1.2 Извлечение благородных металлов ионообменными смолами и экстрагентами

Применение ионного обмена для извлечения золота из растворов связано с успехами в области синтеза специфических ионитов. На ряде обогатительных фабрик СНГ осуществлена сорбционная технология извлечения золота и серебра из цианистых пульп различного состава с помощью макропористого анионита АМ-2б, содержащего сильноосновные и слабоосновные функциональные группы в различных соотношениях и проявляющие свойства сильного и слабого оснований с изменяющейся ионообменной активностью в зависимости от величины рН раствора. Установлено, что сложный состав жидкой фазы пульп ухудшает процесс: емкость анионита по золоту может снизиться в три раза. Работы по повышению извлечения золота из сложных цианистых пульп, ведутся в основном в двух направлениях: синтез новых селективных сорбентов и разработка эффективных схем их регенерации.

Для извлечения благородных металлов из солянокислых растворов эффективно применение смолы хелатного типа, имеющей емкость по золоту до 660 г/кг в присутствии меди, железа, никеля, кобальта, алюминия, кальция и других металлов. Дисульфидная смола нейтрального типа селективно извлекает золото из хлоридных растворов сложного состава. Перспективны исследования по разработке волокнистых сорбентов, которые значительно дешевле гранулированных ионитов, обладают хорошими кинетическими и емкостными характеристиками. Разработана сорбция золота из тиомочевинных растворов электронообменными волокнами на основе поливинилового спирта. Затраты электронообменного волокна – 0.22 г на 1 г золота. Золото извлекается из раствора полностью, после сжигания волокна получается зола, содержащая до 48% золота. Российскими разработчиками получены и другие технологические решения по этой проблеме.

Успешное использование ионитов в обороте возможно при условии полного восстановления их первоначальной пористости и свойств после десорбции.

Так же сорбционное цианирование осуществляется с применением активированных углей. Крупнозернистые активированные угли более прочные в отношении разрушения их при перемешивании рудных пульп. Крупнозернистый насыщенный уголь отделяют от пульпы грохочением, что позволяет сравнительно просто осуществлять противоточное движение пульпы и сорбента и повысить емкость угля по благородным металлам. Дальнейшая переработка насыщенного угля производится десорбцией золота и серебра с помощью различных растворителей, чем достигается регенерация угля и возможность повторного использования его в сорбционном процессе.

Ионообменные смолы имеют несколько характеристик, которые отличают их от углей и делают их потенциально более универсальными для извлечения золота.

1. Смолы превосходят все типы гранулированных активных углей по скорости и величине равновесной сорбции ауроцианида. Это определяет меньшее количество сорбента в процессе и меньшие размеры оборудования.

2. Смолы элюируют при температуре, не превышающей 60 ^oС, и обычном давлении.

3. Активные угли требуют регулярной термоактивации для удаления адсорбированных органических веществ – эта операция для смол не нужна. Стоимость оборудования, необходимого для реактивации угля, может составлять значительную часть общих капитальных затрат на CIP-заводе, особенно в случае маломасштабного производства. Стоимость операций элюирования и регенерации смол не зависит от масштаба производства (важнейшими являются прямые затраты, такие как расход химических реагентов), поэтому процесс можно эффективно использовать и при малых масштабах.

4. Другим потенциальным выигрышем в капитальных затратах является то, что ионообменные смолы эффективно работают при высоких концентрациях сорбента в пульпе (20–30 % об.) при отсутствии потерь на межступенчатых ситах и без увеличения разрушения смолы. CIP-завод, с другой стороны, обычно работает при содержании угля не более 3–6 % об. Таким образом, адсорбер в RIP(resininpulp.)-процессе может быть по крайней мере в 5 раз меньше без потери эффективности извлечения, что положительно сказывается на стоимости золота.

