Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Техника и технология извлечения золота из руд за рубежом

..pdf
Скачиваний:
34
Добавлен:
23.10.2023
Размер:
30.74 Mб
Скачать

до

1% от первоначального (вместо

266 центов на 12,5 кг, всего

2,2

цента).

 

 

Основной фактор, удорожающий

процесс электролитического ра­

финирования, — задержка в реализации золота вследствие увеличе­ ния незавершенного производства и удлинения стадии рафинирования.

Компания проводит ряд мер, способствующих уменьшению рас­ ходов (круглосуточная работа завода, дополнительное извлечение платиновых металлов, введение в электролит добавок, противодей­

ствующих поляризации

на катодах

и др.). Предполагается, что даль­

нейшее усовершенствование процесса

 

электролитического рафиниро­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

вания

на предприятии

Рэнд

Рифайнери

 

 

 

 

 

 

 

 

 

существенно

сократит

время

производ­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ства

золота

 

и

принесет

более

высокие

 

 

 

 

 

 

 

 

 

прибыли.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

В настоящее время метод электро­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

литического

 

рафинирования

золота

и

 

 

 

 

 

 

 

 

 

серебра

применяется

на

других

 

зару­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

бежных

 

заводах.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

На заводе Лорето осадки Меррилл-

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Кроу

(85%

 

Ag

и

0,45%

 

Си)

плавят,

 

 

 

 

 

 

 

 

 

затем

серебро отливают

в аноды

 

и на­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

правляют

на

 

электролитическое

рафи­

 

 

 

 

 

 

 

 

 

нирование в ваннах Тума.

 

В

качестве

 

 

 

 

 

 

 

 

 

электролита

 

используется

раствор

ни­

Р и с . 83.

В а н н а д л я

 

э л е к т р о л и т и ­

тратов

меди

 

и

серебра

в

азотной

ки­

ч е с к о г о п о л у ч е н и я

раствора

х л о ­

слоте. Серебро, выделяемое

на

катоде,

 

 

р и с т о г о з о л о т а :

 

 

периодически

удаляют,

промывают

и

/ — к р у г л ы е

медные

 

шины;

2 —

ф и б р о г л а с с о в ы е крышки;

3

фиб -

плавят.

 

Анодный

шлам,

содержащий

р о г л а с с о в а я

ванна;

 

4

золотые

золото,

разваривают в горячей

азотной

аноды

(4

шт.); 5 — д и а ф р а г м а ; 6 —

с о л я н а я

кислота; 7

э л е к т р о л и т

кислоте

 

и

после

удаления

серебра и

 

 

 

 

 

 

 

 

 

меди

промывают,

сушат и

направляют

на электролиз в ванны Вольвилля. Электролитом

в

данном

 

слу­

чае служит хлористое золото и соляная

 

кислота.

 

 

 

 

 

 

 

 

Фирма Демаг Электрометаллургис

(ФРГ)

[140]

рекомендует

сле­

дующие методы

 

получения

электролизом

 

чистых

золота

и

серебра

в зависимости от качества сырья:

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

а)

при разделении меди

и серебра

(содержание серебра

меньше

3%)

— обычный

электролиз

в растворе

 

медного

купороса;

 

 

 

б) при содержании серебра 3—15%

 

— электролиз

 

в

растворе

нитратов

с получением

медно-серебряного

осадка на

катоде

 

и

зо­

лота

в

шламе;

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

в) при содержании серебра 30—50%—электролиз

 

в

растворе

нитратов

с получением

медносеребряного

сплава на катоде

и золота

в шламе;

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

г) для сплавов, содержащих серебра более 65%

— обычные ванны

Мебиуса

с добавкой

H N 0 3

для удаления

меди;

 

 

 

 

 

Воль­

д) для

золотосеребряных

сплавов

с

2%

серебра — ванны

вилля, в случае более высокого содержания серебра (до 10%) на ванны следует подавать наложенный асимметрический переменный ток,

230

при этом в катодном осадке содержание золота может быть получено 99,999%;

е) для сплавов, содержащих 90% золота, необходимо сплавлять его с серебром в аноды, содержащие 8% золота.

Интересная очистка электролита от платины и палладия на аффи­

нажном

заводе

фирмы

Канадиан

Коппер

Рифайнере

[141].

