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

Химическая технология золота и серебра. Учебное пособие

.pdf
Скачиваний:
0
Добавлен:
07.09.2026
Размер:
1 Мб
Скачать
☆
Таким образом, протекание многочисленных реакций при цианиро­вании быстроокисляющихся сульфидных минералов железа встречает значительные трудности, главные из которых:
1) уменьшение скорости и полноты извлечения золота вследствие сильного снижения концентрации кислорода в цианистых растворах (иногда до 2…3 вместо 7…8 мг/л) и накопления в них сульфидов ще­лочных и щелочноземельных металлов,
2) повышенный расход
цианида, связанный в основном с бесполез-
ным переводом его в роданистые и железистосинеродистые соли железа.
Для устранения этих трудностей в практике цианирования руд, со­держащих быстроокисляющиеся сульфиды железа, применяют следу­ющие приёмы:
1.
Аэрация руды в щелочном растворе перед цианированием:
4FeS + 9O
+ 8OH− + 2H2O = 4Fe(OH)3↓ + 4SO
2
2−
4
Fe(OH)
не взаимодействует с цианидом и является защитной плён-
3
кой на поверхности сульфидного минерала, что предотвращает взаимо­действие сульфида с цианидом.
2.
Интенсивная аэрация при цианировании – увеличение концен-
трации кислорода в растворе, что приводит к увеличению скорости рас­творения золота.
Применение этих методов хотя и не устраняет полностью всех за­труднений, но позволяет проводить процесс с приемлемыми технологи­ческими показателями.
Минералы меди
Минералы меди очень часто присутствуют в золотосодержащих рудах в различных количествах. Абсолютное большинство из девяти промышленных минералов меди довольно полно и быстро растворяют­ся в цианистых растворах с образованием комплексных анионов с об­щей формулой [Cu(CN)
]n−, где n = 1, 2 и 3.
n + 1
Константы нестойкости комплексов соответственно равны:

 ;
Cu(CN)
[Cu ][CN ]
2
[Cu(CN) ]
2

2
110
24

2
2 3
2
3
110
2,5 10
24
29

 ;
Cu(CN)
 ;
Cu(CN)
[Cu ][CN ]
2
[Cu(CN) ]
[Cu ][CN ]
2
3
[Cu(CN) ]

41


Cu(CN )
[Cu ][CN ]
3
4
[Cu(CN) ]
4
510 .
3
4
31
Между различными ионными формами устанавливаются равновесия:
для
для
для
Cu CN Cu 2C)N(