5. Смолы не подвержены отравлению органическими веществами, такими как флотационные реагенты, машинные масла и смазки или растворители, каждое из которых может существенно снизить емкость углей по золоту. Аналогично, такие примеси, как гематит и минералы глинистого типа, являются депрессорами сорбции золота на углях, но оказывают малое воздействие на смолы. Более высокая емкость по золоту достигается на смолах по сравнению с углями в условиях, когда эти примеси присутствуют в пульпе и это также уменьшает размеры цеха элюирования.

6. Смолы могут быть использованы для коллективной сорбции цианистых комплексов других металлов – кобальта, меди, никеля, цинка и железа. Таким образом, технология RIP может быть адаптирована к получению безвредных хвостов, особенно если существует возможность возврата избытка цианида в цикл цианирования.

7. Важным обстоятельством является то, что возможен стандартизованный синтез разнообразных ионообменных смол с заранее заданными свойствами, в том числе с высокой емкостью и селективностью по золоту. В случае углей такое единоообразие свойств и их контроль на стадии синтеза отсутствуют.

Достоинства ионообменных смол были подтверждены на ГоулденДзубили Майн в ЮАР. Перевод завода от системы CIP к системе RIP изменил финансовую ситуацию, близкую к банкротству в 1987 г., на сверхприбыльную в настоящее время [3 стр.127]. В результате реконструкции производительность дробильно-измельчительного цикла на фабрике удвоилась, а общее извлечение золота увеличилось с 65 до 85 %, что более чем на 20 % повысило выпуск золота в виде товарного продукта.

Из отечественных бифункциональных анионитов наибольшее применение получил АМ-2б макропористой структуры. Анионит АМ-2б имеет достаточно высокую механическую прочность, повышенные кинетические свойства и используется в промышленной практике цианирования.

2 ЦЕЛИ И ЗАДАЧИ ПРОЕКТА

Необходимо спроектировать цех по выщелачиванию и сорбционному извлечению золота на анионите АМ-2б (выщелачивание золота из руды будет проводиться цианистым раствором); рассчитать материальные балансы технологических процессов, основное технологическое оборудование.

Осуществить компоновку основного технологического оборудования.

3 ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

Для извлечения золота из руды был выбран метод кучного выщелачивания с использованием цианистых растворов, с последующим отстаиванием и сорбцией с помощью смолы АМ-2б. Технологическая схема сорбционного извлечения золота со всеми стадиями представлена на рисунке

Руда

р-р NaCN Кучное выщелачивание

раствор остаток после выщелачивания

промывка Н₂О

р-р остаток

отстаивание в отвал

осадок раствор

сорбция Au

анионит р-р на обезвреживание

Рисунок 1- Технологическая схема сорбционного извлечения золота

При кучном выщелачивании, формируем из руды кучу и сверху промываем раствором NaCN (с избытком 100 % по отношению к объему кучи) концентрацией 8 г/л. Внизу кучи проходят перфорированные трубы, по которым стекает цианистый раствор с содержанием необходимого нам компонента. Для реакции необходим раствор с рН =10-11, для этого необходимо добавить NaOH в цианидный раствор. При этом процессе в цианистый раствор перейдет не только золото, но серебро и другие различные примеси содержащиеся в руде.

После выщелачивания часть раствора NaCN останется в межзерновом пространстве кучи. Чтобы снизить потери золота, необходимо сделать промывку кучи водой и тем самым смыть оставшийся в ней раствор и присоединить к основному.

Так как при пропускании NaCN через кучу, в раствор попали мелкие частицы руды, которые мешают сорбции, направляем этот раствор в отстойники для отделения от основного количества осадка, после чего можно начинать делать сорбцию Au и Ag смолой АМ-2б.

4 ИНЖЕНЕРНЫЕ РАСЧЁТЫ

4.1 Материальный баланс стадии кучное выщелачивание (цианидное выщелачивание)

Расчет проводим на 1000 кг исходного рудного концентрата.