 

 

Отработанный

 

электролит

 

 

 

 

 

 

Нейтрализация

каустической

содой

 

 

 

 

Щавелевая

кислота

 

Г

 

 

 

 

Острый пар

 

 

 

3

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Осатдение

 

золота

 

 

 

 

 

Осадок

золота

 

 

 

 

 

Раствор

 

 

В

переплабку

 

 

 

 

Отстаивание

}2ч

 

 

с анодным

скрапом

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Обеззолоченный

 

 

 

Второй

осадок

 

 

 

раствор

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Разбавление

водой

 

 

Переплавка

в

печи Дорэ

 

 

 

 

 

 

 

 

Пар

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Нейтрализация

каустической

содой

 

 

 

 

Пураваино

- кислый натрий

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1

 

 

 

платины

 

 

 

 

 

 

Осатдение палладия и

 

 

 

 

Фильтрат

в отвал

 

 

Осадок

палладия

 

и платиньі

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Сушка

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Понцентрат

в

продажу

 

 

Р и с .

84.

Схема

извлечения

платины

и п а л л а д и я

из

о т р а б о т а н н о г о

э л е к т р о л и т а

Как известно, при электролитическом рафинировании золота в солянокислом растворе платина и палладий, содержащиеся в черновом золоте, переходят в электро­ лит. Ранее на этом заводе электролит с повышенным содержанием платины и палла­ дия выводили из цикла, золото осаждали сернистым газом и плавили с анодным скрапом для последующего электролиза, а платину и палладий осаждали цинковой пылью. Осадок обрабатывали соляной кислотой, после чего остаток содержал 56—72% в сумме платины и палладия и в таком виде поступал в продажу.

Данный метод имел ряд недостатков, в связи с чем на заводе было проведено исследование по изучению возможности замены цинковой пыли и сернистого газа другими реагентами. Лучшие результаты были получены при применении в качестве осадителя золота щавелевой кислоты, а для осаждения платины и палладия — муравьинокислого натрия. В результате была разработана и введена новая схема про­ цесса извлечения золота, платины и палладия из отработанного электролита (рис. 84). До осаждения золота кислоту нейтрализуют каустической содой до pH = 6.

231

На основании проведенного расчета установлено, что стоимость реагентов новой схемы не превышает стоимости реагентов (сернистого газа, цинковой пыли и соляной кислоты) при прежнем способе. При осуществлении новой схемы улучшились усло­ вия работы в цехе и несколько уменьшилась потребность в рабочей силе. Заметно повысилось качество получаемой продукции.

Одно из новых предприятий по аффинажу драгоценных метал­ лов — завод в Эль-Монте, на котором широко осуществляются процессы рафинирования, плавки, обработки и термообработки зо­ лота, серебра и платины [140]. Завод в основном перерабатывает скрап драгоценных металлов. На заводе имеются печи для обжига, плавки (Фишера и Хаусфельда). Для улавливания пыли исполь­ зуются мешочные фильтры из орлоновой ткани. Чтобы уменьшить потери металлов, агрегаты очищаются ежедневно.

Таким образом, обзор состояния аффинажного производства за рубежом указывает на отсутствие единой схемы рафинирования. Каждый завод по-свсему решает вопрос очистки применительно к со­ ставу перерабатываемого сырья и с учетом конъюнктуры рынка.

Ч А С Т Ь

111

НОВЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ МЕТАЛЛУРГИИ ЗОЛОТА

Глава

(X

СОРБЦИОННЫЕ

МЕТОДЫ

ИЗВЛЕЧЕНИЯ

ЗОЛОТА

ИЗ ЦИАНИСТЫХ

РАСТВОРОВ

И РУДНЫХ

ПУЛЬП

Анализ данных, приведенных во вто­ рой части книги, показывает, что на

современном

этапе развития

золото­

добывающей

промышленности

основ­

ным методом

металлургической

обра­

ботки золотосодержащих руд и кон­ центратов является цианирование. В течение почти столетнего периода своего существования данный про­ цесс постоянно совершенствовался и модернизировался, что, в конечном итоге, позволило ему стать практи­ чески вне конкуренции по сравнению с другими методами извлечения золота из рудного сырья. Тем не менее и в на­ стоящее время ведутся значительные работы, цель которых дальнейшее по­

вышение

эффективности

цианистого

процесса.

 

 

 

 

 

Работы

данного

плана

проводятся

в

различных

направлениях, один из

которых — усовершенствование

мето­

дов сорбционного

извлечения

золота

серебра)

из цианистых

растворов

и

рудных пульп.