K
2

K

2
  
Cu(C1N)
2

32
[Cu(CN) ][CN ]
[Cu(CN) ]
3

43
[Cu(CN) ][CN ]
[Cu(CN) ]
(CN()uCN )Cu C CN

2
2
3
(C( ) )uCN CuCN CN

2

3
3
4
24
110 ;K
2
2
[Cu(CN) ]
[Cu(CN) ]
2

3
2
Cu(CN )
Cu(C )3N
2,5 10 ;
3
4
2
3
210 .
2
5
Из последнего выражения видно, что комплексные анионы [Cu(CN) ях [Cu(CN)
]2− и [Cu(CN)4]3− присутствуют в растворе в равных концентраци-
3
]2− : [Cu(CN)4]3− = 1 при [CN−] = 2 · 10−2 г-ион/л (0,1 % NaCN).
3
Аналогично видно, что равенство концентраций ионов [Cu(CN)
−
]
2
и [Cu(CN)3]2− наблюдается при концентрации свободного цианида, рав-
−5
ной 2,5 · 10
Равенство концентраций ионов [Cu(CN) концентрации CN
г-ион/л (1,2 · 10−4 % NaCN).
−
1 · 10
−12
г-ион/л (5 · 10
]− и Cu+ достигается при
2
−12
% NaCN).
Следовательно, в диапазоне концентраций свободного цианида
−5
2,5 · 10 растворах является комплексный анион [Cu(CN) × 10 ре в виде комплекса [Cu(CN)
– 2 · 10−2 г-ион/л преобладающей формой меди в цианистых
]2−. При [CN−] > 2 ×
−2
г-ион/л (0,1 % NaCN) большая часть меди присутствует в раство-
]3−. Анион [Cu(CN)2]− в ощутимых количе-
4
3
ствах может присутствовать лишь в очень разбавленных по цианиду
+
растворах. Простые катионы Cu
в цианистых растворах практически
отсутствуют.
Примерные механизмы растворения минералов меди.
Минерал азурит
2+
ние Cu
до Cu+ за счет ионов CN−:
CuCO
Cu(OH)
– 2CuCO
+ 2CN− = CuCN + CO
3
+ 2CN− = CuCN + 2OH− + ½(CN)2
2
CuCN + 2CN
· Cu(OH)2. Особенность – восстановле-
3
2−
+ ½(CN)2 – дициан
3
−
= [Cu(CN)3]2−
42
(CN)2 + 2OH− = Cu2S + CNO− + H2O (ион цианата)
Халькозин – Cu
S + 6CN− + H2O + ½O2 = 2CuS + 2[Cu(CN)3]2− + 2OH−
2Cu
2
2CuS + 2OH
S:
2
−
+ H2O + ½O2 = 2[Cu(CN)3]2− + 2OH− + 2S
S + CN
−
= CNS−
Таким образом, присутствие даже небольших количеств меди (де­сятые доли %) в золотой руде может вызвать такой большой расход ци­анида, что передел окажется нерентабельным. Поэтому такие руды под­вергают специальным методам переработки. (Для сульфидных руд – флотация, золотомедный концентрат на медеплавильный завод; для труднофлотируемых минералов – обработка руд серной кислотой с вы­делением раствора меди, а затем цианирование.)
4.3.5. Технология процессов цианирования
Перкаляционное выщелачивание
Цианирование просачиванием – естественная фильтрация циани­стых растворов через слой руды, помещённой в чан с ложным днищем. Чаны: диаметр – 12…14 м, высота – 2…4 м. Днище – решето из дере­вянных брусьев, покрытое фильтровальной тканью. Вместимость чанов по пескам – 800…900 т.
Применяют для классифицированных песков крупностью 0,2…1 мм. Вносят CaO. Чаще выщелачивание проводят в три стадии:
выщелачивание крепкими растворами (0,1…0,2 % NaCN) в ко-
личестве 25…50 % от массы сухих песков. Уровень раствора на 50…75 мм выше уровня песков. Время выдержки – 6…24 часа. Затем через нижний сливной кран дренируют крепкий раствор и оставляют пески на 6…12 ча­сов для аэрации («проветривание»);
заливка средней крепости растворов (0,05…0,08 % NaCN) в ко-
личестве 25…40 % от массы сухих песков и повторяют все операции, что и с крепкими растворами. И после этого промывают пески (при от­крытом сливном кране) слабым раствором (0,03…0,05 % NaCN);
промывка песков водой. Всего получают растворов и промы-
вочной воды 1…2 т на 1 т сухих песков.
Расход реагентов примерно 0,25…0,75 кг NaCN и 1…2 кг CaO на 1 т сухого песка.
Преимущества – несложный и дешёвый способ.
Недостаток – извлечение золота 70…80 %, громоздкость оборудо­вания. В настоящее время применяется для бедных руд.
43
Близко по своим физико-химическим основам к перкаляционному выщелачиванию – кучное выщелачивание. Кучное выщелачивание нашло промышленное применение для извлечения золота из бедных и неболь­ших по своим запасам золотоносных руд.
Различают «быстрое» и «длительное» выщелачивание.