Состав концентрата: Au-10 г/т, Ag-6 г/т, Cu₂O-2 %, FeO-3 %, SiO₂ – 60 %, Al₂O₃-35 %.

Степень извлечения: Au-80 %, Ag-70 %, Cu₂O-5 %, FeO-1 %

Выщелачивание проводят раствором NaCN 8 г/л, с избытком 100 % по отношению к стехиометрически необходимому количеству.

.

Т. к. концентрация цианида мала, принимаем, что плотность раствора равна плотности воды.

10 г 0,8 = 8 г золота переходит в раствор по реакции:

кг 0,008 х1 х2 х3 х4

2Au + 4NaCN + 1/2O₂ + Н₂O = 2NaAu(CN)₂ + 2NaОН

кг/кмоль 394 196 18 544 80

Откуда:

х1=(0,008 кг*196 кг/кмоль)/394 кг/кмоль=0,00398 кг

х2=(0,008 кг*18 кг/кмоль)/394 кг/кмоль=0,00036 кг

х3=(0,008 кг*544 кг/кмоль)/394 кг/кмоль=0,011 кг

х4=(0,008 кг*80 кг/кмоль)/394 кг/кмоль=0,00162 кг

Реакции примесей с NaCN:

6 г 0,7 = 4,2 г серебра перейдет в раствор

кг 0,0042 х1 х2 х3 х4

2Ag + 4NaCN + 1/2O₂ + Н₂O = 2NaAg(CN)₂ + 2NaОН

кг/кмоль 216 196 18 366 80

Откуда:

х1=(0,0042 кг*196 кг/кмоль)/216 кг/кмоль=0,0038 кг

х2=(0,0042 кг*18 кг/кмоль)/216 кг/кмоль=0,0003 кг

х3=(0,0042 кг*366 кг/кмоль)/216 кг/кмоль=0,0071 кг

х1=(0,0042 кг*80 кг/кмоль)/216 кг/кмоль=0,0015 кг

1000 0,02 = 20 кг

20 0,05 = 1 кг оксида меди переходит в раствор:

кг 1 х1 х2 х3 х4

Cu2O + 6NaCN + Н₂O = 2Na₂Cu(CN)₃ + 2NaОН

кг/кмоль 143 294 18 375 80

Откуда:

1000 0,01 = 10 кг

10 0,03 = 0,3 кг оксида железа переходит в раствор:

кг 0,3 х1 х2 х3 х4

FeO + 6NaCN + Н₂O = Na₄Fe(CN)₄ + 2NaОН

кг/кмоль 71,8 294 18 303,8 80

Откуда:

SiO₂, Al₂O₃ не реагируют с NaCN, поэтому в раствор переходят в виде взвесей вымываемых из кучи.

Оцениваем общий расход NaCN по стехиометрии:

m(NaCN)=1,22 кг+2,056 кг+0,0038 кг+0,00398 кг=3,28 кг

С учетом избытка (100 %):

m(NaCN)=3,28 кг∙2=6,56 кг

С учетом концентрации NaCN (8 кг/м³):

1000 м³ (кг) – 8 кг

х м³ (кг) – 6,56 кг

Откуда: х= 820 м³ (кг)

m(Н₂О)=820 кг+0,00162 кг+0,0015 кг+ 0,00056 кг+0,000334 кг=820,2 кг

рН=10-11: [Н⁺][ОН^-]=10^-14

[Н^-10][ОН^-]=10^-14

ОН^-=10^-4

рОН=4

масса на 1000 кг NaOH=10^-4∙М(NaOH)= 10^-4∙40=0,004 кг/л, т. к. у нас

826, 76 кг раствора цианида, то m(NaOH)=1000∙0,004/826,56=0,0048 кг

Данные расчета материального баланса стадии кучное выщелачивание сводим в таблицу 1.