 

 

 

Целесообразность постановки такого рода работ вызвана тем, что стандарт­ ный метод осаждения золота из циа­ нистых растворов цинковой пылью, несмотря на свою в целом высокую эффективность, не всегда обеспечивает получение удовлетворительных пока­ зателей по извлечению благородных металлов (особенно при обработке мышьяк- и сурьмусодержащих раство­ ров). Кроме того, использование гра­ нулированных сорбентов предполагает возможность осуществления так назы­ ваемой бесфильтрационной технологии цианирования золотосодержащих руд, что в ряде случаев экономически це­ лесообразно.

На основании результатов выполнен­ ных научно-исследовательских работ и производственных испытаний выде­ лены две группы сорбентов золота, применение которых в технологиче­ ских целях представляет практический интерес:

а) активированные угли; б) ионооб­ менные смолы.

Ниже кратко охарактеризованы ме­ тоды сорбционного извлечения золота с использованием указанных выше сорбентов и даны общие представле­ ния о возможных перспективах приме­ нения данных методов в производстве золота за рубежом гидрометаллурги­ ческими методами.

Сорбция золота из цианистых растворов и пульп активированными углями

В практических целях применение древесного угля в качестве осадителя золота из цианистых растворов впервые было осуще­

ствлено

в штате Виктория (Австралия) на

небольших заводах еще

в конце

прошлого века

[142]. В дальнейшем этот процесс был усовер­

шенствован и получил

название процесса

Мура—Эдмандса.

Своими исследованиями Мур показал, что на угле можно осаж­ дать золото из растворов, мало пригодных для процесса цементации цинковой пылью, например из растворов со значительным содержа­ нием мышьяка и других примесей. В качестве примера Мур приводит осаждение золота из цианистых растворов со значительным содержа­ нием сурьмы на заводе Блю Спек [143].

Позднее уголь нашел применение для осаждения золота из циа­ нистых пульп. Еще в трудах Гросса и Скотта [142] имелось указание на успешные лабораторные опыты по осаждению серебра из рудной цианистой пульпы с последующей флотацией угля. Флотационный угольный концентрат содержал до 11 кгIm серебра при высоком из­ влечении. Авторы указывают, что одно из основных преимуществ такого процесса — исключение операции фильтрации пульпы.

Очень интересно применение активированного угля на заводе Карлтон, перерабатывающем бедные по содержанию золота хвосты флотации. Насыщенный золотом уголь не сжигают, а обрабатывают

горячим раствором едкого натра и цианида. Золото с угля

переходит

в раствор, из которого затем выделяется электролизом.

Катодный

осадок плавят в электропечи. При весьма незначительных

капиталь­

ных и эксплуатационных затратах введение этой операции в схему обработки руды на заводе Карлтон позволило дополнительно извле­ кать на 70 000 долл. золота в год [40].

Большое значение имеет опыт использования активированных углей для извлечения золота из труднофильтруемых цианистых пульп, получаемых в процессе гидрометаллургической переработки коттрельных пылей на заводе Джайент Иеллоунайф (процесс описан в гл. V I I ) .

Достаточно эффективно применение активированных углей и для осаждения благородных металлов (Au и Ag) из жидкой фазы хвостов флотации на фабриках, применяющих цианистые соли в качестве флотационных реагентов. Например, на флотационной фабрике Вилюна золото осаждали древесным углем из бедных растворов, отделяемых от хвостов флотации до их выброса. Золото содержалось

в жидкой фазе флотационной пульпы

вследствие растворения его

в цианистом

натрии, применяемом в

качестве депрессора пирита и

арсенопирита

[40].

 

Исследование Джилимора показало, что на фабриках применяю­ щих в качестве флотационных реагентов цианистые соли, содержа­ ние золота в жидкой фазе хвостов флотации находится в пределах 0,06—0,12 г/т. Только на двух канадских фабриках потери раство­ ренного золота с флотационными хвостами оцениваются величиной

234

100 ООО долл. в год. Показано, что сорбция золота на угле позволяет снизить содержание растворенного металла до 0,009 г/т. При много­ стадийном использовании емкость угля по золоту можно довести до 12 кг/т.

По Митчелу [145], затраты на извлечение золота из таких рас­ творов с исходным содержанием золота 0,06 г/т будут составлять всего 3,4 долл. на унцию (0,1 долл. за 1 г). Очевидно, что сорбция золота на угле в ближайшее время найдет самое широкое примене­ ние на флотационных фабриках Канады и других стран.