В «быстром» выщелачивании руда дробится до 25 мм и менее, укла­дывается в кучи высотой 1,0…2,5 м, вместимость кучи
1…10 тыс. т.
Концентрация NaCN в растворе 0,05…0,1 % NaCN, pH = 9,5…11. Ско-
3/м2
рость подачи раствора – ~24 дм
час. Продолжительность 7…30 суток.
В «длительном» выщелачивании руда не дроблённая. Высота кучи – 6…9 м. Вместимость кучи от 10 тыс. т до 2 млн т. Растворы те же. Про­должительность цианирования – несколько месяцев.
3
Цианистые растворы содержат примерно 1 г золота на 1 м
.
Степень извлечения составляет 50…70 %.
Одна из главных проблем при кучном выщелачивании – наличие в руде частиц ила, глины, которые затрудняют просачивание раствора че­рез слой руды (могут образовываться каналы, застойные зоны).
Агитационное выщелачивание
Аппараты, используемые для цианирования руд при перемешива­нии, подразделяются на следующие типы: с механическим перемешива­нием, с пневматическим перемешиванием, с пневмомеханическим пе­ремешиванием.
К первому типу относятся простейшие аппараты – чаны с мешал­ками.
Ко второму типу относятся пачуки (каскады из 3…8 пачуков).
К аппаратам третьего типа относятся чаны с центральным аэро­лифтом
и гребковой мешалкой.
Процесс выщелачивания в растворах 0,01…0,1 % (чаще 0,02…0,05 %)
NaCN, 0,01…0,03 % CaO (pH = 10…11). Для кварцевых руд Т : Ж = = 1 : (1,0…1,5), для глинистых руд Т : Ж = 1 : (2…2,5).
Цианистые растворы не агрессивные, поэтому для изготовления оборудования применяют доступные материалы – обычная сталь, чугун и т. п.
В результате цианирования получают пульпу, состоящую из золо­тосодержащего раствора и твёрдого – хвостов цианирования.
Содержа-
ние золота в растворах, в зависимости от содержания его в руде и дру-
3
гих факторов, колеблется в пределах от нескольких граммов на м
3
твора до нескольких сот гр/м
.
рас-
Из полученной пульпы золото (и серебро) извлекают либо сорбци­онным методом, либо после осветления методом цементации.
44
4.4. Сорбционный метод извлечения золота и серебра из цианистых растворов
Метод позволяет извлекать благородные металлы не только из осветлённых растворов, но и из пульп, даже в процессе цианирования, т. е. возможно совмещение двух процессов выщелачивания и сорбции в одном – сорбционном выщелачивании. Сорбцию золота и серебра мож­но проводить на анионообменных смолах либо на активированном угле. Ионообменная смола представляет собой твёрдые нерастворимые
трех­мерные полимеры, в состав которых входят ионогенные группы, спо­собные диссоциировать в растворе. Противоионы смолы являются теми ионами, на которые обмениваются ионы из раствора. По знаку заряда противоионов среди ионитов различают катиониты и аниониты. Сорб­ция на активированном угле довольно широко распространена на зару­бежных ЗИФ. Активированный уголь получают
путём прокаливания
скорлупы кокосовых орехов без доступа воздуха.
В США работают более 30 заводов, в Австралии – 10, в ЮАР – 20. В угольно-сорбционном процессе применяют активированные угли
2
размерами частиц 1…3 мм с удельной поверхностью до 1000 м
/г. С по-
мощью активированного угля можно проводить сорбцию из растворов, содержащих до 30 г/л золота. Содержание золота в сбросных растворах – не более 6 × 10
−6
г/л. Ёмкость угля по золоту – 6800…13 600 г/т. Сорб­цию проводят либо в колонках, с фиксированным слоем угля, либо аппа­ратах типа пачук. Элюирование золота с угля проводят раствором 0,1 % NaCN и 1 % NaOH при температуре 85…95 ºC в течение 24…60 часов. Для ускорения процесса элюирования к раствору добавляют 20 % спирта, что снижает время до 5…6 часов. Уголь после
десорбции золота реакти­вируют, т. е. греют во вращающейся печи при температуре 600…650 ºC в течение 15…30 мин. Далее – просев через сито 0,84 мм. Из элюата золото осаждают электролизом, а электролит возвращают на элюирование.