Таблица 1-Материальный баланс кучного выщелачивания

Поток	Приход, кг		Поток	Расход, кг
	Т	Ж		Т	Ж
1Руда 1.1 Au 1.2 Ag 1.3 Cu2O 1.4 FeO 1.5 Si2O 1.6 Al2O3 2Выщелачиваемый реагент 2.1 NaCN 2.2 H2O 2.3 NaOH	1000 0,01 0,006 20 30 600 349,98 - - -	826,76 - - - - - - 6,56 820,2 0,00328	3 Раствор NaCN 3.1 NaAu(CN)2 3.2 NaAg(CN)2 3.3 Na2Сu(CN)3 3.4 Na4Fe(CN)6 3.5 NaCN 3.6 H2O 3.7 NaOH 3.8 взвесь тв. в раств. 4 Твердый остаток после выщелачиваия 4.1 Si2O 4.2 Al2O3 4.3 Cu2O 4.4 FeO 4.5 Au 4.6 Ag Здесь же 30% раствора от объема кучи остается в межзерновом пространстве	998,673 - - - - - - - 16,549 590,06 344,18 18,68 29,2 0,002 0,0018	826,76 0,011 0,007 2,62 1,27 2,652 820 0,897
Итого:	1000	826,76	Итого:	998,673	827,457
Всего:	1826,76		Всего:	1826,13

4.2 Расчет материального баланса промывки

30 % раствора NaCN от объема кучи после выщелачивания остается в ней. Поэтому необходимо сделать промывку. Решили, что будем промывать тем же количеством воды, сколько объем кучи. Плотность руды принимаем равной сумме SiO₂ и Al₂O₃:

V_кучи=m/р=1000 кг/2976 кг/м3=0,336 м³

V(Н₂О)=0,336 м³

Отсюда можно рассчитать какое количество различных компонентов останется в руде вместе с раствором.

Масса всего цианистого раствора 826,76 кг

m(NaCN)=m(Н₂О)∙0,3=336 кг∙0,3=100 кг(100 кг/826,76 кг=0,12 , то есть 12 %)осталось в руде после выщелачивания.

m(NaAu(CN)₂)=0,011 кг∙0,12 =0,00132 кг

m(NaAg(CN)₂)=0,007 кг∙0,12 =0,00084 кг

m(Na₂Сu(CN)₃)=2,62 кг∙0,12 =0,314 кг

m(Na₄Fe(CN)₆)=1,27 кг∙0,12 =0,1524 кг

m(NaCN)=2,652 кг∙0,12 =0,318 кг

m(H₂O)=820 кг∙0,12 =98,4 кг

m(NaOH)=0,897 кг∙0,12 = 0,107 кг

m(взвесь тв. в раств.)=16,549 кг∙0,12 =1,986 кг

Данные расчета материального баланса стадии промывки сводим в таблицу 2.

Таблица 2.-Материальный баланс промывки

Поток	Приход, кг		Поток	Расход, кг
	Т	Ж		Т	Ж
1 Раствор NaCN 1.1 NaAu(CN)2 1.2 NaAg(CN)2 1.3 Na2Сu(CN)3 1.4 Na4Fe(CN)6 1.5 NaCN 1.6 H2O 1.7 NaOH 1.8 взвесь тв. в раств. 2 Промывной р-р 2.1 Н2О 3Твердый остаток	1,986 998	0,00132 0,00084 0,314 0,1524 0,318 98,4 0,107 336	4 Раствор в межзерновом пространстве 4.1 Н2О 5 Раствор на выходе 5.1 NaAu(CN)2 5.2 NaAg(CN)2 5.3 Na2Сu(CN)3 5.4 Na4Fe(CN)6 5.5 NaCN 5.6 H2O 5.7 NaOH 5.8 взвесь тв. в раств. 6Твердый остаток	1,986 998	100 0,00132 0,00084 0,314 0,1524 0,318 334,4 0,107
Итого:	1000	435,3	Итого:	1000	435,3
Всего:	1435,3		Всего:	1435,3