Относительно низкая стоимость угля позволяет направлять его после насыщения непосредственно на плавку. Однако в последние годы ведутся широкие исследования и уже предложен ряд методов по регенерации насыщенных углей с помощью различных десорбентов. Например, в Канаде в 1955 г. взят патент на способ десорбции золота с угля раствором аммиака (28% по массе) под давлением 7—8 am. Из аммиачного раствора благородные металлы концентри­ руются упариванием, осадок плавят. Регенерированный уголь можно повторно использовать в процессе. Джилимор предлагает снимать золото с угля кипящим каустициановым раствором. Им предложен аппарат для одновременной десорбции золота и электролиза, в про­ цессе которого золото осаждается на катоде и затем плавится. Уголь и электролит используются повторно [144]. Золото можно также десорбировать сернистым натрием и другими реагентами.

Следует отметить, что применение активированных углей для сорбционного извлечения золота связано с необходимостью больших единовременных загрузок сорбента вследствие низкой емкости углей по золоту. При повторном использовании углей резко умень­ шается их активная поверхность, особенно при переработке руд, содержащих тончайшие шламы, которые в процессе сорбции золота из пульп забивают макропоры угля, затрудняя доступ цианистого раствора внутрь гранул. При последующей водной отмывке угля от шламов (перед десорбцией) полностью очистить поры угля от мель­ чайших минеральных частиц невозможно. В связи с этим наиболее благоприятны для применения активированных углей в качестве сорбентов золота из цианистых пульп такие руды и концентраты, которые содержат тонкие, но преимущественно кристаллические час­ тицы. При обработке же глинистых золотосодержащих руд, в состав которых входит значительное количество аморфных илов, более рациональны варианты цианирования с применением ионообменных смол.

Сорбция золота из цианистых пульп ионообменными смолами

К ионообменным смолам относятся искусственно получаемые вы­ сокомолекулярные твердые вещества, содержащие активные ионогенные группы, способные к обмену с ионами растворимых электро­ литов, к числу которых относится и растворимый золотосодержащий комплекс NaAu (CN)2 -

235

Наряду с золотом на анионите в той или иной степени могут сор­ бироваться и другие анионы, присутствующие в жидкой фазе циа­ нистой 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 опублико­ ваны результаты исследований, выполненных Бурстелом, Феррестом, 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 рас­ творах 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 ад­ сорбционной характеристики анионитов было испытано около 20 образцов смол различного состава на искусственных и заводских растворах, при этом установлено, что существует определенная за­ висимость 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 гіл в. о. с (влажной осев­ шей смолы) в Cl" форме (pH = 6,9), но при этом понижается избира­ тельная сорбционная способность смолы по золоту.

Емкость смолы пытались повысить, переводя золотоцианистые соли в кислую форму [HAu (CN)2 ] за счет предварительного пропус­ кания 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 H ем­ кость ее по золоту получалась до 240 гіл 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/ж3 цинка в золотосодержащем растворе сни­ жает 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 H с разным содержанием сильно­

основных

групп (СОГ) показало, что

адсорбционная

емкость смолы

по золоту

возрастает с увеличением

их количества,

но при этом

236

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 гіт меди, никеля и железа. Результаты опытов приведены в табл. 21.

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а 21

К О Л И Ч Е С Т В О С О Р Б И Р О В А Н Н Ы Х М Е Т А Л Л О В К М О М Е Н Т У

 

1 0 0 % - н о г о П Р О С К О К А

З О Л О Т А

 

 

 

 

 

 

 

 

С о р б и р о в а н о ,

мг/л

в. о .

с .

 

А д с о р б и р о ­

С о д е р ж а ­

 

 

 

в а н о

 

 

 

 

 

 

 

н и е

 

 

 

 

 

 

 

з о л о т а

 

 

 

 

 

 

 

от с у м м ы

cor, %

Au

Zn

Ni

 

Си

Fe

в с е г о

 

м е т а л л о в , %

 

 

 

Деацидит

H

 

 

 

2,7

7 275

157

70

 

 

 

7 502

88,4

5,0

11 505

190

315

 

240

95

12 345

93,3

10,0

13 785

530

550

 

405

320

15 590

88,5

11,0

16 135

400

880

 