На отечественных заводах сорбцию на угле не применяют в силу сравнительно малой ёмкости угля, длительности операций. Поэтому все отечественные заводы
по добыче золота и серебра работают с примене-
нием искусственно синтезированных анионообменных смол.
Оба метода сорбционного цианирования имеют свои достоинства и недостатки. Так, применение в качестве сорбента катионита даёт высо­кую степень очистки золота от сопутствующих примесей, но регенера­ция ионита достаточно сложна. Регенерация угля значительно проще, но его удельный расход
в процессе сорбции на порядок выше из-за сла­бой механической прочности. Какой метод выбрать, будет зависеть от складывающейся конъюнктуры на местном рынке товаров во время подготовки проекта.
45
Сорбция из пульп позволяет устранить из технологии громоздкие и дорогостоящие операции полного осветления растворов. Другое досто­инство сорбционного выщелачивания – более полное извлечение золота с относительно высокими скоростями (за счет сорбции происходит снижение концентрации золота в растворе).
Механизм сорбции
В цианистых растворах золото находится в виде анионных ком­плексов. Поэтому применяют анионообменные смолы (АМ, АН, АП, АМП, ВП и др.).
Уравнение, отображающее механизм сорбции:
ROH + [Au(CN)
]− ↔ RAu(CN)2 + OH−
2
Реакция обратимая: с повышением концентрации золота (серебра) равновесие смещается вправо.
Кроме золота (и серебра) на анионите сорбируются ионы CN комплексные ионы, присутствующие в цианистых растворах:
−
ROH + CN
2ROH + [Zn(CN)
2ROH + [Cu(CN)
4ROH + [Fe(CN)
ROH + CNS
↔ RCN + OH−
]2− ↔ R2[Zn(CN)4] + 2OH−
4
]2− ↔ R2[Cu(CN)3] + 2OH−
3
]4− ↔ R4[Fe(CN)6] + 4OH−
6
−
↔ RCNS + OH−
За счёт побочных реакций ёмкость смолы по отношению к золоту снижается.
Степень сродства цианистых анионов к анионитам следующая
(из многочисленных наблюдений):
[Au(CN)
> [Ag(CN)
]− > [Zn(CN)4]2− > [Ni(CN)4]2− >
2
]− > [Cu(CN)3]2− > [Fe(CN)6]4−
2
−
и
В соответствии с современными воззрениями основным фактором, определяющим место иона в этом ряду, является величина энергии гид­ратации иона, которая определяется прежде всего их зарядом и радиусом. При уменьшении заряда и увеличении радиуса она уменьшается. Этим объясняется повышенная селективность анионов к крупным однозаряд­ным комплексам золота по сравнению с двухзарядными
комплексами цинка и никеля и особенно с четырёхзарядными ионами железа. Ком­плексные анионы серебра и меди занимают в этом ряду место, не соот­ветствующее их заряду. Это объясняется, по-видимому, тем, что в фазе ионита серебро и медь образуют комплексы с более высоким, чем в рас­творе, координационным числом, например [Ag(CN)
46
]2− и [Cu(CN)4]3−.
3
Образованию таких комплексов способствует то, что в фазе смолы кон-
−
центрация сорбированных ионов CN
значительно выше, чем в растворе.
Анионы хлора, сульфата, тиосульфата и т. д., всегда присутствую­щие в рабочих цианистых растворах, имеют значительно меньшее срод­ство к анионитам и не сильно снижают их ёмкость по золоту.
Наибольшую ёмкость и селективность по отношению к золоту обна­руживает бифункциональный анионит АМ-2Б (по сравнению
с бифунк-
циональными АП-3×8п и АП-2×12п и сильноосновными АМ-П и АМ).
Рис. 8. Изотермы сорбции золота анионитами: 1 – АМ-2Б; 2 – АП-3·8П;
3 – АП-2·12П; 4 – АМ-П. Исходный раствор, мг/л: Au – 0,6; Fe – 1,1;
Cu – 1,5; Ni – 1,2; Zr – 0,6; CN – 200; pH = 10,6
Сорбцию золота осуществляют, как правило, из пульп, концентра­ция золота в растворе которых находится в пределах 2…10 мг/л. В от­вальной пульпе должно быть не более 0,02…0,03 мг/л.
Сорбционное выщелачивание осуществляют в каскаде из несколь­ких последовательно соединённых пачуков с противотоком смолы и пульпы (для смолы АМ-2Б требуется 10…12 пачуков).
