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.