495

225

18 140

89,0

22,0

24 165

895

2565

1 025

350

29 000

83,3

33,0

30 120

610

2655

1 815

2915

38 025

79,1

46,0

41 475

900

3760

3 130

1505

50 770

81,7

90,0

47 200

950

4190

12 260

9600

74 200

63,5

 

 

 

 

IRA-400

 

 

 

90

42 560

130

2675

7 575

735

53 670

79,2

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 полу­ чены на смоле с 20% СОГ. Из присутствующих в растворе примесей наиболее депрессирующе действует на сорбцию золота никель, наи­ менее — железо. Таким образом, ни одну из испытанных смол нельзя назвать селективной по золоту, хотя несколько избирательнее сор­ бирует золото смола с 6—10% СОГ.

В дальнейшем усилия исследователей были направлены на со­ здание селективных анионитов и на селективное элюирование метал­ лов со смолы. Учитывая, что слабоосновные смолы более селективны по золоту, но имеют меньшую емкость, а сильноосновные типа Амберлит 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 H с переменным количеством силь­

ноосновных групп.

 

По созданию смол имеется значительное количество патентов,

суть которых

сводится к следующему: для сорбции золота и серебра

из цианистых

растворов рекомендуются анионообменные смолы сме­

шанного

состава со слабоосновными

и сильноосновными группами.

Лучшие

показатели получены при

содержании сильноосновных

237

групп до 6—10%. С дальнейшим уменьшением содержания сильно­ основных групп резко снижается общая обменная емкость смол, в том числе и по золоту.

Исследования также показали, что большое значение в ионообмен­ ных 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 сорб­

цию на смолах Амберлит IR-100,

IR-120, Доулит С-25 и т. п. Извле­

чение золота

на смолу при

этом

составляет 98%.

Отделению

благородных

металлов от примесей посвящена ра­

бота Костера

и Шмуклера [149]. В используемую ими смолу в поли­

мерную матрицу вводили комплексообразующие хелатные группы (аминогруппы). Общая формула смолы имеет следующий вид:

Я—С СІЙ.

Эта смола, по утверждению авторов, связывает благородные металлы, но не затрагивает основные металлы и другие примеси. Авторы в ка­ честве примера приводят данные при работе с хлоридным раствором.

Новый и, как утверждается, улучшенный способ разделения и извлечения золота заключается в применении хлорометилированной стирол-дивинилбензольной смолы, обработанной тиомочевиной. Смола в этом случае имеет формулу:

у NH

R - C H 2 - S - C ;

' ^ N H — С Н — С Н 3 '

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 NH4 CNS, который на единицу массы содержит больше групп CNS и стоимость его меньше.

238

Из тиоцианатных растворов золото извлекали следующими ме­

тодами:

 

 

 

а)

осаждением двуокисью серы;

 

 

б)

извлечением золота в амальгаму, в этом случае скорость про­

цесса

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, осталь­ ные элементы оставались в растворе. Из обеззолоченного элюата пытались регенерировать тиоцианат, осаждая его в форме одновалент­ ной меди. Лабораторные опыты были обещающими, но в промышлен­ ном 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.

Обеззо-

лоченный электролит

и смолу

подавали

в

оборот.

 

 

В дальнейшем был предложен метод

«динамического элюирова-

ния», который совмещает процессы снятия золота со смолы и выде­

ления его электролизом. Смолу Деацидит H с

24% СОГ помещали

в электролизер с 5-н. раствором NH4 CNS. В

качестве электродов

служили: анод из углерода и катод из свинца. Раствор перемешивали и через электролизер пропускали ток. До электроэлюирования смола содержала, мгіл в. о. с : 8959 Au, 16 Zn, 51 Ni, 36 Си, 16 Fe. После электролиза в течение 24 ч осталось, мг/л в. о. с : 4 Au, 2 Zn, 1 Ni, 1 Си, 1 Fe. В элюате после электролиза содержалось, г/л: 1 Au, 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 ионообмен­ ной технологии в условиях Витватерсрэнда. Расчет проводили с учетом использования цианистого раствора фабрики Вест Дрифонтейн при годовой производительности 900 000 m руды. Применяли анионит Деацидит H с 24% СОГ, сорбцию проводили в стандартной колонке. Элюирование вели последовательно: меди-І-н. раствором NaCN; никеля — серной кислотой; золото снимали в процессе элек­ троэлюирования роданистым аммонием; часть роданита снимали

239

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