 0,0006 долл!г металла.
В патенте, взятом Бурстелом, Кембером и др., золото, медь, никель и
другие металлы сорбировали на сильноосновном анионите Амберлит IRA-400.
Далее, цветные металлы снимали кислотой и цианидом, а золото элюировали
ацетоном с добавлением соляной кислоты. Переход золота в элюат составлял
90—100%, смола могла быть повторно использована в процессе.
В упомянутой ранее статье Дэвисона с сотрудниками [167] сделан
экономический расчет эффективности внедрения ионообменной технологии в
условиях Витватерсрэнда. Расчет проводили с учетом использования
цианистого раствора фабрики Вест Дрифон-тейн при годовой
производительности 900 000 т руды. Применяли анионит Деацидит Н с 24%
СОГ, сорбцию проводили в стандартной колонке. Элюирование вели
последовательно: меди-1-н. раствором NaCN; никеля — серной кислотой;
золото снимали в процессе электроэлюирования роданистым аммонием; часть
роданита снимали
серной кислотой. При
этом было получено извлечение: золота, меди и никеля 100%, цинка 95%,
железа 70%. Продолжительность всего цикла элюирования 100 ч.
Затраты на реагенты, пенсов на 1 т раствора: 2,00 смола; 0,31
NaCN;
0,08 H2S04;
1,02 NH4CNS;
0,15 NH4OH;
4
03 —
известь. Всего 3,59. Общезаводские расходы
(рабсила, энергия и т. п.) 5,2. Общая стоимость 8,79 пенса.
При осаждении золота
цинковой пылью (Меррилл-Кроу) стоимость переработки 1 т раствора
составляет 3,5—4 пенса. Таким образом, применение ионообменного процесса
для выделения золота из цианистых растворов Витватерсрэнда, с
экономической точки зрения, не конкурентноспособно по сравнению с
процессом Меррилл- Кроу.
Несколько иначе выглядят
показатели в случае применения ионного обмена непосредственно к
цианистым пульпам, так как при этом из схемы исключаются фильтрация
пульпы и осветление растворов .
Лаборатория фирмы
Пермутит занималась разработкой данного процесса в промышленном
масштабе. Сообщения о результатах испытаний были сделаны Арденом на
Второй международной конференции по мирному использованию атомной
энергии [152]. При осуществлении процесса в промышленном масштабе
встретились затруднения и работа на ионообменной установке была
прекращена.
Компания Вест Дрифонтейн
провела испытания на установке, созданной для извлечения урана.
Установка состояла из наклонного сепаратора, где смола смешивалась с
пульпой и после нескольких стадий обработки отделялась от пульпы за счет
использования разности в плотностях. Для сорбции золота применяли смолу
Деацидит Н с 24% СОГ. Сорбцию проводили в 11 стадий, результаты
испытаний представлены в табл. 22.
Опыты показали, что в пулъповом процессе
растворенное золото полностью можно извлечь на смолу. Аналогичные
результаты были получены при применении смолы Деацидит FF-520. Емкость
этой смолы по золоту была несколько выше, чем у ионита Деацидит Н. Чтобы
определить потери смолы, от хвостовой пульпы отбирали
специальные пробы. Было
установлено, что общие потери смолы не превышают 5% от ее загрузки .
Джилмором [153] изложены
результаты лабораторных исследований по извлечению золота в пульповом
процессе из канадских руд методом ионного обмена на установке,
изображенной на рис. 85. Пульпа самотеком движется из одного агитатора в
другой (всего 10 шт.), смола задерживается в агитаторе. Опытами было
установлено, что растворенное в цианиде золото полностью сорбировалось
смолой Амберлит IRA-400,
емкость ее по золоту колебалось от 3,7 до 10 г/л смолы.
Для элюирования золота
были испытаны 12 различных растворов, наиболее эффективным оказался
тиоцианат аммония. Элюирование и осаждение золота вели в
электролитической ванне (рис. 86) с двумя графитовыми анодами и
свинцовым катодом, установленными на расстоянии 7 мм друг от
друга. Насыщенную смолу перемешивали в 5-н. растворе
NH4CNS,
через который пропускали постоянный ток напряжением 1,6 в. Сила
тока в ванне колебалась от 23 до 180 ма. Извлечение золота на
катод составило 98%, в электролите оставалось металла 0,15 г/т
раствора. Смолу и электролит направляли в оборот.
При промышленном оформлении этого процесса
встретились значительные трудности при отделении и транспортировке смолы
из аппарата в аппарат, так как 1 л пульпы содержит всего около 1 мл
смолы. Пытались отделить смолу флотацией в машине Фагергрена, но процесс
сопровождался большим расходом реагентов и разрушением смолы, а в
концентрат (нагруженная смола) попадало много шламов.
Детально изучали возможность применения гравитационных методов
разделения смолы и пульпы. Исследовали методы классификации в
гидроциклонах, гидросепараторах и т. п. Ни один из испытанных методов не
дал 100%-ного извлечения смолы и не гарантировал ее от дополнительного
механического разрушения.
Был испытан метод отделения смолы от пульпы в пульсирующей колонке (рис.
87). Пульпу с содержанием 52% твердого, крупностью
— 0,208 мм пропускали через колонку сверху до момента насыщения смолы по
золоту (содержание золота в жидкой фазе входящей и выходящей пульпы было
одинаковое). После сорбции в жидкой фазе
пульпы содержание золота было около 0,09 г/т. Пульсация (ход 7, 120
качаний в минуту) поддерживала пульпу во взвешенном состоянии, смола
отделялась на сетке, а пульпа переходила в следующий аппарат. Насыщенную
смолу после промывки направляли на электро-элюирование.
Интересен метод отделения смолы от пульпы электромагнитной сепарацией. В
смолу вводят магнитные компоненты, благодаря чему ее легко можно
отделить магнитной сепарацией.
Расчеты выполненные, применительно к предприятиям Витва-терсрэнда [150],
показали, что при применении ионного обмена для сорбции золота из пульпы
величина затрат на процессе сорбции характеризуется следующими цифрами,
пенсов на 1 т руды: 1,06 смола, 2,00 реагенты для корректировки величины
pH, 5,20 эксплуатационные расходы. Всего 8,26 пенса.
По данным этих же фабрик, стоимость фильтрации равна 7,58 пенса на 1 т
руды, стоимость осаждения цинковой пылью 3,74 пенса на 1 т руды. Так как
стоимость цианирования и всех предшествующих операций в обоих случаях
одинакова, то рентабельность ион-обменного процесса будет определяться
величиной затрат на реагенты для элюирования. Если эта величина будет
ниже разности 11,32— —8,26 <= 3,0 пенсов на 1 т руды (что вполне
возможно), то процесс будет экономически выгоден.
Таким образом, выполненный анализ показывает, что применение
ионообменного процесса для извлечения золота представляет практический
интерес только в варианте пульпового процесса, так как возможность
исключения из схемы фильтрации пульпы и осветления растворов делает его
экономически выгодным, даже при современном уровне изученности.
Дальнейшие исследования предполагается направить на создание более
селективных смол с хорошей емкостью по золоту, разработку более
экономической схемы регенерации смолы и создание аппаратуры для
осуществления непрерывного пульпового процесса.
|
|
|