переработке руд с рядовым содержанием золота (3…5 г/т) ёмкость
При насыщенного ионита по золоту обычно находится в пределах 5…20 мг/г. Следовательно, степень концентрирования в данном методе – 2000…4000.
Золото сорбционным методом можно извлекать из пульп, содер­жащих до 50…60 % твердого. Концентрация цианида при сорбционном выщелачивании 0,01…0,02 %, т. е. ниже, чем при обычном цианирова­нии. В смолы по золоту, т. к. сорбируется CN
более концентрированных по CN− растворах снижается ёмкость
−
.
Поведение серебра в сорбционном процессе существенно отлича­ется от поведения золота. Это обусловлено значительно меньшим срод­ством иона [Ag(CN)
]− к анионитам по сравнению с ионами [Au(CN)2]−.
2
Это видно из кинетических кривых для смолы АМ-2Б (рис. 9). Поэтому проведение сорбции в режиме максимального насыщения смолы по зо­лоту ведет к значительным потерям серебра.
47
Рис. 9. Кинетика насыщения анионита АМ – 2Б металлами
В настоящее время сорбцию ведут в две стадии. На первой стадии сорбируют золото, на второй – серебро.
Продолжительность процесса сорбции регулируется потоком пуль­пы. Объём сорбционных аппаратов, поток пульпы и время проведения процесса связаны соотношением
tVnQ,
/
где t – время проведения процесса сорбции, ч;
3
Q – поток пульпы, м
V – объём сорбционного аппарата, м
/ч;
3
;
n – количество аппаратов сорбции.
Поскольку время проведения процесса определяется эксперимен­тально и задается заблаговременно, следует, что поток пульпы не может быть больше определённого значения. Практикой установлено, что для переработки рудных пульп оптимальная единовременная загрузка смолы в процесс составляет 1…2 % от объёма аппаратов сорбции. Казалось бы, что оператору сорбции, в погоне за
извлечением, следует увеличить еди­новременную загрузку смолы в аппаратах. Но при этом одновременно увеличится расход смолы из-за её разрушения при контакте с рудными частицами пульпы, и вместе с сечкой смолы в хвосты сорбции уйдет зо­лото. Текущая загрузка смолы в процесс зависит от равновесной ёмкости смолы по золоту в первом
сорбционном пачуке, где ёмкость достигает
максимума и рассчитывается оператором по балансу золота.
Наиболее ответственным моментом в сорбционной технологии яв­ляется десорбция. В данном случае насыщенный ионит, помимо золота, содержит значительное количество примесей – железа, меди, цинка, ни-
−
келя, ионов CN
и т. д. Десорбцию золота и примесей проводят различ­ными растворителями (десорбентами). Наиболее эффективным десор­бентом золота являются серно- или солянокислые растворы тиомочевины
CS(NH
(ThiO). Тиомочевина с ионами золота образует прочный ком-
2)2
48
плекс катионного типа [Au(ThiO)2]+, который не сорбируется на анионо­обменной смоле:
2RAu(CN)
+ [Au(ThiO)
+ 4ThiO + 4H+ + 2SO
2
+
+ 4HCN↑ + SO
2]2
2−
= R2SO4 +
4
2−
4
Кислый характер десорбирующего раствора способствует удалению цианида в виде летучей синильной кислоты, что смещает равновесие ре­акции вправо. Состав десорбирующего раствора: ThiO – 80…90 г/л,
H
– 20…30 г/л. Десорбцию золота сернокислым раствором тиомоче-
2SO4
вины проводят в две стадии. На первой стадии пропускают около одного объёма раствора тиомочевины на один объём смолы. При этом вытека­ющий раствор из колонны со смолой не содержит ни тиомочевины, ни золота. Этот раствор сбрасывают на стадию нейтрализации. Эту стадию можно назвать
сорбцией тиомочевины на смоле. На следующей стадии
идет непосредственно десорбция золота.
Последовательность десорбции:
Десорбцию железа со смолы проводят крепким (30…50 г/л)
раствором цианистого натрия: R
Fe(CN)6 + 4CN− = 4RCN + Fe(CN)
4
4−
6
С железом десорбируются медь, частично кобальт и цинк. В раствор также переходят небольшие количества золота и серебра. Этот раствор направляют на сорбционное цианирование, т. к. в нём содержится избы­ток цианида натрия, а также золото и серебро.
Десорбцию никеля и цинка проводят раствором H
трацией 20…30 г/л: R новременно десорбируются ионы CN
Zn(CN)4 + 2H2SO4 = R2SO4 + ZnSO4 + 4HCN. Од-
2
−
: 2RCN + H2SO4 = R2SO4 + 2HCN.
2SO4
концен-
При кислотной обработке только 80…90 % цинка десорбируется со смолы.
Оставшиеся количества цинка удаляются путём обработки смолы раствором NaOH (20…40 г/л). Одновременно с остатками цинка десор­бируются Al, H
SiO3, As, анионы, содержащие серу. В результате ще-
2
лочной обработки восстанавливается пористая структура смолы, что имеет существенное значение при повторном использовании ионита.
Десорбция золота.
Процессы десорбции золота и примесей следует проводить при температуре 40…60 ºС. Выше 60 ºС температуру поднимать не следует из-за ограниченной термической стойкости сорбента.
Выделяющиеся пары синильной кислоты улавливаются раствором щелочи в специальных поглотителях-абсорберах, образующийся рас­твор NaCN направляют на цианирование.
Общая продолжительность регенерации смолы, включая водные про­мывки, достигает 200…250 часов
, из них самая длительная – 75…90 часов – десорбция золота. В результате десорбции со смолы золота и серебра полу­чают товарный регенерат, в котором золота 0,5…2 г/л. Примеси – медь, же­лезо и некоторые другие.
.
49
Процессы сорбции и десорбции проводят в аппаратах с воздушным перемешиванием и транспортировкой смолы – пачуках. Растворы кис­лой тиомочевины требуют особого внимания к конструктивным мате­риалам. Все трубопроводы либо аппараты, перекачные устройства должны быть выполнены либо из титана, либо из полипропилена, либо загуммированы с последующей футеровкой кислотостойким кирпичом. Недопустима нержавеющая сталь любых
сортов, т. к. железо будет за­мещать золото из раствора тиомочевинного комплекса, а собственно свободное золото будет осаждаться на стенках труб и аппаратов.
4.5. Осаждение золота и серебра из растворов
Известно несколько способов осаждения золота и серебра из растворов:
осаждение щёлочью, цементация, электролиз с нерастворимыми анодами.
При осаждении щёлочью золото и серебро выпадают в осадок в ви­де малорастворимых гидроксидов, одновременно осаждаются медь, же­лезо и некоторые другие примеси, присутствующие в растворе. Пульпу фильтруют, раствор после донасыщения его тиомочевиной и перевода
в кислую форму возвращают на регенерацию, а осадок прокаливают, по­лучая продукт, содержащий 35…50 % суммы золота и серебра.
Рассматриваемый способ достаточно прост и обеспечивает необхо­димую полноту осаждения благородных металлов. Его основной недо­статок – низкое содержание благородных металлов в полученном осадке. Такой осадок перед отправкой на аффинаж подвергается специальной обработке для
повышения содержания в нём благородных металлов.
4.5.1. Осаждение способом цементации
Цементацией в металлургии цветных металлов называют процесс восстановления одного металла другим в водных растворах. Это окис­лительно-восстановительный процесс, в отличие от электролиза, проте­кающий без наложения электрического напряжения.
Данным методом золото и серебро осаждают как из цианистых рас­творов, так и тиомочевинных растворов.
Теоретические основы процесса цементации благородных металлов были
разработаны такими зарубежными и отечественными учеными, как И.Н. Плаксин, О.К. Будникова, Н.А. Суворовская, И.А. Каковский, Г.Н. Шиврин.
В основе метода лежит вытеснение благородных металлов менее благородными (цинк, свинец, алюминий) в соответствии с рядом окис­лительных потенциалов металлов в соответствующих растворах.
Ряд напряжений некоторых металлов в
−
Fe + 6CN
↔ [Fe(CN)6]4− + 2e, E0 = –1,5 В;
50
цианистых растворах:
Соседние файлы в предмете [НЕСОРТИРОВАННОЕ]